Ministry of Education of the Republic of Belarus Belarusian National Technical University Tula State University Donetsk National Technical University Socio-economic and Environmental Problems of the Mining Industry, Building and Energetics COLLECTED SCIENTIFIC PAPERS The 9th International Conference on the Mining Industry, Building and Power Engineering Problems Minsk – Tula – Donetsk 29–31 October 2013 In 2 volumes Volume 1 Under the editorship of Doctor of science, Professor A. Kopilov, Candidate of technical science, Associate professor I. Basalay Minsk BNTU 2013 Министерство образования Республики Беларусь Белорусский национальный технический университет Тульский государственный университет Донецкий национальный технический университет Социально-экономические и экологические проблемы горной промышленности, строительства и энергетики СБОРНИК НАУЧНЫХ ТРУДОВ 9-й Международной конференции по проблемам горной промышленности, строительства и энергетики Минск – Тула – Донецк 29–31 октября 2013 г. В 2 томах Том 1 Под общей редакцией д-ра техн. наук, проф. А.Б. Копылова и канд. техн. наук, доц. И.А. Басалай Минск БНТУ 2013 УДК 622:001.12/18:504.062(1/9);620.9+502.7+614.87 ББК 65.304.11я43 С69 Рецензенты : д-р техн. наук, проф. Ф.А. Романюк, д-р техн. наук Б.И. Петровский, д-р техн. наук В.Я. Щерба Reviewers : doctor of science, prof. F.A. Romanyuk, doctor of science B.I. Petrovsky, doctor of science V.Ya. Shcherba В сборнике представлены материалы научных исследований по эффективным технологиям в области геоэкологии, геотехнологиям, мониторингу природно- техногенной среды, технологиям переработки и хранения отходов производства, эко- номике природопользования, механике материалов и строительных конструкций; технологиям и экологическим проблемам строительных материалов; эксплуатации, обследованию и усилению строительных конструкций; архитектуре и архитектурно- му проектированию; технологии, организации, управлению и экономике строитель- ного производства; энергетике, энергосбережению, электрооборудованию и электро- снабжению; теплогазоснабжению. Предложены способы оценки, прогнозирования и контроля техно-генного загрязнения окружающей среды. Обсуждаются вопросы безопасности подземных горных работ, а также проблема управления риском потенциально опасной деятельности. Сборник предназначен для научных, инженерно-технических работнков и сту- дентов, изучающих проблемы создания системы научных знаний и их эффективного практического применения при решении социально-экономических и экологических задач в горной промышленности, строительстве и энергетике. The collected scientific papers contain the information about scientific research by ef- fective technologies at the environmental protection area, geotechnologies,monitoring natu- ral and mancaused environment, reprocessing and storage industrial wastes technologies, nature management economics, mechanics of materials and building construction; technol- ogical and environmental problems of building materials; exploitation, inspection and strengthening the building constructions; architecture and architectural designing; technol- ogy, organizing, management, and economics of building industrial; power engineering, energy-saving, electrical equipment and electric power supply; heat and gas supply. Me- thods of estimating, forecasting and man-caused controlling of environmental polluting were proposed. Underground mining safety and the problem of management by potential dangerous ac- tivity risk are discussed. The collected scientific papers are intended for scientists, engineers and students, who study problems of creating scientific knowledge system and their effective practical use for solving socio-economic and environmental problems in the mining industry, building and power engineering. ISBN 978-985-550-426-0 (Т. 1) © Белорусский национальный ISBN 978-985-550-428-4 технический университет, 2013 5 РАЗРАБОТКА МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ УДК 622.834.2 НАЛИЧИЕ НАРУШЕНИЙ В ВЫЕМОЧНОМ ПОЛЕ ЛАВЫ И ИХ ВЛИЯНИЕ НА ХАРАКТЕР ВЫВАЛООБРАЗОВАНИЯ ПОРОД КРОВЛИ Белогуб О.Ю. Донецкий национальный технический университет Представлены результаты исследований механизма вывалообразования пород кровли в очистных забоях ОП «Шахта «Стаханова» и установлено влияние нару- шений в очистном поле лавы на количественные показатели вывалов пород кровли в призабойное пространство. Изменение поля статических напряжений в массиве пород вокруг очистной выработки заключается в деформировании вмещающих пород. В первую очередь на контуре выработанного пространства и во вмещающем массиве пород происходят упругие смещения. Вслед за упругими смеще- ниями пород кровли развиваются неупругие деформации и происходят локальные разрушения пород кровли. Этому способствует развитие во вмещающем массиве зон концентрации как сжимающих, так и растягива- ющих напряжений. В процессы деформирования привлекаются большие объемы пород, а вследствие этого − проявляются неоднородности низких порядков, по поверхностям которых массив наиболее ослаблен. В резуль- тате этого в очистных забоях развиваются вывалы пород кровли. В условиях, когда в основной кровле пласта залегают мощные и до- статочно прочные породы, которые, зависая на большой площади, приг- ружают приконтурную часть пласта и вызывают интенсивное деформиро- вание непосредственной кровли над опорным контуром пласта с раскры- тием структурно-литологических трещин и образования таких новых си- стем, как трещины скола, отрыва, раздавливания. Неудовлетворительное состояние слабой вывалоопасной кровли в значительной степени усилива- ется наличием в горном массиве разных пликативных, дизъюнктивных нарушений, и особенно, соотношением мощностей и прочностных харак- теристик литологических отдельностей пород кровли, которые тяжело поддаются прогнозированию и предварительному выявлению. Имеющиеся в настоящее время сведения о неравномерном характе- ре естественного напряженного состояния массива довольно противоречи- вы и бессистемны. В метаморфизованных массивах эти неравномерности объясняются в основном действием тектонической составляющей природ- ного силового поля. Применительно к осадочным породам наличие ано- 6 мальных зон чаще всего игнорируется и не учитывается в процессе проек- тирования и ведения горных работ. При этом существует значительное количество исследований, свя- занных с оценкой влияния разрывной тектонической нарушенности горно- го массива на ведение очистных работ. В. И. Пилюгин подчеркивает [1], что пликативным изменениям залегания угленосной осадочной толщи в этом смысле уделяется значительно меньше внимания и не оценивается их влияние на геомеханические условия разработки. В условиях глубоких шахт Донбасса площадь вывалов составляет до 50-60 % поверхности кровли по площади выемочного поля при средней высоте 0,7-1,2 м. Продолжительность простоев, связанных с ликвидацией последствий вывалов, превышает 50-60 % суммарной продолжительности нетехнологических простоев лав [2], а средний коэффициент смертности при обрушении пород кровли составляет 0,6. В большинстве случаев вы- валы наблюдаются в лавах при наличии ложной кровли или слабых пород непосредственной кровли с σсж=15-40 МПа. В очистных забоях, где проис- ходят вывалы пород кровли, производительность труда горнорабочих снижается на 35-85 %, а зольность добываемой горной массы возрастает на 2-5 % сверх планового уровня. В результате снижения качества товар- ной продукции значительно уменьшается прибыль предприятия [3]. В современных условиях ведения работ на больших глубинах, в ре- зультате совместного действия значительного первоначального и повы- шенного дополнительного горного давления, боковые породы и угольный пласт переходят в предельное состояние на значительном расстоянии пе- ред лавой, и в призабойном пространстве они в основном находятся в разуплотненном состоянии. В работе приведены результаты исследований поведения пород кровли в очистных забоях ОП «Шахта «Стаханова». В исследуемых очистных забоях наблюдалось значительное расхождение горно- геологических условий. Так в очистном забое 1-й северной лавы пласта l1 группового уклона блока №2 работы вели по простиранию, непосред- ственная кровля была представлена глинистым сланцем, который незако- номерно выклинивался и непосредственной кровлей выступал песчаник основной кровли. В то время как в 420-й южной лаве пласта l3 блока №4 работы вели по восстанию, причем длина лавы была непостоянной в силу оставления охранного целика, а породы кровли преимущественно пред- ставлены толщей маломощных слоев сланца песчаного, угольного про- пластка и сланца глинистого. Нижняя часть толщи в виду слабого межд- услоевого сцепления пород кровли, а также четких контактов с угольным пластом l3 и углем без синонимики, при малой скорости подвигания лавы 7 не исключает возможность обрушений сланца глинистого, залегающего в кровле, на всю мощность, проявляясь при этом как «ложная» кровля. Проведенные натурные наблюдения в 1-й северной лаве пласта l1 позволили получить планшет с нанесенными зонами вывалов (рис. 1). Интерес составляет характер проявления вывалов пород кровли в зонах синклинального и антиклинального складкообразования пласта. Наиболее характерно проявляются вывалы в зонах формирования повышенного напряженно-деформированного состояния пород кровли на участке выемочного поля, предшествующем первичной посадке основной кровли; на участках зональных изменений литологии пород, представля- ющее собой изменение мощности непосредственной кровли (глинистого сланца, смятого со следами скольжения, прочностью σсж = 30 МПа от весьма неустойчивого Б1 до неустойчивого Б2) и приводящее к приближе- нию основной кровли (водоносного трещиноватого песчаника l1Sl2, проч- ностью σсж = 70-90 МПа и мощностью m = 12,2 м) к угольному пласту; в зонах повышенного горного давления (ПГД) от оставленных технологиче- ских целиков при ведении горных работ на пластах l3 и l7, а также в зонах синклинального и антиклинального складкообразования пласта. Максимальное значение вывала 3,5 м зафиксировано при наложе- нии двух вывалообразующих факторов: при изгибе угольного пласта в антиклинальную складку и наложении зоны ПГД от пласта l7. Что же касается характера вывалообразования в 420-й южной лаве пласта l3 блока №4 (рис. 2), то там ведение очистных работ было начато в зоне ПГД от пласта l7, кроме этого, при дальнейшем ведении очистных работ лавой пересекались зоны ПГД от пластов l3 и l7, а также ряд текто- нических нарушений с амплитудами смещений угольного пласта H=0,12- 0,50 м. Породы кровли в зонах ПГД характеризовались повышенной тре- щиноватостью, неустойчивостью и склонностью к обрушению, а в зонах тектонических нарушений дополнительно наблюдалось повышенное газо- выделение и капеж. В. И. Пилюгин [1] высказывает мнение о том, что доминирующим фактором в формировании особо вывалоопасных участков в нетронутом горном массиве является неравномерность распределения тектонических напряжений по площади шахтного поля. Неравномерное распределение природного силового поля нетронутого горного массива по площади шахтных полей предопределяется природной формой его залегания. Высказанная гипотеза подтверждается и объясняется тем, что в процессе формирования складки возникают повышенные напряжения в замке складки, вызванные действием бокового давления вследствие со- кращения Земли из первоначального горизонтального положения. 8 Рис. 1. Планшет 1-й северной лавы с зонами вывалов в сопоставлении с природной формой залегания пласта l1 9 Рис. 2. Планшет 420-й южной лаве пласта l3 блока №4 с зонами вывалов в сопоставлении с природной формой залегания пласта l3 10 В результате совместного действия значительного первоначального и повышенного дополнительного горного давления, вмещающие породы и угольный пласт переходят в предельное состояние и в призабойном про- странстве они в основном находятся в разуплотненном состоянии, что приводит к формированию купола вывала при наличии свободной поверх- ности, т.е. после снятия полоски угля. Таким образом, полученные выводы для этих столь различных гор- но-геологических условий дают возможность предполагать о их справед- ливости и для других шахт. Литература 1. Пилюгин В. И. Прогнозирование геомеханическиех условий отработки поло- гих пластов в природных аномальних зонах [Текст] / В. И. Пилюгин / Автореферат диссертации на соискание уч. степени доктора техн. наук. − Днепропетровск, 2008. − 34с. 2. Проскуряков Н. М. Управление состоянием массива горных пород [Текст] / Н. М. Проскуряков − М.: Недра, 1991 − 368 с. 3. Грядущий Ю.Б. Геомеханические основы управления вывалоопасными кров- лями в очистных забоях [Текст] / Ю.Б. Грядущий / Автореферат на соискание уч. степени доктора технических наук. Днепропетровск, 1997. − 35с. УДК 622.14+681.332 КОМПЛЕКСНЫЙ ПОДХОД К ФОРМИРОВАНИЮ ТЕХНОГЕННЫХ МЕСТОРОЖДЕНИЙ В УГЛЕДОБЫВАЮЩИХ РЕГИОНАХ Борщевский С.В., Прокопенко Е.В. ГВУЗ "Донецкий национальный технический университет" Предлагается методика создания динамической модели породного отвала на основе рационального размещения пород в отвале при условии новой отсыпки пород. Донбасс - наиболее старый и исторический сложившийся регион Украины с развитой инфраструктурой, высокой плотностью промышлен- ных предприятий и населения. В регионе расположены предприятия хими- ческой, металлургической промышленности, а также большое количество угольных шахт. Большинство предприятий работает продолжительное время без должного учета их влияния на экологическую обстановку. Предприятия угольной промышленности загрязняют почвы на площадях, отведенные под породные отвалы, и прилегающие к отвалам и хвостохра- нилищам обогатительных фабрик. Под отвалы занято 660 га продуктив- ных земель. В регионе числится 122 отвала с общим количеством породы около 713 млн.т. Экспертные оценки сложившегося экологического состо- яния горнодобывающих регионов свидетельствуют о возрастающей эколо- гической опасности и чрезвычайно антропо-техногенной перегрузке окру- жающей природной среды. Сложное положение создается с восстановле- 11 нием нарушенных земель. Установить степень ответственности отдельно- го предприятия в загрязнении почв невозможно, так как во многих случаях это происходит косвенным путем, через осадки. [1] Важным для улучше- ния обстановки на предприятиях угольной отрасли являются создание малоотходных производств, применение минеральных отходов в качестве вторичного сырья. Основные направления их использования - это заклад- ка выработанного пространства шахт, засыпка внутренних отвалов на разрезах, провалов и оседаний поверхности под влиянием горных работ, производство строительных материалов и т.д. Таким образом, можно сформулировать следующую проблему: под породные отвалы отводится определенная площадь земли. Но не всегда эта площадь остается в том виде, в котором она запланирована. Изменение площади возникает из-за отсутствия контроля над рациональным размещением пород в отвале. В связи с этим площадь, занятая под отвалы, увеличивается, и тем самым нарушается экологическая обстановка прилегающих территорий. Этот процесс показан на рис.1. Из рис.1. видно, что площадь, выделенная под отвал (S) изменяется с течением времени . т.е. проис- ходит увеличение запланированной площади на интервале S. И т.о. фактическая площадь отвала суще- ственно изменяется и становится равной Sф=S+S. Данная фактиче- ская площадь может негативно вли- ять на близлежащие здания или со- оружения, не говоря об окружающей среде. Современное складирование шахтных пород в отвалах производится без учета их качественных и физико-механических характеристик, что затрудняет использование пород с определенными свойствами, хранящих- ся в этих отвалах, а также их утилизацию. Технологические схемы отсып- ки отвалов не учитывают сегрегацию пород, что не позволяет более полно использовать земельный отвод под отвалы. Таким образом, возникает задача о разработке комплексного подхо- да к исследованию процесса формирования породного отвала с учетом технологии проведения горных подготовительных выработок и технологи- ческой транспортной цепочки доставки породы на отвал для рационального размещения этой породы в отвале для дальнейшего хранения и утилизации. S, м 2 S, м2 1 3 2 Рис.1. Изменение площади породного отвала времен 12 Данная задача предполагает составление технологической цепочки, предусматривающей порядок выдачи породы на отвал, то есть рассмотре- ние календарного плана горных работ, планирование горных работ; транс- портирование пород под землей и на поверхности; складирование на отва- ле. По технологии отвалообразования, порода насыпается на отвал дис- кретно. Определенное место в этой цепочке занимает периодичность вы- полнения маркшейдерских съемок породного отвала. Период между съем- ками t определяет местоположение того или иного участка горных работ в зависимости от планограммы развития работ, и также определяет состав пород в данном месте отвала. Следовательно, технологическая схема дан- ной цепочки позволяет найти местоположение породы с конкретного гор- нопроходческого участка с конкретной характеристикой литологического состава породы, отсыпаемой на отвал. Таким образом, можно составить структурно-логическую схему, представляющую динамику насыпки пород на отвал (рис.2). Рис.2. Структурно-литологическая схема насыпки породы на отвал Технология формирования породного отвала заключается в насыпке породы на отвал отдельными ярусами [2, 3]. Так как отдельный ярус по- родного отвала насыпается определенное количество лет, то можно соста- вить карту насыпки отвала за определенный период времени. По резуль- татам маркшейдерской съемки формируется база данных точек замера или точек, полученных в результате тахеометрической съемки породного отва- ла. Данная база точек содержит координаты X,Y и Z. В связи с тем, что каждый пласт имеет свое геологическое строение, можно составить про- 13 гноз химических реакций, происходящих при соприкосновении тех или иных элементов, содержащихся в различных пластах, то есть заранее вы- явить неблагоприятные зоны на отдельном ярусе и в целом на отвале. Та- ким образом, в результате построения трехмерной и двумерной модели участков яруса породного отвала за определенный период времени можно получить пространственную модель, которая показывает структуру данно- го отвала. На основе данной модели можно решить следующие задачи: 1. Установить время отсыпки того или иного участка проходче- ских работ. 2. Определить состав пород на участках. 3. По составу пород и их свойствам оценить возможные очаги са- мовозгорания отдельных участков и отвала в целом. 4. Установить участки, на которых сложены породы, пригодные для дальнейшего использования в хозяйственных целях. 5. Установить участки, на которых возможна разработка с целью доизвлечения полезного компонента (сформировано техногенное место- рождение). Рассмотрим технологическую цепочку, которая предусматривает порядок выдачи породы на отвал, то есть рассмотрим сам календарный план горных работ или, другими словами, планирование горных работ. По технологии отвалообразования порода насыпается на отвал не хаотически, а за определенное время и в определенном месте, то есть дис- кретно, что означает изменение, происходящее через некоторые проме- жутки времени. Определенное место в этой цепочке занимает периодич- ность выполнения маркшейдерских съемок породного отвала. Период между съемками определяет местоположение того или иного участка гор- ных работ в зависимости от планограммы развития работ и состав пород в данном месте отвала, то есть ''химию'' пород. Технологическая схема дан- ной цепочки позволяет найти местоположение конкретного горнопроход- ческого участка с одновременной характеристикой гранулометрического состава породы, отсыпаемой на отвал. Таким образом, зная химический состав пород и те процессы, которые могут происходить с данным соста- вом пород в течение определенного времени, можно управлять укладкой пород на породный отвал и тем самым осуществлять контроль над данной площадью земли. Укладку пород можно осуществлять в зависимости от прочности пород, т.е. породы высшей категории прочности закладывать по бокам отвала [4]. Зная динамику насыпки пород, можно выявить опасные очаги вы- бросов вредных веществ на отвале, так как загрязнение атмосферы вред- ными веществами оказывает значительное воздействие на здоровье насе- ления и экосистему области [5]. 14 Разработка данной модели предусматривает использование элемен- тов теории графов, так как данная теория рассматривает постановку и решение задач управления организационными системами [6]. Одной их таких систем и является отсыпка породы на отвал. На основании графиков ввода-вывода проходческих забоев, порода попадает на отвал в основном из квершлагов, уклонов, транспортных штреков и штреков за лавами. Используя эти данные можно составить ориентированный граф. На рис. 3 представлен граф, реализующий достав- ку породы на отвал в пределах одного пласта. Структура данного графа и все обозначения, представленные на схеме, могут быть сведены в табл. 1, которая отражает полную характери- стику данного графа. Рис.3. Модель формирования отвала в виде графа Данная структура графа рассмотрена только в пределах одного пла- ста, т.е. по схеме можно рассмотреть динамику насыпки пород в зависимо- сти от планограммы развития горных работ, которая отражена на марк- шейдерских планах. Таким образом, зная химический состав пород, и те процессы, кото- рые могут происходить с данным составом пород в течение определенного времени, можно управлять укладкой пород на породный отвал и тем самым 15 осуществлять контроль над данной площадью земли. Укладку пород можно осуществлять в зависимости от прочности пород, т.е. породы высшей катего- рии прочности закладывать по бокам отвала [6, 7]. Таблица 1 - Характеристика элементов, входящих в граф Выводы. 1. Мероприятия по формированию отвалов являются целесообраз- ными с точки зрения сохранения существующих экосистем в связи с уменьшением площади изымаемых под отвалы земель. 2. Прогноз и управление рациональным размещением пород в отвале авторы рассматривают с учетом новой отсыпки на отвал, т.к. существую- щие отвалы формировались на разных стадиях и в различных соотношениях литологических разностей. Поэтому прогнозировать по таким отвалам что- либо достаточно сложно или даже невозможно. 16 Размеры слоев и порядок их размещения в отвале должны опреде- ляться экспериментально- аналитическими методами в зависимости от физико-механических характеристик массивов пород. Литература 1. .Г.С.Пиньковский, А.А.Скляренко/ Угольная промышленность и общая эконо- мическая обстановка в Центральном Донбассе// Уголь Украины, 2000.-С.14-18. 2. Малеев Н.Г. Схемы строительства и формирования многоярусных отвалов / Малеев Н.Г., Котровский М.Н. Современные технологии освоения минеральных ресурсов. Сб. научных трудов. Вып. 1. Красноярск: Изд-во КГУЦМиЗ, 2003. 140с. 3. Методические указания по расчету устойчивости и несущей способности отва- лов. -Л.: ВНИМИ, 1987. 4. Бабелло, В.А. Обеспечение устойчивости отвала при наращивании его высоты / В.А. Бабелло, В.А. Стетюха и др. // Горный журнал. - 2001. - №8. - С.10-13. 5. Земля тривоги нашої : за матеріалами доповіді про стан навколишнього при- родного середовища у Донецькій області у 2008-2009 роках / Під ред.С.В. Трет'якова, Г.Аверіна. – Донецьк : Новий світ, 2009. – 124 с. 6. Прокопенко, Е.В. Разработка геоинформационной системы формирования породных отвалов / Е.В. Прокопенко, А.В. Живогляд // Сучасні технології марк- шейдерського забеспечення раціонального і беспечного ведення гірничих робіт. Збірник наукових праць. – Донецьк : ДонНТУ, 2002. 7. Прокопенко, Е.В. Разработка динамической модели породных отвалов / Е.В. Прокопенко, С.В. Борщевский // Сб. научн. трудов УКРНИМИ, 2009. УДК: 622.25 ИСПОЛЬЗОВАНИЕ КОГЕНЕРАЦИОННЫХ СТАНЦИЙ НА ЗАГАЗОВАННЫХ ШАХТАХ ДОНБАССА Кузнецов П., Борщевский С.В. Донецкий национальный технический университет, Украина В статье рассмотрен практический опыт применения когенерационных станций, обеспечивающих переработку шахтного газа, способы управления элементами теплоэлектроцентрали для обеспечения максимального КПД. Одной из главных проблем угледобывающей отрасли является наличие огромного количества отходов и сырьевых веществ, которые не перерабатываются, а выбрасываются в атмосферу или накапливаются в отстойниках. Одним из таких продуктов является газ – метан (CH4). Прак- тически все запасы метана выкидывались в атмосферу (очень часто даже не сжигаясь). И лишь малая доля метана собиралась и использовалась как топливо для грузовых автомобилей. Такое нерациональное производство повышает себестоимость угля и ведет к загрязнению окружающей среды. Шахты Донбасса относятся к одним из самых загазованных в мире. Поэтому весь метан целесообразно перерабатывать в тепловую и электри- 17 ческую энергию. Большим прорывом стало создание предприятием «Шах- та им. А. Ф. Засядько» большой когенерационной станции, суммарной мощностью 34 МВт. Шахта им. А. Ф. Засядько – это одна из исторических шахт Донбас- са. Расположена в г. Донецке, сооружена по проекту института «Юждне- прошахт», эксплуатируется с 1958 г, проектная мощность – 1500 тыс. т. угля в год. Лавы (5 шт.) оснащены механизированными комплексами 3 МКД – 90 и «Глиник». Средняя зольность угля 26 %. Среднесуточная добыча – 8850 т, суточная нагрузка на забой – 1920 т. Транспортирование горной массы от лав до скипового ствола – конвейерами. Объем проходческих работ, на которых задействованы комбайны типа П-110, П-220, 4ПП-2М и ГПКС, породонагрузочные машины ПНБ-3Д, МПК-3 и 1 ППМ-5, оставляет 30 км выработок со средним сечением 15 м2. Уголь обогащается на ЦОФ «Киев- ская», которая входит в состав арендного комплекса. Шахта им. А. Ф. Засядько – первое в Украине предприятие, которое организовало переработку шахтного газа, который содержит метан и получение из него электричества и тепловой энергии. Когенерационная станция (КГЭС) состоит из двенадцати генераторных модулей с газопорш- невыми двигателями производства австрийской фирмы GE Jenbacher, которая является главным подразделением американкой компании General Electric по производству теплоэлектроцентралей. Максимальная мощность каждого модуля составляет 3 мВт тепловой энергии и 2,8 мВт тепловой энергии. Суммарная мощность КГЭС: 34 мВт тепловой и 36 мВт электри- ческой энергии. Шахтный газ дегазации из скважины и выработанного пространства по четырем линиям поставляется от двух вакуумных насосных станций (ВНС). Из ВНС газ подается на узел смешивания участка газоподготовки КГЭС с целью получения на выходе из узла однородной газовоздушной смеси необходимой концентрации: допустимый диапазон составляет от 25 % до 40 %, номинальный режим 30 %. Некондиционируемый газ выбрасывается в атмосферу через «свечу». При необходимости увеличить концентрацию смеси к ней подмешивается газ высокой концентрации (93 – 98 %) из скважин поверхностной дегазации. Далее метано-воздушная смесь (МВС) проходит ряд последователь- ных процессов: охлаждение, очистку, и подогрев-осушку. Охлаждение МВС производится для ее очистки и отделения влаги в сепараторах- фильтрах. 18 Рис. 1. Система смешивания газа КГЭС шахты Засядько Подогрев МВС до 40 °С осуществляется в блоках нагрева с целью снижения влажности газовой смеси. Получение топливного газа для ДВС с нужными параметрами обеспечивает их нормальную работу. Кроме топливного газа к агрегатам КГЭС подается газ высокой концентрации из скважин поверхностной дегазации для поджига топлив- ной смеси в цилиндрах ДВС. Подготовленный топливный газ поступает на 12 ДВС, нагруженные генераторами 3035 кВт каждый. Выработанная электроэнергия поступает на шахтную подстанцию по шинам 6,3 кВ через реакторы, обеспечиваю- щие ограничение тока короткого замыкания. Тепло, утилизируемое при работе агрегатов КГЭС, используется для технологических (подогрев газа) и бытовых нужд КГЭС и производствен- но-бытовых зданий шахты. В зимнее время тепловая энергия так же ис- пользуется для обогрева шахтных стволов. Предполагается избытки тепла направлять в городскую теплосеть. КГЭС оборудована современными средствами управления и кон- троля с использованием компьютеров и микроконтроллеров, объединен- ных информационными сетями. Установлены средства сбора первичной информации и устройства автоматизации ведущих мировых производите- лей: ABB, DBT, Keuter, Klinger, Wegabar, Alleen Bradley и Rockwell Automation. Безопасность работы КГЭС контролируется электрической, газовой и пожарной системами. Системы вентиляции и кондиционирова- ния создают необходимые условия для работы оборудования и комфорт- ные условия для персонала. 19 Восточный добычной участок шахты им. Засядько относится к по- требителям первой категории, поэтому имеет два независимых ввода на подстанцию ВПС-110 от распределительной подстанции Макеевская–330. В то же время два независимых подвода на подстанцию ВПС - 110 тянутся от КГЭС. Кабельная линия проложена в герметичном трубопроводе, изо- ляция обеспечивается с помощью газа аргона. Поэтому предприятие одно- временно может питать свое оборудование как от сети, так и от собственной КГЭС, а остаток энергии выплескивать в сеть и питать микрорайон «Ветка». Преобразование энергии на входе электростанции выполняется с помощью двух силовых трансформаторов ТДТНШ (Трансформатор с ду- тьем, трехфазный масляный шахтный). Каждый имеет систему вынужден- ного охлаждения на базе асинхронного двигателя. Таблица 1. Результаты потребления газа за 2009 - 2013 гг. Топлив- ный газ Форка- мер. газ Всего объем потребле- ния метана Объем потр. Заправ- кой мета- на Всего объем потребле- ния Год м3 м3 MVchp м3, CH4 м3, CH4 м 3, CH4 2009 36569373 1487604 38056977 1793378 39850355 2010 48638844 2072738 50711582 1859205 52570787 2011 34197335 1360833 35558168 1437605 36995773 2012 18458066 654537 19112603 1205173 20317776 2013 по 1 сен- тября 8664751 291833 8956584 411179 9367763 Всего 262418350 10505099 272923450 16777556 28970101 Микроконтроллер с помощью датчиков отслеживает температуру масла и включает принудительное охлаждения, когда она выше 55 °С. Входное напряжение трансформатора равно 110 кВ, выходное - 6,6 кВ для подземного оборудования и 6,3 кВ для поверхностного и жилых домов. Электропривод КГЭС выдает непосредственно 6,6 кВ и 6,3 на общую ши- ну в сеть. Общий контроль состояния ТЭЦ осуществляется с помощью систе- мы менеджмента DIA.NE.XT. Эновое поколение менеджмента моторов Jenbacher AG для всех типов агрегатов. DIA.NE XT объединяет в одном приборе блок управления и регулировки и устройство визуализации. 20 Таблица 2. Результаты производства газа за 2009 - 2013 гг. Выработано энергии всего Выдано КНЭС (без собственных нужд) Произведено тепла Отпущено тепла Зачет тCO2 экв. Год МВт. ч GENch МВт. ч Гкал Гкал т. CO2 2009 132620 127899 56508 36016 647111 2010 175932 169651 74582 43307 852158 2011 122046 117513 53709 28236 620534 2012 65667 62812 31836 17300 340402 2013 31232 29784 13216 4860 156669 Всего 954290 919149 330420 199317 4728241 Рис. 1. Схема системы менеджмента DIA. NE. XT 1 - Регулировка мотора и визуализация на базе панели управления 2 - Вынесенный блок входов/выходов управления мотора (Ethernet Powerlink) 3 - Вынесенный блок входов/выходов на моторе (Ethernet Powerlink) 4 - Вынесенный блок контроля/управления мотора (шина CAN) 5 - Связь с визуализацией DIA.NE WIN на подчинённом компьютере (Client - PC, Ethernet) 6 - Связь с вышестоящим управлением (RS232 / RS485) Система визуализации для персонального компьютера DIA.NE WIN оптимально сочетает централизованность и комфорт обслуживания, позволяет индивидуально организовывать коммуникацию с вышестоящи- ми системами управления. 21 Оригинальная концепция машинного обеспечения использует са- мые современные компоненты и задаёт новые масштабы в отношении функциональности, скорости, надёжности эксплуатации. Многоцветная графическая индикация делает dia.ne удобным интерфейсом между чело- веком и машиной. Она значительно облегчает работу как обслуживающе- му, так и сервисному персоналу. Отдельные компоненты соединяются между собой помехоустой- чивой проводкой (промышленная шина). Регистрация текущих значений осуществлена в концепции вынесенных (децентрализованных) блоков входов/выходов, I/O. Дальнейшие исследования включают в себя детальное обоснование параметров системы регулирования двигателем привода и совмещение ее через единый интерфейс с системой регулирования генератора. Литература 1. Когенерация - эффективный метод энергосбережения в Украине [Текст] / В. В. Кузьмин, И. Г. Кирисов // Науково-практична конференція науково-педагогічних працівників, науковців, аспірантів та співробітників академії (45-а; 17-20 грудня 2011 р.; Харків) : збірник тез доповідей / Укр. інж.-пед. акад. - Х. : [б. в.], 2012. - Ч. 1 : Енергетичний факультет. Секції : Електроенергетики. Теплоенергетичних установок. Охорона праці, метрологія та сертифікація. - С. 12. 2. Официальный сайт шахты им. «А. Ф. Засядько» https://http://zasyadko.net/ 3. DIA.NE.XT. Руководство пользователя v.11.02. 4. Сайт General Electric. http://www.ge.com/ УДК 622.7:519.242 К ВОПРОСУ ОБОГАЩЕНИЯ СЫРЬЯ НА ОСНОВАНИИ МАТЕМАТИЧЕСКОГО ПЛАНИРОВАНИЯ ЭКСПЕРИМЕНТА Березовский Н.И., Воронова Н.П., Грибкова С.М., Рухля И.Е. Белорусский национальный технический университет, г. Минск, Беларусь В статье рассмотрены рациональные подходы по переработке нерудных строи- тельных материалов, обеспечивающих энерго- и ресурсосбережение. Изложены обоснованные результаты по оптимизации проектных параметров внутрикарь- ерных усреднительных складов, использование которых обеспечивает решение актуальной прикладной проблемы управления качеством подаваемой на перера- ботку валунно-гравийно-песчаной смеси. Одним из приемов, создающих условия для поставки горной массы заданного состава, является селективная выемка разносортного сырья и его усреднение. Селективная выемка применяется на некоторых карьерах нашей страны, а усреднение гравийно-песчаной смеси (ГПС) в карьерах не применяется вообще из-за стремления экономить средства за счет строи- тельства усреднительных сооружений, хотя затраты на их устройство не 22 такие уж и большие, особенно на склады полузакрытого типа. На зарубеж- ных карьерах усреднительные склады между отделениями первичного и вторичного дробления получили распространение еще 50 лет назад. Это способствовало увеличению чистого времени работы, поскольку разрыва- лась жесткая связь между карьером и дробильно-сортировочным заводом (ДСЗ) и образовывалась гибкая связь «карьер–усреднительный склад– дробильно-сортировочный завод». Организация промежуточного склада может увеличить мощность и экономичность работы предприятия за счет: увеличения чистого времени работы комплекса добычного оборудования и дробильно-сортировочного завода (ДСЗ); обеспечения равномерной и по возможности максимальной загрузки технологического оборудования ДСЗ; возможности усреднения качества поставляемого на ДСЗ сырья (должно быть 40 – 50 % гравия и валунов в сырье); концентрации горных работ во времени, введения двух- сменного, а в ряде случаев односменного режима работ в карьере с увели- чением единичной мощности горнотранспортного оборудования. Вмести- мость и тип промежуточного склада зависят от производительности ДСЗ [1]. При расчете вместимости промежуточного склада необходимо при- нимать следующие допущения и предположения: длительность непрерыв- ной работы и длительность простоев комплексов добычного оборудования (КДО) распределены по экспоненциальному закону; последовательные интервалы времени, в течение которых КДО работает и простаивает, незави- симы; в период работы комплекса перерабатывающего оборудования (ДСЗ) при полном заполнении промсклада КДО работает с производительностью, соответствующей производительности ДСЗ. Правильность предположения об экспоненциальном распределении длительности простоев КДО подтверждена данными хронометражных наблюдений. Экспоненциальность распределения длительности периодов непрерывной работы КДО обуславливается тем, что отказы оборудования КДО происходят в случайные моменты времени и распределены по закону Пуассона. Обычное применение распределения Пуассона состоит в пред- сказании количества событий, происходящих за определенное время, например, количество машин, появляющихся на площади за 1 минуту. В нашем случае определяется вероятность пустого склада в момент оконча- ния перерыва в работе и вероятность того, что в течении какого-то време- ни склад полон при известных интенсивности расходования и поступления сырья на промсклад и объема сырья на промскладе. Для решения задач управления потоком нерудного сырья и оптими- зации параметров внутрикарьерных складов нами были разработаны две модели: М1 и М2. Модель склада М1 предназначена для решения задачи управления качеством валунно-гравийно-песчаной смеси, проходящей 23 усреднительный склад, модель М2 – для определения оптимальных пара- метров самого склада. Задача управления потоком требует решения в ре- альном времени, тогда как задача оптимизации параметров склада относится к классу инженерно-расчетных и не имеет жесткой временной увязки [2]. Блок 1 представляет собой набор процедур, формирующих из ис- ходных данных последовательность выемочных блоков, отрабатываемых одновременно несколькими экскаваторами, находящимися в состоянии добычи в моделируемом периоде. Блок 2 представляет собой совокупность процедур, осуществляю- щих формирование непрерывной последовательности поступления авто- самосвалов на усреднительный склад. Блок 3 включает процедуры, моде- лирующие формирование усреднительного штабеля. Содержание блока различно для моделей М1 и М2. В модели М1 штабель представлен трех- мерным массивом, состоящим из элементов, представляющих порцию валунно-гравийно-песчаной смеси объемом 0,1 м3. Каждому элементу массива присваивается идентификатор блока смеси одного из работающих добычных экскаваторов, выгруженной из автосамосвала на склад. Иден- тификаторы блоков извлекаются из последовательности поступления авто- самосвалов на склад, сформированной процедурами блока 2. Размерность массива A-D-C, характеризующего усреднительный штабель, определяется: ,;; d h C d b B d L A === где L – длина штабеля, м; b – ширина штабеля ( b < 30 м); h – высота штабеля ( h =7 м); d – размеры порции смеси, принимаемой за элементар- ный объем (элемент массива) с постоянным качеством (d=0,1 м). В модели М2, предназначенной для оптимизации параметров склада, штабель представлен матрицей, где каждый элемент характеризуется объ- емом и качеством порции смеси, доставленной автосамосвалом от добыч- ного экскаватора, а каждый столбец – объемом и качеством смеси в от- гружаемом со склада автосамосвале. Блок 4 объединяет набор процедур, осуществляющих расчет контролируемых выходных параметров вектора Y. Блок 5 включает процедуры: отображения последовательности поступ- ления автосамосвалов на входе склада, сформированного штабеля в сече- ниях, функции качества по длине склада. Таким образом, разработанные модели усреднительного склада М1 и М2, представляют собой инструмент для постановки активного эксперимента с целью исследования закономер- ностей процесса штабельного усреднения и установления зависимости качественных характеристик подаваемой на переработку валунно- гравийно-песчаной смеси от проектных параметров внутрикарьерных усред- нительных складов при оперативном управлении потоком нерудного сырья. 24 Далее произведены оценка корректности моделей, планирование и постановка эксперимента по определению рациональных параметров внутрикарьерных усреднительных складов для условий разработки место- рождений валунно-гравийно-песчаной смеси Крапужино Логойского рай- она Минской области и Дубровка Шкловского района Могилевской обла- сти. Постановка задачи, решаемой моделью М1 выглядит следующим об- разом: имеются геологические данные об объемах и качестве планируемых к добыче выемочных блоков (недельно-суточный график) и объем форми- руемого штабеля (длина штабеля). Требуется определить общее содержа- ние гравия в штабеле, его ситовых характеристик и дисперсию качества в отгружаемых порциях за период моделирования. В качестве исходных данных для моделирования, характеризующих параметры потока на входе склада, использован массив геологических показателей за полгода: с 1 января по 1 июля 2010 года. В результате экспериментов установлено, что модель М1, используемая в задачах управления потоком, адекватна техно- логическому процессу и имеет высокую точность. Ошибка при подсчете объемов составляет 0,37–0,5х10-2 %, ошибка при подсчете гравия общего содержания, второго и третьего сит – соответственно 0,25–0,7х10-3, 0,02– 0,12 и 0,12–0,3х10-3 % при доверительной вероятности 95 %. Постановка задачи, решаемой моделью М2 выглядит следующим образом: имеются геологические данные об объемах и качестве планируемых к добыче вые- мочных блоков. Требуется определить объем формируемых штабелей для обеспечения дисперсии качественных характеристик гравия в отгружае- мых порциях относительно среднего (при оптимальном среднем значении содержания гравия в смеси – 45 %) не более 10 %. Для проверки адекват- ности модели М2 в качестве контролируемого параметра принято общее содержание гравия в смеси, как основной качественной характеристики. На вход модели подавались геологические данные, полученные результа- ты сопоставлялись с лабораторными показателями. Погрешность резуль- татов моделирования относительно лабораторных показателей составила 5,2 х 10-3 %, при этом ошибка геологических относительно лабораторных данных – 5,0х10-3 % с доверительной вероятностью 95 %. Следовательно, точность модели М2 достаточна для решения задачи оптимизации пара- метров усреднительных складов [3]. В качестве управляемых параметров при планировании эксперимента с использованием модели М2 были приняты: X1 – длина усреднительного штабеля L; X2 – режим поступления автосамосвалов на склад; X3 – направ- ление перемещения фронта разгрузки автосамосвалов. Эффективность усреднения на внутрикарьерных складах определяется общей дисперсией качества валунно-гравийно-песчаной смеси в отгружаемых со склада пор- 25 циях смеси σ 2. Таким образом, целевая функция (критерий оптимальности) Y при постановке эксперимента имеет вид: .min→2 Задача решалась при помощи математического планирования экс- перимента [4]. Полный трехфакторный эксперимент проводился в окрест- ностях точки факторного пространства с координатой 120=10X м. Усло- вия проведения полного факторного эксперимента приведены в табл. 1. Матрица планирования для полного трехфакторного эксперимента представлена в табл. 2. Для исключения систематических ошибок эксперименты, преду- смотренные матрицей, проводили в случайной последовательности. Поря- док проведения выбирали по таблице случайных чисел. Опыты не дубли- ровали. Для определения дисперсии параметра оптимизации было прове- дено три эксперимента на основных уровнях при длине штабеля 120 м. Дисперсия параметра оптимизации 2ys вычислена по формуле: ( ) ,, 1-3 0,0008 - - ср 00040== 1 = 0 1= 2 2 ∑ 0 т yy s n n n y где 321=0 ,,n – номер эксперимента на основном уровне, 48052050= ,;,;,ny – параметр оптимизации, 50= ,срy – среднее значение параметра оптимизации. Таблица 1. Характеристика плана эксперимента по определению оптимальных параметров внутрикарьерного усреднительного склада Характеристика Длина штабеля, м Режим поступ- ления автосамо- свалов Направление заполнения шта- беля X1 X2 X3 Основной уро- вень 120 - - Интервал варь- ирования 80 - - Верхний уро- вень +1 200 равномерное параллельно Нижний уро- вень -1 40 случайное перпендикулярно 26 Таблица 2. Матрица планирования для полного трехфакторного эксперимента Номер опыта или экспери- мента Порядок реализации экспери ментов Фактор Х1 Фактор Х2 Фактор Х3 Параметр оптимиза ции Yср (σ – общая дисперсия качества смеси) 1 4 +1 +1 +1 0,18 2 3 -1 +1 +1 0,50 3 8 +1 -1 +1 0,25 4 5 -1 -1 +1 0,56 5 7 +1 +1 -1 0,55 6 2 -1 +1 -1 0,60 7 1 +1 -1 -1 0,54 8 6 -1 -1 -1 0,78 Итого: 3,76 Коэффициенты регрессии bi вычислим по формулам: ;, , 470= 8 763 == ∑ 1= 0 N y b N j jcp -0,115; ,- = 8 920 == ∑ 1= 1 1 N yx b N j jcpj ;,- ,- 0370= 8 2960 == ∑ 1= 2 2 N yx b N j jcpj .,- ,- 1230= 8 980 == ∑ 1= 3 3 N yx b N j jcpj Средняя квадратичная ошибка в определении коэффициентов ре- грессии составит: { } .,, 0070= 8 00040 == 2 1 N s bs y 27 Доверительный интервал коэффициентов регрессии вычислим по формуле: { },iT bstb ±=1 где tT – критерий Стьюдента. При 5% уровне значимости и числе степеней свободы f= n0–1=2 табличное значение критерия tT= 4,3 [5]. Следовательно, доверительный интервал коэффициентов равен: ( ) .,,, 030±=0070×34±=ib Все коэффициенты регрессии по абсолютной величине больше до- верительного интервала, поэтому их можно признать статистически зна- чимыми. Дисперсию адекватности найдем по формуле: ( ) ., 4 0,0066 )( - расч.р ад 00170==1+ = ∑ 1= 2 2 kN yy s N j jjс Проверку адекватности модели производим по F – критерию Фишера: ., , ,ад 254= 00040 00170 == 2 2 y p s s F Табличное значение Fm – критерия при 5 % уровне значимости и числах степеней свободы для числителя 4 и знаменателя 2 равно 19,3, зна- чит Fp < Fm, и можно сделать вывод об адекватности модели. В результате эксперимента установлено, что требуемое технологией переработки значе- ние общей дисперсии в отгружаемых порциях смеси (при оптимальном среднем значении содержания гравия в смеси – 45 %) достигается при длине склада 180–195 м ( 230=2 , ) при направлении разгрузки автосамо- свалов параллельно оси штабеля вне зависимости от режима поступления автосамосвалов. Уравнение регрессионной зависимости общей дисперсии в отгружаемых порциях валунно-гравийно-песчаной смеси от исследуе- мых факторов имеет вид: .0,123-20,037-10,115-, 3×××470= XXXY 28 Средняя общая дисперсия качества смеси 0 0,1 0,2 0,3 0,4 0,5 0,6 0,7 0,8 20 40 60 80 100 120 140 160 180 200 Длина штабеля L,м О б щ а я д и с п е р с и я Рис. 1. Зависимость средней общей дисперсии качества 2 валунно-гравийно-песчаной смеси в зависимости от длины штабеля L (нижняя линия отображает наилучшие показатели, которые наблюдаются при равномерном поступлении автосамосвалов на склад и разгрузки смеси параллельно фронту, верхняя линия показывает наихудшие показатели, которые наблюдаются при случайном поступлении автосамосвалов на склад и разгрузки смеси перпендикулярно фронту). Таким образом, наибольшее влияние на критерий оптимизации, су- дя по величине коэффициентов регрессии, оказывает фактор X3 – направ- ление разгрузки автосамосвалов и заполнение штабеля. Фактор X1 – длина штабеля – также имеет существенное влияние на качество усреднения. С увеличением длины штабеля общая дисперсия качества смеси уменьшает- ся. Значимость коэффициента фактора X2 находится на границе допусти- мого значения, следовательно, режим поступления автосамосвалов прак- тически не влияет на качество усреднения смеси. Изменения средней об- щей дисперсии σ2 качества валунно-гравийно-песчаной смеси в зависимо- сти от длины штабеля и средней дисперсии качества приведены на рис. 1. Литература 1. Ржевский, В.В. Основы физики твердых пород / В.В. Ржевский, Г.Я. Новиков. – М.: Недра, 1984. – 359 с. 2. Бейко, И.В. Методы и алгоритмы решения задач оптимизации / И.В. Бейко, Б.Н. Бублик, П.Н. Зинько. – Киев: Вища школа, 1983. – 512 с. 3. Воронова, Н.П. Теплотехнические расчеты при проектировании технологиче- ских процессов устройства асфальтобетонных покрытий / Н.П. Воронова [и др.] // строительная наука и техника. – 2007. - №3. – С. 59-61. 4. Адлер, Ю.П. Планирование эксперимента при поиске оптимальных условий / Ю.П.Адлер, Е.В.Маркова, Ю.В.Граковский.  М.: Наука, 1976.  279 с. 5. Бусленко, Н.П. Методы статистического моделирования /Н.П. Бусленко.  М.: Статистика, 1970,  112 с. 29 УДК 622.232.522.2 ЗАКРЕПЛЕНИЕ НЕУСТОЙЧИВЫХ ГОРНЫХ ПОРОД МЕТОДОМ ПЕРЕКРЕСТНОЙ ГИДРОСТРУЙНОЙ ЦЕМЕНТАЦИИ Головин К.А., Сапронов И.В. Тульский государственный университет, г. Тула, Россия Рассматривается технология перекрестной гидроструйной цементации неустой- чивых горных пород. В конце 1980-х годов, представлена новая концепция инновационно- го развития гидройструйных технологий, а именно, двойные струи сталки- вающиеся друг с другом, с целью ограничения их разрушительной способ- ности, обеспечив тем самым точное получение необходимого диаметра в независимости от типа почвы. Расположение этих струй показано на рис. 1 [1]. Концептуальные сравнения традиционной технологии и метода сталкивающихся струй показано на рис. 2. Не сталкивающиеся струи вы- полняют столбы переменного диаметра, из-за различных свойств горной породы, встречающейся на пути струи. Сталкивающиеся струи создают колонны заданного диаметра, не зависимо от свойства горного массива. Сталкивающаяся струйная цементация повысила требования к каче- ству разработки оборудования с момента своего появления под названием «крест-струйной цементации». Рис.1. Сталкивающиеся струи. 30 Рис. 2. Принцип перекрещивающей технологии, а) показания датчиков давления от воздействия на них встречных струй б) резка почвы двойной встречной струей с) резка почвы одной струей В начале 1990-х, крест-струйная технология стала включать в себя метод глубокого смешивания, что существенно увеличило спектр приме- нения. Обычно при выполнении работ вблизи стен, появляется недостаток, который мешает непрерывному производству работ, из-за неоднородности диаметра полученной колонны, однако, при использовании технологии сталкивающихся струй с применением нагнетательного оборудования, внедренного в долото или лезвие буровой колоны, получаются колонны необходимого диаметра [1]. Суть технологии перекрещивающихся струй. Технология перекрещивающейся струйной цементации (рис. 3) – это метод, который используется для разрушения горной породы и после- дующего создания колонн диаметром от 2 до 2.5 метров, путем фокуси- ровки водо-воздушного потока выходящего из насадок, направленных под определенным углом, в точке пересечения, обычно лежащей на расстоянии одного метра от выходных отверстий. 31 Рис. 3. Принципиальная схема перекрещивающейся струйной цементации. В точке столкновения, размывающая энергия струи рассеивается, что значительно снижает усилие резки. Цементирующий раствор вводят ниже размывающих насадок, с целью вытеснения размытой породы и со- здания грунтобетонных колонн более высокого качества. В почвах, обла- дающих большой вязкостью, переменной прочностью, или очень страти- фицированных, технология дает важное преимущество в виде известной геометрии закрепленного массива и однородности требуемого закрепляю- щего материала. Метод возведения перекрещивающихся струй подобен трехкомпо- нентной струйной технологии, но скорость подъема и частота вращения достаточно медленные, чтобы гарантировать, что водоцементные струи смогут разрушить массив и достигнуть точки перекрещивания. Регулируе- мая насадка имеет решающее значение для обеспечения столкновения струй и рассеивания энергии. Необходимо специализированное оборудо- вание для нагнетания рабочих жидкостей и точной их фокусировки [2]. Технологические параметры технологии перекрещивающихся струй применяемые во время проведения работ (табл. 1) [3]. 32 Таблица 1. Технологические параметры метода перекрещивающихся струй Место проведения работ. Тип почвы Расчетное значение N Песчаные почвы N≤50 50 150 для песчаных грунтов и N> 5 для глини- стых, следует произвести выполнение опытного образца колоны, с целью его даль- нейшего изучения и корректировки параметров работы оборудования. 2) Вязкость глины более 0.5кг/см2 может повлиять на эффективный диаметр закрепленного массива, из-за того, что не будет достигнута точка пересечения. 3) При работе на глубине более 30м, каждые последующие отрезки длинной 5 метров, сократят диаметр колонны на 0,05м. Оборудование для технологии сталкивающихся струй состоит из машины для подачи раствора, бункер для цементирующего вещества, бака для воды, смесителя и мешалки, гидравлического блока, генератора и ком- прессора, как показано на рис. 4. Машина для подачи раствора состоит из буровой установки и обо- рудования для подачи труб. Связующий раствор, приготовленный в смеси- теле, передается на инъекционную машину с гидравлическим насосом, и вводится в землю. Нагнетательные трубы имеют наружный диаметр 90 мм. Три форсунки установлены на боковой поверхности трубы вблизи нижней части, два верхних сопла предназначены для впрыска воды под высоким давлением и подачи воздуха в спутном потоке, а нижнее сопло предназначе- но для подачи связующего раствора. 33 Рис. 4. Схема расположения оборудования. Сравнение трехкомпонентной струйной технологии и технологии перекрещивающихся струй: Станция очистки сточных вод Кайстер, Ве- ликобритания[1]. Для первой группы отстойников, построенных на очистных соору- жениях в Кайстере, двух метровые бетонные плиты были возведены с помощью трехкомпонентной технологии, для предотвращения вертикаль- ных колебаний и изолирования котлована от притока грунтовых вод. Хотя этот метод был эффективным, ожидалось, что перекрещивающаяся струй- ная цементация продемонстрирует значительные технические и экономи- ческие преимущества для аналогичных плит, которые будут построены под вторым набором бассейнов. На экспериментальном участке были про- ведены работы, позволяющие напрямую сравнить трехкомпонентную и перекрещивающуюся струйные технологии, до начала проведения основ- ных работ. Результаты экспериментальных работ: Состав почв, на месте проведения эксперимента, состоял из объек- тов размером 0.8 м, в виде прочного черного органического материала, заполняющего пустоты в очень мягкой илистой органической глине на глубину 5 м. Ниже был 2-х метровый слой волокнистого торфа. Тест был разработан для оценки геометрии колонны, целостности и прочности для двух данных систем в заданных почвах. Колонны были построены на 1,5 м равном удалении от центра. Опытные образцы были взяты для оценки прочности, а динамические зонды использовались для оценки геометриче- ской формы полученных колонн. Ожидаемый, для перекрестной техноло- 34 гии, диаметр столбцов 2.2 м был достигнут, с прочностью грунтобетонной конструкции в 500 кПа. Трехкомпонентная система показала более изменчивые результаты, а высокое качество грунтобетонной конструкции выполненной перекрест- ной технологией подтвердил превосходство этой техники для производ- ства работ в этих очень трудных почвах. Результаты работ перекрестной струйной цементации. Строительство грунтобетонной плиты было осуществлено в преде- лах 41 м, из которых 11 м приходится на шпунтовые перемычки. Основан- ный на результатах экспериментальных работ, диаметр колонны 2.2 м был направлен для производственной работы, используя постоянный равно- удаленный интервал 1.65 м. Колонны, по перекрещивающейся струйной цементации, были построены на глубине от –6 м до –4 м ниже уровня осно- вания фундамента. Образцы отобранного керна были извлечены и достав- лены в лабораторию для проведения испытаний, результаты показали прочность грунтобетона в 1000 кПа на 7 день с момента создания колон- ны, и увеличение прочности до 1500 кПа на 28 день. Отклонение шпунто- вых свай в нижней точке было минимальным, просачивание грунтовых вод не наблюдалось. Выводы по итогам экспериментальных работ. Использование перекрестной струйной технологии в данном типе почв выявило ряд очевидных преимуществ:  технология в существенном количестве заменяет разрушенный материал, а не смешивает его с бетоном, тем самым, создавая грунтобе- тонные колонны очень высокого качества  сокращение на 25 % испорченного материала  Большие колонны, созданные перекрестной струйной технологи- ей, в результате на 57 % сократили календарный план проекта и, соответ- ственно, это привело к значительной экономии средств. Так как перекрестная струйная цементация производит замену ма- териала на месте, а не смешивает его, нет заметной экономии цемента в сравнении с трехкомпонентной технологией. Тем не менее, более эффек- тивное использование цемента стало возможно в связи с высокой прочно- стью закрепленного массива. Перекрестная струйная технология требует сложного, более дорого- стоящего оборудования и специализированных подрядчиков, имеющих большой опыт в проведении работ в области струной цементации. Тем не менее, в сложных почвах, таких как те, которые встречаются в Кайстере, где выбор возможных вариантов крайне ограничен, этот метод оказывается эффективным и технически рентабельным по времени. 35 Новизна технологии перекрещивающихся струй предоставляет ши- рокое поле для исследовательских работ, с целью установления новых областей применения, параметров работы оборудования, физико- механических свойств закрепленного массива. Новая технология для строительного рынка России повысит конкуренцию в области возведения грунтобетонных свай, особенно в крайне сложных грунтах, что позволит снизить стоимость работ, а следовательно и общие экономические затраты при проведении строительных или ремонтных работ. Литература: 1. Мозли, М.П. .Улучшение почвы, второе издание: учебное пособие /М.П. Моз- ли, К. Кирш – Оксон.: Издательство SponPress, 2004 - 431с. 2. Велш, Д.П. .Достижения в струйной технологии / Д.П. Велш,, Д.К. Бурке – США, Мэриланд., 2006 - 18с. 3. Материалы сайта http://www.geotech.org. УДК 622.232.52 СРАВНЕНИЕ ПРОЧНОСТИ ЗАКРЕПЛЕННОГО ГРУНТОБЕТОННОГО МАССИВА ДЛЯ ТРАДИЦИОННОЙ И ПЕРЕКРЕСТНОЙ ГИДРОСТРУЙНОЙ ЦЕМЕНТАЦИИ Головин К.А., Сапронов И.В. Тульский государственный университет, г. Тула, Россия Производится сравнительный анализ традиционной и перекрестной гидроструй- ной цементации неустойчивых горных пород. Основным параметром, показывающимся эффективное закрепление массива, является прочность. Во многих источниках приводиться проч- ность на одноосное сжатие. Однако представленные в литературе зависи- мости имеют под собой сложную и зачастую неясную методику расчета, так же нет связи с технологическими параметрами работы установки для закрепления грунта. Решение этой задачи проводилось в ряде эксперимен- тов, целью которых было определение взаимосвязи технологических па- раметров работы установки, таких как: давление водоцементной смеси (P), диаметр струеформирующих насадок (d0), скорость подъема буровой ко- лонны (V), частота вращения буровой колонны (n),коэффициентом сцеп- ления горных пород (с), с прочностью закрепленного грунтобетонного массива. В результате выявлена зависимость(1) [1 - 3]. 0.7543 0.83604 0 0.7582 0.1407 0.3397 664.35426 ,P dR Па V n C     (1) 36 Коэффициент вариации экспериментальных данных относительно расчетных данных по новой зависимости составил Квар=2,34 %, что указы- вает на отличную сходимость данных, поэтому ее можно использовать для дальнейших расчетов. Зависимость (1) была применена для сравнительного анализа тради- ционной и перекрестной гидроструйной цементации. Расчет производился для тех же значений режимов работы оборудования, что и в ходе экспери- ментальных работ, с учетом того, что использовались две насадки направ- ленные под углом друг к другу. Значение параметров работы установки и показатели прочности приведены в табл. 1 [2 - 4]. Таблица 1. Расчет прочности для различных видов грунтов Глинистый грунт Тип тех- ноло- гии частота вращения, с-1 дав- ление, МПа диаметр насадок, м Коэф. сцеп- ления, МПа Ско- рость подъ- ема, м/с Прочность, Па Тра- дици- ци- онная 0,167 60 0,002 0,064 0,005 4514020 0,167 60 0,0025 0,064 0,005 5439822 0,167 60 0,003 0,064 0,005 6335543 Пере- ре- крест ная 0,167 60 2х0,002 0,064 0,005 8058206 0,167 60 2х0,0025 0,064 0,005 9710902 0,167 60 2х0,003 0,064 0,005 11309899 Песчаный грунт. Тип тех- ноло- гии частота вращения, с-1 дав- ление, МПа диаметр насадок, м коэф- фици- ент сцеп- ления, МПа Ско- рость подъ- ема, м/с Прочность, Па Тра- дици- ци- онная 0,33 60 0,002 0,006 0,005 9165664 0,33 60 0,0025 0,006 0,005 11045494 0,33 60 0,003 0,006 0,005 12864245 Пере- ре- крест ная 0,33 60 2х0,002 0,006 0,005 16362091 0,33 60 2х0,0025 0,006 0,005 19717871 0,33 60 2х0,003 0,006 0,005 22964615 37 В качестве примеров для расчета были выбраны глинистые и песча- ные грунты. В приведенной таблице первые три значения показаны для традиционной технологии ГСЦ, а последние три – для перекрестной. Как видим, использование двух насадок расположенных под углом друг к другу и истекающих в одном направлении, дает увеличение проч- ности массива в среднем в 1,78 раза. При этом уменьшение диаметра за- крепленного массива, при угле наклон струй к горизонтальной плоскости в 25 градусов, составляет 1.1 раза, что крайне мало, в сравнении со значи- тельным увеличением прочности массива (рис.1, 2). Для получения равной прочности, при использовании перекрестной гидроструйной технологии, достаточно использования давления порядка 32-40 МПа, что является значительным преимуществом с энергетической и экономической точки зрения, в сравнении с традиционной однокомпо- нентной гидроструйной технологией, которой для достижения тех же значений необходимо применение давления в 60 МПа. Сравнительные параметры приведены в табл. 2. Таблица 2. Сравнение показателей прочности массива при использовании перекрестной гидроструйной цементации и традиционной гидроструйной цементации Тип техно- логии частота вращения, с-1 давле- ние, МПа диаметр насадок, мм Скорость подъема, м/с Проч- ность, МПа Традици- онная 0,167 60 0,002 0,005 4,5 0,167 60 0,0025 0,005 5,4 0,167 60 0,003 0,005 6,3 Пере- крестная 0,167 32 2х0,002 0,005 5,0 0,167 32 2х0,0025 0,005 6,0 0,167 32 2х0,003 0,005 7,0 Важно отметить следующее, что возможно снижение лишь давле- ния нагнетания раствора, с целью экономии, увеличение скорости подачи или частоты вращения буровой колонны, может привести к тому, водоце- ментные струи могут не сойтись в точке разрушения, что негативно ска- жется на всем процессе цементации. 38 Рис.1. График сопоставления прочностных параметров закрепленного массива традиционной и перекрестной технологий для глинистого грунта. Рис.2. График сопоставления прочностных параметров закрепленного массива традиционной и перекрестной технологий, для песчаного грунта. 39 Таким образом, применение перекрестной гидроструйной цемента- ции дает ряд преимуществ с энергетической, и как следствие с экономиче- ской точки зрения, что делает ее конкурентно способной на строительном рынке России. Литература 4. Бройд, И.И. Струйная геотехнология: Учебное пособие. / И.И. Бройд – М.: Издательство Ассоциации строительных вузов, 2004 - 448 с. 5. Головин,К.А. Обоснование параметров и создание оборудования для гид- роструйной цементации неустойчивых пород в горном производстве: Дис. докт. техн. наук / К.А. Головин .– Тула, 2007 г. - 250 с. 6. Копылов, А.Б. Краткий анализ современного состояния скважинной геотехноло- гии / А.Б. Копылов, О.В. Коновалов, В.С Сальников, - Тула: Известия тульского государственного университета. Науки о земле., 2010 -№ 1- С. 189-194. 7. Головин, К.А. О применении метода гидроструйной цементации пород в гор- ном деле / К.А. Головин, Р.А. Ковалев, А.Е. Пушкарев, - Горный журнал., 2008 -№ 6- С. 60-62. УДК 69:624.138.24 ИССЛЕДОВАНИЕ УСЛОВИЙ ПОСТАНОВКИ И ДЕФОРМИРОВАНИЯ ИСКУССТВЕННОГО ОСНОВАНИЯ МЕТОДОМ КОНЕЧНЫХ ЭЛЕМЕНТОВ Должиков П.Н., Ивлиева Е.О. Донбасский государственный технический университет В статье исследовано влияние подземных горных работ на состояние грунтовых оснований. Произведен расчет напряженно-деформированного состояния грунто- вого массива с устройством глиношлаковой стабилизационной подушки. Разработка угольных месторождений в течение длительного време- ни оказывает не только существенное изменение состояния массива гор- ных пород, но и негативно влияет на земную поверхность, которое выра- жается в ее деформации, а также нарушении естественного баланса водно- го бассейна, и непосредственно влияет на ее пригодность к строительству. На сегодняшний день ликвидация нерентабельных шахт, путем их массового затопления, стала причиной переувлажнения породного массива и послужила причиной изменения физико-механических свойств пород, в результате чего нарушилось их равновесное состояние. В таких случаях для обеспечения качественного строительства необходимо применять средства защиты зданий и сооружений от неравно- мерных деформаций, весьма перспективным из которых является устрой- ство надежных искусственных оснований (стабилизирующей глиношлако- вой подушки) [1]. К основным преимуществам создания такого основания 40 относятся его низкая стоимость, обусловленная использованием в качестве основного сырья закладочной смеси дешевых композиционных материалов, простота технологии, а также долговременность использования [2]. Решение этой проблемы невозможно без построения математиче- ской модели, максимально приближенной к реальным условиям. При этом возникает необходимость решить следующие задачи: учесть реальные свойства закладочного материала и свойства грунтового массива; учесть совместную работу основания и стабилизационной подушки; определить изменение напряженно-деформированного состояния стабилизационной подушки в подработанном обводненном массиве. В качестве исследуемого грунтового массива был выбран участок в пределах горных отводов ликвидированных шахт в г. Брянка Луганской области. В геологическом строении района принимают участие отложения каменноугольного возраста свит 2 2C – 7 2C , которые перекрыты маломощ- ными (до 10 м) четвертичными суглинками, известняками и глинами. В геологическом разрезе каменноугольной толщи преобладают песчано- глинистые породы с подчиненным значением пластов известняков и углей среднего карбона. Пример геологического разреза представлен на рис. 1. Рис. 1. Пример геологического разреза для Стахановского района Исследуемая территория расположена в пределах Алмазно- Марьевского геологопромышленного района Луганской области. Южное крыло синклинали, рассматриваемого участка, характеризуется пологим залеганием пластов (10-15 °) и только на северном крыле синклинали па- 41 дение пластов изменяется, доходя на выходах до 50-60 °. Глубина залегания от дневной поверхности разработанных угольных пластов изменяется от 40 до 1000 м, при этом мощность пластов не превышает 2 м. Данный участок грунтового массива характеризуется сложными горно-геологическими условиями: выходом на поверхность угольных пла- стов вблизи жилых домов, выходом под наносы осевой поверхности син- клинали, а также наличием горных выработок, пройденных на малых глу- бинах, как до начала строительства, так и в последующее время. Горно-геологические условия породного массива, рассматриваемого участка шахтного поля приведены в табл. 1. Таблица 1. Горно-геологические условия породного массива, рассматриваемого участка шахтного поля Наименование шахты Горно-геологические условия Пласт Мощность, м Наклон, град. Глубина, м «Брянковская» (г. Брянка) l6 1,2 20 585 l5 0,5 20 620 l4 1,2 50 625 l3 0,8 18 650 m4 0,9 16-30 425 m3 0,8 35-50 450 В результате проведенных лабораторных исследований были уста- новлены физико-механические свойства грунтов находящихся в условиях обводненности и подработанности. По результатам исследования свойств грунтовой толщи на подрабо- танной территории отобранные грунты характеризуются свойствами при- веденными в табл. 2 [3]. Изучение физико-механических свойств грунтов на подрабатывае- мых территориях показал, что их прочностные свойства во многом зависят от плотности сложения и водонасыщения. При одинаковой плотности сложения грунта его несущая способ- ность с большей влажностью меньше, чем сухого. Так при одной и той же вертикальной нагрузке с уменьшением плотности сложения в 1,5 раза сопротивление сдвигу уменьшилось в 2 раза. Также водонасыщение грунта приводило к существенному изменению (в 2-3 раза) его сдвиговых свойств. 42 Таблица 2. Физико-механические свойства грунтов Показатели Суглинок Аргиллит 1. Удельный вес грунта, кг/м3 2600 2670 2. Объемная плотность, кг/м3 2010 2040 3. Весовая влажность, д.ед. 0,23 0,25 4. Нижний предел пластичности 0,17 0,139 5. Верхний предел пластичности 0,33 0,278 6. Число пластичности 0,16 0,14 7. Коэффициент пористости, д.ед. 0,48 0,47 8. Сцепление, МПа 0,08 0,135 9. Угол внутреннего трения, град. 23 37 10. Модуль деформации, МПа 17,94 20,12 Анализ геологических разрезов в основаниях фундаментов зданий на подработанных территориях шахтерских городов Луганского региона позволил выделить основной тип геологического разреза наиболее часто встречающегося на территориях ликвидированных угольных шахт с пол- ным затоплением выработанного пространства. Формирование стабилизи- рующей подушки (рис. 2) на контакте покровных и коренных отложений из глиношлакового раствора позволяет минимизировать деформационный процесс поверхности земли. Рис. 2. Схема формирования стабилизирующей подушки (для одной скважины) Мощность стабилизационной подушки, глубина ее заложения вы- бираются в зависимости от конкретных горно-геологических условий (глубина залегания геологических нарушений, его амплитуды, зоны влия- ния). Основные расчетные формулы параметров формирования подушки представлены в табл. 3. 43 Таблица 3. Основные параметры формирования стабилизирующей подушки на контакте покровных и коренных отложений № п/п Параметр Обозна- чение Формула 1 Толщина стабилизаци- онной подушки SP , м SP  сж y S DP P   4   2 Диаметр создаваемого слоя, м 1 D , 2D ;01  PP D S   12 DD   3 Объем тампонажного раствора (1 скважина), м3 V Tsзhss mkkPRRV   21 В таблице обозначено: α – коэффициент перегрузки, учитывающий не- однородность массива, в практических расчетах равен 1,1 – 1,5; ΔРу – максимальное давление нагнетания тампонажного раствора, МПа; ε – коэффициент анизотропии пород; τ0 – динамическое напряжение сдвига раствора; σсж – предел прочности на скалывание затампонированной поро- ды, в практических расчетах принимается равным 2 – 3 МПа; ks – коэффици- ент площадочного разуплотнения; kh – коэффициент вертикального разуплот- нения; αз – коэффициент запаса раствора; ξs – коэффициент, учитывающий перекрытие эффективных контуров распространения раствора; mT –значение скважности, д. ед. Состав и свойства тампонажно-закладочного раствора приведен в табл. 4. Таблица 4 – Состав и свойства тампонажно-закладочного раствора № п.п. Параметры суспензий Значения 1 Количество отвального шлака, кг/м3 820 2 Количество глины, кг/м3 20 3 Количество воды, кг/м3 625 4 Плотность базовой суспензии, кг/м3 1445 5 Количество цемента, кг/м3 – 6 Плотность суспензии, кг/м3 1460 7 Пластическая прочность, кПа, на 7 сутки на 10 сутки на 15 сутки 237,3 419,21 588,89 8 Растекание, см 11 Для изучения влияния формирования искусственного основания пу- тем устройства стабилизирующей подушки на контакте покровных и ко- ренных отложений на уменьшение деформационного процесса земной 44 поверхности, за счет увеличения прочности основания, воспользуемся математическим моделированием. Исследования напряженно-деформированного состояния основания выполним методом конечных элементов с помощью программного вычис- лительного комплекса «ЛИРА» в нелинейной постановке. Для упрощения математической модели процесса установки стаби- лизационной подушки в подработанном обводненном массиве форма кон- солидированного грунтового массива идеализируется и сводится до фор- мы цилиндра. Так как полученная модель является симметричной, то для моделирования процессов достаточно рассмотреть 1/4 часть конечно- элементной модели (расчетной схемы). Грунт моделируется при помощи объемных физически нелинейных КЭ – 271-276, моделирующими одностороннюю работу грунта на сжатие с учетом сдвига. Размеры модели грунтового массива: радиус – 50 м, по глубине – 100,0 м. Объемные элементы предназначены для определения напряженно- деформируемого состояния континуальных объектов и массивных про- странственных конструкций в постановке физически-нелинейной теории упругости. При этом предполагается, что в начальной стадии деформиро- вания материал обладает упругими свойствами. При расчете применяется шагово-итерационный метод. Верх модели загружен равномерно распределенной нагрузкой от собственного веса грунтового массива и тампонажно-закладочного рас- твора в соответствии с результатами лабораторных исследований, а также нагрузкой, передаваемой на грунтовое основание от зданий. На конечно- элементную модель налагались граничные условия, учитывающие прямую симметрию и наиболее адекватно отражающие работу грунтового массива. Стабилизационная глиношлаковая подушка расположена на расстоянии 10 м от поверхности земли. Сравнение изменения в деформированном состоянии массива до и после постановки стабилизационной подушки, выполнялось по относи- тельной осадке покровных пород, определяемой по вертикальным пере- мещениям (рис. 3). В результате анализа результатов расчетов было установлено, что вертикальные перемещения (Z, мм) грунтового массива составляют: вари- ант 1 –Z = 56,9мм; вариант 2 – Z = 18,7мм. Для двух вариантов определялись эквивалентные напряжения в со- ответствии с теорией прочности наибольших главных деформаций. Ре- зультаты вычислений приведены на рис. 4. Как видно по рис. 4 максимальные эквивалентные напряжения возникают в приграничных зонах слоев тампонажно-закладочного раство- 45 ра, что можно объяснить наличием «краевого эффекта» в рассматривае- мых задачах. Рис. 3. Изополя вертикальных перемещений Z, мм: 1 – до устройства стабилизационной подушки; 2 – после устройства стабилизационной подушки Рис. 4. Изополя эквивалентных напряжений, т/м2 Также наибольшие эквивалентные напряжения возникают в средней части слоев тампонажно-закладочного глиношлакового раствора, причем, по мере увеличения мощности стабилизационной подушки эквивалентные напряжения уменьшаются в нижнем слое тампонажного раствора, что соответствует распределению вертикальных напряжений в грунтовом основании в зависимости от глубины сжимаемой толщи. Таким образом, на основании проведенных исследований было установлено, что для стабилизации деформационных процессов на земной 46 поверхности устройство искусственного основания позволяет уменьшить величину оседаний в 3 раза, что обеспечивает увеличение прочности осно- вания, а также дает возможность управлять напряженно- деформированным состоянием горного массива за счет напорной инъек- ции глиношлакового раствора. Литература 1. Должиков П.Н. Новые геомеханические процессы и их нейтрализация на подра- ботанных территориях Донбасса / П.Н. Должиков // Вестник МАНЭБ т.13. – 2008. – №4. – С. 108-111. 2. Ивлиева Е.О. Формирование искусственного основания фундаментов на подработанных территориях / Е.О. Ивлиева, П.Г. Фурдей // Перспективы раз- вития строительных технологий: Материалы 7-й междунар. науч.-практ. конф. (Днепропетровск 18-19 апреля 2013г.). – Д.: Національний гірничий універси- тет, 2013. – С. 34-37. 3. Должиков П.Н. Влияние обводненности и трещиноватости на деформационные свойства оснований фундаментов / П.Н. Должиков, Е.О. Ивлиева // Сборник науч- ных трудов ДонГТУ. – Алчевск: ДонГТУ, 2013. – Вып. 40. – С. 168-172. УДК 622.343'446 СОВРЕМЕННОЕ СОСТОЯНИЕ ОТКРЫТОЙ РАЗРАБОТКИ РУДНЫХ МЕСТОРОЖДЕНИЙ Альжанов М.К., Койлыбаев Ж.А. Казахстанский институт содействия промышленности, г. Караганда Рассмотрены принципы организационно-технического оснащения процесса добы- чи и переработки рудного сырья на основе использования циклично-поточных технологий. Предлагается новая схема организации предприятий горной отрасли - горно-добывающе-перерабатывающие комплексы (ГДПК). Неоспоримой тенденцией развития мировой горной промышленно- сти на обозримую перспективу считается стабильная ориентация на от- крытый способ разработки, как обеспечивающий наилучшие экономиче- ские показатели. На его долю приходится (по данным разных источников) до 73 % общих объемов добычи полезных ископаемых в мире (в США – 83 %, в странах СНГ – около 70 %). Анализ тенденции развития открытых горных работ в странах СНГ и дальнего зарубежья показывает, что в ближайшее время глубина многих карьеров составит 400-500, а в недалёком будущем может достигнуть 700- 1000 м. Если учесть, что по мере роста глубины карьеров доля затрат на карьерный транспорт доходит до 55–60 % в общей себестоимости добычи полезного ископаемого, то вполне очевидным представляется тезис о том, 47 что вопросы развития и совершенствования карьерного транспорта явля- ются одними из основных для открытых горных разработок. Тенденция дальнейшего увеличения единичной мощности горно- транспортного оборудования, очевидно, должна уступить свою лидирую- щую роль в горно-добычном комплексе иным схемам организации произ- водства горных работ, в частности ЦПТ, и соответствующим им видам горнотранспортной техники. До настоящего времени основным видом технологического транс- порта при добыче полезных ископаемых открытым способом считался автомобильный. Он использовался для перевозки примерно 80 % всей горной массы во всем мире, в т.ч. в США и Канаде – 85 %, в Южной Аме- рике – 85 %, в Австралии – почти 100 %, в Южной Африке – более 90 %. В России и странах СНГ удельный вес карьерного автотранспорта с учетом всех подотраслей горно-добывающей промышленности составлял 75 % . Считается, что «революционный период» в создании большегруз- ных самосвалов в целом закончился. Дальнейшее производство карьерных автосамосвалов будет развиваться по эволюционному пути, основными чертами которого являются следующие: -дифференциация типоразмерного ряда по грузоподъемности самосвалов; -создание бортовых систем управления безопасностью и снижением энергоза- трат, а также обеспечивающих получение информации о параметрах работы узлов и систем самосвала, перевозимой горной массе и др.; -повышение ресурса базовых конструкций; -создание комфортных условий для водителя; -обеспечение экологической безопасности транспортного процесса. С увеличением глубины карьеров обостряются вопросы транспор- тировки горной массы из карьера наверх, схем проведения вскрышных и добычных работ. Традиционно используемые технологические схемы проведения вскрышных и добычных работ, а также схемы транспортиров- ки горной массы, включающие автотранспорт, железнодорожный транс- порт и конвейерный транспорт, как показывает практика, начинают стано- виться неэффективными. По данным ряда исследователей РФ ориентировочные цифры сни- жения производительности транспортных средств с понижением горных работ на 100 м составляют: для автосамосвалов - 25–39 %, для железнодо- рожного транспорта – 8,5–20 %. В этих условиях на первый план выдвигаются задачи обоснования общей стратегии разработки глубоких карьеров, установления закономер- ностей формирования их транспортных систем и рациональных зон при- менения различных видов транспорта в изменяющихся условиях разработ- ки месторождений с учетом закономерностей технического прогресса 48 развития горнотранспортной техники и совершенствования технологии открытых горных разработок. Согласно исследованиям, проведенным в ИГД УрО РАН (г. Екате- ринбург), затраты на транспортировку горной массы, достигающие в настоящее время 40-60 % общих затрат на добычу руды, с увеличением глубины карьеров до 500-1000 м возрастают до 70 %.В связи с этим эф- фективность использования транспорта существенно влияет на себестои- мость получаемого конечного продукта. Весьма своевременным является развитие представлений о страте- гии формирования транспортных систем карьеров, основанная на приме- нении комбинированных схем транспортирования и зонирования участка производства горно-транспортных работ для различных горно- технических условий, переходом от одной схемы транспортирования к другой, сформулированной член-корр. Яковлевым В. Л. Одновременно с обоснованием общей стратегии разработки глубо- ких карьеров целесообразно задаться вопросом обоснования общей страте- гии технологии добычи и переработки минерального сырья до получения товарного продукта и определением более эффективных схем размещения цепи аппаратов, что, в конечном счете, позволит совместить в едином технологическом цикле добычи и переработки, повторяющиеся отдельные технологические операции, а также переместить ряд подготовительных операций в пространстве и во времени. Очевидно, назрела необходимость о формировании принципов по- строения в горнодобывающей отрасли предприятий нового поколения: горно-добывающе-перерабатывающих комплексов (ГДПК). К принципам построения ГДПК следует отнести: - передача ряда технологических операций ранее осуществляемых на производственной площадке обогатительных фабрик непосредственно на карьер (подземный рудник). К таким операциям можно отнести дроб- ление, классификацию усреднение вещественного состава сырья на карь- ерных (шахтных) рудных складах, раздельная (по классам крупности) отгрузка подготовленного сырья на обогатительный процесс; - формирование транспортной системы ГДПК, ориентированной на внутрикарьерную (внутришахтную) первичную подготовку, разделе- ние рудного сырья по классам крупности и последующее перемещение подготовленного рудного сырья на обогатительный процесс; - внедрение мобильных дробильно-классификационных установок; - создание на площадке карьеров (шахт) усреднительных рудных складов для продуктов первичной подготовки сырья; - снижение вредного воздействия на экологию от используемой ка- рьерной техники за счет внедрения систем ЦПТ. 49 Было доказано, что внедрение ЦПТ с конвейерным транспортом обеспечивает по сравнению с автомобильным или железнодорожным транспортом увеличение производительности труда и снижение затрат на разработку месторождения на 25-30 %, причём эффективность ЦПТ воз- растает с увеличением глубины карьера. Целесообразность применения ЦПТ обосновывается, в первую оче- редь, значительным снижением эксплуатационных затрат по сравнению с вариантами, предусматривающими использование карьерного автомо- бильного или железнодорожного транспорта. Применение дробильных комплексов в карьере и конвейерного транспорта, по данным зарубежной практики, снижает эксплуатационные затраты в несколько раз по сравнению с транспортированием руды авто- самосвалами. При этом создаются благоприятные условия для более эф- фективной отработки карьеров. Опыт работы Криворожских карьеров, Оленегорского и Мурунтауского ГОКов с циклично-поточной технологией показывает её неоспоримое преимущество по повышению эффективности открытых горных работ. Разработкой основ классификации поточного и циклично-поточного производства при разработке крепких руд посвящены работы М.В. Васильева. Васильев М.В., исследуя основные принципы поточной технологии открытой угледобычи, впервые ввёл понятия: - „непрерывно- поточные“ линии; - „прерывно- поточные“ линии. Институт Гипроруда совместно с ИГД МЧМ СССР предложил классификацию технологических систем разработки скальных пород в основу которой положил принцип внедрения оборудования непрерывного действия на основных производственных процессах. Согласно этой классификации все системы разделены на четыре группы. В классификации технологических схем ЦПТ, разработанной профессором А.Н. Шилиным положен принцип подготовки горной массы к транспортированию конвейерами. Все схемы ЦПТ разделены на три группы: - с дроблением, - с грохочением, - без дробления и грохочения со специальными конвейерами для транспортирования крупнокусковых скальных пород и руд. Профессор Б.В. Фаддеев, обобщив опыт применения конвейерного транспорта выделил 8-технологических схем, основными классификационными признаками которых приняты крепость разрабатываемых пород и степень поточности производства. 50 Необходима также оптимизация параметров транспортных систем карьеров на всех стадиях разработки глубокозалегающих месторождений. Дальнейшего развития требуют теоретические основы выбора транспорта глубоких карьеров, в том числе с учетом экологических последствий при- менения различных видов карьерного транспорта, разработки методов введения в критерий оценки сравнительной эффективности вариантов показателей трудоемкости транспортирования горной массы. Решение указанных задач позволит изыскать пути снижения затрат на добычу полезных ископаемых с ростом глубины карьеров и создаст новые предпосылки для расширения эффективных границ открытой разработки. Вопросы совершенствования технологии открытой разработки тес- но взаимосвязаны с повышением эффективности технологических процес- сов и внедрения комплекса новых методов и средств ЦПТ, оптимизации параметров технологических процессов, минимизации затрат и повышения интенсивности горных работ. Основным направлением снижения себестоимости добычи руды является применение ЦПТ, а именно технологических схем с автомобильно-конвейерным, железнодорожно-конвейерным, собственно конвейерным транспортом и дробильно-перегрузочными установками, которые могут быть применимы в стационарном, передвижном или самоходном исполнениях. Немаловажное значение приобретают вопросы перераспределения места производства отдельных операций технологического цикла подготовки и обогащения рудного сырья. Операции по дроблению, классификации горной массы и усреднению измельченного рудного сырья целесообразно сосредоточить в пределах рабочей площадки карьера (шахты). На площадку обогатительной фабрики следует поставлять рудное сырье прошедшее стадии крупного и среднего дробления. С увеличением глубины карьеров и ростом расстояния транспортирования горной массы эксплуатационные расходы при применении традиционных колесных видов транспорта значительно возрастают, а производительность снижается. Применение ЦПТ в условиях постоянно возрастающей глубины открытых разработок, как показали исследования и практика, позволяют достичь высокой концентрации горного производства, улучшить показатели использования горно-транспортного оборудования, обеспечить высокую степень автоматизации производственных процессов, сократить затраты на транспортирование горной массы с больших глубин, значительно повысить производительность труда и эффективность горного производства в целом. 51 Анализ существующих технологических схем разработки скальных пород и руд, проведенный ведущими учеными РФ и РК, свидетельствует, что на карьерах применяются одно, двух и трёхзвенные транспортные системы. Транспортная система карьера в значительной мере определяет способ вскрытия новых горизонтов и оказывает определенное влияние на порядок и темпы развития горных работ. Это характерно как для технологических схем с техникой цикличного и непрерывного действия, так и для технологических схем с техникой цикличного действия (цикличная технология). С увеличением высоты зоны отработки от по- верхности карьера затраты на автотранспорт увеличиваются, затраты же на комбинированный автомобильно-конвейерный транспорт при отработке оставшейся текущей высоты зоны отработки снижаются, в связи с уменьше- нием длины транспортирования внутрикарьерным автотранспортом. При использовании автомобильно-конвейерного транспорта авто- транспорт целесообразно применять в основном в качестве сборочного транспорта внутри карьера, т.е. связующего звена между экскаватором и конвейерным транспортом (для транспортировки горной массы на малые расстояния) в пределах отрабатываемого участка. В системе „карьер“ при использовании ЦПТ технологические схемы работы автотранспорта зависят от состояния подсистем сочетаемых видов транспорта, которые предопределяются заданной производительностью карьера (Qk). При полученных по Qk значениях потребной суммарной тео- ретической производительности цикличного вида транспорта Qц и поточно- го Qпт состояние подсистем может принимать следующие соотношения: 1) Qц = Qпт – при проектирования технологии является наиболее це- лесообразным. При этом в определенное время (при плановых и неплано- вых простоях конвейерного комплекса) имеет место Qц > Qпт. В этом слу- чае внутрикарьерный автомобильный транспорт должен переходить на схему работы карьерного автотранспорта. 2) При соотношении в течение всего рабочего периода Qц > Qпт си- стема самостоятельно функционировать не в состоянии. Производитель- ность конвейерного транспорта не соответствует производительности автотранспорта. Это приводит к накоплению горной массы на перегрузоч- ных узлах и необоснованному повышению финансовых затрат на разме- щение и складирование сырья. Возможно дополнительное привлечение автотранспорта для вывоза накопившегося сырья за пределы разрабатыва- емого участка. 3) При соотношении Qц ˂ Qпт возникает проблема неэффективности использования конвейерного транспорта и привлечения дополнительного количества автотранспорта для внутрикарьерных перевозок, что в свою очередь ограничивается производительностью экскаваторной техники. 52 УДК 622.673.2 ОПТИМИЗАЦИЯ ПАРАМЕТРОВ СТАЛЬНЫХ НАДШАХТНЫХ КОПРОВ МНОГОФУНКЦИОНАЛЬНОГО НАЗНАЧЕНИЯ Кассихина Е.Г. Кузбасский государственный технический университет им. Т. Ф. Горбачева Обоснован системный подход, разработана методика синтеза и анализа техноло- гических схем сооружения вертикальных стволов с применением формализованного математического моделирования при многокритериальном и векторном способах формирования целей по ресурсосберегающим признакам. Традиционный способ оснащения и эксплуатации вертикальных стволов заключается в применении уже известных конструктивных схем с использованием стальных копров: временного типового проходческого и постоянного укосного. При этом в общей продолжительности строитель- ства ствола оснащение достигает 30-60 % времени, в основном из-за боль- шой трудоемкости и длительности монтажа - демонтажа проходческого копра, монтажа постоянного копра и из-за устаревших объемно- планировочных и конструктивных решений копров. Широко применяемый в настоящее время принцип типизации кон- струкций проходческих и постоянных копров зачастую приводит к не- оправданным затратам с точки зрения металлоемкости по сравнению с конструкциями, запроектированными индивидуально для конкретной рас- четной ситуации. При строительстве шахт нового технического уровня все чаще воз- никает потребность в строительстве стволов, для которых традиционные схемы оснащения неприемлемы (стволы больших диаметров, стволы- бинокли), а требуется разработка индивидуальных схем. Анализ календарных графиков выполнения работ показывает, что основным резервом сокращения продолжительности строительства ство- лов является снижение затрат времени, связанных с монтажом - демонта- жом проходческого копра и монтажом постоянного. Это возможно лишь при замене временного проходческого и постоянного копров на мно- гофункциональное устройство, пригодное как для проходки, так и для эксплуатации. Искомое техническое решение должно обеспечивать минимальную продолжительность сооружения ствола, минимальную стоимость и трудо- емкость строительно-монтажных работ, минимальную продолжительность переоснащения ствола для проведения горизонтальных горных выработок, высокий уровень индустриализации строительных конструкций повышен- ной заводской готовности. 53 В связи с этим, на кафедре «Строительство подземных сооружений и шахт» КузГТУ разработаны методические рекомендации [1] по форми- рованию конструктивных параметров стальных копров многофункцио- нального назначения [2], позволяющие, с одной стороны, сформировать множество индивидуальных технических решений, приемлемых для за- данных условий проектирования, а с другой стороны, выбрать среди них вариант оснащения, оптимальный с точки зрения снижения ресурсосбере- жения. Вышеупомянутые методические рекомендации отражают суть но- вого подхода к проектированию копров на основе соединения в одной наземной конструкции постоянного набора элементов, применяющихся на протяжении всего периода строительства и эксплуатации ствола, и смен- ных блоков, необходимых для обеспечении работы копра на период про- ходки. Основными конструктивными элементами копра многофункцио- нального назначения являются сварные рамные конструкции переменного сечения, что позволяет запроектировать индивидуальную конструкцию копра на основе унифицированной элементной базы на уровне исходных материалов (например, листовая сталь, из которой состоят коробчатые и трубчатые конструкции переменного сечения). Предложенная на рис. 1, 2а, 3а модель принята в качестве базовой и состоит из трех функциональных блоков: - основной несущий блок (см. рис. 1), обеспечивающий функции постоянного подъема: состоит из подшкивного устройства, включающего рамную укосину 1 переменного коробчатого сечения, центральную труб- чатую стойку 2, постоянные подшкивные площадки 3 и кольцевую рас- порку 4. Монтируется на этапе оснащения для проходки техотхода сразу же после сооружения оголовка устья и обратной засыпки (с условием го- товности фундаментов для копра) и используется на всех этапах строи- тельства и эксплуатации ствола; - временный конструктивный блок (рис. 2а, 2б), обеспечивающий функции работы в режиме проходки, состоит из проходческой подшкив- ной площадки 5 на базе кольцевой распорки 4 и разгрузочного станка 6. Добавляется к подшкивному устройству на этапе проходки протяженной части ствола. Для перехода к сооружению горизонтальных выработок временный конструктивный блок демонтируется; - дополнительный конструктивный блок, обеспечивающий функции работы в режиме эксплуатации, состоит из несущего рамного станка 7 (рис. 3а, 3б) и площадки для амортизаторов 8, которая необходима для работы постоянного подъема. 54 Рис. 1 - Копер многофункционального назначения. Модель на период проходки устья и техотхода После того, как копер был условно разбит на функциональные бло- ки, появилась возможность отображения процесса его проектирования путем прохождения по графу событий (рис. 4), на котором вектор управ- ляемых переменных включает признаки Х1÷Х8, формирующие конструк- тивную форму копра 1 2 3 4 5 6 7 8X(X ,X ,X ,X ,X ,X ,X ,X ), (1) где Х1÷Х8 – характеристики условий для проектирования (климатические и грунтовые условия, сейсмичность района, и т. д.), характеристики, отра- жающая требования к конструкции копра как к функции постоянного подъема (множество различных топологических схем основной несущей конструкции в зависимости от схемы подъема, разрывного усилия R, раз- мещения подъемной установки, диаметра и назначения ствола), условия нагружения на этапе проходки с учетом размещения временного проход- ческого оборудования относительно ствола и технологических процессов, связанных с проходкой. 55 Рис. 2. Копер многофункционального назначения. Модель на период проходки протяженной части ствола: а) вариант с центральной трубчатой стойкой; б) вариант с центральным порталом В результате получен граф событий, при прохождению по которому от исходной точки  до конечного узла М конструкция дополняется необ- ходимыми сменными или постоянными блоками, обеспечивающими тре- буемые функции. Получаемые на каждом пути варианта Еi проектные решения [3] позволяет увидеть все возможные варианты (см. рис. 1 - 3) расположения конструктивных элементов копра с учетом конкретной рас- четной ситуации, но на основе унифицированной элементной базы. Граф событий (рис. 4) легко поддается модификации: при необхо- димости его можно дополнительно развить, например, добавить варианты подбора проходческого оборудования и размещения его в стволе, вклю- чить варианты разгрузки горной массы или варианты схем монтажа кон- струкций. Далее граф событий преобразовывается в граф решений (рис. 5), ко- торый позволяет просчитать оптимальные варианты решений для задан- ных критериев (сокращение трудозатрат, стоимости и сроков строитель- ства) [4]. б) а) 56 а) б) Рис. 3. Копер многофункционального назначения. а, б - варианты на период эксплуатации 57 Рис. 4.Граф событий 58 Рис. 5 - Граф решений 59 В результате прохождения по графу в конечном его узле М, сфор- мируется не только конструкция копра и набор необходимого проходче- ского оборудования, но и оптимальная схема оснащения для сооружения конкретного ствола с учетом поставленных целей и приоритетов по ресур- сосбережению. Заключение. Сегодняшние требования к сооружению вертикаль- ных стволов направлены, прежде всего, на сокращение продолжительно- сти и стоимости строительства, на экономию материалов и средств, при этом возможности проектировщиков по части использования программно- го обеспечения заметно возросли, следовательно, появился смысл и пря- мая выгода в системном подходе и более тщательном расчете, учитывая индивидуальные особенности каждого проекта в перспективном шахтном строительстве. Литература: 1. Кассихина, Е. Г. Обоснование параметров и разработка метода расчета стальных копров многофункционального назначения Методические рекомендации / Е. Г. Кас- сихина, В. В. Першин, Н. Ф. Косарев. – Кузбасс. гос техн. ун-т – Кемерово 2012. – 29 с. 2. Пат. 2120013 С1 (RU), 6Е 04 Н 12/26. Многофункциональное устройство для проходки и эксплуатации шахтных вертикальных стволов / Е. Г. Кассихина, В. В. Першин. – № 97110900; Заявлено 26.06.97; Опубл. 10.10.98., Бюл. № 28. 3. Першин, В. В. Новая концепция проектирования многофункциональных сталь- ных укосных копров / В. В. Першин, Е. Г. Кассихина / Уголь, 2001. – №2. С. 11-14 4. Мушик, Э. Методы принятия технических решений / Э. Мушик, П. Мюллер – М. : Мир, 1990. - 208 с. 5. Рогов, Е. И. Математические модели адаптации процессов и подсистем уголь- ной шахты / Е. И. Рогов, В. Н. Вылегжанин, Г. И. Грицко – Алма-Ата. : Наука, 1979. – 240 с. УДК 622.235 ПОВЫШЕНИЕ ЭФФЕКТИВНОСТИ ДОБЫЧИ НЕРУДНЫХ СТРОИТЕЛЬНЫХ МАТЕРИАЛОВ НА ГРАНИТНЫХ КАРЬЕРАХ УКРАИНЫ Коновал С.В. Черкасский государственный технологический университет, г. Черкассы, Украина Приведены результаты промышленных взрывов с применением скважинных заря- дов на основе конверсионных и новых видов ВВ. Получены данные по подтвержде- нию высокой степени их эффективности и производительности. Добывающая промышленность Украины сейчас находится в тяже- лом финансово-экономическом положении и требует принятия неотлож- ных мер. Эффективность работы предприятий добывающей промышлен- 60 ности определяет состояние дел в базовых отраслях промышленности Украины. Приоритетным направлением является и разработка нерудных полезных ископаемых, то есть крепких анизотропных горных пород в качестве строительного камня. Повышение производительности добывающих предприятий должно происходить за счет внедрения инновационных технологий, предусматри- вающих применение новейших методов производства работ и применения новых материалов. Разработка месторождений полезных ископаемых на гранитных ка- рьерах Украины ведется открытым способом с использованием скважин- ных зарядов ВВ. Разрабатываются породы с коэффициентом 6 ... 16 по шкале профессора М.М. Протодьяконова мелкозернистые, среднетрещи- новатые, крупноблочные. В качестве ВВ используется Анемикс 70. Массовый взрыв с использованием данной технологии был прове- ден 17.09.2013 года на Новогородковському карьере ОАО "Кирово- градгранит" (Кировоградская область). На горизонте +112 м был разрушен блок № 12, состоявший из магматитов и гранитов. Было устроено 35 сква- жин. Высота уступа составляла 15,3 м. Средняя глубина скважин состави- ла 16,8 г. Была устроена сетка скважин. Расстояние между рядами соста- вило 4,8 м, между скважинами 5,5 м. Диаметр скважин – 150 мм. Технология формирования скважинных зарядов при этом преду- сматривает следующий порядок: в скважине на уровне перебура устанав- ливался взрыватель, состоящий из 12-ти конверсионных тротиловых ша- шек Т-75 (900 г), далее зарядной машиной проводилась зарядка Анемикса 70, заполнялся перебур и скважина на 2 м выше перебура. Устанавливался второй промежуточный детонатор из 12 конверсионных тротиловых ша- шек Т-75 (900 г). Далее скважина заполнялась Анемиксом 70 на высоту 2 м до поверхности скважины. Пространство оставлялось для того, чтобы дать возможность Анемиксу 70 расшириться и полностью заполнить скважину, так как при реакции с воздухом он увеличивается в объеме. Увеличение объема Анемикса свидетельствует о правильности сочетания компонентов и качества полученного ВВ. Далее устраивалась забивки с использованием буровой мелочи. Всего было использовано 12500 кг Анемикса 70 и 63 кг конверси- онных тротиловых шашек Т-75. При проектировании массового взрыва учитывались особенности залегания пород и уровень их обводненности. Для создания внутрискважинных замедлений были использованы устройства типа УНС-С-500-21 – 36 шт., УНС-С-500-16 36 шт., УНС-ПА-105- 10 – 56 шт., УНС-ПА-25-10 – 20 шт., УНС-ПА-0-10 – 8 шт. и ЕД8Ж – 4 шт. Значительное влияние на качество и эффективность проведения работ имеет применение неэлектрической системы инициирования "Импульс". 61 ы Рис.1. Характерный разрез скважины с конструкцией заряда В результате массового взрыва было отбито 13620 м3 горной массы. Удельные затраты ВР на блок, кг/м3 составили 0,92. При подрыве указанных зарядов получено высокое качество из- мельчения пород (выход негабарита составил 5 %), обработка подошвы уступа (без завышения), а также широкий развал и компактный навал гор- ной массы удовлетворил полностью потребности заказчика. При подрыве зарядов ВВ в скважинах не зафиксированы случаи их выгорания, отказа детонации, а также выделение значительного количества вредных газов с резким запахом и цветом. При применении забойки с использованием буровой мелочи был зарегистрирован выброс продуктов взрыва и забойки высотой до 30 м. Выводы. Применение новых средств инициирования и взрывчатых материалов (таких как Анемикс 70) на нерудных карьерах позволило обес- печить высокое качество дробления пород и уменьшение выхода негаба- рита. Литература 1. Друкованый М.Ф., Дубнов Л.В., Кутузов Б.Н., Ефремов Э.И. Справочник по буровзрывным работам на карьерах. К. Наук.думка,1973. 2. Ржевский В.В. Открытые горные работы Производственные процессы. М. Недра, 1985. 62 3. Ефремов Э.И., Кравцов В.С., Мячина П.Н. и др. Разрушение горных пород энер- гией взрыва. К. Наук. думка, 1987. 4. Шевцов М.Р., Таранов П.Я., Левіт В.В., Гудзь О.Г. Руйнування гірських порід вибухом. Донецьк. 2003. 5. Антощенко Н.И., Попов А.Я. Разрушение горных пород взрывом. Алчевск. 2005. УДК 622.271.4 К ОЦЕНКЕ ПРОИЗВОДИТЕЛЬНОСТИ КОЛЕСНЫХ ПОГРУЗЧИКОВ ПРИ РАЗРАБОТКЕ ВСКРЫШНЫХ ПОРОД Курехин Е.В. Кузбасский государственный технический университет им. Т.Ф.Горбачева На основе экспериментальных исследований рассчитана производительность колесных погрузчиков при разработке вскрышных пород на угольных месторожде- ниях Кузбасса. На угольных месторождениях Кузбасса открытый способ характе- ризуется широким внедрением новой высокопроизводительной техники, эффективное применение которой выдвигает проблему рационального использования в новых горно-геологических условиях. В настоящее время на разрезах бассейна рабочий парк состоит из механических лопат, гидравлических экскаваторов, колесных погрузчиков зарубежного производства. Модельный ряд представлен выемочным оборудование известных производителей: Harnishfeger, Caterpillar, Liebherr, Volvo и Terex, Dressta и др. Вместимость ковша выемочно-погрузочного оборудования изменяется в широком диапазоне от 1,5 до 57 м3. В последние годы на разрезах Кузбасса появились экскаваторы- мехлопаты с ковшом вместимостью более 30 и 57 м3, автосамосвалы (HD, БелАЗ) грузоподъемностью 130-320 т. На разрезах «Бачатский» и «Кедровский» работают экскаваторы марки Р&Н-2800 XPB Harnishfeger (производство США) с геометрическим объёмом ковша 33 м3, а на разрезе «Талдинский» на выемке взорванных пород введен в эксплуатацию (2009 г.) карьерный экскаватор P&H-4100 XPC с ковшом 57 м3. На выемке вскрышных пород в качестве основного оборудования применяются колесные погрузчики: Caterpillar 992 K (12,3 м3), Komatsu WA-900 (10,0 м3), Komatsu WA-600 (5,6 м3), Komatsu WA-700 (8,7 м3), Liebherr 580 (13,0 м3), HYUNDAI HL-780 (5,0 м3) и др. Увеличение мощности погрузчиков, улучшение транспортного обеспечения позволяют в значительной мере повысить эффективность открытой угледобычи за счет увеличения вместимости ковша и грузоподъ- емности автосамосвалов. 63 Внедрение новой высокопроизводительной техники (колесных по- грузчиков) выдвигает следующие задачи: определение вместимости ковша колесного погрузчика при разработке вскрышных пород безугольной и угленасыщенной зоны, времени цикла, условий погрузки и проектирова- ние технологических схем. Погрузчики имеют ряд достоинств по сравнению с экскаваторами: высокая маневренность, скорость перемещения позволяет осуществлять не только погрузочные, но и транспортные операции, универсальность по- грузчиков – возможность их работы в забоях, на отвалах и складировании угля. Недостатками являются небольшое удельное напорное усилие (кН/т), что затрудняет использование погрузчиков при разработке скальных пород. Разработка уступов осуществляется буровзрывным способом. На выемке и погрузке взорванной породы погрузчики (вместимостью ковша ЕП=5-12 м 3) эффективны в комплексе с автосамосвалами грузоподъемно- стью 55-131 т. Особенностью погрузки взорванной породы является то, что фирмы производители выпускают модели со стандартной и удлиненной стрелой, обеспечивающие возможность погрузки, как на уровне стояния (рис. 1 а, б). Высота уступа определяется с учетом требований по безопасному ведению горных работ [1]. При применении гидравлических экскаваторов и погрузчиков без- опасная высота уступа определяется расчетами с учетом траектории дви- жения ковша экскаватора (погрузчика). При разработке пород с применением буровзрывных работ допуска- ется увеличение высоты уступа до полуторной высоты черпания экскавато- ра при условии разделения развала по высоте на подуступы или разработки специальных мероприятий по безопасному обрушению козырьков и нависей. Погрузка взорванной породы погрузчиком в автосамосвал осу- ществляется на уровне стояния автосамосвала или выше, эта особенность обусловлена тем, что линейные параметры рукояти некоторых моделей погрузчиков ограничены, поэтому необходимо создавать насыпь (рис. 1, 2). Высота разгрузки определяется по условию (1) погрузочной высоты автосамосвала: )eh(h ПАР  , (1) где hР – высота разгрузки колесного погрузчика, м; hПА – погрузочная вы- сота автосамосвала, м; е – безопасный зазор между ковшом колесного погрузчика и кузовом автосамосвала (е=0,5-1,0 м). Длина площадки для заезда погрузчика на разгрузку (2), м.: ЗП lll  , (2) где lП – длина площадки, м; lЗ – длина заезда на площадку (0,5lП), м. Ширина основания площадки (3), м.: 64 )b(с2bb O2П  , (3) где bП – ширина колесного погрузчика, м; с2 – зазор между колесным по- грузчиком и откосом площадки (с2=1,0-1,5 м), м, bО – ширина откоса пло- щадки (bО=0,5 м), м. Рис. 1. Технология разработки уступа колесным погрузчиком за один проход с погрузкой в автосамосвал с площадки На рис. 3 приняты обозначения: е - безопасный зазор между ковшом колесного погрузчика и кузовом автосамосвала; hа – погрузочная высота автосамосвала; с – высота площадки (насыпи); lП – длина площадки; lЗ – длина заезда на площадку. Техническая производительность погрузчика (м3/ч) – максимально возможная производительность при непрерывной работе в породах с кон- кретными физико-механическими свойствами. В общем виде техническая производительность колесного по- грузчика (4) определяется [2, 3]: РЦ НП Т.П kt kE3600 Q    , (4) где ЕП – вместимость ковша колесного погрузчика, м 3; tЦ – продолжительность цикла погрузчика при разработке вскрышных 65 пород, с; kН – коэффициент наполнения ковша (kН=0,8–1,2); kР – коэффициент разрыхления в свободной насыпке (kР=1,27–1,4). Рис. 2. Технология разработки уступа колесным погрузчиком за один проход с погрузкой в автосамосвал на уровне стояния Рис. 3. Схема разгрузки колесного погрузчика с насыпи 66 Рабочий цикл состоит из трех операций: время черпания (tЧ), время отъезда погрузчика от забоя к месту разгрузки (автосамосвалу) и обратно (tДВ), время разгрузки (tР). Продолжительность цикла колесного погрузчика при разработке вскрышных пород (5), с: Р ПОРГР R1 ЧЦ t)( LL 6,3tt          , (5) где tЧ, tР – время на операции в забое соответственно черпания и разгрузка, с; L1 – расстояние движения погрузчика в груженом и порожнем направ- лении от забоя к месту разгрузки, м; LR – расстояние движение погрузчика по траектории радиусом R ( 180/nRL oR  ), м; n o – угол при повороте погрузчика на разгрузку, градус; ГР, ПОР – соответственно скорости движения погрузчика в груже- ном и порожнем направлении, км/ч. Результаты хронометражных наблюдений операций цикла колесно- го погрузчика Caterpillar 992 G (с ковшом вместимостью 12,0 м3) пред- ставлены на рис. 4. На основе хронометражных наблюдений временных операций цикла колесного погрузчика установлена зависимость времени черпания. Время черпания взорванной породы колесным погрузчиком (6), с: 5,6Е02,0d5t 72,1ПСРЧ  , (6) где dСР – средний размер куска взорванной породы [4], м; ЕП – вместимость ковша колесного погрузчика, м 3. 11,20 11,84 5,8 10,16 0 2 4 6 8 10 12 14 tч, сек tор, сек tр, сек tвз, сек tц, с Рис. 4. Время цикла колесного погрузчика Caterpillar 992 G 67 На рис. 4. приняты обозначения: tЧ - время черпания взорванной по- роды; tОР - время отъезда к месту разгрузки; tР - время разгрузки; tВЗ - время возврата в забой. Зависимость времени цикла колесного погруз- чика Caterpillar при разработке вскрышных пород в зависимости от усло- вий погрузки представлена в табл. 1. Таблица 1 Время цикла при разработке вскрышных пород колесным погрузчиком Caterpillar, с Условия погрузки Вместимость ковша погрузчика, м3 5 10 15 19 На уровне стояния 38,4 42,7 45,7 48,1 С площадки 61,8 66,1 69,1 71,5 Таблица 2. Производительность колесных погрузчиков Caterpillar при разработке вскрышных пород, м3/ч Условия погрузки Вместимость ковша погрузчика, м3 5 10 15 19 На уровне стояния 397,7 715,1 976,4 1176,5 С площадки 246,9 461,6 650,9 797,3 Расчетная производительность колесных погрузчиков Caterpillar при разработке взорванных пород II категории по блочности представлена в таблице (см. табл. 2). На основе результатов исследований установлено, что для разработ- ки вскрышных пород колесным погрузчиком Caterpillar 992 (ЕП=12 м 3) с разгрузкой в автосамосвал: - БелАЗ-75491 (80 т), из условия (1) 5,2<6,0 м, требуется площадка (насыпь) высотой 0,8 м, длиной 17,2 м и шириной 8,5 м для разгрузки по- роды в автосамосвал; - Caterpillar 777 D (90,9 т) из условия (1) 5,2>4,8 м, погрузка осу- ществляется на уровне стояния. При разработке вскрышных пород замена экскаваторов-мехлопат ЭКГ-5А на колесный погрузчик Caterpillar 992 технически целесообразна с увеличенной вместимостью ковша 10,0-12,0 м3. Литература 1. Правила безопасности при разработке угольных месторождений открытым спо- собом (ПБ 05-619-03). Серия 05. Выпуск 3/ Колл. авт.- М.: Федеральное государ- ственное унитарное предприятие «Научно-технический центр по безопасности в промышленности Госгортехнадзора России», 2004. - 144 с. 2. Трубецкой К.Н. Проектирование карьеров./ К.Н. Трубецкой, Г.Л. Краснянский, В.В. Хронин. Учеб. Для вузов: В 2 т.- 2-е изд., перераб. и доп. - М.: Издательство Академии горных наук, 2001. - Т.II. - 535 с.: ил. 68 3. Справочник. Открытые горные работы./ К.Н. Трубецкой, М.Г. Потапов, К.Е. Виницкий, Н.Н. Мельников и др. - М.: Горное бюро, 1994. - 590 с.: ил. 4. Бирюков А.В. Статистические модели в процессах горного производства./ А.В. Бирюков, В.И. Кузнецов, А.С. Ташкинов. Кемерово: Кузбассвузиздат, 1996. - 228 с. УДК 635.232. ИССЛЕДОВАНИЕ ЗАКОНОМЕРНОСТИ РАЗРУШЕНИЯ ГОРНОЙ ПОРОДЫ ВО ВРУБЕ Масаев Ю.А., Мильбергер Н.В. КузГТУ имени Т. Ф. Горбачева Рассмотрены закономерности формирования врубовой полости при различных схемах расположения шпуровых зарядов ВВ по результатам производственных и лабораторных исследований на моделях с использованием сверхскоростной фото- регистрацией процессов. Важной частью буровзрывного комплекса является обеспечение ка- чества взрыва комплекта шпуровых зарядов ВВ. При этом особое внима- ние следует уделять правильному выбору схем врубовых шпуров, которые должны заранее планировать и формировать качество взрыва. Эффективность взрывных работ зависит от глубины, объема и сте- пени «очистки» врубовой полости, а также степени нарушенности завру- бового массива после взрыва. Исследования показали, что общая нару- шенность заврубового породного массива проявляется в образовании двух зон: зоны трещиноватости, непосредственно прилегающей к врубовой полости, и зоны волновой микронарушенности, распространяющейся в глубь массива на значительно большее расстояние за зоной трещиновато- сти. В свою очередь, развитие указанных зон нарушенности зависит от напряженного состояния породного массива впереди горной выработки. Породы, прилегающие к забою выработки, после взрыва становятся частич- но разгруженными от горного давления. При этом впереди забоя создаются условия для более эффективного использования энергии взрыва на разру- шение породного массива в объеме врубовой полости, если врубовые шпу- ры расположены в этой зоне. Нами был проведен анализ по литературным источникам около 70 схем врубовых шпуров, применяемых в отечественной и зарубежной прак- тике производства взрывных работ при сооружении горных выработок. Кроме того, были проведены производственные исследования технологии сооружения и, в частности, применяемых паспортов БВР и схем врубовых шпуров в 40 выработках шахт Кузбасса. Исследования показали, что все схемы врубов представлены клино- выми и призматическими врубами и их различными модификациями. От- 69 рицательным фактором является то, что выбор той или иной схемы вруба производится чисто интуитивно, чаще всего из-за удобства бурения врубо- вых шпуров без учета иных факторов, влияющих на формирование врубо- вой полости, что и приводит к получению КИШ в пределах 0,80-0,85. Исследования проводились в горных породах различной крепости при различной глубине шпуров и весе зарядов ВВ с призматическими и клиновыми врубами. Критерием оценки служила продолжительность раз- рушения породы в системе вруба. За продолжительность разрушения при- нято суммарное время откола системой трещин разрушаемой части масси- ва и смещения ее на величину, обеспечивающую падение давления газооб- разных ПВ до момента сопротивления породы отрыву. При этом установлено, что продолжительность отдельных фаз раз- рушения (продолжительность откола породы трещинами, отход породы, формирование откольной воронки на обнаженной поверхности) в породах в зависимости от их прочности и состояния трещиноватости неодинакова. Результаты исследований показали, что при одинаковом заполнении шпуров взрывчатым веществом продолжительность разрушения породы в призматических врубах возрастает по сравнению с клиновыми врубами. Причем, в породах слабых и средней крепости интенсивность возрастания проявляется больше, чем в крепких породах. Применение более бризантных ВВ II класса (детонит М) по сравне- нию с менее бризантными ВВ III класса приводит к снижению продолжи- тельности процесса разрушения породы в системе вруба. В крепких поро- дах (f = 8-12) снижение достигает 10-20 %, в породах с f = 6-8 снижение составляет 8-15 %, а в породах с f = 4 - 6 снижение продолжительности разрушения можно считать несущественным, не превышающим 5 %. Снижение продолжительности разрушения крепких пород с перехо- дом на более бризантные ВВ объясняется тем, что возбуждаемые при этом волны напряжения обладают более высокой интенсивностью и за счет этого при их прохождении создается более объемная предварительная микрона- рушенность породного массива, что значительно снижает сопротивляемость породы разрушающему действию расширяющихся газообразных ПВ. Одним из факторов, влияющих на качество разрушения породного массива является объем образованной врубовой полости. Традиционные клиновые врубы из 6 шпуров и призматические врубы из 4 шпуров не всегда создают необходимый объем врубовой полости. В наших исследованиях, кроме указанных врубов были применены следующие варианты: клиновой вруб с короткими вспомогательными шпурами; клиновой с длинными цен- тральными вспомогательными шпурами; клиновой с опережающими шпу- рами; двойной клиновой; призматический с опережающими шпурами; двой- ной призматический вруб. 70 При сравнении эффективности перечисленных схем врубовых шпу- ров глубина основных шпуров составляли 2,5-2,7 м, а глубина централь- ных вспомогательных шпуров принимались равной глубине непропорцио- нальных главных нормальных напряжений впереди забоя выработки (0,6- 1,5 м). Исследования показали, что с увеличением крепости породы сни- жается объем обуриваемого вруба, но значительно возрастает удельный расход ВВ на единицу объема обуренной во врубе породы. В породах с f = 4-6 при объемах обуриваемых врубов от 2,15 до 2,9 м3 и насыщенности ВВ до 3,6 кг/м3 достигаемый коэффициент использования шпуров (КИШ) находился в пределах от 0,85 до 0,94, а в породах с f = 6-8 при обуривае- мом объеме вруба от 1,42 до 2,65 м3 величина КИШ изменяется в пределах от 0,83 до 0,92 при удельном заряде во врубе до 4,45 кг/м3. В более крепких породах с f = 8-12 при удельном заряде во врубе до 6,5 кг/м3 и при обуренном объеме вруба от 1,1 до 2,25 м3 величина КИШ находилась в пределах от 0,8 до 0,91. В свою очередь меньший объем вруба, но большой удельный заряд ВВ требует большего количества бурения шпуров во врубе. Так, если в по- родах с f = 4-6 удельный расход бурения в объеме вруба составил 7,6 м/м3 обуренной породы, то в породах с f = 6-8 эта величина возрастает до 9,3 м/м3, а в породах с f = 8-12 – до 12,6 м/м3, что достигается применением в креп- ких породах сложных врубов с системой длинных или коротких вспомога- тельных шпуров. На рис. 1 и 2 приведены зависимости расхода шпурометров и удель- ного расхода ВВ от объемов призматического и клинового вруба, которые показывают, что для всех схем врубов и условий взрывания существует опти- мальный объем вруба. Так, при клиновых врубах в породах с f = 4-6 опти- мальным является объем порядка 2,7 м3 при удельном объеме, отнесенном к 1 м шпура 1,05 м3, обеспечивающим при величине КИШ = 0,94 удельный расход ВВ по всему забою 1,35 кг/м3 и расход бурения 2,9 м/м3. В породах с f = 4-6 и f = 8-12, соответственно, оптимальным является объем вруба 2,4 м3 и 2,0 м3 при удельном объеме вруба на 1 м длины шпуров 0,92 и 0,75 м3, которые обеспечивают при величине КИШ = 0,92 и 0,91 удельный расход ВВ по всему забою 1,41 кг/м3 и 1,97 кг/м3, а расход бурения 3,30 и 4,17 м/м3, оптимальный объем призматических врубов в породах с f = 4-6 со- ставил около 0,68 м3 при удельном объеме на 1 м длины шпура 0,34 м3, а удельный расход ВВ при величине КИШ = 0,96 составил по всему забою 1,1 кг/м3 и расход бурения 2,8 м/м3. При взрываниях пород с f = 6-8 и f = 8- 12 оптимальные объемы врубов, соответственно, 0,45 м3 и 0,35 м3 при удельном объеме вруба на 1 м длины шпура 0,20 м3 и 0,14 м3. В этих усло- виях удельный объем бурения при КИШ = 0,94 и 0,92 составил 3,05 и 3,2 м, а удельный расход ВВ, соответственно, 1,23 кг/м3 и 1,33 кг/м3. 71 Рис. 1. Зависимость расхода шпурометров на 1 м3 породы по забою от объема: А – призматического вруба; Б – клинового вруба. Рис. 2. Зависимость удельного расхода ВВ по забою от объема: А – призматического вруба; Б – клинового вруба При формировании врубовой полости важное значение имеет дли- тельность разрушения и смещения разрушенной массы породы. Общее время разрушения породы взрывом условно подразделяется на три фазы и выражается, как ,321 tttpt  (1) 72 где 1t – время образования трещин в разрушаемом объеме; 2t – время раскрытия трещин до начала выброса породы; 3t – продолжи- тельность разлета разрушенного объема породы. Наибольший интерес в данном случае представляют процессы, про- исходящие во времена 1t и 2t . За время 1t порода должна быть пронизана системой микротрещин и отрезана от массива этой системой. В этот пери- од увеличения объема нарушенной породы не происходит. За время 2t в породе происходит дальнейшее развитие и раскрытие трещин до величины, пока давление расширяющихся ПВ придет в соот- ветствие с величиной временного сопротивления породы разрушению. Время формирования сквозной трещины между зарядами определя- ется из выражения: , 21 ðàçÈ Å t   (2) где ðàçÈ – скорость развития трещиноватости по линии зарядов;  – коэффициент углового схождения трещиноватости по линии зарядов ВВ ( = 1÷1,3); Å – расстояние между зарядами ВВ. Время раскрытия трещин определяется из выражения ,2 m M Kt  (3) где M – масса разрушаемой породы; m – масса зарядов ВВ; K – коэффициент пропорциональности, зависящий от свойств разрушаемой породы (при f >10, K = 0,18; при f = 6-10, K = 0,31; при f = 4-6, K = 0,41). Величина смещения породы за время 2t определяется из выражения .22185,001,02 tM m Zt  (4) Для различных по крепости пород эта величина составляет, как ука- зано в таблице. Полная продолжительность разрушения породы (до момента ее раз- лета) определится из выражения 73 Таблица - Величина смещения породы после взрыва Коэффициент крепости породы, f 4-6 6-8 8-10 10-12 12-14 > 14 Величина смещения породы, 2Zt 0,21 0,19 0,17 0,16 0,15 0,13 . 22 m M K ðàçÈ Å t   (5) Отсюда можно сделать заключение, что управлять продолжительно- стью процессов разрушения породы во врубе возможно изменением массы породы, заключенной в объеме вруба, величины зарядов ВВ во врубовых шпурах и расстоянием между шпуровыми зарядами. Исследования механизма взаимодействия зарядов ВВ и формирова- ния врубовой полости при различных схемах врубов проводились на мо- делях из органического стекла толщиной 10, 20 и 40 мм в прямом и поля- ризованном свете. Глубина шпуров составляла 70 мм, диаметр 3 мм. В качестве зарядов применялся ТЭН с насыпной плотностью 0,5-0,6 г/см3. Съемка процессов производилась сверхскоростной фоторегистрирующей установкой (СФР), позволяющей вести съемку со скоростью до 2,5 млн. кадров/с. При исследовании призматических врубов расстояние между шпу- рами на моделях составляло 26 мм, длина заряда ВВ – 40 мм, а остальная часть шпуров оставалась свободной, инициирование зарядов ВВ прямое. При этом фиксировалось начало процесса детонации зарядов ВВ, движение фронта волны напряжения и расширение газового пузыря в про- цессе разрушения модели. Было установлено, что через 5,2 мкс в межшпу- ровом пространстве происходит взаимное наложение волн напряжения от соседних зарядов ВВ, что способствует усилению их воздействия на раз- рушаемую среду. Увеличение объема газовых пузырей происходит более интенсивно, а через 15-16 мкс происходит соединение газовых пузырей нарушение сплошности среды в межврубовом пространстве. Недостатком данной схемы вруба является то, что зона между усть- ями шпуров у плоскости обнажения не охватывается действием газового пузыря, а разрушается лишь за счет откольных явлений от действия отра- женной волны напряжения, за счет этого происходит образование крупных фракций. Образованная при этом врубовая полость имеет неправильную форму, расширенную в глубине массива и зауженную к устьям шпуров, выброс разрушенной породы при этом затруднен. 74 Лучший эффект образования врубовой полости достигается в сту- пенчатом призматическом врубе, отличающемся тем, что в центре призмы пробурен короткий шпур (0,5 от основных шпуров) и заряжается он на всю длину его. Взрывание всех врубовых шпуров производится одновременно. Наличие центрального короткого шпура обеспечивает формирование си- стемы трещин в устьевой незаряженной части основных врубовых шпуров, в процессе детонации расширяющийся газовый пузырь через 12 мкс со- единяется с газовыми пузырями основных врубовых шпуров, и их сов- местное развитие обеспечивает более эффективную проработку врубовой полости и выброс разрушенной породы. При исследовании клиновых врубов на моделях глубина шпуров со- ставляла 60 мм, угол наклона к плоскости забоя – 70°, заряд ВВ занимая всю длину шпура. Условия работы взрыва шпуровых зарядов в этом слу- чае несколько отличаются от призматических врубов. В связи с тем, что развитие зон разрушения в шпурах имеет форму конусов с вершинами в направлении дна шпуров, в межшпуровом про- странстве смежные границы зон разрушения располагаются параллельно друг другу, занимая такое положение сразу же после начала детонации зарядов ВВ. Через 20 мкс после начала детонации зоны нарушенности соединяются и происходит их взаимное воздействие на разрушение всего межшпурового пространства. Но в угольных шахтах шпуры никогда не заполняют на всю длину и в этом случае проработка устьевой части врубовой полости происходит еще хуже, чем в призматических врубах. Более качественное формирова- ние врубовой полости происходит в комбинированных врубах с укорочен- ными шпурами в устьевой части вруба. На основе проведенных исследований основными направлениями разработки новых схем врубов были приняты следующие: 1. Наилучшие результаты взрыва способны обеспечить комбини- рованные врубы. 2. Проектирование комбинированных врубов должно быть основа- но на взаимодействии волн напряжения с вновь образованной поверхно- стью обнажения. 3. Конструкция вруба должна обеспечивать создание зоны предразрушения (микронарушенности) после взрыва первой серии зарядов ВВ для облегчения работы последующих серий. 75 УДК 622.012.2 К ВОПРОСУ О ПОСТРОЕНИИ КОМПЛЕКСНОЙ СИСТЕМЫ МОНИТОРИНГА ГОРНОГО ДАВЛЕНИЯ В ЛАВАХ РУДНИКОВ СТАРОБИНСКОГО КАЛИЙНОГО МЕСТОРОЖДЕНИЯ Мисников В.А.1,2, Шаманин А.В.1, Петровский Б.И. 1,2, Тараканов В.А. 3, Гарнишевский А.А. 1 1 ЧУП «Институт горного дела», г.Солигорск, 2 Филиал БНТУ, г.Солигорск, 3 ОАО «Беларуськалий», г.Солигорск, Беларусь Рассмотрены возможности применения некоторых методов контроля состояния горного массива при отработке его лавами в условиях Солигорских калийных руд- ников. Сделан вывод о необходимости использования для разработки достоверных методов прогноза динамических обрушений кровли в лавах комплексного монито- ринга, включающего как контроль за пригрузками крепи, так и геодинамическое районирование шахтных полей, позволяющее на стадии проектирования, планирова- ния ведения горных работ выделить особо опасные участки и предусматривать мероприятия, повышающие безопасность их отработки. При производстве подземных горных работ в длинных очистных за- боях рудников Старобинского калийного месторождения нередко возни- кают динамические проявления горного давления в виде внезапных обру- шений кровли с посадкой забойной крепи «нажестко» [1]. Единого мнения о природе этих явлений пока не выработано. Существующие гипотезы формирования горного давления оказались не способными объяснить при- чины и построить математическую или физическую модель, адекватно описывающую происходящие в кровле лав процессы. Это объяснялось особенностями поведения соляных пород под нагрузкой, а также мел- кослоистым их строением и неравномерностью прочностных свойств по- род кровли по высоте. В то же время, благодаря использованию гипотез балок, плит были найдены способы, позволяющие уменьшить интенсив- ность динамических проявлений горного давления [2]. В результате шахтных исследований [3] были найдены эмпириче- ские зависимости между определенными факторами и возникновением динамических проявлений горного давления. Так установлено, что одним из основных факторов является скорость подвигания лавы. Другими фак- торами являются отход от монтажного штрека и подход к демонтажному штреку, переход выработок, пересекающих выемочный столб, величина изрезанности краевой части выемочного столба выработками. Для нижних слоевых лав влияющим фактором также явилось наличие в выемочном столбе участков с длительными остановками верхних лав. Хотя выявление этих факторов не объяснило до конца истинную причину возникновения динамических ударов, но позволило повысить безопасность ведения работ вследствие усиления внимания к ним произ- 76 водственников. Вместе с тем, опытным путем пришли к необходимости осуществления автоматизированного контроля за пригрузкой гидрокрепи в очистных забоях. С 2000 года по настоящее время более 45 лав на рудни- ках месторождения отработало с установленными на гидростойки крепи системами контроля давления КоДаК [4]. Однако достоверность прогноза динамических проявлений горного давления, осуществляемого этими си- стемами, была низка, что объяснялось малым количеством датчиков дав- ления (до 10 штук), наведенными помехами при передаче аналогового сигнала от датчиков к контроллеру. Для повышения достоверности прогноза в 2008 г. совместно с фир- мой EMAG (Польша) была разработана и испытана на лаве 9а-1 рудника 4 РУ ОАО «Беларуськалий» система мониторинга пригрузок секций крепи MOPS, состоящая из 26 цифровых датчиков давления, подключаемых к промышленному компьютеру через общую магистраль [5]. За время испы- таний была получена информация об изменении несущей способности стоек секций забойной крепи для 250 очистных циклов. Полученные дан- ные показали, что в 20 % из всех гидростоек, выбранных для установки датчиков, давление срабатывания предохранительных клапанов было ниже номинального на 17-38 %. По результатам испытаний сделан вывод о том, что при разработке алгоритма прогноза опасных обрушений кровли необ- ходимо обязательно учитывать фактическое состояние забойной гидро- крепи и настройку каждого из предохранительных клапанов. Известно, что состояние забойной гидрокрепи является одним из важных факторов, влияющих на характер и интенсивность динамических проявлений горного давления. Однако систематических исследований изменения работоспособности гидрокрепи для всего лавокомплекта в про- цессе его эксплуатации в условиях динамических пригрузок кровли не проводилось, и количественно оценить роль этого фактора до недавнего времени не представлялось возможным. Однако в настоящее время это уже можно осуществить. Данный фактор может быть подконтрольным при установке датчиков давления на каждую гидростойку крепи, при этом непрерывный мониторинг всех гидростоек должен осуществляться с мо- мента отхода лавы от монтажного штрека. В 2012 году такая система мо- ниторинга гидростоек крепи была апробирована фирмой FAMUR (Поль- ша) на лаве 12н-1 рудника 3 РУ. Беспроводными цифровыми датчиками давления системы мониторинга FAMAC RSPC [6] была оснащена каждая из гидростоек расположенных последовательно 30 секций забойной крепи. Данные, полученные с 60 датчиков давления в стойках крепи позволили увидеть причины низкой достоверности сигнализации об опасных обрушениях кровли в системе КоДаК. Установлено, что даже в одной секции выход на номинальное давление у соседних стоек может 77 значительно отличаться. Недостоверная настройка или неисправность клапанов на стойках с установленными датчиками или на соседних стойках приводит к ложному срабатыванию сигнализации об опасном обрушении кровли. Очевидно, осуществление мониторинга каждой гидростойки позво- лит получить новые знания о характере взаимодействия крепи с кровлей. Однако этот подход на наш взгляд не может дать гарантию того, что будут учтены все основные факторы и достоверность прогноза существенно повысится. Есть большая вероятность того, что для осуществления про- гноза потребуется учитывать еще больше факторов, что может суще- ственно усложнить алгоритм прогноза. Анализ работ, посвященных вопросу прогнозирования динамиче- ских проявлений горного давления показал, что в последнее десятилетие активно развивается геодинамическое направление [7, 8], затрагивающее смежные с геомеханикой недр вопросы строения нашей планеты [9]. Согласно этому подходу массивы горных пород представлены блочно- иерархическими структурами, которые в процессе колебаний создают медленные волны маятникового типа, вызывающие катастрофические явления (землетрясения, горные удары). С наличием таких колебаний и влиянием их на поземные и наземные сооружения сегодня соглашается большинство исследователей-геомехаников, о чем свидетельствуют моно- графии [7 - 9], ежегодные международные конференции по этой тематике, проводимые с 2009 г. под эгидой СО РАН. В соответствии с этим подходом на каждом месторождении имеют- ся геодинамически активные структуры, которые несут риски возникнове- ния горных и горно-тектонических ударов, внезапных выбросов, внезап- ных обрушений кровли, и других опасных событий и явлений геодинами- ческой природы [7, 10]. Зоны сопряжения геодинамически активных структур представляют собой наиболее опасные участки недр, характери- зующиеся самыми высокими рисками развития опасных геодинамических процессов и явлений, проявления горных и горно-тектонических ударов на подземных горных работах, развития крупных оползней и обрушений в бортах карьеров. В России в результате проведенного к настоящему времени круп- номасштабного геодинамического районирования территорий основных горнодобывающих бассейнов, угольных месторождений и рудных полей в основном уже установлены геодинамически активные структуры высших рангов. В «Руководстве по геодинамическому районированию шахтных полей», разработанном ВНИМИ [10], акцентируется внимание на райони- ровании шахтных полей для выделения активных структур более низких рангов с учетом особенностей строения недр. Во многом меняют приори- 78 теты в вопросах обеспечения безопасности подземных горных работ и новые нормативные документы, ориентируя их на использование интел- лектуальных систем получения и управления информацией на основе ис- пользования современных технических средств телекоммуникации. Они предполагают разработку единого комплекса контролируемых параметров горной среды, критериев и регламента управления этим состоянием техно- логией горных работ. О необходимости применения комплексного подхода при создании систем контроля состояния массива указано в рекомендациях, разработан- ных ведущими научно-исследовательскими институтами России и Украи- ны [11, 12]. В соответствии с данными рекомендациями нами была предпринята попытка оценить возможность и необходимость применения комплексно- го подхода к прогнозированию динамических проявлений горного давле- ния для Старобинского месторождения. Следует отметить, что аналогичные попытки осуществлялись и раньше. Отмечалось, что одним из факторов, влияющих на изменения характера обрушения кровли, является высокая изменчивость горно- геологических условий. С ней производственники сталкивались при отра- ботке определенных участков шахтного поля. Данную изменчивость со- трудники ЧУП «Институт горного дела» предложили определять с помо- щью кернового бурения в кровлю на 20 м с последующим проведением прочностных испытанием извлеченного материала [2]. По результатам этих описаний определяется тип обрушаемости кровли, что используется при выборе мероприятий по снижению интенсивности динамических про- явлений горного давления в лавах Второго и Третьего калийных горизон- тов рудников месторождения. Всего в 2008-2012 г. было пробурено более 200 скважин эксплуатационной разведки диаметром 70 мм и длиной 12 – 20 м, изготовлено и использовано для бурения более 250 буровых коронок. Полученные в результате испытаний и анализа кернового материала дан- ные позволили более обоснованно выбирать технологию отработки остав- шихся запасов, разрабатывать мероприятия по снижению динамики. В процессе накопления опыта по бурению скважин эксплуатацион- ной разведки периодически возникали вопросы о различиях в степени целостности кернового материала из разных скважин. Эти различия зави- сели не от времени проведения выработок, влияния горных работ, а также определялись и другими, не учитываемыми в традиционном геомеханиче- ском подходе факторами. Очевидно, что оценка напряженно- деформированного состояния соляных пород по выходу керна может представлять большой научный и практический интерес. Практика буре- ния разведочных скважин в геодинамически активных зонах показывает 79 [13], что выход кернового материала из них весьма несущественен. Однако для использования данного метода оценки состояния массива необходимо исключить технологический фактор, что сделать не просто. В процессе резания осуществляется износ буровых коронок, а как показала практика, каждая из промышленно изготавливаемых коронок имеет свои уникальные характеристики, которые после очередной заточки меняются. Наряду с методом кернового бурения нами осуществлялся поиск других методов. Некоторые из методов оценки состояния массива были апробированы на месторождении при непосредственном участии или с помощью специализированных, научных организаций: ИИТ «EMAG» (Польша), ОАО «ВНИМИ» и НПО «Геофизпрогноз» (Санкт-Петербург, Россия), ЗАО "Электронные технологии и метрологические системы" (Москва), ОАО «Белгорхимпром», (Солигорск, Беларусь). В качестве основного был принят метод контроля пригрузок секций крепи с помощью цифровых датчиков и современной шахтной аппаратуры регистрации и анализа данных. С этой задачей могут справиться как про- водные системы мониторинга типа MOPS [5], так и новые беспроводные системы типа FAMAC RSPC [6]. В качестве дополнительных были апробированы методы сейсмотомо- графии выемочного столба, спектральной сейсмоакустики, естественной элек- тромагнитной эмиссии (ЕЭМИ), оценки сейсмической активности. Методы сейсмотомографии выемочного столба, апробированные с помощью польских и белорусских геофизиков, показали себя как перспек- тивные, позволяющие выявить участки поля с аномальными сейсмическими свойствами с использованием нескольких параметров (скорость, амплитуда, энергия волн, модуль упругости, коэффициент Пуассона и др.), более десятка методов интерпретации, фильтрации данных. Метод естественной электромагнитной эмиссии (ЕЭМИ) при иссле- довании в лавах и подготовительных выработках показал себя малоин- формативным и нуждающимся в совершенствовании как самой аппарату- ры, так и методики измерений. Метод оценки сейсмической активности продолжает проходить ис- пытания. В процессе испытаний в августе-сентябре 2013г. с помощью сейсмостанции ZET048-C было зарегистрировано три крупных обрушения кровли в лаве 38н рудника 2 РУ. Сейсмосигнал, полученный при этих событиях, имеет знакопеременную форму и длительность, достигающую 100 секунд. Определение периодичности возникновения, местоположения и энергии этих сейсмособытий, на наш взгляд, позволит располагать ин- формацией, существенно дополняющей данные мониторинга пригрузок крепи, происходящих в одно время. 80 Наиболее перспективным из дополнительных методов, на наш взгляд, является метод спектральной сейсмоакустики [13]. Установлено, что этот метод довольно информативен и с малыми затратами может позволить выявлять признаки и границы сдвиговых тектонических нарушений, обусловленные сменой литотипа. Закартированы признаки геодинамически активных зон, при пересечении которых в подземных условиях могут наблюдаться внезапные вывалообразования в кровле. В случае положительных результатов при подтверждении документально зафиксированных пригрузок на крепь выработок в местах неблагоприятного прогноза данный метод после доработки методики исследований вполне может быть применен для определения геодинамически активных зон на стадии перспективного прогноза. Перспективными могут быть и методы газометрии, сейсмоакустики, испытания которых запланированы в будущем. По газометрии имеются предложения ИИТ «EMAG» о включении датчиков измерения метана, водорода в общую систему мониторинга пригрузок крепи. Наиболее со- временной системой для сейсмоакустического метода прогноза сегодня является FAMAC GEO [6], которую предполагается опробовать в интегра- ции с системой FAMAC RSPC. Предложенный подход к формированию комплексной системы мо- ниторинга горного давления в лавах калийных рудников Старобинского месторождения позволит, на наш взгляд, получить необходимую инфор- мацию для дальнейшего совершенствования методов прогноза динамиче- ских осадок кровли. Литература 1. Анализ случаев динамических проявлений основной кровли на призабойное пространство лав при слоевой выемке Третьего калийного пласта / В.А.Губанов, Б.А.Волков, Б.И.Петровский и др.// Горная механика. -Солигорск: Изд. СИПР с ОП. – 1999.  № 2.  с. 12-16. 2. Инструкция по применению систем разработки на Старобинском месторожде- нии. – Солигорск-Минск, 2010 г. – 152 с. 3 Взаимодействие механизированных крепей с кровлей при разработке Старобин- ского месторождения калийных солей / Б.И. Петровский, В.А. Губанов. - М.: Изд- во МГГУ. - 2003.- 149 с. 4. Гавриков, А.А. Новая автоматизированная система контроля горного давления в очистных забоях и перспективы развития технологии управления кровлей лав /А.А.Гавриков, Ю.П. Волчок, А.Н.Курчевский и др. // Горное оборудование иэлек- тромеханика.– № 6. – 2008. – с.7-14. 5. Результаты опытных испытаний системы мониторинга пригрузок секций крепи МОПС / В.Я.Щерба, В.А.Мисников, Б.И.Петровский и др. // Горная механика.  2009.  № 1.  С.14-26. 6. FAMUR, системы диагностики [Электронный ресурс] http://famur.com.pl/ru/predlozenie/e-sahta/sistemy-diagnostiki.html 81 7. Методы и системы сейсмодеформированного мониторинга техногенных зем- лятресений и горных ударов: Том 1 / В. Н. Опарин и др. — Новосибирск: Изд-во СО РАН, 2009. — 304 с. 8. Гуфельд И.Л. Сейсмический процесс. Физико-химические аспекты. Научное издание. Королёв, М.О.: ЦНИИМаш, 2007. - 160 с. 9. Ларин В.Н. Наша Земля (происхождение, состав, строение и развитие изначаль- но гидридной Земли). – М.: Агар, 2005. – 243 с. 10. Руководство по геодинамическому районированию шахтных полей. Санкт- Петербург, ВНИМИ, 2012. – 114 с. 11. Методические указания по созданию систем контроля состояния горного мас- сива и прогноза горных ударов как элементов многофункциональной системы безопасности угольных шахт. СПб.: ВНИМИ, 2012. - 82с. 12. Методическое пособие по комплексной геофизической диагностике породного массива и подземных геотехнических систем - Днепропетровск, ИГТМ НАН им. Н.С. Полякова НАН Украины, 2004. - 75 с. 13. ООО «НТФ «Геофизпрогноз» [Электронный ресурс] http://www.newgeophys.spb.ru/ УДК 622.012.2. KОНТРОЛЬ НЕСУЩЕЙ СПОСОБНОСТИ ЗAБОЙНОЙ КРЕПИ C ПОМОЩЬЮ БЕСПРОВОДНОЙ СИСТЕМЫ МОНИТОРИНГА ДАВЛЕНИЯ FAMAC RSPC Кродкевски Й., Вальчински А., Псюк М. ФАМУР, Катовице, Польша В статье обсуждена проблема комплексного контроля пригрузки механизпрован- ной крепи. Представлены избранные результаты опытных испытаний беспровод- ной системы мониторинга давления типа FAMAC RSPCб, проведенных АО FAMUR. Испытания проводились с июля по декабрь 2012 г. , в лаве № 12н-1 Руд- ника 3 PY. Сделан вывод, что для достоверного контроля горного давления и вероятного предупреждения об опасных обрушениях кровли необходимым являет- ся мониторинг давления во всех гидростойках лавового комплекса. Одним из основных условий безопасной работы коллектива и без- аварийной работы комплекса лавы является правильная защита кровли выработки, с помощью секций механизированной крепи. Соблюдение этого условия зависит от правильного подбора крепи, технического состо- яния системы сопротивления, а прежде всего от правильного предвари- тельного сопротивления забойной крепи [1, 2]. В горной промышленности развивающихся стран, таких как, напр. Польша или страны бывшего СССР большинство механизированных ком- плексов оборудовано традиционными системами управления, в которых предварительное сопротивление секций сильно зависит от правильного обслуживания. В таких комплексах единственным источником информа- ции о сопротивлении секций являются устанавленные в стойках маномет- 82 ры, которые в связи с местом расположения не могут быть видимыми для оператора крепи. Появляющиеся в связи с этим большие разницы предва- рительного распора стоек ведут к дезинтеграции кровли, что может вы- звать сильную опасность для персонала забоя и нарушить работу лавного комплекса [2, 3]. Слишком низкое предварительное сопротивление, явля- ется причиной чрезмерной конвергенции выработки, а в последствии дез- интеграции кровли [1 - 3]. С другой стороны, в условиях хрупких пород, распирание секций с полным доступным давлением ведёт часто к образованию трещин непосредственной кровли. Кроме того доказано, что распирание крепи давлением, превышающим необходимое, ведёт к повышению скорости роста давления в стойках во время динамического воздействия горного массива [4]. Регистрация и анализ временных рядов давления в поршневых по- лостях гидростоек позволяет оценить способ управления кровлей и обес- печивает текущий контроль технического состояния элементов системы сопротивления. Своевременное обнаруженные неплотности стоек позволя- ет запланировать ремонтные работы и оптимизировать их сервисное об- служивание. Постоянный мониторинг давления - это также опережающая информация о нарастающей геологической угрозе, которая связана с ро- стом нагрузки пород горного массива на верхняки секции. Кроме того, анализ собранных во время эксплуатации комплекса данных позволяет оптимально подобрать секции крепи, в частности параметры их системы сопротивления, к условиям конкретной лавовой выработки. В связи с выше- указанным, польские шахты все чаще заинтересованы оборудованием меха- низированных комплексов системами мониторинга давления секции [5]. Одной из самых серьезных опасностей, проявляющихся во время эксплуатации залежей калиевой соли в рудниках Объединения Беларуська- лий в Солигорске является динамическое воздействие горного давления в виде внезапных обрушений кровли, вызывающее серьезную угрозу для безопасности персонала и непрерывности производственного процесса. С 2000 года в соляных шахтах Белоруссии широко применяется проводная система мониторинга давления КоДаК (KoDaK), предупреждающая персо- нал выработки о повышенной вероятности динамического воздействия гор- ного давления [6]. Однако из-за того, что система КоДаК контролирует только 10 стоек в лаве, достоверность прогноза слишком низка. Были также попытки применения других проводных систем мониторинга давления та- ких, как напр. система MoPS, позволяющая проводить измерения в 26 гидро- стойках [5, 7]. В ответ на проблему мониторинга давления в стойках механизиро- ванных крепей Группа ФАМУР запроектировала и ввела на рынок полно- стью беспроводную систему мониторинга давления крепей FAMAC RSPC 83 [8], которая характеризуется высокой надежностью, интуитивным обслу- живанием и рациональной стоимостью покупки и эксплуатации. Подтвер- ждением многих преимуществ системы FAMAC RSPC является факт, что с 2009 года были установлены устройства системы мониторинга давления в более чем 3000 годростоек. Сейчас в 10 польских шахтах работает 12 ком- плектных систем RSPC. С июля по декабрь 2012 г в лаве № 12н-1 Рудника 3 PУ в Солигор- ске проводились uспытания системы FAMAC RSPC. Во время испытаний было подтверждено, что беспроводная система мониторинга давления в гидростойках крепей Famac RSPC может применяться для контроля состо- яния крепи (диагностики работоспособности крепи). По трендам давления можно определить параметры работы крепи: время выхода на рабочее сопротивление, максимальное давление, работу предохранительных кла- панов, выполнение паспорта крепления, исправность механической части стойки и др. При доработке алгоритма анализа системы FAMAC RSPC воз- можна реализация функции контроля горного давления и сигнализации в случае опасных обрушений кровли. Архитектура системы FAMAC RSPC основана на сети типа MESH, состоящей из интелектуальных беспроводных датчиков и оптических сиг- нализаторов давления. Каждая секция крепи оснащёна двумя комплекта- ми: датчик IPS и индикатор IPI. Датчики IPS, монтируются в клапанных блоках, вместо манометров. Сигнализаторы IPI монтируются к верхнякам секции с помощью неодимо- вых магнитов. Измеренная датчиком величина давления в поршневой по- лости гидростойки передаётся по радио индикатору IPI, который сигнали- зирует состояние распора стойки. Дополнительно, в нескольких местах лавы монтируются датчики для ведения мониторинга параметров гидрав- лического питания комплекса. Обобщенные измерительные данные пере- даются по сети в установленный на выходе из лавы конвертер сигнала радио IPI-T. Отсюда по каналу RS485 передаётся на установленный в кон- верном штреке подземный компьютер MPC, а потом дальше на сервер на поверхности. Дополнительно, в составе системы находится беспроводной пульт IRPC, предусмотренный для локальной диагностики и конфигурации сети MESH. Устройство обеспечивает тоже локальный контроль показаний датчиков непосредственно в лаве. Стандартно, данные в системе FAMAC RSPC передаются каждые 10 секунд. Чтобы лучше всего пригнать систему к потребностям Клиента, ее можно приоритезировать. Экономический приоритет связан с энерго- экономным действием системы, путем уменьшения частоты аквизиции (возобновления) статических данных с одновременным дополнением ди- 84 намических процессов. Тем самым продлевается работоспособность акку- муляторов в датчиках IPS и индикаторах IPI. Учитывая тихообменный характер процесса прироста давления секции и трудность замены батареи в датчиках и сигнализаторах, это предпочитаемая конфигурация системы. Информация о давлении в стойках механизированной крепи пред- ставляется непосредственно в лаве с применением оптических показателей давления, сигнализирующих зелёным цветом правильное давление стоек, красным - отсутствие необходимого предварительного сопротивления и превышение определенных для данной лавы настроек предохранительных клапанов. Жёлтый цвет сигнализирует работу предохранительных клапа- нов и повышенное воздействие горного массива на секции. Переменное мерцание зеленого и красного диода сигнализатора обозначает неплот- ность стойки. Непосредственный отсчёт величины давления в стойках нескольких соседних крепей обеспечивает пилот IPRC. Полная информация о распределении сопротивления секции вдоль лавы и состоянии системы представляется на мониторе MPC-1 в конвей- ерном штреке лавы и на компьютерах на поверхности (например, в дис- петчерской или в помещении энергомашинного или горного надзора). Со- ответствующая стандарту OPC аппликация системы FAMAC RSPC, обеспе- чивает архивацию, анализ и визуализацию измерительных данных и дает доступ к историческим данным в избранный период. На главной мнемосхеме пользователь аппликации может контроли- ровать актуальное распределение давления гидростоек вдоль лавы, пара- метры гидравлического питания, а также действие сети IPS/IPI. После переключения на вид экрана "Справки" доступна комплектная информа- ция о состоянии всех устройств системы и обнаруженных дефектах систе- мы сопротивления крепи. После открытия окна "Анализ данных", пользователь может вы- брать просмотр карт сопротивления, временные графсхемы давления в стойках, распределение и гистограммы максимальных и средних величин давления в стойках. На "Картах сопротивления" представлено распределение давления вдоль лавы и вдоль столба. На горизонтальной оси обозначены номера секций крепи, а на вертикальной оси - истечение времени. Величина дав- ления представляется с помощью диапазона цветов (от синего для низких давлений до красного для высоких). При перемещении курсора мышки по поверхности карты указывается номер стойки и время измерения для ука- занной точки. Такая форма представления данных позволяет точно и быстро оценить взаимодействие крепи с кровлей и техническое состояние гидросистемы сопротивления крепи. 85 стойка 148 Измерение курсором Время от 12-08-2012 3:17 дo 12-08-2012 5:18 продолжительность: 02:01 давление от 18.5 до 39.5 MPa приращение давления: 21MPa Рис. 1. Способы визуализации исторических данных. Синие линии на диаграмме однозначно идентифицируют место и время неправильной работы гидростойки, а градиент изменения цвета позволяет оценить интенсивность воздействия кровли на крепь. Выбор любой точки карты вызывает окно диаграммы временной графсхемы для избранной секции. Для прецизионного определения ра- бочих параметров секций, таких как время рабочего цикла, предваритель- ное сопротивление, скорось пригрузки в цикле, давление открытия и за- крытия предохранителных клапанов, можно воспользоваться функцией измерительного курсора. Одним из основных факторов, решающих о соответствующем со- действии крепи с горным массивом, является правильное функционирова- ние предохранительных клапанов. В соответствии со стандартом PN-EN 1804-3, определяющим требования для элементов гидравлической системы секции механизированной крепи, давление открытия клапана не может превышать номинальной величины рабочего (номинального) давления больше чем на 5 %. Не может быть также ниже больше чем на 10 %. На рисунке № 2 представлен вид таблицы распределения макси- мальных величин давления для 60 гидростоек секций механизированной крепи с рабочим давлением равным 48 МПа. При учете повторяемой работы клапанов величины эти соответствуют реальному рабочему давлению стоек. В соответствии с требованиями стандарта PN-EN 1804-3, давление открытия предохранительных клапанов должно содержаться в пределах от 45 до 51 МПа. На основе представленной схемы можно однозначно уста- новить, что предохранительные клапана неправильно настроены, что еще хуже - часть из них (более 15%) имеет настройки, недопустимо отклоняю- щиеся от средней для этой лавы величины рабочего сопротивления, равно- го 42 МПа. 86 робД = 51 МПа робД = 45 МПа [ ]бар Рис. 2. Распределение максимального значения давления в стойках. На рис. № 3 представлены временные графсхемы давления в стой- ках нескольких соседних секций забойной крепи. Эти графсхемы были зарегистрированы во время одного рабочего цикла крепи. [ ]бар Рис. 3. Сравнительный анализ скорости пригрузки соседних стоек гидрокрепи Предварительный распор всех гидрстоек правильный, а начальное давление в стойках содержалось в диапазоне от 18 до 21 МПа. До момента перехода комбайна сопротивление секции увеличивалось относительно медленно, одинаково во всех стойках. После прохода комбайна видно четкое увеличение динамики воздействия кровли на крепь с одновремен- 87 ной большой дифференциацией скорости роста давления между отдель- ными стойками. При среднем росте давления равным 2,2 бар/мин. для представленных на диаграмме графсхем давления, скорость нагрузки от- дельных стоек меняется в пределах от 1,2 до 3,5 бар/мин. Столь большая изменчивость процесса нагрузки работающих в по- добных условиях гидростоек подтверждает, что для достоверного прогноза динамических проявлений горного давления, необходимым является кон- троль давления во всех стойках крепи в сопряжении со статическим анали- зом данных для всей лавы. Внедрение системы мониторинга и анализа развития давления в каждой гидростойке крепи обеспечивает повышение безопасности персо- нала работающего в лаве через: • повышение несущей способности механизированной крепи путём немед- ленного устранения обнаруженных системой технических неисправностей, • обеспечение правильного управления кровлей путём контроля соот- ветствия роботы механизированной крепи с паспортом крепления, • возможность предупреждения о безопасном росте горного давления. Наличие достоверной информации относительно режима работы предохранительных клапанов и несущей способности гидростоек позволя- ет полностью использовать гарантийные обязательства поставщика обору- дования. Литература 1. Irresbergaer H.: Zmechanizowane obudowy ścianowe – podręcznik dla praktyków. Tiefenbach polska Sp. z o.o. Katowice 2008. 2. Mitchell G W: LONGWALL MINING - Monograph 26 The Australasian Institute of Mining and Metallurgy 2012. 3. Jaszczuk M., Siwiec J.: Doświadczenia z zastosowania układu SKCP-1 do monitorowania pracy obudowy zmechanizowanej. MiAG 6-7 1997. 4. Szweda S.: Wpływ podporności wstępnej sekcji na obciążenia obudowy zmechanizowanej spowodowane dynamicznym oddziaływaniem stropu. Maszyny Górnicze 2001/1. 5. Krodkiewski J., Kot D.: Zastosowanie Systemów MoPS I RECS Do Monitorowania Podporności Obudowy Wyrobisk Ścianowych. Konferencja "Problemy Bezpieczeństwa W Budowie I Eksploatacji Maszyn I Urządzeń Górnictwa Podziemnego": 17 - 19 VI 2009 r. 6. Гавриков А.А., Волчок Ю.П., Курчевский А.Н., Романович А.С.: Новая автома- тизированная система контроля горного давления в очистных забоях и перспекти- вы развития технологии управления кровлей лав. Горное оборудование и электро- механика 2008/6. 7. Щерба В.Я., Мисников В.А., Петровский Б.И., Дакуко С.Н., Антонович Н.А., Кот Д., Сычевский В.А.: Результаты опытных испытаний системы мониторинга пригрузок секций крепи МоПС. Горная Механика 2009/1. 8. Adamus P., Walczyński A., Psiuk M.: Bezprzewodowy system monitorowania ciśnienia FAMAC RSPC na ścianie CW2 w KWK Budryk. Napędy i sterowanie 07-08/2010. 88 9. PN-EN 1804-3:2006 Maszyny dla górnictwa podziemnego – Wymagania bezpieczeństwa dla obudowy zmechanizowanej – Część 3: Układy sterowania hydraulicznego. УДК 622.281 О НЕОБХОДИМОСТИ ПЕРЕХОДА НА ДВУХУРОВНЕВОЕ АНКЕРНОЕ КРЕПЛЕНИЕ ПОДГОТОВИТЕЛЬНЫХ ВЫРАБОТОК РУДНИКОВ СТАРОБИНСКОГО МЕСТОРОЖДЕНИЯ Поляков А.Л., Мисников В.А., Лутович Е.А., Ярмолинский В.К. ЧУП «Институт горного дела», филиал БНТУ, г.Солигорск, Беларусь Представлены результаты испытаний анкерного крепления кровли подготови- тельных выработок, сложенной слабыми глинисто-соляными породами. Предло- жено совместно с уже применяемыми анкерами в особо сложных горнотехниче- ских условиях использовать анкерную крепь второго уровня с увеличенной длиной и повышенной несущей способностью. В этом случае расширяются возможности применения для охраны кровли выработок с большими пролетами разгружающих полостей (компенсационных щелей, штроб), комбинированных видов крепи. Устойчивость подготовительных выработок в соляных породах на рудниках Старобинского калийного месторождения обеспечивается за счет специфических свойств соляных пород (пластичности, ползучести и релаксации напряжений) сохранять свою форму даже в условиях повы- шенных нагрузок. Однако все соляные породы имеют свой предел дли- тельной прочности, который для условий Старобинского месторождения под воздействием опорного давления лав, влияния близлежащих выработок наступает на глубинах 550 – 750 м [1]. Основным способом поддержания подготовительных выработок на рудниках Старобинского месторождения является расположение их кров- ли, как наиболее слабого элемента контура, под так называемой «защитной пачкой» – ближним к контуру мощным (более 12 – 20 см) и прочным (20 – 30 мПа) породным слоем [2]. Кроме того, немаловажным является строе- ние Пород кровли выработки в пределах свода возможного обрушения на высоту, как правило, составляющую 0,7 от ее пролета. При содержании в этом своде более 30 % глинистых прослойков характер деформирования кровли также существенно меняется. На этих закономерностях основана ны- нешняя типизация пород кровли по устойчивости. Для упрочнения нижней породной пачки на рудниках месторожде- ния применяется анкерное крепление. Широкое распространение получило упрочнение кровли выработок винтовыми анкерами, имеющими зацепле- ние с породой по всей длине шпура. Длина этих анкеров в зависимости от пролета выработки и типа пород кровли составляет от 0,8 до 1,8 м. Сшивка 89 пород кровли обеспечивается при креплении по сетке от 0,5 до 1,5 м. Не- сущей способности анкеров (70 - 100 кН) хватает для того, чтобы создать равнопрочную конструкцию, обеспечивающую необходимый отпор более слабым вышележащим породам кровли. Анкерная крепь второго уровня, получившая распространение на угольных шахтах России и Украины [3], до недавнего времени на рудниках Старобинского месторождения не приме- нялась. Однако насущная потребность в такой крепи с каждым годом в связи с ухудшением горно-геологических, горнотехнических условий возрастает. Испытание крепи второго уровня проводилось в конвейерном штре- ке нижней слоевой лавы № 74 рудника 1 РУ, отрабатывающей оставшиеся запасы нижней части Третьего калийного пласта. Вышележащий IV сильвинитовый слой был извлечен верхней лавой № 63 более 7 лет назад. Как правило, за этот срок процесс оседания подработанных пород заканчива- ется, а горное давление восстанавливается до уровня нетронутого массива. Ширина штрека составляла 4,5 м. Глубина заложения выработок со- ставляла 677 м. Кровля штрека представляла собой потолочину из каменной соли III-IV мощностью 0,8 м, выше которой залегали обрушенные на почву верхней лавы породы: каменная соль IV-V мощностью 0,73м, V сильвинитовый слой мощностью 0,2 м и каменная соль V-VI мощностью 1,23 м. Как показало неоднократно проводимое в нижних слоевых лавах керновое бурение скважин через обрушенные по- роды, их обследование с помощью электронного интроскопа, испытание извлеченного из керна материала, эти породы имеют трещины, пустоты, частично заполненные уплотненным глинисто-соляным материалом. Прочность таких пород изменяется в диапазоне 15-18 Мпа, с удалением от кровли выработки вверх по разрезу она уменьшается. Таким образом, выбранный для испытаний крепи полигон позволил сымитировать условия поддержания большинства подготовительных вы- работок, агрегатная прочность пород в которых уменьшается по мере удаления от кровли. Пустоты в породах образуются при отслоении, рас- слоении, особенно на больших пролетах. Установка анкеров выполнялась вне зоны виляния очистных работ от лавы. На момент установки крепи расстояние до забоя лавы составило 180 м. По мере подвигания забоя весь участок крепления испытывал влияние временного опорного давления, к наиболее удаленным анкерам забой подошел вплотную через 2 месяца. Кровля конвейерного штрека была закреплена короткими (1,2 м) вин- товыми анкерами под доску. Шаг установки анкеров составил 1х2 м. На экспериментальном участке в качестве дополнительного крепле- ния с шагом 2 м было установлено 4 подхвата из швеллера 14 типоразмера и 4 комплекта стяжной крепи из гибкой полосы сечением 50х5 мм. 90 Каждый комплект крепи закреплялся в кровле двумя анкерами из арматуры винтового профиля. Использовалось 3 типоразмера арматуры: с диаметром 25, 20 и 16 мм. Длина всех арматурных прутьев для анкеров составляла 2 м. Для закрепления анкеров в шпуре применялись как готовые ампулы АМН, так и свежеприготовленный цементный раствор, который с помощью труб из ПВХ досылался до забоя шпура. Для закрепления каждого анкера в шпуре использовалось либо по 2 ампулы с минеральной композицией АМН, либо от 0,8 до 1 литра цементного раствора. На контрольном участке в качестве дополнительного крепления устанавливались в один ряд с шагом 1,5 – 2 м деревянные стойки диамет- ром 20 – 25 см. Характер изменения величины вертикальной и горизонтальной конвергенции при деформировании участков выработки, закрепленных только анкерами 1 уровня показан на рис. 1 и 2. Рис. 1. Графики вертикальной и горизонтальной конвергенций контура конвейерного штрека лавы на участке, закрепленном анкерной крепью первого уровня Графики на рисунках 1 и 2 показывают влияние лавы № 74 (по мере ее приближения) начало проявляться через 40-50 суток от момента начала наблюдений. Из графиков видно, что интенсивность деформирования кровли штрека на участке, закрепленном анкерами 1-го уровня с 91 деревянными подхватами выше, чем на участке, дополнительно закреп- ленном анкерами 2-го уровня с подхватами из швеллера. За время испытаний (то есть с момента установки анкеров вплоть до подхода лавы) на первом участке, накопленные смещения кровли в 1,4 – 1,5 раза превышают величину смещений на втором участке крепления. Рис. 2. Графики вертикальной и горизонтальной конвергенций контура конвейерного штрека лавы на участке, закрепленном анкерной крепью второго уровня Этот вывод подтверждается визуальными наблюдениями. Так еще за 30-40 м до подхода лавы все деревянные стойки были поломаны, кровля имела прогиб более 0,3 м. Участок кровли, закрепленный анкерами 2-го уровня с жесткими и гибкими подхватами, не имел видимого прогиба и со- хранил свою устойчивость вплоть до завальной части конвейерного штрека. Еще одним способом охраны выработок является нарезка в их кров- ле, стенках и почве компенсационных щелей. Эти щели снимают напряже- ния с контура и переносят их вглубь массива, на величину, равную глу- бине нарезки, обычно составляющей 0,9 – 1,3 м. Срок устойчивого состоя- ния выработок при этом увеличивается на время, необходимое для полно- го смыкания щелей. При ширине щели 14 см этот срок, по сравнению с неохраняемой выработкой вырастает в 2 – 3 раза, а критические деформа- ции кровли возрастают на 30 %. Как правило, разгрузка кровли выработок щелями применяется при их ширине не более 3 м. При большей ширине 92 выработок и на узлах их сопряжений обеспечить устойчивость образую- щихся в результате нарезки щелей консолей путем сшивки их винтовыми анкерами не всегда удается. Вместе с тем, анкера повышенной несущей способности и увеличенной длины вполне могут справиться с подвеской этих консолей к породам, располагающимся за пределами свода возможно- го обрушения. Испытания такого крепления проводились на узлах сопряжений и в протяженных выработках, пройденных для монтажа лавы № 2с-3 на II калийном горизонте и лавы № 34 на III калийном горизонте рудника 4 РУ. Протяженные выработки имели ширину 3 - 5 м, узлы сопряжений в типа ответвления в самой широкой части имели пролет, равный 7 м. Кровля выработок охранялась компенсационной щелью глубиной 1,3 м. В каче- стве крепи 1-го уровня применялись винтовые анкера длиной 1,8 м, уста- навливаемые по сетке 1,5 х 1,5 м. В качестве крепи 2-го уровня дополни- тельно были установлены с шагом 1,5 м канатные и арматурные анкера длиной 2 – 4 м. Несущая способность этих анкеров составляла 21 – 25 тонн. Наблюдения за деформированием кровли выработок, закрепленных анкерами 2-го уровня и охраняемых щелями, показали, что она сохраняет свою устой- чивость не только на время монтажа лавы (т.е. более 1 года), но и при ее отхо- де. Исследовательская выработка, находящаяся в районе лав 2с-1 и 2с-3, имеющая пролеты от 3 до 6 м и охраняемая щелями в кровле, с консолями, закрепленными анкерами 1-го уровня, разрушилась спустя 0,5 года после проходки, только попав в зону временного опорного давления лавы. Таким образом, шахтными испытаниями установлено, что в услови- ях калийных рудников Старобинского месторождения дополнительное крепление подготовительных выработок и их сопряжений анкерами 2-го уровня в неблагоприятных, особо сложных горно-геологических, горно- технических условиях позволяет обеспечить их устойчивость в течение необходимого по технологии времени. При применении этого крепления в комплексе с разгружающими полостями (компенсационными щелями, штробами) возможности в поддержании выработок существенно возрастают. Литература 1. К прогнозу устойчивости выработок при подготовке запасов Второго калийно- го пласта Старобинского месторождения на больших глубинах / В.А.Мисников, А.Л.Поляков, М.Г.Шафиков и др. // Горная механика и машиностроение. – 2010. – №2. – с.12-21. 2. Инструкция по охране и креплению горных выработок на Старобинском ме- сторождении. – Солигорск-Минск, 2010. – 125 с. 3. Опыт поддержания широких сопряжений горных выработок с применением двухуровневой анкерной крепи в условиях шахты МУК-96 / Е.А.Разумов, Д.Ф.Заятдинов, П.В.Гречишкин и др. // Уголь. – 2013. – № 6. – с.31-34. 93 УДК 622.831.22; 622.285 ИСПОЛЬЗОВАНИЕ СПЕЦИАЛЬНЫХ ВЫРАБОТОК ПРИ ДЕМОНТАЖЕ ЗАБОЙНОГО ОБОРУДОВАНИЯ В ЛАВАХ С ВЫНИМАЕМОЙ МОЩНОСТЬЮ НЕ БОЛЕЕ 1,5 м Мозговенко М.С., Пузанов Д.А. ЧУП «Институт горного дела», г. Солигорск, Беларусь В статье приводятся результаты опытно-промышленных испытаний способов демонтажа горношахтного оборудования в низких лавах Третьего калийного горизонта путем проведения параллельно забою лавы специальных демонтажных выработок, благодаря чему существенным образом повышается безопасность и комфортность работы в заключительной стадии доработки выемочного столба. Введение В течение 2011-2012 годов на рудниках 1 РУ, 2 РУ, 3 РУ ОАО «Беларуськалий» проведены испытания разработанных специалистами рудников способов демонтажа забойного оборудования в низких лавах, основанных на проведении специальных выработок. До недавнего времени демонтаж забойного оборудования в таких лавах выполнялся из останов- ленного призабойного пространства лавы в весьма стесненных условиях. Забойное оборудование (забойная крепь, очистной комбайн, конвейер) имеет большие размеры и вес. Передвижка и транспортировка забойного оборудования по призабойному пространству до бортовых штреков лавы выполнялись с помощью лебедок различной конструкции, что в свою оче- редь требует определенных затрат на их установку и перенастройку. При демонтаже забойной крепи для поддержания выработанного пространства в районе демонтируемых секций, необходимо использование деревянных стоек, доставка которых затруднена из-за ограниченных размеров приза- бойного пространства. Вышеизложенные проблемы можно решить путем проведения параллельно забою лавы на всю длину специальной выработ- ки, которую назвали демонтажной. Первые попытки проведения демон- тажных выработок на Старобинском месторождении были предприняты еще в 1991-1993 годах. Тогда, из-за отсутствия высокопроизводительного оборудования по нарезке компенсационных щелей по контуру выработок, эти эксперименты были не совсем удачные, и особенно, при привязке кровли демонтажных выработок выше IV сильвинитового слоя. Демон- тажные выработки разрушались в зоне временного опорного давления демонтируемой лавы и для их использования, по прямому назначению, требовалось выполнение в них ремонтных работ. Актуальность проблемы определяется еще и тем, что в существую- щих и действующих на Старобинском месторождении калийных солей нормативных документах [1, 2] отсутствуют позиции, связанные с опреде- лением мест заложения демонтажных выработок относительно пласта, как 94 и нет самого понятия демонтажная выработка, а также методики расчета и выбора крепи на данных участках. Для решения данной проблемы в шахт- ных условиях был исследован:  характер нагружения забойной крепи и конвергенция призабой- ного пространства при подходе к линии остановки лавы на демонтаж и при отсутствии влияния демонтажной выработки;  характер деформирования контура демонтажной выработки (Второй вариант) за зоной и в зоне влияния очистных работ демонтируе- мой лавы;  характер деформирования вновь образованной широкой выработ- ки (демонтажная выработка + призабойное пространство лавы);  характер нагружения забойной крепи и конвергенция призабойного пространства в процессе проведения демонтажной выработки (Первый ва- риант), а также в процессе выполнения демонтажных работ. В зависимости от места и времени проведения демонтажной выра- ботки было испытано два способа ее проведения:  Первый вариант – демонтажная выработка проходится вприсечку к уже остановленному забою лавы;  Второй вариант – демонтажная выработка проходится заранее, за зоной влияния очистных работ демонтируемой лавы. Затем демонтируемая лава своим забоем вскрывает демонтажную выработку. И в Первом и во Втором вариантах демонтажные выработки прово- дились одним ходом комбайна ПК-8. Устойчивость участка, образованного проведением демонтажной выработки и призабойным пространством лавы зависит:  от привязки кровли относительно пласта;  от типа крепи и способов охраны демонтажной выработки;  от типа забойной крепи и способов дополнительного (при необхо- димости ) крепления призабойного пространства;  от времени выполнения демонтажных работ. Прежде чем приступить к изложению материалов исследований необходимо подчеркнуть, что исследования по Первому варианту, т.е демонтажная выработка пройдена вприсечку к остановленному забою демонтируемой лавы, проведены впервые на месторождении. Эта работа выполнялась в условиях лавы № 8-в-1 гор.-620 м рудника 3 РУ. Демон- тажные выработки по остальным лавам (лава № 35верх рудника 2 РУ, лавы № 87 и № 95 рудника 1 РУ) проводились по классической схеме, т.е. заранее за зоной временного опорного давления. Исследования характера деформирования демонтажных выработок в вышеназванных лавах выполне- ны в различных горнотехнических и горно-геологических условиях, а именно:  глубина разработки изменялась от 353 до 787 метров; 95  длина лавы находилась в интервале 200-250 метров;  шаг установки забойной крепи во всех лавах составлял 2,0 м;  вынимаемая мощность составляла 1,1-1,3 м, а на отдельных участ- ках была увеличена до 1,4 м;  ширина призабойного пространства без учета демонтажной выра- ботки составляла в среднем 4,3-4,5 м, а с учетом проведения демонтажной выработки для Первого варианта  7,0-7,1 м, для Второго варианта  4,9-5,5 м;  демонтажная выработка, пройденная вприсечку к остановленному забою лавы не охранялась, а ее кровля крепилась двумя рядами винтовой анкерной крепи и двумя рядами анкеров КАЗ;  демонтажная выработка, пройденная за зоной влияния очистных работ демонтируемой лавы, охранялась компенсационными щелями в кровле, почве и противоположном от лавы боку выработки. Кровля крепи- лась одним рядом анкеров КАМВ, а бока выработки двумя-тремя рядами анкеров КАЗ;  содержание глинистых прослойков на высоте 2,0 м от кровли лавы изменялась от 2,3 до 70 %. Как видно из приведенных данных горно-геологические и горно- технические условия имеют существенные отличия практически по всем показателям. Исследование конвергенции «кровля-почва» призабойного про- странства при подходе лавы к линии остановки. Основная цель этих исследований – определить основные парамет- ры проявления горного давления в призабойном пространстве в обычном режиме подвигания забоя лавы, чтобы в последующем оценить, как они меняются при расширении призабойного пространства на 2,5-3,0 м. Иссле- дования в призабойном пространстве лав выполнялись по методике, кото- рая использовалась при разработке рекомендаций по параметрам установ- ки забойной крепи в селективных лавах [3]. Выкопировка из плана горных работ (на примере лавы № 87) в завершающей стадии доработки выемоч- ного столба, а также места установки станций по длине лавы представлены на рис. 1, а в призабойном пространстве на одном из замерных профилей – на рис. 2. Конвергенция призабойного пространства «кровля-почва» измеря- лась по станциям контурных реперов, которые устанавливались в почве и кровле лавы сразу же после снятия очередной стружки на расстоянии 0,15- 0,35 м от забоя лавы. Измерение конвергенции по станциям выполнялись с момента установки вплоть до выхода в завальную часть забойной крепи. 96 Рис. 1. Выкопировка из плана горных работ в лаве № 87 гор.- 430 м рудника 1 РУ в заключительной стадии доработки столба Рис. 2. Схема установки станций для измерения конвергенции «кровля-почва» призабойного пространства в лаве № 87 гор.-430 м рудника 1 РУ при подходе к линии остановки на демонтаж. b3  величина незакрепленной полосы кровли, м; B3  ширина призабойного пространства, м; 3 – величина зависания пород непосредственной кровли за забойной крепью, м; Ст. 1,…,Ст. 5 – станции контурных реперов; х2,…, х5 – соответственно расстояние от забоя лавы до конкретной станции. 97 Измерение конвергенции призабойного пространства лавы, и осо- бенно, в районе гидростоек забойной крепи давали также информацию об остаточной и необходимой раздвижности забойной крепи к моменту вы- хода забоя лавы в демонтажную выработку и последующего выполнения работ по демонтажу забойного оборудования. Сводные данные об измене- нии конвергенции призабойного пространства лав на расстоянии 4,0 метра от их забоя (или в районе гидростоек забойной крепи) приведены на ри- сунке 3. Как видно из рисунка, характер изменения конвергенции по длине лав по IV сильвинитовому слою (графики 1, 2, 3) одинаков, а именно: наибольшие значения конвергенции призабойного пространства отмечает- ся со стороны ранее отработанных выемочных столбов, наименьшие – со стороны «массива». ных выемочных столбов, наименьшие – со стороны «массива». Рис. 3. Характер изменения конвергенции призабойного пространства по длине лавы на расстоянии 4,0 м от ее забоя в процессе очистной выемки Несмотря на существенные различия горнотехнических и горно- геологические условий отработки лав по IV сильвинитовому слою, кон- вергенция призабойного пространства в данных лавах отличается незначи- тельно (и, особенно, со стороны отработанного пространства) и укладыва- ется в статистический разброс. Исходя из этого, результаты измерений были обработаны совместно и получена эмпирическая зависимость изме- нения конвергенции призабойного пространства (раздвижности забойной крепи) по длине лавы в виде: 98   -0,1056 83,092, мм,З IVU х  (1) где х  расстояние от бортового штрека лавы, расположенного со стороны отработанного выемочного столба, м; - 0,1056; 83,092  коэффициенты линейной аппроксимации. Несколько иной характер распределения конвергенции призабойно- го пространства наблюдается в лаве № 95 по II сильвинитовому слою руд- ника 1 РУ, где максимальные значения конвергенции (а также зависание пород непосредственной кровли за забойной крепью) отмечается в цен- тральной части лавы (график 4 рисунка 3). Для расчета конвергенции призабойного пространства в этой лаве также получена эмпирическая зависимость в виде:   2-0,002 0,388 33,48, мм. З II U х х   (2) Анализ результатов измерений конвергенции «кровля-почва» демонтажных выработок, пройденных за зоной влияния временного опорного давления от демонтируемой лавы. Речь пойдет о лавах, де- монтируемых по Второму варианту, в частности это лавы № 35верх, № 87 и № 95. Во всех демонтажных выработках этих лав было установлено по 10 замерных профилей для измерения конвергенции «кровля-почва» и схождения боков. Наблюдения по станциям велись вплоть до ухода стан- ции в закрепное пространство после извлечения механизированной крепи. Результаты измерений конвергенции «кровля-почва» демонтажных выра- боток приведены на рисунке 4. Как видно из рисунка конвергенция во всех лавах с большей интенсивностью проявляется со стороны смежноотрабо- танных лав. Характер деформирования демонтажных выработок в лавах № 35верх и № 87 мало отличается друг от друга, но отличаются от данных, полученных из лавы № 95, которая работала по II сильвинитовому слою. Анализ результатов исследований характера деформирования расширенного призабойного пространства, образованного демонтаж- ной выработкой и забоем лавы в период выполнения демонтажных работ. При анализе этих данных нужно учитывать существенные отличия в исследуемых лавах горнотехнических и горно-геологических условий, и то, что демонтаж во всех лавах выполнялся от транспортных штреков, которые располагались со стороны отработанных столбов, в сторону кон- вейерных штреков. Исходя из этого, участки забоя лавы и демонтажной выработки, расположенные со стороны «массива», испытывали больший срок эксплуатации по сравнению с участками со стороны отработанного пространства. 99 Рис. 4. Конвергенция демонтажных выработок в момент вырубки в них забоев демонтируемых лав Данные исследований расширенного призабойного пространства приведе- ны в таблице 1. Таблица 1 – Основные характеристики расширенного призабойного простран- ства в исследуемых лавах в процессе выполнения демонтажных работ Наименование параметра Номер лавы Лава № 87 Лава № 35верх Лава № 8-в-1 Лава № 95 Конвергенция при- забойного про- странства по длине лавы, мм 45-102 34-53 74,5-7,2 19,5-42 Среднее значение конвергенции по длине лавы, мм 64,7 45,04 80,7 31,4 Время от остановки забоя до полного окончания демон- тажных работ, сут. 29 20 45 25 Заключение Проведенные исследования характера деформирования демонтаж- ных выработок в зоне временного опорного давления от демонтируемой лавы, а также в зоне остаточного опорного давления от смежноотработан- ных выемочных столбов, позволили установить некоторые закономерно- сти. Исследования проводились в лавах, где горнотехнические и горно- 100 геологические условия (такие как глубина разработки, длина лав, тип кровли, ширина целиков) отличались существенным образом. В процессе исследований успешно испытаны два способа проведения демонтажных выработок:  проведение демонтажной выработки вприсечку к остановленному забою демонтируемой лавы;  проведение демонтируемой выработки заранее за зоной влияния очистных работ. Проверены и подтверждены экспериментально выполненные в про- ектах способы охраны и крепления демонтажных выработок и расширен- ного призабойного пространства, образованного демонтажной выработкой и забоем лавы. Как показали исследования, возможно применение обоих способов проведения демонтажных выработок. Область применения того или иного способа проведения демонтажных выработок определяется горно-геологическими условиями. Забойная крепь обеспечила устойчи- вость призабойного пространства в процессе выполнения демонтажных работ с большим запасом гидравлической раздвижности при вынимаемой мощности в пределах 1,1-1,4 м. Проведение демонтажной выработки обу- словлено социальным эффектом, а именно безопасным ведением демон- тажных работ с использованием современных средств погрузки и доставки оборудования непосредственно из забоя низких лав. Литература 1. Инструкция по применению систем разработки на Старобинском месторожде- нии. – Солигорск-Минск, 2010. – 152 с. 2. Инструкция по охране и креплению горных выработок на Старобинском место- рождении. – Солигорск-Минск, 2010. – 125 с. 3. Изучить закономерности проявлений горного давления в забоях селективных лав и их сопряжениях со штреками:  в лаве № 2 гор.-200 м рудника 1 РУ(этап 1.1); изучить закономерности проявлений горного давления в забоях селективных лав и их сопряжениях со штреками: нижних лавах № 28, № 32 гор.-445 м 2 РУ после отработки IV сильвинитового слоя (этап 1.4).  Отчет о НИР (промежут. по дог. № 02/09) / ЧУП «Институт горного дела»; рук. В.А. Губанов; исполн.: Поляков А.Л. [и др.] – Солигорск, 2009. – 74 с.  Библиогр.: с. 56.  № ГР 20092318. – Инв. № 63. 101 УДК 622.831 КОМПЛЕКСНОЕ ПРИМЕНЕНИЕ МЕРОПРИЯТИЙ ПО ОБЕСПЕЧЕНИЮ УСТОЙЧИВОСТИ ПОВТОРНО ИСПОЛЬЗУЕМЫХ ГОРНЫХ ВЫРАБОТОК НА ГЛУБИНАХ СВЫШЕ 1000 МЕТРОВ Назимко И.В. 1, Цикра А.А.2 1Украинский государственный научно-исследовательский и проектно- конструкторский институт горной геологии, геомеханики и маркшейдерского дела, г. Донецк, Украина, 2ПАО «Шахта им. Засядько», г. Донецк, Украина Предложены и обоснованы мероприятия для повышения устойчивости подгото- вительных выработок на глубине свыше 1000 метров. Отработка запасов угля на глубинах свыше 1000 м сопровождается особо интенсивными проявлениями горного давления, негативные послед- ствия которых весьма сложно предотвратить. Вместе с тем современная рыночная экономика требует применения эффективных технически и эко- номичных технологий, которые дают возможность поддерживать низкую себестоимость угля и высокую производительность подземных работ. Повторное использование горных выработок является одной из таких тех- нологий. Однако сохранение удовлетворительного состояния горных вы- работок при их повторном использовании на глубинах свыше 1000 м явля- ется весьма сложной технической задачей. На шахте им. А.Ф.Засядько постоянно совершенствуется технология повторного использования горных выработок, что дает возможность экономить материальные и денежные средства при добыче угля. На сегодняшний день наиболее эффективной технологией поддер- жания повторно используемых выработок является применение рамно- анкерных крепей и литых полос из быстротвердеющего материала [1]. Элементы этих технологий постоянно совершенствуются и используются в практике отработки угольных пластов на высокопроизводительных шах- тах Украины. В данной работе приведен опыт совершенствования техно- логии поддержания повторно используемых выработок в условиях пласта l1 при отработке уклонной части шахтного поля на глубине 1200 м [2-4]. Вынимаемая мощность пласта составляла 1,9-2,0 м. Пласт сложного строения, залегает в устойчивых вмещающих породах. Непосредственная кровля пласта имеет мощность около 2 м и представлена аргиллитом сред- ней, местами ниже средней устойчивости с пределом прочности на одно- осное сжатие 23-37 МПа. Согласно опыту предыдущих лав непосред- ственная кровля склонна местами к обрушению в рабочее пространство действующего очистного забоя. В основной кровле залегает прочный пес- чаник мощностью 20 м с пределом прочности 76-92 МПа. 102 Основная кровля пригружена мелкослоистой толщей осадочных по- род, состоящих в основном из слоев алевролита. Непосредственная почва пласта представлена неустойчивым алев- ролитом с пределом прочности 35 МПа на одноосное сжатие и мощностью 1-1,2 м. Ниже залегает мощный пласт песчаника с пределом прочности, изменяющимся от 53 до 63 МПа. Технология повторного использования выработок применяется в ос- новном для поддержания вентиляционных штреков вслед за лавами при обратном порядке отработки выемочных столбов. При этом применяется комбинированная рамно-анкерная крепь в сочетании с литой полосой из быстротвердеющей смеси. Литая полоса используется в качестве опорного элемента, управляющего оседанием консольного участка кровли над крае- вой частью пласта. Анкерная крепь усиливает породы непосредственной кровли и уменьшает степень подвижности блоков, на которые разрушается кровля в зоне активных сдвижений позади действующей лавы. В результа- те работа сил горного давления по необратимому смещению разрушенных пород в полость горной выработки увеличивается, что приводит к умень- шению указанных смещений на 30-40 %. Это дает возможность подать дополнительное количество воздуха в действующий очистной забой, в результате чего смягчаются ограничения нагрузки на лаву по фактору про- ветривания [5]. В связи с тем, что величина горного давления на глубине 1200 м практически в два раза превышает средний уровень давления на большин- стве действующих шахт, весьма актуально увеличение несущей способно- сти анкерной крепи. Учитывая значительную стоимость анкерного крепления необходи- мо изыскивать резервы по повышению несущей способности анкеров без увеличения затрат на реализацию технологии. Такие резервы удалось об- наружить в технологии установки сталеполимерных анкеров. Традицион- ная технология предусматривает закрепление анкера в шпуре с гладкими стенками одинакового диаметра по всей лине шпура. Эксперименты пока- зали, что закрепление анкера в глубинной расширенной части шпура дает возможность повысить его несущую способность в 1,5-2,0 раза без допол- нительных затрат денежных средств и труда. Именно такой прием позво- ляет согласовать новые условия поддержания подготовительных вырабо- ток на глубине свыше 1000 м с повышенной несущей способностью стале- полимерных анкеров. На рис. 1 приведены результаты испытаний анкеров на выдергива- ние. Анализ данных испытаний показал, что закрепление анкеров в расши- ренной части глубинного участка шпура увеличивает жесткость анкера в 2-3 раза, а при частичной инкапсуляции повышает его несущую способ- 103 ность в два раза. Это позволяет повысить сопротивление анкерной крепи и сократить затраты на реализацию технологии анкерного крепления за счет уменьшения количества ампул с твердеющей полимерной смесью. На рис. 2 показаны результаты инструментальных наблюдений за сдвижением пород кровли и ее расслоением по мере отработки очистного забоя. 0 50 100 150 200 250 0 10 20 30 40 Смещение головки анкера, мм У си ли е вы тя ги ва ни я, К Н Новый способ прототип Рис.1. Результаты испытаний анкеров на выдергивание Видно, что после прохода лавы расслоение кровли активизируется. Скорость расслоения кровли максимальна и достигает 5-25 мм/сут на участке зоны активных сдвижений, которая отмечается на расстоянии 20- 50 м позади действующей лавы. Именно на этом участке происходят наибольшие расслоения пород кровли, которые стабилизируются на уровне 105-120 мм. Из них 80 мм приходится на интервал, расположенный в пределах 0-164 см от контура выработки. Остальные 25-45 мм расслоений накапливаются за счет расслоения пород в глубине массива на расстоянии 2 м и более от контура выработки. Успешные результаты опытно-промышленной проверки новой тех- нологии создали возможности для расширенного ее применения. Инже- нерно-техническими работниками шахты им. А.Ф.Засядько найдены новые области использования литых полос для управления горным давлением. Так, литые полосы применены для повторного использования демонтаж- ной камеры 12 восточной лавы пласта l1 в качестве вентиляционного труб- ного ходка. 104 Рис. 2. Динамика разуплотнения заанкерованной кровли по мере подвигания лавы относительно замерной станции Перед демонтажом оборудования из лавы (рис. 3) производится под- готовка к демонтажу секций механизированной крепи, которая предусмат- ривает подрывку почвы пласта в лаве (для обеспечения высоты призабой- ного пространства не менее 2,0 м), а также почвы конвейерного штрека. -20 0 20 40 60 80 100 120 140 160 -200 -100 0 100 200 300 Расстояние от замерной станции до лавы, м Р ас ш и ре н и е тр ещ и н в с ло ях п ор од , м м 2549-1699<852 1699-799<906 799-164<681 164-0<301 0.0 0.5 1.0 1.5 2.0 2.5 3.0 -200 -100 0 100 200 300 Расстояние до лавы, м С ко ро ст ь ра сш и ре н и я тр ещ и н в сл оя х п ор од , м м /с ут . 5-6 6-7 7-8 8-9 Расстояние от 105 Рис. 3. Схема крепления демонтажного ходка Кроме того, над секциями крепи укладывается дополнительная крепь. Эта крепь состоит из балок СВП-33 длиной 3,0 м, укладываемых параллельно забою в шахматном порядке на секции крепи (7 параллельных балок - по 3 балки над 3-мя секциями, позиции 1 и 2 на схеме рис. 3). При выемке комбайном последней полосы угля в лаве в направлении снизу вверх секции крепи 3КД-90 не передвигаются к забою. На каждую секцию крепи по ее оси под группы балок, уложенных по падению пласта, подво- дятся перпендикулярно забою балки СВП-33 длиной 4,2 м (поз. 3). Под свободные концы балок у забоя укладывается камерной деревянный брус длиной 2,8 м (поз.4) и подбиваются деревянные стойки (поз. 5). Между 106 кровлей пласта и балкой СВП-33 вставляются вкладыши - отрезки бруса длиной 0,3 м. Расстояние между балками по падению пласта 1,5 м. На конвейерном штреке согласно приведенной схеме устанавлива- ются лебедки: 3ЛП для выдачи секций механизированной крепи из лавы на конвейерный штрек и ЛМ-140 для разворота секций, подтягивания секций к приямку и затаскивания их на платформы. На вентиляционном штреке устанавливается лебедка 1ЛШВ-01 для страховки секции при затаскивании ее на став конвейера СП-301. Крепле- ние и эксплуатацию лебедок производили в соответствии с типовыми тех- нологическими паспортами. При этом лебедки крепятся 4 анкерами l=1,2 м или 4 ремонтинами толщиной 20 см, заделанными в кровлю на глубину более 0,1 м или 2 анкерами и 2 ремонтинами. Перед лебедками устанавли- ваются предохранительные щиты. Обводные блоки крепятся к балке СВП- 27(33) l=2.0 м, прикрепленной не менее чем к трем рамам арочной крепи штрека спецхомутами. На вентиляционном штреке за лавой, между клетями под дегазаци- онные скважины, выкладываются дополнительные металлические клети шириной 1,5 м и длиной 4,0 м. Затем очистной комбайн опускался в ниж- нюю нишу лавы, демонтировался в соответствии с инструкцией завода- изготовителя и выдавался на конвейерный штрек. После этого демонтиру- ется навесное оборудование конвейера СП-301, конвейер отсоединяется от выдвижных балок секций механизированной крепи. Конвейер остается в лаве до окончания демонтажа секций крепи и служит для транспортировки обрушенных пород кровли. На конвейерном штреке производится погруз- ка узлов конвейера на платформы, которые откатываются лебедкой ЛМ- 140. По трассе выдачи секций механизированной крепи из лавы извлекает- ся по стойке в 2 рамах арочной крепи конвейерного штрека. При этом под верхняки арочной крепи подвешиваются на спецхомутах 3 балки из СВП- 33 длиной 5,0м. В целях обеспечения устойчивости демонтажного ходка в процессе демонтажа забойного оборудования и последующего использо- вания выработки в качестве вентиляционного ходка с завальной стороны выработки сооружались литые полосы, как показано на рис. 3. Полоса сооружалась секциями длиной по падению 1,5 м, шириной по простира- нию 1,0 м и высотой не менее 2,0 м. Быстротвердеющая смесь подавалась в опалубку с помощью пневмонагнетателя ПН-600 емкостью 600 л. Полоса наращивалась сразу же после удаления очередной секции механизирован- ной крепи. Это обеспечило безопасность работ по демонтажу комплекса и последующую устойчивость выработки при ее повторном использовании. Вентиляционный ходок выполняет многоцелевую функцию. Во- первых, он используется для выдачи исходящей струи воздуха в процессе работы последующих лав в крыле панели. Во-вторых, в ходке подвешен 107 став трубопровода и став сжатого воздуха. Кроме того, в ходке располо- жены две трубы дегазационной системы. Таким образом, на практике реализован принцип комплексного под- хода к повторному использованию выработок на основе применения со- временных технологий крепления и охраны горных выработок. Выводы. Использованы мероприятия для повышения устойчивости подготовительных выработок, основанные на подавлении термодинамиче- ских диссипативных потоков. Для этого использована новая комбинация литой полосы, анкерно-стоечных комбинированных крепей усиления и сталеполимерных анкеров с их закреплением в расширенной части шпура, что повышает работу сопротивления анкеров силам горного давления и со- храняет их высокую несущую способность. Дальнейшими исследованиями предусмотрено совершенствование технологии бурения шпуров с расширенным участком глубинной их части под анкерное крепление, разработка рациональных параметров сталеполи- мерного крепления, а также совершенствование параметров литых полос и их нагрузочно-деформационных характеристик. Литература 1. Байсаров Л.В. Геомеханика и технология поддержания повторно используемых горных выработок /Л.В. Байсаров, М.И. Ильяшов, А.И.Демченко //- Днепропет- ровск: ЧП «Лира ЛТД», 2005.-240с. 2. Bialek J. Method for description of seismity basing on changes of rockmass defor- mation induced by mining / J. Bialek, P.Banka, F. Jaworski // Proc. ISM 12th Int. Cogress. - Fuxin, 2004. - Pp. 470-475. 3. Перепелица В.Г., Предотвращение газодинамических явлений при проведе- нии подготовительных горных выработок с использованием опережающих скважин в породах, вмещающих газоносный угольный пласт / В.Г. Перепелица В.С Кулинич, Л.Д Шматовский, Б.В. Бокий, И.А. Ефремов, Д.П. Гуня // Геотех- ническая механика. Сборник научных трудов. - Днепропетровск, ИГТМ НАНУ, 2005, вып.56.– С.87-91. 4. Деклараційний патент України №4932. Замок вузла піддатливості металево- го рамного податливого кріплення із шахтних спец профілів М4. МПК E21D11/22. опубліковано 15.02.2005, Бюл.№2. 5. Деклараційний Патент України на корисну модель №17453. Спосіб охорони виїмкових виробок. МПК E21D11/00. опубліковано 15.09.2005, Бюл.№9. 108 УДК 622.271.332 ИССЛЕДОВАНИЕ И ОБОСНОВАНИЕ УВЕЛИЧЕНИЯ ДОПУСТИМЫХ УГЛОВ ОТКОСОВ РАБОЧИХ УСТУПОВ НА МЕСТОРОЖДЕНИИ ЦЕМЕНТНОГО СЫРЬЯ «КОММУНАРСКОЕ» Оника С.Г., Стасевич В.И., Халявкин Ф.Г., Семёнова М.В., Ганцовский Е.И. Белорусский национальный технический университет, г. Минск В статье рассмотрены результаты исследований допустимых углов откосов рабочих уступов применительно к карьерам, разрабатывающим месторождения цементного сырья «Коммунарское». Сырьевой базой ПРУП «Белорусский цементный завод» является Коммунарское месторождение цементного сырья (высоко- и низкокарбонатных мергелей), состоящее из детально разведанных участков: «Высокое» площадью 450 га и «Коммунары Западные» площадью 384,8 га и участка «Коммунары Восточные» площадью 225 га, которое в настоящее время не разрабатывается. Согласно предварительному заключению ВНИМИ «О допустимых углах откосов уступов Коммунарского месторождения мергелей» макси- мально допустимые углы откосов рабочих уступов при высоте уступа 20 м могут достигать: рабочий угол - 50 градусов, нерабочий -35 градусов. Рекомендации института, выданные для карьеров Белорусского цементно- го завода, носили предварительный характер и допускали увеличение до- пустимых углов откосов при выполнении специальных исследований. На возможность увеличения допустимых углов откосов рабочих уступов ука- зывали также данные длительных наблюдений за состоянием откосов маркшейдерской службой предприятия. Исследование устойчивости откосов уступов позволяет определить условия безопасной эксплуатации и способствует повышению полноты извлечения запасов полезного ископаемого из недр. Обоснование увеличения допустимых углов откосов рабочих уступов потребовало выполнения комплексных исследований, которые включали: - графоаналитические исследования устойчивости откосов уступов при различных вариантах вероятной поверхности скольжения с учетом сил фильтрации; - моделирование устойчивости откосов с использованием про- граммного комплекса GeoStudio; - исследование устойчивости откосов по методу плоского откоса без учета и с учетом нагрузки от работы оборудования. Аналитические исследования позволили разработать математиче- ские модели оценки устойчивости уступов с учетом сил фильтрации, поз- 109 воляющие анализировать ситуацию с обеспечением устойчивости при увеличении углов откосов уступов в сравнении с принятыми их значения- ми, принятыми в проектах на разработку месторождения. В ходе данных исследований разработана методика расчета устойчивости откосов, учитывающая разрушающее воздействие на откос объемных сил гидростатического взвешивания и гидродинамического давления поступающих в карьер через откосы грунтовых вод. Изложены правила построения линий депрессии грунтовой воды и скольжения отсека обрушения, а также определения сил гидростатического взвешивания и гидродинамического давления [4]. Программа GeoStudio, с использованием программного модуля SLOPE/W определяет коэффициент запаса устойчивости и строит критическую поверхность скольжения (призму обрушения) с использова- нием методов предельного равновесия. Поверхность скольжения рассматривается круглоцилиндрической формы. Программный комплекс GeoStudio позволяет оценивать устойчи- вость откосов уступов по заданному профилю. Необходимыми исходными данными являются характеристика горных пород, слагающих массив (объ- ёмный вес [кН/м3], угол внутреннего трения [град.], сцепление [кПа]), а также геометрические параметры модели. Профили откосов уступов от- страиваются непосредственно в самой программе GeoStudio либо выпол- няются в среде AutoCad c последующим их экспортом в программу GeoStudio. Модель уступа в программной среде GeoStudio с учетом дополни- тельной нагрузки создаваемой массой добывающего оборудования и ил- люстрацией коэффициента запаса устойчивости имеет вид, представлен- ный на рис. 1. Плотностные и горнотехнические свойства исследуемого массива определялись с поправкой на коэффициент структурного ослабления, с учетом категории пород по трещиноватости, который был вычислен по эмпирической формуле ВНИМИ. где а – коэффициент, зависящий от породы и характера ее трещиноватости (а=0,5); Н – высота откоса уступа, м; Iтр – интенсивность трещиноватости пород, м-1 (соответствует категории пород по трещиноватости). 110 Рис. 1. Модель уступа в программной среде GeoStudio. Исследование устойчивости с учета статической нагрузки от оборудования Исследованиями установлены численные значения коэффициента структурного ослабления для уступов, сложенных различными горными породами (низкий и высокий мергель: 1 уступ и 2 уступ соответственно). Таблица 1. - Коэффициент структурного ослабления I уступ: Категория пород по трещиноватости Iтр, м-1 7м 8м 9м 10м I >10 0,32 0,31 0,31 0,3 II 2-10 0,43-0,32 0,42-0,31 0,41-0,31 0,4-0,3 III 1-2 0,51-0,43 0,49-0,42 0,48-0,41 0,46-0,4 IV 0,65-1 0,57-0,51 0,55-0,49 0,53-0,48 0,52-0,46 V <0,65 0,57 0,55 0,53 0,52 II уступ: Категория пород по трещиноватости Iтр, м-1 λ I >10 0,27 II 2-10 0,35-0,27 III 1-2 0,39-0,35 IV 0,65-1 0,43-0,39 V <0,65 0,43 111 Для учета всей совокупности факторов, влияющих на состояние устойчивости откосов уступов эксплуатируемых карьеров выполнены исследования с применением, так называемого метода плоского откоса, рекомендуемого Методическими указаниями ВНИМИ, являющихся нор- мативным документом по определению оптимальных углов откосов усту- пов, отвалов и бортов строящихся и эксплуатируемых карьеров. Схема к расчету устойчивости уступа, нагруженного массой экска- ватора, принята в соответствии с указанной выше методикой. В ходе ис- следований и выполненных вычислительных экспериментов использованы расчетные схемы, рекомендуемые методическими указаниями. В частно- сти, схема к расчету устойчивости уступа, нагруженного массой экскава- тора, имеет вид, представленный на рис. 2. Рис. 2. Схема расчета устойчивости уступа, нагруженного массой ЭШ-6,5/45 ( - угол откоса, определенный по графику плоского откоса) По результатам исследований предлагаются рекомендации допу- стимых углов откосов рабочих уступов для условий эксплуатации дей- ствующих карьеров месторождения цементного сырья «Коммунарское», с учетом совокупного влияния горнотехнических и гидрогеологических факторов, имеющих место в настоящее время. В частности, для уступов высотой до 22 м, при разработке его драглайном ЭШ-6,5/45 (МЗШ -6,5/45), 112 нижним черпанием допустимые углы откосов достигают значений, пред- ставленных в нижеследующей табл. 2. Таблица 2. Допустимые углы откосов рабочих уступов Категория пород по трещиноватости Iтр, м-1 Допустимый угол откоса уступа I >10 500 II 2-10 500-580 III 1-2 580-630 IV 0,65-1 630-680 V <0,65 680 Рекомендациями учитываются плотностные свойства пород, слага- ющих уступы, их трещиноватость, статические и динамические нагрузки на откос от работы оборудования, применяемого при разработке место- рождения, высота уступа. Литература 1. Заключение о допустимых углах откосов Коммунарского карьера мергелей. - ВНИМИ. - 1978 г. 2. Методические указания по определению углов наклона бортов, откосов уступов и отвалов строящихся и эксплуатируемых карьеров.- ВНИМИ.- Ленинград, 1972. 3. Фисенко Г.Л. Устойчивость бортов карьеров и отвалов.- Недра.- Москва, 1965. 4. Халявкин Ф.Г., Оника С.Г., Марцинкевич В.С. Графоаналитический метод расчета устойчивости откосов с учетом сил фильтрации. – Горная механика №4, 2010 г. 5. GeoStudioTutorials.Includes student edition lessons. First edition. - Мay 2004, - 485с. УДК 622.235 ВЛИЯНИЕ РАСПОЛОЖЕНИЯ ИНИЦИАТОРОВ В СКВАЖИНЕ НА ПРОРАБОТКУ ПОДОШВЫ УСТУПА И ДРОБЛЕНИЕ ГОРНОГО МАССИВА Пеев А.М., Воробьев А.В. Кременчугский национальный университет им. Михаила Остроградского, Украина Приведены результаты экспериментальных исследований рационального распо- ложения инициаторов в скважинах в условиях ПАО «Полтавский ГОК» Выполненные ранее теоретические и экспериментальные исследо- вания [1, 2], позволили установить, что при смещении боевиков относи- тельно оси в ближней зоне нормальные напряжения, действующие в тан- генциальном направлении от оси заряда превышают аналогичные значения напряжений по сравнению с обычным инициированием. Проверка резуль- татов данных исследований была проведена в условиях ПАО «Полтавский 113 ГОК». В настоящее время на разрабатываются три группы полезных иско- паемых: основные полезные ископаемые, представленные разнообразными текстурно-минералогическими и технологическими типами железистых кварцитов, принадлежащих Горишне-Плавнинскому и Лавриковскому месторождениям; сопутствующие нерудные материалы из вмещающих и боковых скальных пород (амфиболиты, сланцы, безрудные роговики, пла- гиограниты); сопутствующие нерудные материалы из вскрышных рыхлых пород кайнозоя (пески, мергельные глины, суглинки). Средняя мощность кварцитов на Лавриковском участке составляет 78 м, на Горишне- Плавнинском – 160 м, длина залежи в пределах обоих участков составляет 7,5 км. Коэффициент крепости по шкале проф. Протодьяконова равен 15 – 20. Среднее содержание железа общего в магнетитовых кварцитах изменя- ется в пределах 26 – 36 %, а железа, связанного с магнетитом – от 16 до 38 %. При проведении промышленных экспериментов основное внимание было уделено анализу влияния количества боевиков и их расположения на интенсивность взрывного дробления горной породы. Эффективность раз- рушения оценивали гранулометрическим составом с помощью фотопла- ниметрического метода. Параметры буровзрывных работ (БВР): глубина скважин – 14 м, диаметр скважин – 250 мм, сетка скважин 6х6 м, взрывча- тое вещество (ВВ) – граммонит 79/21. Боевики располагали со смещением относительно вертикальной оси скважины. Анализ результатов проведенных экспериментов (табл. 1.) показал, что количество и расположение боевиков относительно оси скважины суще- ственно влияет на интенсивность взрывного разрушения горных пород. Так при трех смещенных боевиках диаметр среднего куска умень- шается на 10,1 %, при 5-ти – на 17 %, при 7-ми – на 22 % (по сравнению с обычным инициированием). При этом увеличивается выход мелких фрак- ций, поэтому данный метод наиболее рационально использовать при ини- циировании скважинных зарядов на железорудных карьерах. Проведенные теоретические и лабораторные исследования позволи- ли установить, что для усиления процесса развития поперечных трещин, проходящих на уровне дна скважин, боевики следует смещать относитель- но оси заряда таким образом, чтобы встреча детонационных волн, распро- страняющихся по ВВ, происходила на линии сопряжения дна и стенок скважины, где находится естественный концентратор напряжений. За счет этого улучшается проработка подошвы по сравнению с обычным иниции- рованием. Для проверки эффективности предложенного метода в про- мышленных условиях были проведены опытные взрывы. 114 Таблица 1. - Влияние пространственного расположения боевиков в заряде на интенсивность взрывного разрушения пород Участок Кол-во боеви- ков, шт Процентное содержание фракций, мм Диа- метр средне- го кус- ка, мм 0- 100 100- 200 200- 400 400- 600 600- 800 >800 Контроль- ный 2 6,4 28,3 30,8 21,6 11,7 1,2 336 Опытный (инициа- торы вдоль оси) 3 8,7 30,6 29,4 20,5 10,8 - 306 5 10,1 32,4 30,6 20,6 6,3 - 293 7 11,6 31,8 32,9 18,4 5,3 - 281 Опытный (инициа- торы смещены) 3 9,2 31,3 30,4 19,1 9,2 - 302 5 12,3 33,8 29,5 18,3 6,1 - 279 7 14,3 36,2 28,3 16,1 5,1 - 262 После уборки горной массы на данном блоке маркшейдерская груп- па выполняла геодезическую съемку. Анализ полученных результатов показал, что использование конструкции заряда, инициируемого снизу тремя смещенными от оси боевиками, приводит к занижению подошвы уступа на 50 см (по сравнению с контрольным участком, на котором ис- пользовали заряды с обычным инициированием). Рис. 1 Конструкция заряда: 1 – боевики; 2 – ВВ; 3 – забойка; 4 – детонационный шнур Параметры БВР оставались такие, как и в предыдущей серии экспе- риментов. Промышленные иссле- дования проводились методом сравнительных взрывов скважин- ных зарядов с обычным располо- жением боевиков (3 боевика рас- положены на оси скважины) и со смещением относительно оси трех боевиков (рис. 1), взрываемых на одном блоке. Критерием оценки эффективности исследуемых кон- струкций являлось качество про- работки подошвы уступа. Таким образом, смещение боевиков от оси заряда и расположение 2 3 4 1 115 их в донной части таким образом, чтобы обеспечивалось направленное воздействие детонационных волн в зоне сопряжения дна и стенок скважи- ны приводит улучшению качества взорванной горной массы и улучшению проработки подошвы уступа. Литература 1. Воробьев В.В., Славко Г.В., Пеев А.М. Теоретический анализ влияния способа инициирования скважинного заряда на величину радиальных смещений среды в зоне перебура // Вісник Кременчуцького державного політехнічного університету. – Кременчук: КДПУ, 2005. – Вип. 1/2005 (30). – С. 99 – 102. 2. Пеев А.М., Воробьев А.В. Влияние расположения инициаторов в шпуре на раз- витие процесса трещинообразования в твердой среде // «Социально-экономические и экологические проблемы горной промышленности, строительства и энергетики» – 8-я Международная техническая конференция по проблемам горной промыш- ленности, строительства и энергетики. – Тула, 2012. – С. 93 – 95. УДК 622.27 ПЕРСПЕКТИВЫ ПОДДЕРЖАНИЯ ПРОИЗВОДСТВЕННЫХ МОЩНОСТЕЙ ШАХТ И КАРЬЕРОВ КРИВБАССА Андреев Б.Н., Письменный С.В., Бровко Д.В. ГВУЗ "Криворожский национальный университет", Украина Рассмотрены проблемы поддержания производственных мощностей горнодобы- вающих предприятий Криворожского железорудного бассейна с учетом состоя- ния горных работ и наличия горнокапитальных объектов. Предложены варианты технологической транспортной системы "карьер-шахта" при разработке место- рождений комбинированным открыто-подземным способом, а также усовершен- ствована классификация способов комбинированной разработки. Запасы железных руд Криворожского региона, разведанные до глу- бины 1500 м составляют 43,0 млрд.т. Из них природно-богатых руд около 40-45 %, природно-бедных – магнетитовых кварцитов – 55-60 %. В насто- ящее время добыча природно-богатых руд осуществляется подземным способом на глубине 1135-1315 м, природно-бедных – открытым и под- земным способами на глубинах соответственно 275-400 и 527 м. При со- временном уровне развития техники и технологий горных работ предель- ная глубина разработки для карьеров Кривбасса составляет 500 м, для шахт – 1700 , откуда следует, что период в течение которого горнодобы- вающие предприятия Криворожского бассейна достигнут указанных глу- бин составляет 20-35 лет [1]. Вместе с тем, в недрах остаются значительные объемы железоруд- ного сырья. Согласно данным геологической разведки, только перспектив- ные для подземных горных работ (ПГР) запасы магнетитовых кварцитов, 116 находящиеся за пределами границ открытой разработки составляют около 12,7 млрд. т. Из них в горных отводах ныне действующих шахт – 3,5 млрд.т. Дальнейшее успешное функционирование горнодобывающих предприятий возможно в результате изменения технологии добычи руды. На открытых горных работах (ОГР) – путем внедрения комбинированного открыто-подземного способа разработки, на подземных горных работах – за счет перехода на вторую ступень вскрытия или попутную добычу при- родно-бедных руд. Актуальной проблемой для существующих горнодобы- вающих предприятий также является разработка современных технологий вовлечения запасов находящихся за пределами границ ОГР и ПГР с ис- пользованием действующих поверхностных комплексов зданий и соору- жений. Приступить к разработке запасов магнетитовых кварцитов, нахо- дящиеся за пределами границ ОГР возможно с использованием комбини- рованного открыто-подземного способа с транспортной системой "карьер- шахта". В этом случае горные работы следует вести с соблюдением прин- ципов взаимоувязки основных технологических операций и горно- транспортных потоков ПГР и ОГР, что позволит повысить интенсивность отработки месторождения, поддержать ее на стабильном уровне по мере углубления карьера, а также обеспечить постепенный переход к дальней- шей разработке запасов ПГР. С учетом сказанного была усовершенствова- на классификация способов комбинированной открыто-подземной разработки месторождений, предложенная проф. Щелкановым В.А. [2] (табл. 1). Схемы комбинированной открыто-подземной отработки запасов участков ПГР с подземным транспортным комплексом системы "карьер- шахта" представлены на рис.1. Анализируя схемы, приведенные на рис.1 видно, что в технологиче- ский комплекс "карьер-шахта" включаются следующие элементы подзем- ной технологии: на стадии отработки запасов – использование высокопро- изводительных систем разработки с обрушением руды и налегающих; на стадии доставки и погрузки руды – использование высокопроизводитель- ных и безопасных (за счет исключения операций по ликвидации зависа- ний) вариантов выпуска с экскаваторной погрузкой руды непосредственно в транспортные средства (подземные автосамосвалы) или с применением погрузочно-доставочных машин в звене технологической цепочки выпускное отверстие – аккумулирующий рудоспуск; на стадии транспортирования руды и выдачи ее на поверхность – использование концентрационных горизонтов с высокопроизводительной электровозной откаткой от погрузочных пунктов под аккумулирующими рудоспусками и вертикального подъема, или само- ходной автотранспортной техники с выдачей руды по штольням открыто- подземного транспортного комплекса на перегрузочные склады в карьере. 117 Таблица 1- Классификация способов комбинированной разработки месторождений с учетом транспортной системы "карьер-шахта" Схема, рис.1 Совмещение ОГР и ПРГ Характеристика технологиче- ской взаимосвя- зи транспорт- ной системы "карьер- шахта" а) Без совмещения работ Горные работы непосредствен- но не связаны Отсутствует б) С полным совмещением и одновременным ведением открытых и подземных ра- бот Горные работы взаимосвязаны отдельными элементами технологии Реверсивная в) С полным совмещением и одновременным ведением открытых и подземных ра- бот Горные работы взаимосвязаны отдельными элементами технологии Комбиниро- ванная г) С полным или частичным совмещением и одновре- менным ведением открытых и подземных работ Горные работы взаимосвязаны отдельными элементами технологии Прямая При данных схемах, карьерное пространство и ствол шахты объеди- няются выработками подземного транспортного комплекса на концентра- ционном горизонте с оставлением охранного целика. Предложенная клас- сификация упрощает выбор транспортной системы "карьер-шахта" при отработке разработки запасов находящиеся за пределами границ ОГР ком- бинированным открыто-подземным способом. На подземных горных работах, после отработки запасов природно- богатых руд первой ступенью вскрытия до глубины 1700 м, необходимо строительство второй ступени вскрытия для выемки запасов распростра- няющихся до глубины 2200 м, что повлечет за собой значительных капи- тальных вложений. Уменьшить капитальные вложения на период рекон- струкции шахт и поддержать производственную их мощность возможно путем добычи природно-бедных руд (магнетитовые кварциты) или сопут- ствующего минерального сырья (тальк и др.). 118 Рис. 1. Технологические транспортные схемы комбинированной открыто-подземной отработки месторождений: VОГР, VПГР – годовая производительность соответственно открытых и подземных горных работ; VВР – объем вскрышных работ. 119 На период реконструкции шахты добычу природно-бедных руд це- лесообразно вести в пределах данного шахтного поля на вышележащих горизонтах, с объединением шахтных полей и созданием единой подзем- но-транспортной системы (рис. 2). Рис. 2. Принципиальная схема отработки месторождения: 1 – участок второй ступени вскрытия отработки богатых руд; 2 – участок отработки богатых руд; 3 – участок отработки магнетитовых кварцитов; 4 – транспортная выработка единой подземно-транспортной системы; 5 – перепускные восстающие. Сущность предложенной схемы заключается в следующем, добытая горная масса с вышележащих горизонтов шахтного поля "1", перепускает- ся по рудосвалочным восстающим на нижележащий концентрационный горизонт, соответствующий основному откаточному горизонту шахтного поля "2" и транспортируется по единой подземно-транспортной выработке к стволу "П-2", где она перегружается и выдается на дневную поверхность. Единая подземно-транспортная система включает в себя следующие способы транспортирования добытой горной массы с помощью думпкар, конвейера и автомобильного транспорта. Выбор способа транспортирова- ния зависит от длины подземно-транспортной выработки. При длине транспортирования горной массы до 3,5 км целесообразно применять под- земные электровозы с думпкарами грузоподъемностью 50 т, когда длина транспортирования до 1,0 км – ленточным конвейером, а с длиной достав- ки до 5,0 км подземными автосамосвалами грузоподъемностью 40 или 50 т. Следует учесть, что выдача природно-богатых руд с шахтного поля "2" на 120 дневную поверхность осуществляется с помощью вертикального ствола "Р-2". Для успешного функционирования горного предприятия годовая производительность природно-богатых руд должна составлять около 1,5 - 2,5 млн.т, а природно-бедных – не менее 5,0 млн.т. В процессе добычи природно-бедных руд в шахтном поле "1" парал- лельно выполняются горные работы по строительству второй ступени вскры- тия и последовательной замены подъемных машин в стволах "Р-1" и "П-1". На основании вышеизложенного можно сделать следующие выводы: 1. Применение комбинированной открыто-подземной разработки магнетитовых кварцитов с транспортной системой "карьер-шахта" позво- лит повысить интенсивность отработки месторождения, поддержать ее на стабильном уровне по мере углубления карьера, а также обеспечить посте- пенный переход к дальнейшей разработке запасов ПГР. 2. Создание единой подземно-транспортной системы в период ре- конструкции подземного рудника позволит успешно функционировать горному предприятию без снижения годовой производительности и вре- менного выбывания добычной единицы. 3. Необходима разработка методик расчета риска аварии и безопас- ного остаточного ресурса зданий и сооружений, взаимосвязанных с проце- дурами оценки и регулирования уровня конструкционной безопасности эксплуатируемых зданий и сооружений поверхности, находящихся в экс- плуатации 20 и более лет. Литература 1. Комплексная разработка рудных месторождений /А.Д.Черных, В.А.Колосов, О.С.Брюховецкий, Б.Н. Андреев и др: Под ред. А.Д.Черных. – К.: Технiка, 2005.-376 с. 2. Щелканов В.А. Комбинированная разработка рудных месторождений.- М.: Недра,1974.-232с. УДК 622.73:621.926 РАЦИОНАЛИЗАЦИЯ ТЕХНОЛОГИИ ФЛОТАЦИОННОГО ОБОГАЩЕНИЯ СИЛЬВИНИТОВЫХ РУД 1 Плескунова Г.В., 2 Хорева С.А. 1 ОАО «Беларуськалий», г. Солигорск, 2 Белорусский национальный технический университет, г. Минск Калийные предприятия по технологии являются производствами замкнутого цикла. Однако хранение на поверхности земли в больших количествах и на значи- тельных площадях галитовых отходов приводит к образованию избыточных насы- щенных по NaС1 рассолов, загрязняющих окружающую среду. Для решения проблем, связанных с производством калийных удобрений, предлагается расположить часть корпусов обогатительной фабрики под землей. 121 Открытое акционерное общество "Беларуськалий" - один из круп- нейших в мире производитель и поставщик калийных минеральных удоб- рений. Функционирует уже 55 лет на базе Старобинского месторождения калийных солей. Калийные руды являются основным сырьем для производства ка- лийных и комплексных удобрений, а также других химических веществ. Калий, в основном, представлен минералом сильвин (KCl), породообразу- ющий минерал – галит (NaCl) с примесями карналлита, ангидрита и сили- катно-карбонатных материалов. Переработка калийных руд началась в XIX века в Страсбурге мето- дом термического выщелачивания с последующей кристаллизацией ка- лийных солей из насыщенных солевых растворов (галургический метод). Известны также флотационный, гидротермический, гравитационный и электростатические способы обогащения руды. Однако, среди способов обогащения главное место занимают механический (флотация) и химиче- ский (метод галургии). Добываемая руда Старобинского месторождения имеет относитель- но невысокое содержание полезного компонента (хлористого калия), в среднем от 20 до 30 %. Это определяет и образование значительного коли- чества отходов при обогащении руды. Ежегодно, при существующем объ- еме производства в ОАО «Беларуськалий», образуется 23-24 млн. т. гали- товых отходов и более 2,5 млн. т. глинисто-солевых шламов, для склади- рования которых отведено под солеотвалы и шламохранилища свыше 1,9 тыс. га земель. В настоящее время общее количество складированных в солеотвалах и шламохранилищах отходов превышает 850 млн. т. Таблица. Переработка руды ОАО «Беларуськалий» за 2012 год Наименование показателей Единицы измерения Флотация Галургия Переработка руды в натуре тысячи тонн 24 884 9 159 Валовый выпуск кон- та в натуре тысячи тонн 5 727 2 221 Галитовые отходы тысячи тонн 16 881 6 138 Шламы (твердая фаза) тысячи тонн 1 695 799 Основные экологические проблемы, связанные с добычей и обога- щением калия следующие:  Образование мульды на земной поверхности после подработки, что приводит к заболачиванию территорий. Подобный процесс наблюда- ется на 50 % площади шахтных полей, что составит на конец отработки около 5800 га, потенциально пахотных земель. 122  Отчуждение земель (для ОАО «Беларуськалий» свыше 1,9тыс. га земель) непосредственно под солеотвалы и шламохранилища.  Засоление водных и земельных ресурсов, не только на площади выделенной под солеотвалы и шламохранилища, но и на прилегающих территориях.  Губительное влияние на растительный и животный мир промыш- ленного региона. Засоленные подземные воды превращают пахотную зем- лю в безжизненный солончак за 1-2 года. Важно отметить технические и технологические проблемы, связанные с применяемыми способами добычи и обогащения руды:  Добываемая руда имеет относительно невысокое содержание по- лезного компонента, в среднем от 20 до 30 %, что существенным образом увеличивает затраты на транспортировку и выдачу руды на поверхность.  Зависимость процесса обогащения от изменяющихся климатиче- ских условий на поверхности;  Невозможность использования полученных на поверхности хво- стов обогащения как закладочного материала при длинностолбовой систе- ме разработки. Рис. 1. Схема производства хлористого калия флотационным способом. Обогатительные фабрики ОАО «Беларуськалий» располагаются на поверхности, этот способ известен и распространен. Данное расположение предполагает доставку полезного ископаемого разрабатываемого горизонта на поверхность вместе с пустой породой содержащейся в необогащенной руде. 123 Перечень операций технологического процесса:  дробление добываемой руды до крупности менее 10 мм с предвари- тельным грохочением;  измельчение дробленой руды до фракций 1,0-1,1 мм с предварительной и поверочной классификациями;  обесшламливание питания сильвиновой флотации в пять стадий;  сгущение шламовых отходов, удаление и складирование их в шламо- хранилище;  сильвиновая флотация (основная, контрольная и две перечистные);  обезвоживание галитовых хвостов сильвиновой флотации;  удаление и складирование галитовых хвостов в солеотвалы;  первая стадия обезвоживания сильвинового флотационного концентрата;  выщелачивание из флотационного сильвинового концентрата хлорида натрия и вторая стадия обезвоживания концентрата;  сушка сильвинового концентрата;  гранулирование мелкого концентрата и обработка его смесью амина и гидрофобизатора;  пневмоклассификация мелкого концентрата и обработка его реагента- ми-антислеживателем и пылеподавителем;  складирование полуфабрикатов калия хлористого мелкого и гранули- рованного;  отгрузка готовой продукции. Для решения вышеперечисленных проблем, предлагается разме- стить некоторые корпуса обогатительной фабрики в специально сконстру- ированные выработки околоствольного двора. Доставка необогащенной руды осуществляется тем же конвейерным транспортом, что и в стандартной схеме, но не до комплексов загрузки в скипы, а до первого корпуса фабрики – отделения дробления. Далее, следующий корпус, который мы размещаем в околостволь- ном дворе, является корпус обесшламливания по аналогии с представлен- ной выше стандартной поверхностной схемой. В данном корпусе происхо- дит процесс отделения глинисто-солевых шламов от основного сырья и пульпа с хвостами выдается по трубопроводу на поверхность, где проис- ходит процесс осаждения по стандартной схеме. Высвобожденный маточ- ный раствор по трубопроводу возвращается в производственный цикл. Следующий и основной корпус ПОФ – это корпус флотации, кото- рый также размещен в околоствольном дворе. На выходе из данного кор- пуса мы получаем два продукта в виде пульпы. Это непосредственно KCl, смешанный с маточником и галит также смешанный с маточником. 124 Пульпа с KCl по трубопроводу по аналогии со шламами выдается на поверхность в корпуса сушки и грануляции. Высвобожденный маточник подается обратно в технологический цикл. Пульпа же с галитом по трубопроводу подается на добычной уча- сток, где происходит процесс обезвоживания и полученный продукт ро- торными или ленточными метателями закладывается в выработанное про- странства по стандартной наработанной в ОАО «Беларуськалий» схеме. Высвобожденный маточник возвращается по обратному трубопроводу в основной цикл. Таким образом, в результате применения предложенного решения мы получаем следующие преимущества перед традиционной схемой: 1. Избавляемся от необходимости размещения солеотвалов на по- верхности, и соответственно решаем проблемы отчуждения и засоления земель и грунтовых вод, что в значительной мере снизит экологическую нагрузку на регион. 2. Сокращаем расходы на транспортировку и выдачу добытой руды на поверхность, так как не подымаем пустую породу (70-80 % от общего количе- ства руды) и заменяем дорогостоящий скиповой подъем на пульпопроводы. 3. Получаем возможность широкого применения систем разработки с частичной закладкой выработанного пространства и, как следствие, плавным опусканием кровли, так как имеем в распоряжении большое ко- личество закладочного материала. В результате сокращаем до минимума образование мульд на поверхности и заболачивания пахотных земель. 4. Минимизируем зависимость процесса обогащения от изменяю- щихся климатических условий. Кроме того, применение данной разработки существенно уменьшит себестоимость конечного продукта за счет сокращения затрат на транспор- тировку руды, утилизацию отходов и снижение экологических налогов. Как следствие, предложенный способ разработки может повысить конку- рентоспособность предприятия в сложных условиях рынка. Литература 1. Вишняк Б.А., Поздеев А.А., Турко М.Р. Технология обогащения и автоматиза- ции процессов калийных флотационных фабрик: монография – Пермь: изд. ПНИПУ, 2011 – 240с. 2. Результаты исследовательских работ по совершенствованию флотационного способа обогащения калийных руд Старобинского месторождения / Турко М. Р., Махлянкин И. Б., Подлесная З.С., Зеленкина В.Г. // Совершенствование процессов обогащения калийной промышленности: сб. науч. тр. / работ / ВНИИГ. – Ленин- град, 1974. 3.Титков, С.Н. Обогащение калийных руд / С.Н. Титков, А.И. Мамедов, Е.И. Соло- вьев; М.: Недра, 1982. – 216с. 125 УДК 553(076.5)(075.8) АКТУАЛЬНОСТЬ НАУЧНОГО НАПРАВЛЕНИЯ «БИОФИЗИКА ГОРНЫХ ПОРОД» Поликарпова Н.Н. Белорусский национальный технический университет, г. Минск Эволюционное единство развития биотических и абиотических систем, аналогии в уровнях организации вещества, физических полей и других характеристик позво- ляют предполагать о глубокой еще недостаточно изученной их взаимосвязи. Жи- вые организмы в своём существовании и развитии находятся в непрерывном вещественном и энергоинформационном взаимодействии с геосферой. Механизмы этого взаимодействия действуют на различных иерархических уровнях. «Биофи- зика горных пород» ставит своей целью изучение процессов взаимодействия геоло- гических и биологических систем на уровне горных пород и минералов. Каждая эпоха рождает свой тип мировоззрения. Новые знания и но- вый опыт постоянно вносят свой вклад в науку, и идет непрерывный про- цесс развития познания человеком существующей реальности. Но бывают революционные периоды в развитии науки, которые характеризуются перестройкой концептуальных основ. Выживание человечества в сложив- шихся условиях экологического кризиса требует иного типа взаимоотно- шений между человеком и сферой его обитания и, следовательно, новых научных и образовательных концептуальных подходов. «У человечества нет иного выхода из экологического тупика истории (в форме первой фазы Глобальной Экологической Катастрофы) кроме перехода на стратегию ноосферной (noos греч. разум) гармоничной социоприродной эволю- ции…» - пишет известный русский теоретик А.И.Субетто [ 1]. Формирование «Ноосферизма» как новой парадигмы XXI века ба- зируется на синтезе наук - междисциплинарном объединении знаний. Ста- новлению новой естественнонаучной парадигмы способствуют перемены, произошедшие в общем подходе естествоиспытателей к изучению приро- ды обусловленные пониманием, что обособленное исследование явлений и процессов природы с позиций отдельных научных дисциплин оказывается неадекватным (например, проблема биосферно-геосферной эволюции). Поэтому в науку все шире проникают идеи холистического, или целостно- го, подхода к изучению природы, которые в наше время сформировались в системный метод ее изучения. Особо плодотворным этот метод зареко- мендовал себя на стыке геологии и биологии. Результаты такого подхода незамедлительно сказались при исследовании общих проблем взаимодей- ствия биотических, и абиотических физических систем и сформировались новые научные направления, среди которых особое место занимает эколо- гическая геология. 126 Извлечение из недр литосферы огромного количества различных пород сопровождается ростом экзогенной и эндогенной техногенной «ка- верзности». Особенно опасной считается тенденция увеличения мезо- и макропористости. Вследствие возрастания пористости литосферы снижа- ются параметры физико-механической прочности грунтов, их устойчиво- сти к нагрузкам. Многие регионы литосферы превратились в «ноздреватую губку» под влиянием подземной техногенной денудации. Повышенная «хрупкость» литосферы сопряжена с локальными критическими и катастро- фическими последствиями. Интенсивно псевдокарст проявляется в районах разработки полезных ископаемых. С эндогенной каверзностью литосферы связана также тенденция активизации техногенных землетрясений. Экстенсивное развитие промышленности во второй половине два- дцатого века привело к интенсивному накоплению в приповерхностной части литосферы химических элементов в концентрациях опасных для среды существования живых организмов. Литосфера является материаль- ной основой биосферы – сферы живого вещества. На ней формируются почвы, ландшафты, растительные и животные сообщества. В некотором смысле литосфера выступает как творящее начало биосферы. В настоящее время литосфера все больше изменяется в процессе человеческой деятель- ности и включается в техносферу (часть геосферы, затронутой техногене- зом). Вследствие сложившихся условий происходит беспрецедентное нарушение состояния биосферы, характеризующееся, прежде всего вымира- нием многих биологических видов. Решение проявившихся экологических проблем требует новых научных подходов. Экологическая геология является одним из них. Эколо- гическая геология базируется на синтезе геологических и экологических знаний, (Трофимов, Зилинг, 2000; 2002) [2]. При этом не существует окончательно выработанной терминологии в обозначении экологического направления геологии, также как и нет четких границ этого научного раз- дела. Экологическая геология находится на этапе становления. Она стоит на позициях биоцентризма, при этом предполагается всесторонний учет всех видов воздействия человека на геологическую среду и влияния геоло- гической среды на биоту. Такой подход обуславливает сложную структуру этого научного направления. По Абалакову А.Д. [3] экологическая геоло- гия включает в себя следующие разделы: o общая экологическая геология, o региональная экологическая геология, o экологическая геоморфология, o историческая экологическая геология, o экология фациальная, o историческая экологическая геология (палеогеография), 127 o социально-экологическая геология, o ландшафтно-экологическая геология, o прикладная экологическая геология, o экологическая петрология, o экологическая геодинамика, o экология формирования месторождений полезных ископаемых, o экология добычи (разработки) полезных ископаемых., o инженерная экологическая геология, o экологическая гидрогеология, o экологическая геофизика, o эколого-геологическое ресурсоведение, o правовая экологическая геология o эколого-геологическая картография, o дистанционная экологическая геология, o геоинформационная экологическая геология. При этом каждое направление имеет собственный научный базис, специфику методологических и методических приемов, различную сте- пень развития, однако все они направлены на изучение экологических аспектов геосферы. В настоящее время в мировой практике экологический аспект выхо- дит на передний план во всех видах научной и образовательной деятель- ности. Особое внимание уделяется экологической подготовке молодых специалистов. В России решение этих вопросов связывается с внедрением в образовательный и воспитательный процесс ноосферной концепции. Ведущие ВУЗы РФ вводят в образовательный процесс специальные дис- циплины под названием «Геоэкология», «Геологическая экология» «Эко- логическая геология» и др. В структуре экологической геологии выделя- ются следующие основные направления её изучения: геодинамическое, гидрогеологическое, геохимическое, геофизическое, петрологическое. На кафедре «Горные работы» БНТУ в рамках геоэкологии разраба- тывается направление, обозначенное как «Биофизика горных пород», ко- торое в качестве базисных основ использует современные мировоззренче- ские, теоретические и методологические разработки. Предметом ее изуче- ния являются физические процессы взаимодействия между минеральными и биологическими компонентами биосферы на уровне горных пород и ми- нералов, а также явления, которые характеризуют минеральные системы, как особые формы жизнепроявления. Верхняя оболочка планеты Земля в целом (литосфера) и слагающие ее компоненты (горные породы и минералы), их расплавы (магмы), под- земные воды и газы оказывают огромное влияние на существование и развитие живого мира и человеческого общества. По утверждению В. И. 128 Вернадского, филогенез живых организмов напрямую связан с катастрофи- ческими явлениями в природе [4, 5]. Приобретенная в результате эволюции способность организмов к приему предвестников катастрофических явлений и связанная с ней максимальная мобилизация буферных (защитных) систем, лежит в основе их жизнеспособности в последующих за тем резких измене- ниях в природе. Таким образом, литосфера является базисным фактором в развитии биосферы. В свою очередь, живые организмы и их системы ока- зывают обратное воздействие на геологическую среду. В своем фундамен- тальном труде «Биосфера» В. И. Вернадский выявил геологическую роль живых организмов и показал, что их деятельность представляет собой важ- нейший фактор преобразования минеральных оболочек планеты [4]. В настоящее время фактически признается наличие, коэволюции геосферы и биосферы, т.е. их взаимозависимое развития. Литосфера и все компоненты ее иерархической организации существуют и развиваются совместно с биосферой на протяжении более 3,5 млрд лет. Многочислен- ные исследования, открытия в области геологии, геофизики, геохимии, биологических наук показали, что имеются разнообразные аналогии меж- ду живой и неживой природой. Да и сама грань между ними, по заключе- нию биолога А.И. Опарина [6, 7], является условной, поскольку жизнь нельзя охарактеризовать какими-то определенными свойствами, а лишь особенной специфической комбинацией этих свойств. По современным представлениям для существования жизни необходимы три главных усло- вия: обмен веществом, способность к самовоспроизведению и мутабель- ность. Аналогии, подтверждающие общность биологических и геологиче- ских систем многочисленны: в уровнях организации вещества (органелла – минералы, организмы – горные породы, биоциноз – планета Земля); кри- сталлизационные процессы; обменные процессы; жидкостные системы; движение как функция активной деятельности; самоорганизующиеся про- цессы; бактериальные процессы; энергетические процессы; гомеостаз; неоднородность; генетические функции; морфологические особенности; развитие индивидов и видов; старение; ускорение обменных процессов в присутствии нейтральных веществ; физические поля; эволюционное развитие. Историко-генетическое сходство биотической и абиотической си- стем, аналогии в уровнях организации вещества, физических полей и дру- гих характеристик позволяют предполагать о глубокой еще недостаточно изученной взаимосвязи двух миров природы. Ее деформация может приве- сти к серьезным экологическим последствиям. Биосфера уподобляется суперорганизму, в котором все составляющие находятся в функциональ- ной взаимозависимости. Знаменитый ученый и философ Пифагор учил, что в природе нет ничего лишнего, все живое и неживое находится в род- стве и влияет друг на друга. Все составляющие биосферы связаны общно- 129 стью энергии и питательных веществ. Питательные вещества первона- чально происходят из абиотического компонента системы, в который, в конце концов, и возвращаются либо в качестве отходов жизнедеятельно- сти, либо после гибели и разрушения организмов, т.е. происходит цирку- ляция веществ между атмосферой, гидросферой, литосферой и живыми организмами. Такие круговороты называются биогеохимическими цикла- ми. Один из основных биогенных элементов – азот в виде атомов содер- жится в атмосфере и составляет 80% от общей массы её газообразных компонентов. При электрических разрядах он переходит в пригодную для исполь- зования организмами форму, оксидов азота. Часть азота из газовой фазы в аммиачную форму синтезируется азотфиксирующими бактериями. Другие хемосинтезирующие бактерии переводят аммиак последовательно в нит- риты и нитраты, наиболее эффективную форму для усвоения растениями. Биологическая фиксация азота на суше составляет около 1 г/м2. После отмирания организмов гнилостные бактерии разлагают азотсодержащие соединения до аммиака, который частично уходит в атмосферу, но в ос- новной массе окисляется до нитритов и нитратов и вновь используется. Некоторое количество соединений азота фиксируется в глубоководных отложениях и на миллионы лет выходит из круговорота. Эти потери ком- пенсируются поступлением азота в атмосферу с вулканическими газами. Другим жизненно важным элементом, входящим в состав белков, является сера. В виде минералов класса сульфидов она входит в состав руд на суше, а также глубоководных отложений. В доступную для усвоения растворимую форму эти соединения переводятся хемосинтезирующими бактериями, способными получать энергию путём окисления восстанов- ленных соединений серы. В результате образуются сульфаты, которые используются растениями. Глубоко залегающие сульфаты вовлекаются в круговорот другой группой микроорганизмов, восстанавливающих суль- фаты до сероводорода. Источником фосфора - основного компонента энергетического субстрата живых организмов - трифосфата, служат зале- жи апатита и фосфоритов. Вследствие вымывания фосфора из горных пород он попадает в речные системы и частично используется растениями, а частью уносится в море, где оседает в глубоководных отложениях. Бла- годаря лову рыбы часть фосфора возвращается на сушу в небольших раз- мерах (около 60 тыс. т. элементарного фосфора в год). В процессе биогенного кругооборота вещества мельчайшие микро- организмы, стоящие в самом начале пищевой цепи, играют колоссальную роль в переводе химических элементов из абиотического состояния в ор- ганизменное. Исследование скальных пород, находящихся на дне Атлан- тического и Тихого океанов, которое проводилось в рамках программы 130 Ocean Drilling Program (ODP), [8] показало, что микробы "проедают" це- лые ходы в подводных породах, которые выглядят как след проползавших червей. Образцы пород, извлеченные с глубин, доходящих до 6 километ- ров, были исследованы с помощью сканирующего электронного микро- скопа (онлайн журнал Geochemistry, Geophysics, Geosystems). Результаты исследования показали, что потребление микроорганизмами минералов, слагающих скальные породы, является широко распространенным процес- сом, происходящим практически на всех морских глубинах. В процессе своей жизнедеятельности бактерии, разрушая породу и используя выде- ляющуюся, энергию, высвобождают разнообразные минеральные веще- ства и обеспечивают их поступление в состав океанических вод. По мне- нию исследователей, этот процесс имеет глобальный характер и обеспечи- вает планетарные циклы обмена веществ, и в частности углерода, во мно- гом определяющий земной климат. Предполагается также, что деятель- ность таких микроорганизмов в прошлом могла значительно изменить состав земной атмосферы и ход эволюции, предопределив появление более сложных форм жизни. Это открытие существенно меняет представление о земной биосфере, поскольку предполагает, что основная масса живых существ находится на дне морей, скрытая в скальных породах, а не живет на суше или морской поверхности, как принято считать. Живые организмы в своём существовании и развитии находятся в непрерывном вещественном и энергоинформационном взаимодействии с геосферой. Механизмы этого взаимодействия действуют на различных иерархических уровнях, от элементарного молекулярного, где минералы могут работать в качестве катализаторов химических процессов, до гео- сферных - вулканизма, тектоники и др., которые оказывают широкомас- штабное действие на биотические сообщества. «Биофизика горных пород» ставит своей целью изучение процессов взаимодействия геологических и биологических систем на уровне горных пород и минералов. Известно, что все горные породы различаются по про- исхождению, минералогическому и химическому составу, имеют различ- ные структурные особенности, залегают в земной коре в виде обособлен- ных тел, имеющих различную форму, характеризуются различной пори- стостью и трещинноватостью, влагосодержанием, тепло- и электропро- водностью и целым рядом иных физических и химических свойств, опре- деляющих их индивидуальность и делающих, по сути, не объектами, а субъектами. Еще в большей степени индивидуализм проявляется на уровне кри- сталлов минералов. Российские исследователи с помощью изготовленного ими магнитного сепаратора разделили одноименные минералы, незначи- 131 тельно различающиеся магнитной восприимчивостью [9]. Результаты ис- следований показали, что в ограниченном объеме породы (10 см.3): а) содержания Rb, Sr, K различаются в каждой минеральной попу- ляции биотита, мусковита, роговой обманке из интрузивных и метаморфи- ческих пород; б) 87Sr/86Sr-отношение варьирует в популяции акцессорных апатита, а также титанита; в) 40Ar/39Ar-отношение зачастую неоднородно в роговых обманках, биотитах, полевых шпатах. Авторами сделан вывод что, неоднородность внутри популяции одноименных минералов возникает на разных этапах геологической истории породы, в том числе и на этапе консолидации из расплава. Минералы одного вида могут существенно различаться из-за наличия в их составе примесей. Кристаллы минералов имеют генетически обусловленное строение кристаллической решетки, отличаются друг от друга степенью деформации, своей энергетикой и др. Они проходят заро- дышевую стадию [10], растут и размножаются, т.е. проявляют свойства типичные для живых организмов. Взаимодействие в системе горные породы (минералы) - биологиче- ский организм осуществляется не только на вещественном уровне (о чем достаточно хорошо известно), но прежде всего на энергетическом. Меха- низм таких взаимодействий практически не изучен, хотя на практике он издавна использовался в традиционном лечении камнями. В конце двадца- того столетия исследованиями зависимости онкологических заболеваний от геохимических факторов было заложено новое научное направление медицинской геохимии – раздела медицинской геологии. В связи со всем вышеизложенным становится очевидной актуальность развития направле- ния биофизика горных пород. Литература 1. Субетто А.И. Сочинения. Ноосферизм. Том первый. Введение в ноосферизм. Ноосферизм: движение или новая мировоззренческая система?/ Под ред. Л.А.Зеленова – СПб. – Кострома: КГУ им. Н.А.Некрасова, 2006. – 644с. 2. Трофимов В. Т. Экологическая геология : учебник для вузов / В. Т. Трофимов, Д. Г. Зилинг. – М. : Геоинформмарк. 2002. – 416 с. 3. Абалаков А. Д. Экологическая геология : учеб. пособие / А. Д. Абалаков. – Иркутск : Изд-во Иркут. гос. ун-та, 2007. – 267 с. 4. Вернадский В.И. Биосфера / В. И. Вернадский. М.: Изд. Дом «Ноосфера». 2001. С. 14 5. Вернадский В. И. Научная мысль как планетарное явление / В. И. Вернадский. – М. : Наука, 1981. – 271 с. 6. Опарин А.И. Происхождение жизни,1924. 132 с. 7. Опарин А.И. Жизнь, ее природа, происхождение и развитие. М.,1960,189 с. 8. онлайн журнал Geochemistry, Geophysics, Geosystems. 132 9. Пономарчук В.А., Лебедев Ю.Н., Шевченко Д.О., и др. (ОИГГМ СО РАН) Мик- рогеохимическая неоднородность природных минералов. Материалы 18-ого Съез- да Международной минералогической ассоциации ponomar@uiggm.nsk.ru; тел.: 7- 3832-333133, факс: 7-3832-332792 10. Мозгова Н.Н., Гликин А.Э., Соколова Е.В. Геология рудных месторождений, 2003, т.45, №3, с. 2 УДК 624.121.532 ВОПРОСЫ ПРОГНОЗИРОВАНИЯ И СНИЖЕНИЯ ОПАСНОСТИ ВОЗНИКНОВЕНИЯ И РАЗВИТИЯ ДИНАМИЧЕСКИХ ПРОЦЕССОВ В УГОЛЬНОЙ ПРОМЫШЛЕННОСТИ Ремез Н.С., Вовк О.А., Вапничная В.В. Национальный технический университет Украины “КПИ”, Украина, г. Киев Рассмотрены вопросы прогнозирования и снижения опасности возникновения и развития динамических процессов; предложена эффективная схема ведения гор- ных работ, позволяющая снизить проявления горного давления, газонасыщенность смежных пластов, регулировать процессы накопления и высвобождения упругой энергии; выбран эффективный метод снижения опасности возникновения горных ударов взрывной обработкой угля и вмещающих пород в районе горных выработок зарядами различного действия, торпедирования и др. Общая тенденция развития угольной промышленности Донбасса, приводящая к вынужденному увеличению глубины разработки угольных залежей, ставит, в качестве одной из главных научно – технических про- блем, проблему заблаговременной оценки и прогноза удароопасности, своевременное выявление месторождений с угрозой возникновения опас- ных динамических явлений. Большую роль играет разработка мероприятий по рациональному управлению геомеханическими процессами, способствующими снижению напряженности в породном массиве или пласте угля, путем перемещения зоны опорного давления вглубь массива и т.п. В результате обобщения и анализа практического материала специалистами выработаны разнообраз- ные критерии оценки степени удароопасности и методы их локализации с доведением до безопасных уровней интенсивности. Разумеется, изучив напряженное состояние нетронутого массива того или иного месторожде- ния, невозможно серьёзно ставить вопрос о прогнозе степени его удароо- пасности и выборе общих подходов к его безопасной разработке. Помимо различных критериев оценки склонности к горным ударам, описанных нами в работе [3] следует упомянуть ещё несколько признаков, основанных на определении критических уровней гравитационных напряжений в нетро- нутом массиве в сочетании с некоторыми характерными свойствами пород. 133 На основе анализа обширных практических материалов, установле- ны ряд гравитационных и энергетических критериев, позволяющих оце- нить вероятность возникновения динамических процессов. Один из них – геомеханический показатель условий заложения выработки – основан на соотношении гравитационного давления на пласт и прочности угля на сжатие: сж H К   0 min  , (1) где 0Н – глубина, на которой замечены признаки таких проявлений;  – гравитационный градиент, который для некоторых сланцев является проч- ностью на сжатие до 18 МПа находится в пределах (24,3–25,6) для песча- ников при прочности м кРа МПасж 3,255,243,80  ; сж – прочность угля на сжатие, МПа. Из (1), зная шкалу значений minК можно получить зависимость ми- нимальной глубины ( min0Н ):  сжKН   minmin0 . (2) В условиях залегания угольных пластов на умеренных глубинах гравитационный градиент может быть принят в среднем равным м кРа 25 . Для условий разработки мощных угольных залежей (6 – 15 м) в за- висимости от крепости угля minК может изменяться от 0,25 до 0,8. Такую оценку, наряду с другими методами прогноза, можно осуще- ствлять перед началом проектирования горного предприятия по данным лабораторных испытаний отобранных кернов из разведочных скважин. Если месторождение уже вскрыто горными работами, степень удароопас- ности отдельных участков породного массива можно оценивать по вели- чине коэффициента ВНИМИ К , характеризующего относительную на- пряженность пород вблизи обнажения выработки. Он представляет собой отношение максимального усилия вдавливания индентора на момент хру- пкого выкола породы при бурении скважины ( maxР ) к минимальному значению ( minР ), определяемому на глубине 0,7 – 0,8м, т.е.: min max P Р К  . (3) За критерий потенциальной угрозы принимается неравенство 5,1К , зафиксированное на расстоянии от свободной стенки выработки 134 до 1,5 м. Можно также этот показатель сопоставить с коэффициентом хрупкости ( мхрК ), определяемом в массиве с помощью скважинных приборов. Рассмотрим картину напряженно – деформированного состояния призабойного пространства и расчётные схемы вычисления основных параметров (рис. 1). Рис. 1. Схема деформации пород кровли в призабойном пространстве при управлении кровлей с обрушением: m – мощность пласта; pRсжR , – средняя прочность пород кровли соответственно на сжатие и растяжение; maxzR – максимальное напряжение сжатия в зоне опорного давления перед фронтом эксплуатации; ZP – литологическое давление (рН); NZ – угол дезинтеграции пластов кровли, обрушаемых на всю высоту РZ ; NZ изменяется в пределах 028024  (при весьма слабых породах достигает 033max  N Z ). Ширина свода обрушения ( sL , рис. 1) может быть найдена из соот- ношения: м Н сжRm H pR msL ,6,421   , (4) Ширина зоны обрушения ( зL ), при которой происходит полный за- вал, равна: м Н сжRm H рR mзL ,314   , (5) Безопасная длина участка кровли над рабочей зоной равна: ,53,17 Н сжRm H рR mбL   м, (6) 135 Ширина зоны концентрации напряжений в призабойной части плас- та ( кХ ) может быть определена по следующей формуле: pR Н m сжR Н mкХ  7,26,12  , (7) Ширину призабойной части пласта от края до максимума напряже- ний ( 1С ) находим из выражения: pR Н m сжR Н mС  5,03,21  . (8) На рис. 2 приведена схема, иллюстрирующая развитие деформаци- онных процессов в зоне опорного давления А длиной кХ до реализации их в виде горного удара. Рис. 2. Схема возникновения горного удара в угольном пласте 1 – угольный пласт мощностью m; 2 – пласт (слой) вмещающих пород кровли. В этой зоне А, при достижении максимальной нагрузки mР , пре- вышающей предельную величину nР , которую может выдерживать на- гружаемый участок пласта, происходит разрушение материала, сопровож- дающееся мгновенным переходом потенциальной энергии в кинетичес- кую. Следствием этого процесса является выброс части материала зоны В (участка Па , где деформация происходит на падающем отрезке опорного напряжения) в выработку и удар в сторону целика (зоны С) и в сторону кровли и почвы, сопровождающийся эмиссией сейсмических колебаний. Более общая концепция развития и реализации динамических событий (куда причисляются также внезапные выбросы) исходит из рассмотрения системы «кровля – пласт», соотношения их потенциальных энергий, пере- распределения в связи с изменившимися обстоятельствами. В условиях разработки угольных месторождений Донбасса, с характерными большими глубинами разработки и умеренной мощностью пластов [6] вероятными при определенных сочетаниях (литологических) прочностных и энергети- 136 ческих параметров будут как внезапные выбросы, так и горные удары. Напомним об одном из критериев оценки этих проявлений по соотноше- нию энергетических параметров: энергии упругого восстановления пласта sW и эффективной доли энергии газа в процессе газодинамического собы- тия gW . Эти параметры могут быть найдены из следующих соотношений:   E K sW 2 2  , (9) где К – эмпирический коэффициент;  – давление налегающей породной толщи; Е – модуль упругости. 30)01,03,9( XвXgW  , (10) где Х – газоносность пласта, тм /3 ; 30в – коэффициент газоотдачи, пока- зывающий какая часть газа может выделиться из угля, разрушенного до r = 0,75см за среднее время выброса 30с; r – приведенный радиус частиц угля в начальной стадии выброса;  – плотность угля. При соотношении 2 gW sW , например 3,0 6,0 , 2,0 4,0 либо 4,0 8,0 и сумме 4,0 gWsW возможны как внезапные выбросы, так и горные удары. Среди мероприятий организационного и технологического характера, предупре- ждающих либо снижающих опасные последствия динамических проявле- ний, можно назвать взрывные методы обработки призабойного участка: сотрясательное, камуфлетное, камуфлетно –сотрясательное, камуфлетно– отбойное взрывание и некоторые другие. Задачей взрывных технологий есть: а) предварительная дезинтеграция труднообрушаемых пород; б) воз- буждение горного удара в заданное время и в желаемом месте расположе- ния очага; в) снятие критического напряжения в зоне А (рис. 3) и переме- щения максимума давления передней пяты свода вглубь массива; г) ослаб- ление напряжений с одновременным разрыхлением призабойной полосы угля до стадии, пригодной к погрузке; д) снижение напряжения в массиве угля с отбрасыванием угля от очистного забоя с применением двухстадий- ного (двухъярусного) взрывания. Эффективность рассматриваемых методов зависит от того, насколь- ко тщательно и обоснованно будут выполнены расчеты параметров взрыв- ных работ в каждом конкретном случае для обеспечения оптимальных параметров зон трещинообразования, разрушения, релаксации напряже- ния, снижения порового давления и т.п. при минимальной интенсивности эмиссии сейсмических колебаний в направлении подземных горных выра- боток. В качестве примера приведём несколько схем взрывного воздейст- вия на разрабатываемый угольный пласт и вмещающие породы с целью регулирования геомеханических процессов, направленного на обеспечение 137 безопасности технологий угледобычи в сложных горно – геологических условиях. На рис. 3 – 6 приведены несколько вариантов взрывания в уго- льном массиве и кровле очистного забоя. Торпедирование угольного плас- та (рис. 3, а) скважинами, пробуренными вдоль забоя из транспортного штрека 1, либо из призабойного пространства более короткими скважина- ми (рис. 3, б). Данная схема используется при наличии геологических на- рушений (рис. 3, б), флексуры зон с интенсивно раздробленным углём. При составлении паспорта буровзрывных работ должны выполнятся ряд требований: при наличии геологического нарушения по всей длине лавы концы зарядов должны быть на расстоянии ближе 5 м от откаточного и вентиляционного штрека, если оно меньше длины лавы, то заряды поме- щают на 10 м выше и ниже нарушения. В скважинах, пробуриваемых из призабойного пространства (рис. 3, б), заряды должны быть на 5 м короче глубины скважины. Как вариант предлагается двухъярусная схема. Пер- вый ярус – подготовительный, представлен шпурами глубиной 0,6 – 1,3 м, второй ярус – скважины глубиной 8 – 10 м. Взрыванием шпуров первого яруса уголь разрыхляется и частично отбрасывается от забоя, вторым яру- сом выполняется задача ослабления напряжения в призабойной полосе угля с перемещением зоны концентрации вглубь массива. Рис. 3. Торпедирование угольного пласта зарядами ВВ Следующая схема (рис. 4) представляет собой вариант сотрясатель- но – камуфлетно – отбойного взрывного воздействия для провоцирования отжима угля или горного удара. Главным требованием, при этом, является обеспечение таких направлений распространения ударной волны в масси- ве, чтобы угол встречи её фронта был как можно ближе к 090 по отноше- нию к плоскости максимальных напряжений. 138 Рис. 4. Схема сотрясательно – камуфлетно – отбойного взрыва а – положение перед взрывом; б – положение после взрыва; 1 – зона предусмотренного ослабления напряжений; 2 – забой до выемки; 3 – зона ослабленных напряжений; 4 – отбитый уголь. На рис. 5 изображен один из возможных вариантов использования энергии взрыва для управляемого обрушения кровли в крепких труднооб- рушаемых породах с целью снижения прочности и способности накапли- вать упругую энергию. Из двух возможных способов дезинтеграции пород кровли – мелкошпурового и длинными скважинами – последний представ- ляется предпочтительней, поскольку может реализовываться ещё до нача- ла очистных работ. Рис. 5. Расположение скважины в кровле: 1 – транспортный штрек; 2 – слой глинистого грунта; 3 – скважины; 4 – угольный пласт; 5 – песчаник; 6 – околоствольный штрек. Длина скважины может приниматься до 90 м диаметром 6-150 мм. В результате взрыва таких скважинных зарядов происходит дезинтеграция слоёв кровли с образованием серии трещин желательно в направлении, близком к линии кровли и пласта. Самой масштабной технологией, напра- вленной на предотвращение горных ударов, является торпедирование кро- вли массовыми взрывами большого количества глубоких скважин, выбу- 139 риваемых в лавах. Заряды в них размещаются примерно на 2\3 длины (примерно 20 – 25 м), остальная часть заполняется забойкой. На рис. 6 приведена схема разгрузки призабойной части угольного пласта скважинными зарядами длиной зарl , размещенными в скважинах глубиной cZ . До начала работ по бурению и взрыванию скважин картина напряженного состояния призабойной части пласта выглядит следующим образом. За счёт релаксации напряжений (а также дегазации) участок пла- ста на глубине, равной 1С (рис. 1), находится в состоянии неравномерной разгрузки от zmax до значения на линии забоя z  . За этой зоной учас- ток пласта длиной 1скx  испытывает напряжения, превышающие z , т.е. является частью зоны концентрации напряжений от max до z . Весь уча- сток пласта на глубину кx представляет собой зону концентрации напря- жений и должен быть подвергнут разгрузке путём образования трещин с помощью взрывания заряженных скважин ударной волной цилиндричес- кой части и двумя импульсами вдоль оси от торцевых частей заряда. Та- ким образом, для того, чтобы разместить заряд ВВ в зоне концентрации напряжений кx , необходимо бурить скважины на глубину cZ (рис. 6), равную ширине зоны разгрузки pZ за вычетом длины участка Тl . Рис. 6. Схема разгрузки угольного призабойного массива скважины ПММ зарядами: cZ – длина скважины; зl – длина забойки; разZ – зона разгрузки; Тrcr 2 – расстояние между скважинами; Тr – радиус трещины Из числа технологических мероприятий по борьбе с горными уда- рами можно назвать три главных метода, с помощью которых можно воз- действовать на механизм зарождения и проявления события: а) управление 140 кровлей с помощью закладки выработанного пространства; б) регулирова- ние процесса накопления и высвобождения упругой энергии через опти- мизацию скорости подвигания забоя; в) при эксплуатации группы пластов мероприятия, связанные с использованием защитных пластов в восходя- щем, нисходящем и смешанном порядке обработки пластов в свите. Уста- новлено, что эффективным методом снижения опасности возникновения горных ударов, как следствия притока энергии извне в призабойную зону и создания очагов концентрации упругих сил до критических уровней, является взрывная обработка угля и вмещающих пород в районе горных выработок зарядами камуфлетного, камуфлетно– отрясательного, камуф- летно–отбойного действия, торпедирования и др. Литература 1. Chudek M. Geomechanika z podstawami ochrony srodowiska gorniczego i powierchi terenu / Chudek M. – Geivice: Wyd. Politechniki seaskiej, 2002. – 637 s. 2. Петухов И.М. и др. Расчётные методы в механике горных ударов и выбросов – М.: Недра, 1992. – 257 с. 3. Вовк О.А. Прогнозування гірських ударів і критеріїв оцінки ударонебезпеки / О.А. Вовк // Проблеми охорони праці в Україні: Збірник наукових праць. – К.: ДУ «ННДУПБОП», 2012. – Вип. 22. – С. 80 – 89. 4. Вовк О.А. Прогнозирование горных ударов на основе энергетического критерия // Уголь Украины, 2012, № 3. – С. 25 – 27. 5. Пособие для служб прогноза и предотвращения горных ударов на шахтах и рудниках. – М.: Недра, 1995. – 240 с. 6. Вовк А.А. Развитие энергетики в Украине с учётом техногенной и экологической безопасности / Вовк А.А., Демещук Л.И., Шульга Ю.И. – К.: ННИИПБОТ, 2011. - 220с. 7. Михалюк А.В. Торпедирование и импульсный гидроразрыв пласта / А.В. Миха- люк. – К.: Наукова думка, 1986. – 208 с. 8. Вовк О.О., Ісаєнко В.М., Кравець В.Г., Вовк О.О.(мол.) Вплив підземних гірни- чих робіт на стан довкілля:[монографія] НПУ ім. М.П. Драгоманова. – К.: Вид – во НПУ ім. М.П. Драгоманова, 2011. – 543 с. УДК 622.02: 539.375 ЛАБОРАТОРНЫЕ ИССЛЕДОВАНИЯ СВОЙСТВ НЕВЗРЫВЧАТОЙ САМОРАСШИРЯЮЩЕЙСЯ СМЕСИ В ТВЕРДОЙ ФАЗЕ ПРИ ОБЪЕМНОМ НАГРУЖЕНИИ 1 Сахно И.Г., 2 Молодецкий А.В., 3 Исаенков А.А. 1 Донецкий национальный технический университет, 2 Институт физики горных процессов НАНУ, 3 Красноармейский индустриальный институт Донецкого наци- онального технического университета В статье приведены результаты лабораторных испытаний затвердевшего в условиях ограниченных перемещений образца невзрывчатой разрушающей смеси (НРС) в объемном поле напряжений. Экспериментально на (УНТС) определены 141 предельные напряжения и физико-механические свойства НРС в твердой фазе в условиях обобщенного сжатия. Одним из условий эффективной и безопасной работы угольных шахт является обеспечение эксплуатационного состояния горных вырабо- ток. Известно, что наибольшие смещения наблюдаются в выработках по- падающих в зону влияния очистных работ. В этом случае вокруг выработ- ки интенсифицируется рост зоны разрушенных пород под влиянием опор- ного давления от приближающейся лавы. Авторами разрабатывается ресурсосберегающая технология обеспе- чения устойчивости выработок, основанная на использовании собственной прочности горных пород в пределах зоны разрушения. Роль дополнитель- ной крепи выполняет искусственно создаваемая из фрагментов пород между трещинами несущая конструкция, формирование которой обеспе- чивается путем увеличения сил трения между породными отдельностями, что достигается при помощи их силового распора невзрывчатыми разру- шающими смесями [1]. Проведенные исследования [2] позволили установить зависимость давления саморасширения НРС от допустимых объемных деформаций, определяемых свойствами массива, величина развиваемых давлений явля- ется достаточной для формирования несущей конструкции в пределах зоны разрушенных пород. Однако после создания распора пород НРС представляет собой твердое тело и в случае разрушения он теряет свои свойства и не оказывает давления на стенки шпура. Поэтому важно, чтобы затвердевший в шпуре НРС не разрушался под действием напряжений возникающих в массиве. До момента попадания подготовительной выработки в зону влияния лавы заряд НРС находится в условиях близких к обобщенному сжатию. При подходе лавы по мере роста опорного давления соотношение компо- нент напряжений в массиве вокруг шпура изменяется. Авторами были промоделированы условия нахождения заряда НРС в шпуре. Учитывая современные глубины отработки пластов угля в Дон- бассе, и тенденции роста глубины разрабатываемых пластов при испыта- ниях моделировали напряженное состояние, соответствующее глубине 1200 м, которая является рабочей на ближайшую перспективу (20-25 лет). Испытание образцов НРС в объемном поле напряжений проводили на установке неравнокомпонентного трехосного сжатия (УНТС) после их твердения в условиях ограничения перемещений по всем осям, в возрасте 24 часа. Исследования на УНТС [3], позволяют определять физико- механические свойства твердых тел в различных видах объемных напря- 142 женных состояний и контролировать процесс деформирования и разруше- ния. Моделировалось напряженное состояние обобщенное сжатие  = -1: где  параметр Надаи-Лоде 12 31 32               где 1 , 2 , 3 - главные напряжения. Данная программа нагружения была реализована следующим обра- зом. Помещенный в рабочую камеру образец равномерно нагружался по трем осям до заданного уровня, контролируемого по показаниям маномет- ров. Главные напряжения принимали 32   = const. Главное преоблада- ющее напряжение σ1 увеличивали до тех пор, пока образец не разрушится. Физически это соответствовало работе заряда НРС в массиве в шпу- ре в зоне нарастающего опорного давления от движущегося очистного забоя. Смещение граней образца фиксировалось электронной измеритель- ной аппаратурой с точностью 0,01 мм. Разрушение образца фиксировалось по спаду наибольшего напряжения и появлению деформаций растяжения. Частота измерений - 2 в секунду. Для анализа полученных экспериментальных данных, определения физико-механических свойств НРС рассчитывались тензоры напряжений и деформаций, объемная деформация, средние напряжения, средние дефор- мации, девиаторы напряжений и деформаций, модуль деформации, коэф- фициент поперечной деформации (Пуассона), энергия изменения объема и энергия формоизменения. Результаты приведены в виде графиков на рис. 1-6. Из графиков видно, что предельные средние напряжения составляют 46,5 МПа, что соответствует тензору напряжения z = 108 МПа, х=у=15 МПа. Объемные деформации при этом составляют 0,015, коэффициент поперечной дефор- мации 0,46, полная энергия деформирования 2,11МДж/м3. При средних напряжениях 40 МПа наблюдается изменение угла наклона кривой «нагрузка-деформация» (рис. 1), что вероятно означает переход из упругой стадии деформирования в пластическую. Далее можно выделить площадку текучести, после чего наблюдается разрушение образца, сопровождающее- ся падением напряжений и ростом деформаций. Модуль деформации НРС не является константой и изменяется до предела прочности от 57 ГПа до 1 ГПа, в пределе упругости составляет 4 ГПа, это состояние соответствует тензору напряжения z = 84 МПа, х=у=15 МПа. При этом объемные дефор- 143 мации составляют 0,0007, коэффициент поперечной деформации достигает максимума и составляет 0,491, полная энергия деформирования 0,33 МДж/м3. Рис. 1 Зависимость сжимающего среднего напряжения образца НРС от средних деформации Рис. 2. Зависимость среднего напряжения образца НРС от девиатора деформаций 1 - девиатор деформации Z  ; 2 - девиатор деформации X  ; 3 - девиатор деформации Y  . 144 Рис. 3 – Зависимость объемной деформации образца от девиатора деформаций 1 - девиатор деформации Z ; 2 - девиатор деформации X ; 3 - девиатор деформации Y . Рис. 4 – Зависимость модуля деформации образца НРС от средних напряжений 145 Рис. 5. Зависимость коэффициента поперечной деформации образца НРС от средних напряжений Рис. 6. Зависимость общей энергии деформирования образца НРС от средних напряжений Таким образом, коэффициент концентрации максимального главно- го напряжения для предельного состояния составил 7,2, а для предела упругости 5,6. Исследования проф. Борисова [4] показывают, что предель- ный коэффициент концентрации напряжений в зоне опорного давления 146 лавы составляет 5,0, таким образом, при глубине разработки 1200 м, раз- рушение заряда НРС в шпуре не произойдет. Выводы. Для оценки возможности применения способа обеспечения устойчивости выработки с помощью силового распора пород в условиях нарастающего опорного давления проведены испытания затвердевшего образца НРС в поле напряжений близком к формируемому вблизи шпура в массиве на глубине 1200 м. Показано, что разрушение образца происхо- дит при напряженном состоянии, соответствующему тензору напряжения z = 108 МПа, х=у=15 МПа, то есть при коэффициенте концентрации мак- симального главного напряжения 7,2. Переход из упругой в стадию пла- стических деформаций наблюдается при тензоре напряжения z = 84 МПа, х=у=15 МПа. Проведенные исследования позволили экспериментально установить физико-механические свойства НРС в твердой фазе в условиях обобщенного сжатия. Литература 1. Касьян Н.Н, Сахно И.Г. Способ обеспечения устойчивости горных выработок в условиях неустойчивых пород / Известия ТулГУ. Науки о земле. Вып.1. – Тула: Изд-во ТулГУ, 2011 - С.294-300. 2. Сахно И.Г. Лабораторные исследования особенностей работы невзрывчатых разрушающих веществ при фиксированном сопротивлении их объемному расши- рению / И.Г. Сахно // Проблеми гірського тиску. – Донецк: ДонНТУ, 2010. - №18. С. 132-146. 3. Алексеев, А.Д. Экспериментальная техника для исследования предельных состо- яний горных пород / А.Д. Алексеев, Г.П. Стариков, Т.П. Асеева, А.Ф Морозов // Физика и техника высоких давлений. - 1993. - Т.3. - №3. – С. 135-145. 4. Борисов, А.А. Механика горных пород и массивов / А.А. Борисов. – М.: Недра, 1980. – 360 с. УДК: 504.062.2.:662.997 АНАЛИЗ ЭФФЕКТИВНОСТИ ПРИМЕНЕНИЯ ГЛИНО-ГРАФИТНОЙ СМЕСИ ДЛЯ ТЕПЛОПРОВОДЯЩИХ АНКЕРОВ Завьялова Е.Л., Шипика А.С., Скринецкая И.В. Донецкий национальный технический университет, г. Донецк, Украина Исследована зависимость коэффициента теплопроводности глино-графитной смеси от ее состава для подтверждения возможности применения этой смеси в качестве теплопроводящего состава. Увеличение теплоотдачи породного массива при использовании глино-графитной смеси позволит повысить эффективность работы теплопроводящих анкеров. Экономическое развитие государства обязательно должно сопро- вождаться сохранением и восстановлением окружающей среды, в против- ном же случае под угрозу ставиться жизнедеятельность общества в целом, 147 и каждого человека в частности. Поэтому основным принципом взаимо- действия человеческого общества и природы должны быть не потребле- ние, а гармоничное сосуществование. Для решения подобных задач перво- очередным является обеспечение не только экологически чистой энергией, но и экономически выгодной. В постановке данного вопроса особое место уделяется альтернативной энергетике. В настоящее время использование геотермальной энергии в мировой практике является привычным делом. Так на сегодняшний день существует огромное количество не только раз- работок по возможному использованию геотермальной энергии, но уже и на практике успешно работают и функционируют целые геотермальные электростанции. Наиболее перспективными регионами для добычи и ис- пользования геотермальной энергии в Украине считаются сейсмически активные районы Крымских и Карпатских гор, так как именно в данных местах наблюдается резкое увеличение температуры земной коры. Однако для горнодобывающих регионов Украины, в которых отсут- ствуют неглубоко расположенные высокопотенциальные термальные ре- сурсы, перспективным источником является теплота, получаемая из недр через стенки горных выработок глубоких шахт [1]. Учеными Донецкого национального технического университета предложен способ извлечения низкопотенциальной энергии, поступающей из недр и снимаемой теплоно- сителем со стенок горных выработок [2] с помощью шахтного геотермаль- ного теплообменника. Шахтный геотермальный теплообменник (ШГТ) представляет собой совокупность горных выработок в горном массиве, в которых температура пород 30-50 оС и выше, где происходит извлечение теплоты недр путем нагревания, движущегося в выработках теплоносителя, как правило, воз- духа или воды. Особенность способа состоит в том, что для этого исполь- зуют выработанные пространства. В таких условиях теплосъем может производиться десятки и сотни лет, так как источник теплоты будет суще- ствовать в обозримом будущем. Сущность другого способа заключается в усовершенствовании спо- соба анкерного крепления выработок, в котором на участке разрушенных пород шпур бурят диаметром не менее двух диаметров анкера [3]. После закрепления анкера, зазор между ним и стенкой шпура за- полняют теплопроводным наполнителем и устанавливают теплообмен с воздухом выработки с помощью опорной шайбы в виде радиатора, чем обеспечивается достижение технического результата - увеличение коэф- фициента теплопроводности горных пород, вмещающих выработку-канал, что позволяет увеличить эффективность передачи тепла из массива горных пород теплоносителю. Конструктивно теплопроводящий анкер выглядит следующим образом (рис. 1). 148 Рис. 1. Конструкция теплопроводящего анкера: 1 - породный массив; 2 - гайка; 3 - шайба-радиатор; 4 - теплопроводящий наполнитель шпура; 5 - анкер; 6 - скрепляющий состав; D1, D2, D3 – диаметры, соответственно, анкера, шпура в замковой части, шпура в теплопроводящей части; lz, lt – длина, соответственно, замковой и теплопроводящей части шпура. В качестве теплопроводящего наполнителя можно использовать смесь глинистого материала, например бентонитовой глины, и порошко- образного графита. Предварительно смешивают сухие компоненты смеси в соотношении, определяющем необходимую величину коэффициента теп- лопроводности (λ). Затем затворяют сухую смесь водой до консистенции в виде густой суспензии и, не давая глине разбухать, нагнетают шламовым насосом в шпур. Экспериментальным путем была установлена и доказана возмож- ность применения глино-графитной смеси в качестве теплопроводящего состава. Для проведения эксперимента были приготовлены 40 образцов с различной концентрацией графитового порошка (0; 5; 10; 15; 20; 50; 75 и 100 %). Приготовление образцов осуществляется в лаборатории с исполь- зованием пресса. Проведение непосредственных измерений осуществля- лось согласно ГОСТ 25493-82 [4]. Кроме того, были проведены измерения коэффициента теплопроводности глино-графитной смеси в увлажненном состоянии. Для этого образцы помещались в эксикатор над поверхностью воды и выдерживались в нем до достижения максимальной степени водо- насыщения, которая определялась по увеличению веса образца. Получен- ные коэффициенты теплопроводности увлажненной глино-графитной смеси представлены в табл. 1. Таким образом, очевидна эффективность применения глино- графитной смеси для увеличения коэффициента теплопроводности. Сни- жение коэффициента теплопроводности увлажненных образцов с концен- трацией графитового порошка 75 и 100% обусловлено, прежде всего, свойством гидрофобности графитового порошка. 149 Таблица 1 - Влияние содержания графита на величину коэффициента теплопроводности сухой и увлажненной глино-графитной смеси Содержа- ние графи- та в глино- графитной смеси, Сгр ,% вес. Коэффициент теплопровод- ности сухой глино-графитной смеси, λсух, Дж/(м∙оС) Коэффициент теплопроводности увлажненной глино-графитной смеси, λвл , Дж/(м∙оС) Увеличение коэффициента теплопроводно- сти сухой глино- графитной смеси, % Увеличение коэффициента теплопроводно- сти увлажнен- ной глино- графитной смеси, % 0 4,87 6,18 0 0 5 5,1 6,7 4,72 8,4 10 5,7 7,25 17,0 17,3 15 6,69 7,66 37,4 23,9 20 7,69 8,41 57,9 36,08 50 10,17 15,89 108,83 157,12 75 11,9 12,57 144,35 103,40 100 15,57 13,68 219,71 121,36 На рис.2 представлены графики зависимости коэффициента тепло- проводности сухой и увлажненной глино-графитной смеси от концентра- ции графитового порошка. При этом зависимость коэффициента тепло- проводности сухой глино-графитной смеси описывается формулой: y=5,2945е0,0113х (1) с коэффициентом парной корреляции /r/= 0,95. Зависимость коэффициента теплопроводности увлажненной глино- графитной смеси от содержания графита описывается формулой: y=6,867е0,0086х (2) с коэффициентом парной корреляции /r/= 0,76. Представленные результаты испытаний и полученные зависимости позволяют сделать вывод, что существует оптимальное значение содержа- ния графита в глино-графитной смеси, при котором теплопроводность смеси в увлажненном состоянии максимальна. Для использованных в эксперименте отходов графита его опти- мальное содержание в увлажненной смеси составляет 75 % об. 150 Полученные результаты могут быть использованы для обоснования состава теплопроводящего наполнителя анкерной крепи, что позволит увеличить эффективность передачи тепла из массива горных пород тепло- носителю при извлечении геотермального тепла из выработок глубоких шахт. 4,875,1 5,7 6,69 7,69 10,12 11,9 15,57 6,186,7 7,25 7,66 8,41 15,89 12,57 13,8 y = 5,2945e0,0113x R² = 0,9567 y = 6,867e0,0086x R² = 0,7677 4 6 8 10 12 14 16 18 К оэ ф ф иц ие нт те пл оп ро во дн ос ти Содержание графита, % образцы массой 30 г сухие образцы массой 30 г увлажненные Рис. 2. Зависимость коэффициента теплопроводности от содержания графита в глино-графитной смеси Литература 1. Шипика А.С., Скринецкая И.В., Завьялова Е.Л. Повышение эффективности использования теплопроводящих анкеров/ «Комплексне використанння природних ресурсів»: V регіонал. конф., 6 грудня 2012 р.: зб. доповідей студентів та аспірантів. – Донецьк: ДонНТУ, 2012. - С.23-28. 2. Патент на винахід №82121 Україна МПК F24 J3/08, F03 G41/00. «Спосіб одер- жання геотермальної енергії» Костенко В.К. Костенко О.В., Костенко Т.В., заявник і власник ДонНТУ. – № u200603145; заявл. 03.04.2006; опубл. 11. 03. 2008, бюл. №5. 3. Патент на винахід № 102020 Україна, МПК Е21D 21/00, Е21D 20/00. Спосіб анкерного кріплення виробки/ В.К. Костенко, О.Л. Зав'ялова, С. Саліхерадж, О.С. Шипика; заявник і власник ДонНТУ. – № а 2011 12723; заявл. 31.10.2011; опубл. 27.05.2013, Бюл. №10. 4. ГОСТ 25493-82 Породы горные. Метод определения удельной теплоемкости и коэффициента температуропроводности 151 УДК 622.1:622.83+622.35 РАЗРАБОТКА МЕТОДОВ ПРЕДВАРИТЕЛЬНОГО ПРОГНОЗИРОВАНИЯ, КОНТРОЛЯ И УПРАВЛЕНИЯ КАЧЕСТВОМ БЛОЧНОГО СЫРЬЯ НА ОСНОВЕ ЦИФРОВОЙ ФОТОГРАММЕТРИИ Соболевский Р.В. Житомирский государственный технологический университет г. Житомир, Украина В статье рассмотрены методы создания модели отдельности декоративного камня и получения максимальной прибыли при её разделении на основе использова- ния цифровой фотограмметрии. Актуальность. Учитывая тенденцию роста объемов добычи блоков декоративного камня отечественными камнедобывающими предприятия- ми и постоянно растущую стоимость 1 м3 камня, точное объективное определение коммерческого объема становится актуальным вопросом, решение которого требует в первую очередь исследования точности изме- рения линейных размеров природных отдельностей различными способа- ми, разработки методики определения их объемов, методики идентифика- ции естественных трещин и последующего определения коэффициента выхода блоков и качества продукции на конкретном производственном участке карьера. Именно поэтому предварительное прогнозирование, кон- троль и управление качеством блочного сырья на основе дистанционных методов измерения непосредственно на карьере является важной научно- практической задачей. Целью исследования является разработка методов создания моде- ли отдельности декоративного камня и получения максимальной прибыли при её разделении на основе использования цифровой фотограмметрии. Задачи исследования: обоснование теоретических основ примене- ния цифровой фотограмметрического способа для изучения трещиновато- сти массива горных пород; обоснование параметров наземной цифровой съемки отдельностей декоративного камня; разработка методики оптими- зации процесса раскройки природной отдельности. Практические и теоретические исследования в области обработки изображений сделали возможным применение цифровых методов в гор- ном деле [1-3]. Одним из возможных путей получения информации о со- стоянии массива, идентификации естественных трещин в массиве природ- ного камня с последующим определением их геометрических параметров и управлением качеством блочной продукции на отдельных участках ме- сторождения является оптический контроль поверхности массива на осно- ве цифровых фотографий. Применение дистанционных фотограмметриче- ских методов изучения показателей трещиноватости на карьерах декора- 152 тивного камня позволяет идентифицировать природные разрывы в массиве горных пород с последующим вычислением их линейных размеров и про- гнозированием выхода блочной продукции на отдельных участках место- рождения. С этой целью был разработан програмно-аппаратный комплекс для определения параметров трещиноватости, состоящий из фотограммет- рической насадки для оптического теодолита (рис. 1 а) и программного обеспечения для распознавания и определения трещин (рис. 1 б) [4-7]. а) б) Рис. 1. Фотогамметрический програмно-аппаратный комплекс для определения параметров трещиноватости: а – фотограмметрическая насадка для оптического теодолита; б – программа «Детектор трещин» Как результат, алгоритм анализа трещин позволяет рассчитывать такие параметры: 1) площадь трещин 2) количество и длину прямолиней- ных фрагментов, которыми аппроксимируются трещины 3) количество объединенных трещин. Для качественной и количественной характеристи- ки трещиноватости исследуемой поверхности разработанная программа позволяет получить: угловую и сегментную диаграммы распределения прямолинейных фрагментов трещин по направлениям распространения (в системе координат изображения), столбчатую диаграмму распределения прямолинейных фрагментов трещин по их длинам (при этом применяется относительная единица длины - шаг каркасной сетки). На практике определить элементы внутреннего и внешнего ориен- тирования на основе одного снимка невозможно, поэтому проводят сте- реосъемку, т.е. съемку одного объекта с разных положений камеры. Для определения координат точек объекта в зависимости от условий съемки 153 рассмотрены четыре случая стереофотограмметрических съемки: общий, нормальный, равномерно отклонённый, конвергентный. Доказано, что наиболее оптимальным является конвергентный способ стереосъемки [5], который позволяет максимально использовать полезную площадь кадра, позволяет увеличить базис фотографирования и уменьшить расстояние до объекта за счет значительных углов наклона и конвергенции. Учитывая объемы товарных блоков и небольшую высоту добывающих уступов большинства карьеров, конвергентную съемку следует выполнять с макси- мальным коэффициентом заполнения снимка объектом, который исследуется. Вместе с этим следует учитывать технологию отделения монолитов от массива и разделения монолитов на блоки для определения зоны поверх- ностной микротрещиноватости и качественного объема товарного блока. Например, при съемке на Лизниковском карьере, три грани блока были от- делении алмазно-канатным оборудованием, что не вызывает образования зоны повышенной микротрещиноватости и повышает значение качествен- ного объема, и три грани - буро-клиновым способом, что привело к образо- ванию зоны повышенной микротрещиноватости шириной 1,6-2,5 см [6]. Для решения проблемы получения максимальной прибыли при разделении природной отдельности на блоки рассмотрим об- щий случай. Пусть блоки – это прямоугольные параллелепипеды с задан- ными значениями высоты, длины и ширины. То есть дано n типов прямо- угольных параллелепипедов с такими параметрами  iii cba ,, – соответствен- но это высота, длина и ширина i - го блока. Обозначим соответствующий стандартный блок iP , и ni ,1 . Соответственно каждый блок имеет себе- стоимость равную ig . Естественную отдельность нужно разделить на про- извольные блоки iP в зависимости от заказов. Сложной задачей является описание естественной отдельности. Чтобы это сделать, нам нужно снача- ла выделить системы трещин. В большинстве случаев выделяют пласто- вые, продольные, поперечные и диагональные системы трещин. Пусть у нас есть k - систем трещин. Для того чтобы описать естественную отдель- ность, мы выделяем две пластовые плоскости, принадлежащих системе пластовых плоскостей, а другие 1k система плоскостей, которые в свою очередь пересекают пластовые плоскости, образуют на них некий t - угольник. Тогда у нас образуется 2t - гранник tt BBBAAA ...... 2121 , соответ- ствующий исследуемой природной отдельности (рис. 2). 154 Рис.2. Многогранник естественной отдельности образованный пересечением плоскостей трещин в массиве декоративного камня Обозначим через ix , ni ,1 , соответствующее количество блоков iP , на которые делится наша отдельность. Тогда функция цели в нашем слу- чае будет иметь вид:      n i iin xgxxF 1 1 max,..., . Наложим ограничения на функцию цели:    n i jiijnj mjniRxhxxd 1 1 ,1,,1,),...,( . В нашем случае .0,0,0,   jijii RhgZx Это частный случай задачи о ранце, которая является NP-полной, с чего можем сделать вывод, что наша задача может быть решена только комбинаторным методом перебора всех вариантов. Поэтому для решения поставленной задачи необходимо рассматривать каждое месторождение декоративного камня отдельно, исходить из экономических, технологических, анизотропных и ресурсных показателей каждого месторождения, т.е. налагать на эту задачу дополни- тельные условия и получить результаты решения поставленной задачи. Упростим задачу. Во-первых, перейдем от трехмерного к двумерному случаю. Это возможно, когда предположим, что при делении естественной отдельности на блоки на начальной стадии высота стандартных блоков iP и природной отдельности tt BBBAAA ...... 2121 совпадают. Если принять, что высота равна 0, то задача сводится к вписыванию в произвольный t - угольник, который образован на пластовой плоскости системами попереч- ных, продольных и диагональных трещин, прямоугольников которые со- ответствуют нашим стандартным блокам. Для дальнейшего упрощения задачи перейдем от двумерного случая к одномерному. То есть предполо- жим, что ширина всех блоков будет равной и задана в определенном направлении. Это возможно в силу наложения на обработку естественной 155 отдельности технологических, структурно-текстурных, декоративных и анизотропных условий (рис. 3). Рис.3. Деление многоугольника естественной отдельности, образованного на пластовой трещине, на заготовки одинаковой ширины При таких условиях задача примет такой вид. Функция цели:      n i iin xgxxF 1 1 max,..., , с такими условиями ограничения:    n i mii rxa 1 ,где iii agZx   0,0, , ni ,1 , mr0 , где mr – длина заготовок, которые будут делиться на блоки, lm ,1 , и l - количество заготовок. Предложим алгоритм решения данной задачи. 1. Заготовки представим в виде прямоугольников (рис. 3). Так как у нас уже есть две параллельные стороны заготовок, остается построить две другие ортогонально к двум первым параллельным сторонам. Для этого с вершин, которые принадлежат параллельным сторонам, опускаем на про- тивоположенную параллельную сторону высоту и если она пересекает другую сторону, то это и будет новая сторона прямоугольника. Соответ- ственно новая длина заготовки 'mr , которая mm rr  ' , и lm ,1 . 2. Далее строим последовательность удельной себестоимости в по- рядке уменьшения (ищем себестоимость единицы объема для определен- ного стандартного блока). Так как высота и ширина блоков равны, то удельная себестоимость будет определятся длиной блока. 3. На следующем шаге берем заготовку и нацело делим ее длину на длину блока с наибольшей удельной себестоимостью и полученное целое число раз вписываем в заготовку соответствующий блок. 4. Далее ищем длину остатка заготовки и подобно пробуем вписать следующие блоки с нашей последовательности себестоимости, если при делении нет целой части, то блок не вписывается. И эту операцию проде- лываем до тех пор, пока не будет закончен перебор всех удельных себе- стоимостей. Полученный остаток заготовки в конце не используется. Так последовательно постпаем со всеми заготовками. 156 5. В конце, после перебора всех заготовок, получаем количество ix определенных блоков iP вписанных в нашу естественную отдельность. Подставив значения ix в функцию цели     n i iin xgxxF 1 1,..., , полу- чим прибыль, полученную при данном раскрое (за предложенным алго- ритмом) естественной отдельности. Предложенный алгоритм оптимизационного моделирования рас- кроя форм естественных отдельностей дает возможность определить ха- рактерный раскрой на стандартные блоки с учетом технологических, структурно-текстурных, декоративных, анизотропных особенностей и ориентации систем трещин месторождения. Построенный алгоритм опти- мизационного моделирования является необходимым для практического применения в планировании и проведении добычных работ, что позволит в свою очередь получить максимальный выход кондиционных блоков деко- ративного камня. Данный метод можно применять на большинстве место- рождений декоративного камня. Литература 1. Долгіх Л. В. Практика використання цифрових методів зйомки кар'єрів // Вісник КТУ. – Кривий Ріг: КТУ. – 2007. – Вип.16. – С. 44-48. 2. Долгіх Л. В., Долгіх О. В., Малецький М. М. Сучасні методи знімальних робіт на кар'єрах // Вісник КТУ. – Кривий Ріг: КТУ. – 2006. – Вип.13. – С. 48-51. 3. Чибуничев А. Г. О возможностях применения цифровых методов фотограм- метрии для решения инженерных задач // Известия вузов. Геодезия и аэрофото- съемка. – 1990. – №6. – С.76-82. 4. Левицький В.Г., Соболевський Р.В. Дослідження точності вимірювання ліній- них розмірів товарних блоків природного каменю та її впливу на техніко- економічні показники кар’єру // Вісник ЖДТУ. Технічні науки. №4(43). – Жито- мир: ЖДТУ, 2007. – C. 149-155. 5. Левицький В. Г., Соболевський Р. В. Дослідження етапів калібрування цифро- вих неметричних камер з метою підвищення ефективності наземної фотограммет- ричної зйомки // Вісник ЖДТУ. Технічні науки. №2(45). - Житомир, ЖДТУ, 2008. – C. 77-84. 6. Левицький В. Г., Соболевський Р. В., Панасюк А. В. Дослідження впливу кута і відстані цифрової фотограмметричної зйомки на точність побудови тривимірних моделей об’єктів кар’єру декоративного каменю // Наукові праці ДонНТУ: Серія гірничо-геологічна. Випуск 9(143). – Донецьк: ДонНТУ, 2009. – С. 147-151. 7. Левицький В. Г., Соболевський Р. В. Створення тривимірних моделей природ- них окремостей кар’єру як етап удосконалення маркшейдерського забезпечення видобування декоративного каменю // Наукові праці ДонНТУ: Серія гірничо- геологічна. Випуск 12(173). – Донецьк: ДонНТУ, 2010. – С. 232-238. 157 УДК 697.3 УРОВЕНЬ НАДЕЖНОСТИ КАК ФАКТОР РАБОТОСПОСОБНОСТИ СОСТОЯНИЯ СИСТЕМЫ ТЕПЛОСНАБЖЕНИЯ Соколова С.С., Рожков В.Ф. Тульский государственный университет, г. Тула, Россия Предлагается рассматривать уровень надежности системы теплоснабжения как показатель, определяющий работоспособность проектируемой или рекон- струируемой системы, рекомендуются способы оценки новых технических реше- ний и разработок, направленных на повышение надежности существующей систе- мы с точки зрения обеспечения требуемой температуры внутри помещений â . Определение надежности системы теплоснабжения должно быть основано на требуемом уровне надежности, соответствующем техниче- скому уровню проектируемых или реконструируемых систем. Уровень надежности системы должен быть таким, чтобы при ее ис- пользовании в любых, оговоренных проектом условиях эксплуатации не возникали отказы, т.е. не нарушалась ее работоспособность. Кроме того, во многих случаях желательно, чтобы она имела запас надежности для повышения сопротивляемости экстремальным воздействиям, когда систе- ма попадает в условия, не предусмотренные разработчиком. Для систем теплоснабжения это означает, что проектируемая или реконструируемая система нового технического уровня должна иметь повышенный уровень надежности по сравнению с существующей систе- мой, должна обладать гидравлической и тепловой устойчивостью, то есть способностью пропорционально изменять теплопередачу Q î ò отдельных участков готовой системы при изменении параметров теплоносителя (тем- пературы ã  или расхода G подаваемой в систему воды) и свести к ми- нимуму разрегулирование системы при изменении ее структуры. Новый технический уровень системы теплоснабжения зданий в со- ответствии с [1] может определяться коэффициентом технического уровня kó , который определяется по приведенной ниже зависимости, обеспечи- вающей его равенство показателю, характеризующему уровень прогрес- сивности технического решения за счет повышения надежности применяе- мого оборудования и изменяющегося от 0,5 и выше , ,k Q Qó î ò í î ò ñ , 158 где ,Qî ò í -теплоотдача системой нового технического уровня при сред- ней величине температуры í отопительного периода; ,Qî ò ñ - теплоотда- ча существующей системы при средней величине температуры í отопи- тельного периода; Требуемый уровень надежности рассматриваемой системы опреде- ляет вероятность отказа, соответствующую новому техническому уровню. ,q q kí ñ y где qc и qí – вероятности отказа систем отопления соответственно суще- ствующей и нового технического уровня. Затраты на обеспечение надежности новой системы и ее элементов kyqñýC Cí ý ñý qí ý        или ky ñýC Cí ý ñý í ý          откуда 1 C kñý yí ý ñý Cí ý          . Таким образом, если уровень надежности разрабатываемой систе- мы, проведенный в соответствии с методикой [1], позволяет снизить веро- ятность отказа новой системы по сравнению с существующей, то могут быть рекомендованы новые технические решения и разработки, направ- ленные на повышение надежности существующей системы с точки зрения обеспечения требуемой температуры внутри помещений â . Исходя из структуры взаимосвязанных элементов системы тепло- снабжения зданий и равной вероятности отказа, по общеизвестным зави- симостям структурной надежности устанавливается вероятность отказа элементов системы qý :   ,q q Ôiý  где  q Ôi – вероятность отказа элемента системы теплоснабжения, опре- деляемая из q конструктивной структуры взаимосвязанных элементов. 159 Расчет показателей надежности элементов системы теплоснабжения в 1-ом цикле ее работы, когда она рассматривается как невосстанавливае- мая, ведется по следующим зависимостям: - вероятность безотказной работы элементов за отрезок времени T    1p Ò q Ò  ,   Tp T e T   - среднее время безотказной работы элементов 1 ,Òñð  где  - интенсивность отказов элементов новой системы. В связи с тем, что система теплоснабжения относится к восстанав- ливаемым системам, то наиболее полной характеристикой ее надежности является вероятность нормального функционирования pí ô , учитываю- щая начальное состояние системы, ее безотказность и восстанавливае- мость. Вероятность восстановления системы представляет вероятность то- го, что случайное время восстановления не превышает заданного времени  и вычисляется из выражения:     1V p e    , где  - интенсивность восстановления (параметр потока восстановлений) 1Tâ , где T â - среднее время восстановления системы. Среднее время восстановления может быть определено на этапе проектирования, если имеются данные о том, сколько в среднем затрачи- вается времени на обнаружение и устранение отказа элементов определен- ного типа, если для различных элементов это время неодинаково. При отсутствии этих данных для типовых элементов среднее время восстановления может быть вычислено по данным опыта эксплуатации отдельных элементов, аналогичных проектируемым. Точность вычисления Tâ тем выше, чем большее количество статистических данных использу- ется при расчете. С учетом того, что для системы теплоснабжения наработка до отка- за Tî превышает среднее время восстановления элемента Tâ , то вероят- ность нормального функционирования  ,p Tí ô  рассчитывается по вы- ражению:    , à p T k ð T í ô   , 160 где Ãk - коэффициент готовности системы, вычисляемый по среднему времени безотказной работы восстанавливаемой системы в 1-ом цикле ее работы или вероятность исправного состояния перед началом функциони- рования.  Ãk T T To o â  ,  p T - вероятность безотказной работы системы в 1-ом цикле работы восстанавливаемой системы.   Tp T e  , где  - интенсивность отказа системы. Из приведенных зависимостей следует, что повышение надежности системы возможно либо за счет уменьшения времени восстановления Tâ , либо за счет повышения среднего времени безотказной работы. Однако, уменьшение Tâ в 3 раза увеличивает Ãk только на 1%, в связи с чем это не является радикальным способом повышения надежности. Надежность системы может быть повышена за счет показателей восстанавливаемости  V ä и  , соответственно, вероятности восста- новления за допустимое время д и коэффициента соотношения среднего времени восстановления Tâ и допустимого времени простоя д , которые определяются по зависимостям:     21 1 2V åä      , где Tä â  . С учетом их показатели надежности восстанавливаемой системы отопления могут определяться по выражениям:    1 , exp V äp T Tä To            ,    1 ToTo ä V ä     , где  To ä - наработка до отказа восстанавливаемой системы. Соотношение среднего времени безотказной работы системы To , рассматриваемой как невосстанавливаемой, и наработки до отказа восста- навливаемой системы  To ä показывает, что с увеличением вероятности 161 восстановления за допустимое время ä можно получить значительный выигрыш в надежности. Возникновение отказов в работе системы связано с вероятностью появления свойственных им условий эксплуатации     , , ä ê ð Òó ê To ä    ,     , , ä ô ð Òó ô To ä    , где ,ä ê и ,ä ô – допустимое время восстановления системы отопле- ния зданий, определяемое соответственно свойствами и условиями работы конструкционных материалов и соответствием их параметров условиям функционирования;  ,p Òó ê - вероятность появления условий работы конструкционных материалов, приводящих к разрушению, износу и де- формации элементов системы отопления зданий;  ,p Òó ô - вероятность появления условий работы системы теплоснабжения зданий, приводящих к снижению эффективности их функционирования и отказа из-за неполно- го соответствия параметров системы условиям их эксплуатации. Поскольку допустимое время восстановления отказавшей системы отопления зданий связано в данном случае с необходимостью поддержа- ния температуры внутри помещений ,â ä , не приводящей к полному отка- зу системы, то исходя из условия равной вероятности     äð Òó Tî ä    , Из приведенных выше зависимостей следует, что уровень надежно- сти элементов системы теплоснабжения как технической системы опреде- ляется надежностью работы конструкционных материалов элементов си- стемы ,qí ê и функциональной надежностью ,qí ô при необходимости поддержания температуры внутри помещений ,â ä , не приводящей к полному отказу системы, которые устанавливаются из условия равной вероятности отказа. Литература 1. Соколова С.С., Соколов В.А. Управление температурным режимом производ- ственных зданий: Монография; Тул. гос. ун-т – Тула, 2010.- 167с. 2. Проников А.С. Параметрическая надежность машин / А.С. Проников – М.: Изд. МГТУ им. Баумана, 2002. – 560с. 162 УДК 622.868:622.817 ВЫБОР ВЕНТИЛЯЦИОННОГО РЕЖИМА ДЛЯ ПРОФИЛАКТИКИ И ТУШЕНИЯ ЭНДОГЕННЫХ ПОЖАРОВ Столбченко Е.В. Государственное высшее учебное заведение «Национальный горный университет», Украина, г. Днепропетровск Рассмотрены варианты управлением движением воздуха при профилактике и тушении эндогенных пожаров. Для уменьшения опасности самовозгорания угля необходимо обес- печить непрерывность проветривания и максимальную степень устойчиво- сти проветривания выемочных участков. Устойчивость характеризует способность вентиляционной сети со- хранять заданные расходы и направленное движение воздуха в горных вы- работках при изменении аэродинамических сопротивлений элементов сети. От устойчивости движения воздуха зависит интенсивность поступ- ления кислорода к очагу самовозгорания в период низкотемпературного окисления и процесс накопления тепла в период самонагревания. В зависимости от места самонагревания возможно два варианта управления устойчивостью движения воздуха. Для выработанного пространства невозможно создать режим дви- жения воздуха, нарушающий процесс накопления тепла по всей площади выработанного пространства, так как движение воздуха через выработан- ное пространство неравномерно по площади и всегда будут сохраняться места, где условия накопления тепла при любом режиме утечек нарушать- ся не будут. Создание условий, нарушающих накопление тепла, возможно по трещинам через целики. Однако уловить момент начала самовозгорания угля до появления явных внешних признаков самовозгорания в целиках и определить его место сложно. Неустойчивость движения воздуха по направлению характерна для диагональных ветвей. В нашем случае это относится к диагональному направлению утечек воздуха через выработанное пространство или по трещинам в целиках угля. Диагональное направление утечек воздуха через выработанное про- странство может иметь место при комбинированной системе разработки, когда используется штрек смежного отработанного столба в качестве вен- тиляционного, а воздухоподающий штрек проходится одновременно в ведением очистных работ, если при этом проветривание осуществляется с выдачей исходящей струи на массив с подсвежением струи. Особые усло- вия для диагонального направления утечек создаются при установке вен- 163 тиляционного окна или другом регуляторе вблизи лавы. Диагонально направленные утечки могут иметь место и при просачивании воздуха по тре- щинам через целик, оставляемый между двумя параллельными выработками. Обычно считают, что эндогенные пожары приурочены к целикам между двумя выработками с противоположно направленной вентиляцион- ной струёй. Это соответствует действительности в связи с большим пере- падом давлений воздуха по обе стороне целика. Однако в отличие от этого случая, когда режим движения через трещины в целике одного направле- ния могут происходить по диагонально расположенным путям, что спо- собствует самовозгоранию угля в целике. Большое значение для предупреждения эндогенных пожаров имеет выбор схемы вентиляции выемочных участков. Руководство по проектированию угольных шахт [1] рекомендует конкретные схемы вентиляции для пластов угля, склонного к самовозгора- нию. Однако на действующих шахтах эти рекомендации не всегда выпол- няются, тем более на пластах, которые официально не относятся к склон- ным к самовозгоранию, в частности, это относится и к шахтам Западного Донбасса. Прямоточные схемы на пластах угля, склонного к самовозгоранию, создают благоприятные условия для эндогенного пожара. При таких схе- мах утечки воздуха охватывают большие площади выработанного про- странства, что приводит несоблюдению требования ПБ [2], согласно кото- рому ширина проветриваемой призабойной части выработанного про- странства должна быть минимальной и недостаточной для создания инку- бационного периода самовозгорания угля. Прямоточочная схема проветривания может способствовать эндо- генному пожару даже на пластах, не склонных к самовозгоранию. При прямоточной схеме одна из выработок поддерживается в выра- ботанном пространстве. Более пожароопасной является схема, когда в выработанном пространстве находится выработка с исходящей струёй. Это связано с тем, что вентиляционная выработка имеет обычно меньшую площадь поперечного сечения по сравнению с воздухоподающей. Она находится обычно в худшем состоянии, чем выработка со свежей струёй. По этим причинам, удельное аэродинамическое сопротивление такой вы- работки больше, чем воздухоподающей. Такое положение приводит к рассредоточению утечек через выра- ботанное пространство на большую площадь. Поэтому в случае примене- ния прямоточной схемы на пластах, где существует опасность самовозго- рания угля, необходимо особое внимание обращать на состояние вырабо- ток, поддерживаемых в выработанном пространстве. 164 Особую опасность представляют спаренные, и тем более строенные лавы, которые до сих пор ещё используются в Западном Донбассе. Для пластов склонных к самовозгоранию, схема вентиляции с рас- положением выработки с исходящей струёй в выработанном пространстве, в том числе при спаренных лавах, менее желательна, чем схема с располо- жением выработки с исходящей струёй в массиве угля. Если все выработки находятся в массиве угля, то следует считать, что схема вентиляции с исходящей струёй по бортовым штрекам для пла- стов с углём склонным к самовозгоранию, более целесообразна. При исхо- дящей струе по сборному штреку очаг самовозгорания, если он возникает, обычно находится в выработанном пространстве, прилегающем к внут- ренней границе между столбами, что подтверждается пожаром на шахте «Днепровская». Это затрудняет работы, как по профилактике эндогенного пожара, так и по его ликвидации. В данном случае очень сложно управлять утечками через вырабо- танное пространство в месте возникновения очага пожара с целью их уменьшения, так как утечки зависят от двух зависимых смежных воздуш- ных потоков, омывающих две смежные лавы. Режим утечек воздуха через выработанное пространство в месте возникновения очага пожара непре- рывно меняется, так как меняются аэродинамические сопротивления двух призабойных пространств в процессе выемки угля. Особо неблагоприятным является последовательное проветривание двух лав. Такой случай имел место на шахте «Западно-Донбасская» на пласте СВ8. В этом случае значительно возрастает перепад давления между све- жей и исходящей струями, а значит, возрастают и утечки воздуха через общее для двух лав выработанное пространство. По той же причине воз- растает величина утечек через выработанное пространство и с увеличени- ем длины лавы. Это способствует возникновению самовозгорания. Кроме того, увеличение длины лавы. Это способствует возникновению самовоз- горания. Кроме того, увеличение длины лавы обычно приводит к умень- шению скорости подвигания очисного забоя, что также способствует воз- никновению очагов нагревания. Большое значение для увеличения скорости подвигания очистного забоя имеет выбор технологии и механизация работ. Особое внимание при наличии спаренных лав необходимо обращать на величину опережения лав. При большом опережении одной из лав мо- жет значительно уменьшаться инкубационный период по отношению ко времени отработки двух лав, так как утечек воздуха через выработанное пространство опереживающей лавы сменяются утечками воздуха, опреде- ляемыми вентиляцией двух лав и даже утечками отстающей лавы. В этом 165 случае возрастает опасность возникновения пожара и при исходящих струях по бортовым штрекам. При определении эндогенной пожароопасности в Донецком бас- сейне [3] не учитывается эффект подработки и надработки сближенных пластов, что для шахт Западного Донбасса является очень важным. На ряде шахт отрабатываются сближенные пласты, подрабатывающие или надрабатывающие сусествующие выработанные пространства. Это, без- условно, вызывает просасывание через них воздуха, а значит возможность ссамовозгорания. На шахтах Западного Донбасса при наличии сближен- ных разрабатываемых пластов последние соединяются сборками, в каче- стве которых часто используются вентиляционные скважины большого диаметра (400-850 мм). В зависимости от взаимного расположения пласто- вых выработок вертикальные скважины бурятся с бортового штрека ниже- лежащего пласта на бортовой штрек вышележащего, а горизонтальные – с панельного откаточного на бортовой штрек (в случае нахождения лавы у границ панели). Эти скважины бурятся для проветривания забоев подгото- вительных выработок, с целью управления метановыделением на выемоч- ном участке, для подсвежения исходящей струи, а также для проветрива- ния погашаемой части штрека. Использование таких скважин повышает эффективность проветри- вания выемочных участков. В то же время приводит к увеличению утечек воздуха через выработанное пространство. Поэтому необходимо обосно- ванно выбирать их размещение, а после их использования производить их тщательную герметизацию. Литература 1. Руководство по проектированию вентиляции угольных шахт.– Киев, 1994. – 311 с. 2. Правила безпеки у вугільних шахтах. – К., 2000. – 398 с. 3. Инструкция по предупреждению и тушению позземных пожаров на шахтах Донбасса: – Донецк:,1984.-64 с. УДК 622.83 ТЕЧЕНИЕ СЫПУЧЕГО МАТЕРИАЛА В СХОДЯЩЕМСЯ КАНАЛЕ Федотова С.А. Белорусский национальный технический университет, г. Минск Рассматривается задача моделирования течения сыпучих материалов в сходя- щихся каналах. Указывается на нессиметричность течения и возможность управления этим процессом. Задача о течении пластических материалов в сходящихся каналах представляет интерес для многих областей техники, связанных с обработ- кой металлов давлением, выпуском и переработкой сыпучих материалов и 166 т.д. Процессы движения в суживающихся каналах происходят и есте- ственных условиях (движения горной породы в окрестностях выработки и т.п.). Различные аспекты проблемы такого движения исследовались во многих теоретических и экспериментальных работах. В теоретических работах рассматривается случай плоской деформации в радиальном кана- ле. При этом вводятся две основные гипотезы: 1) весь деформируемый материал или его отдельные области целиком находятся в пластическом состоянии; 2) течение радиально и симметрично относительно оси сим- метрии канала. Первая гипотеза носит принципиальный характер и связана с ос- новными предположениями теории пластичности (и упругости) о том, что деформируемая среда является сплошной, и при построении математиче- ской модели любой бесконечно малый элементарный объем ее наделяется свойствами деформируемого макрообразца. Так, если образец деформиру- ется упруго, то предполагается, что и каждый его элементарный объем деформируется упруго. Последнее позволяет задачу описания упругости свести к описанию упругого поведения элементарного объема. по анало- гии правомерность такого перехода предполагается и при исследовании пластического поведения: если образец обнаруживает пластические свой- ства, то и каждый его элементарный объем деформируется пластически. Поэтому, как и в теории упругости, задача описания пластичности сводит- ся к описанию пластического поведения элементарного объема сплошной среды, т.е. к определению связей напряжений, деформаций (скоростей деформаций) и других параметров, характеризующих состояние элемен- тарного объема. Отсюда и постановка упруго(жестко)-пластичных задач приводит к необходимости определения областей упругого (жесткого) и пластического состояний. причем под последними понимаются области, каждый элементарный объем которых деформируется пластически. Можно, однако, указать класс материалов, для которых предполо- жение о тождественности свойств образца и его элементарного объема не выполняется даже приближенно. Действительно, пусть некоторый образец при определенных нагрузках обнаруживает пластические свойства. Воз- можна ситуация, когда при достаточно больших нагрузках образец разби- вается дискретными поверхностями скольжения на отдельные части (бло- ки). При этом блоки деформируются упруго, а пластические свойства об- разца в целом связаны только с относительным проскальзыванием блоков по поверхностям скольжения. Материалы, для которых расстояния между поверхностями скольжения не являются малыми по сравнению с харак- терным размером деформируемой области, называют L- пластическими. Таким образом, если для пластических материалов возможен пере- ход к бесконечно малому пластическому объему и задача описания пла- 167 стичности сводится к определению связей между параметрами деформи- рования этого объема, то для L - пластических материалов такой переход невозможен и при описании L - пластичности возникают новые задачи: формулировка критерия появления поверхностей скольжения, определе- ние связи между проскальзыванием и соответствующими напряжениями, описание свойств материала , от которых может зависеть расстояние меж- ду поверхностями скольжения, выяснение закономерностей функциониро- вания пересекающихся поверхностей скольжения и т.д. Решение краевых задач для L- пластических материалов предполагает определение не упру- гих и пластических областей, а определение глобальных поверхностей скольжения и их эволюции в процессе деформирования. Эксперименталь- ные данные показывают, что во многих случаях горные породы, различ- ные грунты ведут себя как L- пластические. Так эксперименты, проведен- ные с сухими кварцевыми песками при их течении через радиальный схо- дящийся канал, показали, что они в данном случае ведут себя как L- пла- стические материалы [1]. На рисунке представлена схема движения сухого песка в радиаль- ном симметричном сходящемся канале. Рис. Схема течения песка в сходящемся радиальном симметричном канале Образующиеся линии сколь- жения выделяют отдельные блоки («характеристические» треугольни- ки), основания которых связаны с одной из боковых поверхностей канала. Боковые поверхности накладывают кинематические огра- ничения на движение оснований «характеристических» треугольни- ков: каждое из оснований должно двигаться по соответствующей поверхности. Это обстоятельство приводит к тому, что течение ста- новится нерадиальным и несиммет- ричным. На рисунке показаны так- же возможные области несовмест- ности А5А6А3 /, А3 //А6О2 / и А7А8А2 /, А2 //А7О2 //, которые возникли бы при движении блоков А1А2А3, А2А3А4 как жестких целых. 168 Требования совместности для реальных блоков приведут к тому, что в процессе движения эти блоки будут деформироваться, причем с уве- личение смещения деформация будет возрастать. Когда она достигнет некоторой критической величины, произойдет локализация сдвигов, блок раздробится на более мелкие новой линией скольжения, и весь процесс повторится. Анализ полученных данных по механизму деформирования песка в сходящемся радиальном канале показывает, что течение данного материа- ла в канале является нерадиальным и несимметричным. Вид несимметрии зависит от случайных факторов и может изменяться от опыта к опыту. Процессом реализации того или иного вида асимметрии можно управлять, заведомо создавая незначительную асимметрию в условиях деформирова- ния. Эти общие обстоятельства играют существенную роль при построе- нии инженерных схем расчета. Литература 1. Горячев, Л.В. Движение сыпучих материалов в трубах и бункерах.- М.: Маши- ностроение, 1968 г.-239 с. УДК 622.253.35 (476) АРМИРОВАНИЕ ФИЛЬТРОВ СКВАЖИН ПУТЕМ НАМОРАЖИВАНИЯ ЛЬДА Бабец М.А., Халявкин Ф.Г. Белорусский национальный технический университет, г. Минск В статье рассматривается способ армирования льдом фильтрующего элемента гидрогеологических скважин путем замораживания воды под действием есте- ственных отрицательных температур воздуха в зимний период и с применением углекислоты в теплое время года Важным звеном погружного оборудования в гидрогеологические скважины является фильтр, целостность которого может нарушаться при его транспортировке и установке в водоносный горизонт. В результате этого снижается качество оценки параметров пласта, ухудшаются эксплуа- тационные показатели скважин. Для предотвращения указанных явлений разработан метод защиты фильтров гидрогеологических скважин намора- живанием льда. Метод предусматривает заполнение фильтрующего элемента водой с ее последующим замораживанием под действием естественных отрица- тельных температур воздуха в зимний период и с применением специаль- ных средств (твердой углекислоты) в теплое время года. Полученное та- ким образом армирование позволяет предотвратить повреждение и загряз- нение фильтра при транспортировке и установке в скважину. В теплое 169 время года намораживание льда производится непосредственно перед спуском фильтра в скважину. В скважине происходит постепенное таяние льда и восстановление проницаемости фильтра. В данной статье рассматривается способ армиро- вания льдом с использованием естественных отрицательных температур воздуха в зимний период. Этот вариант метода наиболее прост и техноло- гичен, особенно для применения в северных районах страны. При исполь- зовании метода необходимым условием является наличие в скважине гор- ных пород и жидкости с температурой выше 0 оС. Армирование льдом может применяться для проволочных, сетчаных, корзинчатых, кожуховых фильтров, фильтров с упругими пластиковыми фильтрующими элемента- ми. Указанный метод неприемлем для блочных фильтров с гравийно- клеевыми, пористобетонными и другими фильтрующими элементами. Это вызвано тем, что расширение воды при фазовом переходе в лед в ячейках фильтрующих элементов, обладающих высокой жесткостью, может приве- сти к повреждениям фильтрующих элементов, внешне выражающимся в появлении трещин и выкрашивании на поверхности фильтра. Последнее обстоятельство следует учитывать при применении метода для защитного армирования фильтров новых конструкций. Для намораживания армировки используется приспособление, изображенное на рис. 1. В состав приспособления входят желоба 2, выпол- ненные из жести или оцинкованного железа. Внутренний диаметр желоба должен соответствовать конечному диаметру скважины. Например, при конечном диаметре скважины 112 мм внутренний диаметр желоба выбира- ется 110 111 мм, при диаметре скважины 132 мм - 130 131 мм и т.д. Длина желоба должна соответствовать длине секции фильтра превышая ее на 10 20 см. Желоба укладываются на подставки 4, выполненные из де- ревянного бруса прямоугольного или квадратного сечения. В брусе вы- полняются пазы под желоба 2. В зависимости от количества армируемых фильтров количество желобов может изменяться от 1 до 10 и более. При централизованном изготовлении армирования на базе партий и экспеди- ций количество желобов определяется общим объемом работ по фильтрам. При этом следует учитывать, что на армирование одного фильтра требует- ся от 2 до 24 часов при использовании одного желоба. Время наморажива- ния зависит от температуры воздуха: при снижении температуры время намораживания сокращается. Намораживание можно осуществлять при температуре воздуха -1 оС -2 оС и ниже. Желательно наличие на месте проведения работ паяльной лампы. Для реализации способа необходима техническая вода. Желательно наличие небольшого количества солидола, бензина, хозяйственного мыла 170 (возможно использование других омыленных солей жирных кислот), дре- весной муки или пластиковой крошки. Последовательность операции по намораживпанию армирования следующая. Фильтр 1, или секция фильтра (рис. 1) укладывается в желоб 2. Нижняя секция фильтра укладывается таким образом, чтобы ниже башма- ка фильтра оставалось 15-20 см свободного пространства. Присоединительные резьбы смазываются солидолом. В желоб заливается вода на 1/3  ½ глубины желоба (желоб в по- перечном сечении представляет собой полуокружность (рис. 2, а)). В зависимости от температуры окружающего воздуха фильтр вы- держивается в воде от 0,5 до 8 часов до ее полного фазового перехода в лед. Постукивая по желобу деревянным молотком или аналогичным приспособлением, а также слегка прогревая желоб паяльной лампой, доби- ваются отслаивания ледяной армировки от поверхности желоба. Затем поворачивают фильтр в желобе на 90о. Снова заливают в желоб воду на 1/3  1/2 глубины желоба. При этом используют воду, предварительно охлажденную в открытой емкости до +1 оС+2 оС. Повторяют операции дважды, пока ледяное армирование не приоб- ретет в поперечном сечении форму, показанную на рис. 2, б. По окончании намораживания фильтр полностью армируется льдом на всю глубину фильтрующего элемента. Во внутренней полости фильтра остается осевой канал, вписываемый в окружность 30  40 мм. Ниже башмака фильтра образуется ледяной опережающий «буфер» также с осе- вым каналом. Присоединительную резьбу фильтра освобождают от льда скалыва- нием или оттаиванием с помощью паяльной лампы. После указанной опе- рации, выполняемой на буровой, фильтр готов к использованию в сква- жине. Все эти операции могут выполняться как на базе партии или экспе- диции, так и на буровой. В зимнее время года при устойчивых отрицательных температурах воздуха армирование льдом целесообразно выполнять на базе партии или экспедиции. В осенне-весенний период, при возможных оттепелях, работы по армированию следует проводить на буровой за сутки-двое до установки фильтра в скважину. Эффективность действия ледяного армирования определяется скоростью таяния льда в скважине. Скорость таяния зависит от температуры воды в скважине, от скорости потока воды, омывающей поверхность таяния, и может изменяться в широких пределах. 171 172 Для схемы циркуляции жидкости при посадке фильтра в скважину (рис. 3), экспериментально установлены значения времени таяния ледяно- го армирования и глубина спуска фильтра с армированием до момента начала восстановления проницаемости фильтра (рис. 4 и рис. 5). Указан- ные диаграммы служат для прогнозной оценки эффективности примене- ния ледяного армирования в каждом конкретном случае. Входным пара- метром для оценки метода служит температура промывочной жидкости в скважине, косвенно определяемая замерами на устье скважины при цирку- ляции жидкости в процессе бурения. Замеры выполняются термометром из комплекта лаборатории контроля качества глинистых растворов. Более точные измерения проводятся с помощью погружных инструментов. Например, температура жидкости в скважине составляет около 8 оС, диаметр скважины 112 мм. Из диаграммы на рис. 5, интерполируя между кривыми, построенными для температуры 5 оС и 10 оС, находим, что глу- бина спуска фильтра, до начала восстановления его проницаемости при средней скорости спуска инструмента (равна частному от деления сум- марной длины инструмента на суммарное время. работ по спуску инструмента и определяется опытным путем по ранее пробуренным скважинам) 0,2 м/с составит около 200  210 для диаметра скважины 112 мм. А время таяния армирования (рис. 4) составит около 15 18 мин. Таким образом, если глубина посадки фильтра не превышает 200 м, армирование обеспечит защиту фильтра от кольматации до забоя. Если допускаемая глубина спуска фильтра существенно превышает глуби- ну скважины, это означает, что в момент достижения забоя скважины ле- дяное армирование полностью не стаивает. Окончательное удаление льда происходит при освоении скважины. Скорость оттаивания льда суще- ственно возрастает при увеличении скоростей потока воды, ее температу- ры и минерализации. Ориентировочно время таяния армирования при прокачивании жидкости можно также определить по диаграмме на рис. 4. В этом случае к значениям скорости спуска инструмента для перевода их в скорость потока жидкости следует применять поправочный коэффициент: скорость потока жидкости примерно равна скорости спуска инструмента умноженная на 2. Для повышения стойкости ледяного армирования возможно приме- нение: А) Манжет, устанавливаемых в нижней части фильтра и препят- ствующих поступлению жидкости в кольцевой зазор между фильтром и стенками скважины, при спуске фильтра в скважину. Манжеты могут вы- полняться из резины. Они замедляют стаивание льда с внешней поверхно- сти фильтра за счет снижения скорости потока в кольцевом пространстве. 173 Рис. 4. Изменение времени таяния ледяного армирования в зависимости от скорости спуска инструмента, температуры воды в скважине (2,5о, 5о, 10о, 15 оС), диаметра фильтра по ледяному армированию (для температуры воды 10 оС). Указан наружный диаметр армирования (равен диаметру скважины), внутренний диаметр армирования соответственно: для диаметра 132 – 40, для диаметра 112 – 40, для диаметра 93 – 30 174 Рис. 5. Изменение глубины спуска фильтра с армированием до момента начала восстановления проницаемости фильтра, в зависимости от скорости спуска инструмента, температуры воды в скважине (2,5о, 5о, 10о, 15 оС), диаметра фильтра по ледяному армированию (для температуры воды 10 оС). Остальные параметры армирования – то же, что на рис. 4. 175 Б) Наполнителей из древесной или пластиковой крошки, вводимых в армировку по ее внешней поверхности. Введение наполнителей осу- ществляется в процессе намораживания путем периодического нанесения наполнителей на влажную поверхность льда. В) Мыльного раствора концентрацией от 10  20 (по весу), наноси- мого на внешнюю поверхность ледяного армирования набрызгиванием с последующим замораживанием. Стойкость ледяного армирования повышается также наморажива- нием массивного ледяного «буфера» длиной до 1 м ниже башмака филь- тра, интенсивной промывкой скважины предварительно охлажденной в поверхностных емкостях водой. Промывка осуществляется перед посадкой фильтра. Температура воды от +1 оС до +4оС. Время промывки 0,5 2 часа. При сложной конструкции скважин, характеризующейся примене- нием одной или нескольких посаженных «впортай» обсадных колонн, защитное замораживание может осуществляться до значений наружного диаметра ледяного армирования, превышающего конечный диаметр сква- жины. В этом случае наружный диаметр армирования подбирается под внутренний диаметр наиболее протяженной по длине обсадной колонны, а спуск инструмента в местах перехода на меньший диаметр обсадки осу- ществляют по минимальной скорости. При применении метода в разрезах, содержащих мерзлые породы, следует обращать особое внимание на выяснение температурного режима в зоне установки фильтра, а также мощности перекрывающих мерзлых отложений. При наличии значительной по мощности (свыше 10 м) пере- крывающей мерзлоты применять защитное намораживание не рекоменду- ется. Температура горных пород в зоне установки фильтра должна быть не менее 2-3 оС. Литература 1. Федоров, Ю.С. Предупреждение кольматации фильтров гидрогеологических скважин / Ю.С. Федоров, А.А, Петров // Разведка и охрана недр – М. – 1974. - № 7. - С. 56-58. 176 УДК 622.363.2.001.57 СПОСОБ ОПТИМИЗАЦИИ ПАРАМЕТРОВ ТЕХНОЛОГИИ ОТРАБОТКИ УЧАСТКОВ ШАХТНЫХ ПОЛЕЙ С ИСПОЛЬЗОВАНИЕМ МОДЕЛИ ГОРНО-ГЕОЛОГИЧЕСКИХ ХАРАКТЕРИСТИК МЕСТОРОЖДЕНИЯ Шпургалов Ю.А., Багинский М.А., Бокшиц В.Н., Лойко В.В. Белорусский национальный технический университет, г. Минск В данной статье предложен способ оптимизации параметров отработки участ- ков шахтных полей с использованием модели их горно-геологических характери- стик применительно к условиям Старобинского месторождения калийных солей. Данный способ применен (апробирован) для обоснования выбора лучших (квази- оптимальных) параметров технологической схемы отработки второго калийного горизонта третьего рудоуправления. Введение. Из всех проблем, с которыми сталкивается современная калийная промышленность Республики Беларусь, отметим следующие. Необходимость отрабатывать участки шахтных полей с более низким содержанием полезного компонента, повышающиеся требования к приро- доохранным мероприятиям, рост цен на энергоресурсы и добычное обору- дование, конкуренция на мировом рынке калийных удобрений. Все это накладывает жесткие требования на выбор параметров технологии отра- ботки участков шахтных полей Старобинского месторождения. Поэтому оптимизация параметров отработки участков шахтных полей является актуальной научной задачей. Результаты исследования. В работе разработан алгоритм, который применен для обоснования выбора лучших (квазиоптимальных) парамет- ров отработки участка шахтного поля второго калийного горизонта третье- го рудоуправления. Разработанный алгоритм представляет собой усовер- шенствованный метод вариантов, отличающийся от известных подходов следующим. Изначально, по определенному алгоритму, формируется множество возможных вариантов отработки участка шахтного поля. Затем формализуется экономико-математическая модель оптимизации парамет- ров технологии отрабатываемого участка. На следующем этапе из множе- ства возможных вариантов исключается подмножество вариантов, которые по разным признакам (в том числе и по результатам интуитивного моде- лирования) не могут быть отнесены к оптимальным. После этого каждый вариант из подмножества оставшихся вариантов, проверяется на соответ- ствие формализованной экономико-математической модели, содержащей целевую функцию и ограничения. Из всех вариантов выбирается тот, у которого значение целевой функции имеет экстремальное значение. Воз- можно использование и многокритериальных экономико-математических моделей. 177 С помощью разработанного способа получены квазиоптимальные параметры технологической схемы, с помощью которой рекомендуется отработать исследуемый участок шахтного поля второго калийного гори- зонта третьего рудоуправления. Целевая функция формализованной эко- номико-математической модели оптимизационной задачи представляет собой алгебраическую сумму затрат на проведение и крепление подгото- вительных выработок, амортизационные отчисления на оборудование, электроэнергию, расходные материалы и фонд оплаты труда. Результаты исследований представлены таблицей 1. Показано, что для определенных участков шахтного поля второго горизонта третьего рудоуправления применение столбовой системы раз- работки со слоевой выемкой сильвинита (низкие лавы) обеспечивает луч- шие технико-экономические показатели, нежели применение столбовой селективной системы с использованием современных селективных ком- плексов. Этот вывод, в определенном смысле, противоречит распростра- ненному мнению о том, что современные селективные комплексы пре- имущественнее, отчасти, устаревших низких лав. Полученный нами вы- вод имеет объяснение, состоящее в том, что низкие лавы имеют меньшее количество оборудования и, соответственно, более низкие амортизацион- ные отчисления, меньшие затраты на электроэнергию. Кроме того, низкие лавы имеют относительно быструю скорость подвигания забоя и, следо- вательно, отработка панели осуществляется за меньший срок. Следует отметить, что преимущество одной технологической схе- мой над другой определяется горно-геологическими условиями, в которых предполагается их использовать. Поэтому центральным звеном сравнения различных технологических схем отработки участков шахтных полей яв- ляется моделирование горно-геологических характеристик месторожде- ния. Без использования таких моделей доказательства преимуществ одной технологической схемы над другой будет не достаточно обоснованным. На рис. 1 представлен интерфейс компьютерной модели «Геоло- гия», поясняющий алгоритм моделирования горно-геологических показа- телей участков шахтных полей применительно для рудников ОАО «Бела- руськалий». Концепция построения данной компьютерной модели была разработана одним из авторов настоящей статьи [2]. 178 Таблица 1. ТЭП отработки участка селективной и слоевой лавами Основные исходные данные Тип лавы селективная слоевая Норма амортизации 0,22 0,22 Длина лавы (м) 250 250 Длина столба лавы (м) 3000 3000 Ширина захвата (м) 0,8 0,8 Мощность вынимаемого пласта 2,80 1,05 Длина сбойки (м) 350 350 Количество сбоек (шт.) 20 20 Плотность породы 2,1 2,1 Число рабочих 19 26 З/п в месяц на одного рабочего 9 323 657 9 323 657 Затраты на проведение и крепление 1м выработ. (бел. руб.) 455000 455000 Стоимость оборудования (бел. руб.) 76 761, 55 млн. 140 346,8 млн. Моделируемые параметры Суммарная длина выработок (м) 19000 19000 Нагрузка на очистной забой 3080 3080 Количество циклов в день 3,00 7,00 Срок отработки панели (лет) 4,17 1,79 Вынимаемая горная масса из панели 3 087 000,00 3 087 000,00 Затраты на з/п 8 857 474 150 5 194 608 900 Фактич. потребл. мощность 1285,8 1765,8 Годовой расход эл. энергии 6943320 9535320 Затраты на эл энерг. 1 671 540 983 802 Уд. затраты расх. мат-ов на 1 т руды 712,605 712,605 Затраты на расходн. материалы 2 199 812 403 2 199 812 403 Затраты на амортизац отчисления 70 364 754 166 55 136 242 857 Затраты на провед. подгот. выработок 8 645 000 000 8 645 000 000 Суммарные затраты (руб.) 90 068 712 259 71 176 647 963 Отношение затрат 1,27 179 Рис. 1. Алгоритм расчета горно-геологических показателей участка шахтного поля с использованием компьютерной модели «Геология». Литература 1. Шпургалов, Ю.А. Компьютерное моделирование принятия решений в произ- водственных задачах: монография / Ю.А. Шпургалов. – Минск: БНТУ. 2009 г. – 217 с. 2. Шпургалов, Ю.А. Информационная математическая модель горно- геологических характеристик пластовых месторождений калийных солей: статья / Ю.А. Шпургалов. – Москва: Известия вузов, Геология, 2004г. - №3. 180 УДК 622.012:004.15 ОЦЕНКА РИСКА НАДЕЖНОСТИ КОНСТРУКЦИЙ ЭКСПЛУАТИРУЕМЫХ ОБЪЕКТОВ ГОРНОПРОМЫШЛЕННОГО ПРЕДПРИЯТИЯ Андреев Б.Н., Бровко Д.В., Хворост В.В. Криворожский национальный университет, г. Кривой Рог, Украина Выполнен анализ оценки риска состояния строительных объектов поверхности горнопромышленного комплекса по критерию снижения их несущей способности функционально связанного с вероятностью риска обрушения зданий и сооружений. С помощью предложенной методики может быть исследована количественная взаимосвязь между снижением «несущей способности» элементов зданий и со- оружений с «состояниями» строительных объектов. Аварийные ситуации на объектах поверхности горнопромышленно- го комплекса, вызванные запроектными воздействиями, в общем случае непредсказуемы и сводятся к локальным аварийным воздействиям на от- дельные конструкции одного здания: взрывы, пожары, карстовые провалы, дефекты конструкций и материалов, некомпетентная реконструкция (пе- репланировка) и т. п. случаи. Как правило, воздействие рассматриваемого типа приводит к мест- ным повреждениям несущих конструкций зданий. При этом в одних слу- чаях чрезвычайные ситуации этими первоначальными повреждениями и исчерпываются, а в других - несущие конструкции, сохранившиеся в пер- вый момент аварии, не выдерживают дополнительной нагрузки, ранее воспринимавшейся поврежденными элементами, и тоже разрушаются. Существующая нормативная база по управлению безопасностью строительных объектов не в полной мере справляется с возложенными на нее задачами, а норм, которые регламентируют риск аварии зданий, нет вообще. Использование в строительстве методики нормирования, осно- ванной на коэффициентах надежности, теоретически обеспечивает без- опасность строительных конструкций. Однако опыт эксплуатации кон- струкций показывает, что надежность является необходимым, но не доста- точным условием безопасности. Установлено, что в 80 % случаев причиной строительных аварий являются грубые человеческие ошибки, допускаемые при проектировании, изготовлении и монтаже несущих конструкций, которые при невыгодном сочетании с непредсказуемыми факторами природно-климатического и техногенного характера становятся причинами обрушений строящихся и уже построенных зданий и сооружений. Таким образом, формирование процедур и методик, позволяющих устанавливать степени конструкционной безопасности зданий с учетом риска, является весьма актуальной потребностью строительного комплек- 181 са. Механизмом практической реализации политики обеспечения безопас- ности строительных объектов должна стать система управления рисками на всех стадиях жизненного цикла здания и сооружения. Значительный износ существующих зданий и сооружений с боль- шим сроком эксплуатации, а также низкое качество строительных объек- тов, возведённых в стране за последние четверть века, являются причина- ми роста числа обрушений зданий и сооружений, нередко сопровождаю- щихся гибелью людей. В этой связи для повышения надёжности и без- опасности эксплуатации строительных объектов в последние годы разра- ботан целый ряд нормативных документов в области диагностирования, обследования и мониторинга технического состояния зданий и сооружений. Исторически задачи повышения безопасности зданий и сооружений при длительном их использовании решались по разным методологическим концепциям, сыгравшим, несомненно, свою положительную роль. Следует отметить, что ещё на рубеже 60-х - 70-х годов прошлого века усилия из- вестных специалистов [1] были направлены на научное обоснование прин- ципов задания уровня надёжности зданий и сооружений ещё на стадии их проектирования, что позволило в 80-х годах при переработке всех СНиПов по проектированию несущих элементов (строительных конструкций и грунтовых оснований) зданий и сооружений ввести соответствующие ко- эффициенты «запаса» (по надёжности, условиям работы, по материалу и т. п.), которые заложены во всех СНиПах по проектированию и в настоя- щее время. Однако подобный методологический подход не позволяет оце- нивать фактическую надёжность несущих элементов и в целом зданий и сооружений на стадии их эксплуатации, поскольку в классической теории [1, 2] надёжность любого объекта должна оцениваться вероятностью того, что объект на заданный момент окажется в каком-то заданном состоянии. Невозможность решения подобных задач оценивания надёжности приме- нительно к таким объектам, как эксплуатируемые здания и сооружения, в частотности, обусловлена была тем, что в нормативной базе не была ре- гламентирована классификация состояний строительных объектов и их несущих элементов, которая впервые в нашей стране была представлена в 1998 году [3]. Однако даже введение этой классификации не позволяет оценивать надёжность эксплуатируемых строительных объектов по пока- зателю вероятности того, что объект в данное время (или через какое-то время) окажется в каком-то конкретном состоянии (например, в «работо- способном», «ограниченно работоспособном», или в каком-то другом со- стоянии), поскольку на практике для распознавания (идентификации) это- го состояния нам никогда не хватает информации, которая должна вво- диться в расчётные зависимости для вычисления вероятности очень слож- 182 ного события, каковым является конкретное «техническое состояние» строительных объектов. Понимание этого факта привело к необходимости развития другого методологического направления по обеспечению безопасности эксплуата- ции строительных объектов, а именно к разработке научных основ техни- ческого диагностирования состояния несущих элементов зданий и соору- жений. Вместе с тем эта классификация состояний зданий и сооружений далека от совершенства, так как на практике при проведении обследований состояния строительных объектов она не позволяет с достаточной степе- нью объективности настолько точно оценивать расчётным путём «несу- щую способность» элементов строительных объектов, чтобы однозначно и обоснованно идентифицировать переход несущих элементов зданий и сооружений из одного состояния в другое. Неразрешимой на современном этапе всё равно остаётся проблема объективного оценивания состояния эксплуатируемых зданий и сооруже- ний по критериям несущей способности их элементов, которую всегда желательно определять не расчётно-теоретическими методами, как это предписывается нормативными документами [3], а аппаратурными спосо- бами. Вместе с тем сложность данной проблемы носит, по крайней мере, двоякий характер. Во-первых, при статических режимах загружения зданий и со- оружений выявить фактическую «несущую способность» элементов экс- плуатируемых строительных объектов (грунтового основания и конструк- ций) в лучшем случае удаётся лишь тогда, если на стадии строительства объекта установлены тензодатчики в грунтовое основание и в несущие строительные конструкции, регистрирующие в них фактические напряже- ния. Но нормативно это сегодня не предписывается. Для промышленных зданий и сооружений, диагностирование состояния которых выполняется периодическими их обследованиями в соответствии с [3], мы можем с помощью средств неразрушающих методов контроля (НМК) определять лишь фактическую прочность материала конструкций. Переход же от прочности материала конструкций R к их «несущей способности» ( нсP ) сегодня осуществляется лишь расчётно-теоретическими методами по пра- вилам строительной механики и сопротивления материалов. В то же время специалистам известно, что такой переход,  ,нсR P (1) при сложных конструктивных схемах современных строительных объек- тов всегда сопряжён со значительными неточностями и неопределённо- 183 стями даже при использовании современных численных методов расчёта, например, в виде метода конечных элементов (МКЭ). Связано это, прежде всего, с тем, что параметр R следовало бы определять в значительном числе точек (расчётных сечений) строительных конструкций, к которым в эксплуатируемых зданиях и сооружениях зачастую нет доступа приборами НМК из-за наличия облицовочных отделочных покрытий как внутри зда- ний, так и по их фасадам. Кроме того определение прочности материала (бетона) железобетонных конструкций (ЖБК) с помощью доступных средств НМК сегодня ограничивается толщинами до 60 см. Что же касается грунтовых оснований, то доступа к ним под эксплу- атируемыми зданиями и сооружениями вообще нет, и определить сопро- тивление (прочность) грунтов R под эксплуатируемым строительным объектом, как правило, практически не возможно. Во-вторых, оценивание состояний зданий и сооружений по крите- рию «несущей способности» в соответствии с [3] методически может быть осуществимо, если было бы возможно измерить те фактические нагрузки (хотя бы статические) ФP которые испытывают грунтовые основания и конструкции эксплуатируемых зданий и сооружений. Как известно, на стадии проектирования строительных объектов расчётным путём опреде- ляют предельные (критические) нагрузки крP которые могут выдержать те или иные здания и сооружения. Тогда на стадии их эксплуатации оце- нивание состояния их несущих элементов (грунтового основания и кон- струкций) можно было бы выполнять по известному правилу строитель- ной механики, что несущая способность обеспечена при условии: ,ф крР Р (2) Однако, как можно измерить (каким динамометром) фактический вес здания, передаваемый на грунтовое основание? Поскольку параметр ФP в этом случае (по аппаратурным данным) неизвестен, то алгоритм оценивания по критерию его «несущей способности» (2) оказывается не- реализуемым. Вследствие этого, как на стадии проектирования, так и на стадии эксплуатации строительных объектов, параметр ФP в (2) для всех несущих элементов (грунтового основания и конструкций) определяется расчётным путём (по известной процедуре сбора нагрузок). Вместе с тем процедура сбора нагрузок (ввиду её трудоёмкости и неточности) на прак- 184 тике всегда выполняется с «запасом», и поэтому расчётное значение нагрузок как правило, превосходит фактическое значение нагрузок.   , р ф фP P (3) а фактическое значение нагрузок ФP остается неизвестным. Таким образом, алгоритм диагностирования состояния зданий и со- оружений по критерию их «несущей способности» (2) оказывается нереа- лизуемым. Кроме того, практика показывает, что не исключены ошибки в расчётах параметра   р фP когда он оказывается заниженным в сравне- нии с фактическими нагрузками что при использовании алгоритма (2) даёт вообще неадекватные оценки о состоянии объекта, приводящие к обруше- ниям зданий и сооружений, когда при их проектировании или обследова- нии на стадии эксплуатации вместо алгоритма (2) фактически оказывается ситуация:   , р ф ф крP P P  (4) Анализ причин большинства обрушений зданий и сооружений сви- детельствует о том, что основной причиной этих обрушений является си- туация (4) ввиду незнания фактических нагрузок (или трудно прогнозиру- емых). В случае воздействия на здания и сооружения динамических (и в особенности случайных динамических) нагрузок ситуация лишь ещё больше усугубляется (при воздействии ветровых и сейсмических нагрузок, технологических нагрузок и т. п.). В этой связи представляется актуальным для оценивания надёжно- сти эксплуатируемых зданий и сооружений использовать теорию рисков возникновения опасных и аварийных ситуаций. Вместе с тем для несущих элементов строительных объектов применение этой теории находится в зачаточном состоянии. В этой связи в данной области имеется весьма ограниченное число публикаций, например, свидетельствующее о целесо- образности исследования применимости теории рисков к технической диагностике строительных объектов. На процесс зарождения и развития риска оказывает свое влияние многообразие факторов и условий (рис. 1). Приведенная схема позволяет выделить целый ряд первопричин риска: отказы в работе узлов и оборудо- вания вследствие их конструктивных недостатков, плохого технического изготовления или нарушения правил технического обслуживания; откло- нения от нормальных условий эксплуатации; ошибки персонала; внешние воздействия и пр. 185 Рис. 1. Функциональная модель развития риска промышленного объекта Вследствие возможности возникновения указанных причин опасные промышленные объекты постоянно находятся в неустойчивом состоянии, которое по отношению к безопасности производства становится особенно критичным при возникновении аварийных ситуаций на объектах. Обычно аварии предшествует накопление дефектов или отклонения от нормального хода процессов. Эта фаза может длиться минуты, сутки или даже годы. Сами по себе дефекты или отклонения еще не приводят к аварии, но их накопление увеличивает риск ее возникновения. В процессе 186 эксплуатации объекта, как правило, выпадает эта фаза из-за невнимания к регламенту или недостатка информации о работе объекта. На следующей фазе происходит неожиданное событие, которое существенно меняет си- туацию. Попытки восстановить нормальный ход технологического про- цесса, не обладая полной информацией, зачастую только усугубляют раз- витие аварии. Наконец наступает последняя фаза – авария. Если оценивать риск возникновения опасной и (или) аварийной си- туации с эксплуатируемым строительным объектом по вероятности Р раз- рушения (выхода из строя) одного из несущих элементов объекта, влеку- щего за собой разрушение данного объекта (здания, сооружения) или не- возможность выполнения им возложенных на него функций. При этом предполагается, что возникновение опасной и аварийной ситуации являет- ся следствием снижения несущей способности ( нсP ) несущих элементов строительного объекта. Также предполагается, что на стадии проектирова- ния объекта для всех его несущих элементов (грунтового основания и конструкций) была задана расчётная (требуемая) несущая способность [ нсP ]. Длительная эксплуатация объекта со временем приводит к сниже- нию несущей способности (по разным причинам) его элементов на неко- торые величины (  нсP ) так, что фактическая несущая способность ( нсP ) элементов объекта становиться равной:      ,нс нс нсфP P P  (5) Далее вводим коэффициент снижения несущей способности  ко- торый определяем:     нс нс ф P P  . (6) Тогда      при 0 , 1 нс нс нс ф P P P          (7)    при 0 0нс нс фP P         . (8) 187 Т. е. коэффициент  может изменяться в пределах:  1, .  (9) Очевидно, что при возрастании показателя  (при снижении несу- щей способности элементов объекта ( нсP )ф) вероятность разрушения объ- екта, как показателя риска возникновения опасной и аварийной ситуации, возрастает. Следовательно, в принципе существует некоторая зависимость вероятности обрушения строительного объекта Р от показателя снижения несущей способности его элементов  (5) - (9):  P P  . (10) При этом с возрастанием  1,  вероятность разрушения объекта Р возрастает от 0 до 1:    0.1P   . (11) Можно себе представить ситуацию, когда показатель  может быть и меньше 1. Такое бывает в том случае, если    нс нсфP P , (12) это на практике означает - строительный объект построен с запасом по несущей способности, что в практике проектирования строительных объектов (в [2] и в СНиПах) регламентируется соответствующими коэф- фициентами  надёжности, условий работы и т. п.:     1нс ф нс P P    , (13) С этой точки зрения коэффициенты надёжности (запаса)  являют- ся обратными по отношению к показателю  . В теории рисков принято, что зависимости типа (10) должны зада- ваться на основе большой статистики по опыту эксплуатации объектов- аналогов или на основе экспертных оценок. Зададим графическую форму зависимости (10), представленную на рис. 2 кривой А-В-С-Д. Логика её построения заключается в следующем. 188 Для случая, когда имеются запасы по несущей способности строи- тельного объекта и 1 , вероятность обрушения объекта P , очевидно, следует принимать равной нулю (точка А на рис. 2). При снижении несущей способности элементов объекта  нсP на 10%, когда 1,1 оценивают вероятность обрушения строительного объекта, равной 0.85P  (точка С на рис. 2). Рис. 2. График вероятности обрушения строительного объекта Для придания зависимости (10) графической формы, близкой к па- раболе, между точками А и С появляется точка В с вероятностью обруше- ния объекта 0.50P  , что соответствует снижению несущей способно- сти элементов  нсP на 7.6% или 1,076 При этом результаты вполне согласуются с погрешностью расчётов фактической несущей способности элементов эксплуатируемых зданий и сооружений при их обследовании в соответствии с обязательными требо- ваниями по [1-3]. Точка Д (см. рис. 2) получается автоматически по результатам по- строения зависимости (10) по точкам А, В, С в виде гладкой параболы. Если принять, что графическое построение зависимости (10) по вы- ше рассмотренным точкам А, Б, С, Д является достаточно логичным и обоснованным, то можно выполнить аппроксимацию этой зависимости как параболической функции вида: 189 BP A C   , (14) в которой должны быть аппроксимированы параметры «А», «В», «С» с максимальным приближением зависимости (14) к графику функции (10), построенной по точкам А-В-С-Д (см. рис. 2). Результат аппроксимации в диапазоне изменения показателя 1 2  , дает следующее аналитиче- ское выражение для функции (14) 6 1P    , (15) Как следует из рис. 2, функция (15), проходящая через точки А, В ' , С ' , Д ' , достаточно близка по своей графической форме к графику, по- строенному по точкам А-В-С-Д. Таким образом, использование зависимости (10) в виде (15) позво- ляет оценивать состояние строительных объектов по критерию снижения их несущей способности функционально связанного с вероятностью риска обрушения зданий и сооружений. Очевидно, что использование показателя рисков опасных и ава- рийных ситуаций вполне оправдан для очень ответственных объектов горнопромышленного комплекса, аварии на которых потенциально опасны по своим последствиям для людей и окружающей среды. Целесообразность использования показателя (10), (11), (15) дикту- ется и тем, что с его помощью может быть в дальнейшем обоснованно задана количественная взаимосвязь между снижением «несущей способ- ности» элементов зданий и сооружений с «состояниями» строительных объектов, регламентируемыми в [3] лишь на качественном уровне, что на практике снижает объективность оценки фактического состояния эксплуа- тируемых зданий и сооружений при ситуациях (1), (4). Поэтому дальней- шие исследования по применению теории рисков могут дать существенный эффект в повышении надёжности эксплуатируемых зданий и сооружений. Литература 1. Болотин В.В. Применение методов теории вероятностей и теории надёжности в расчётах сооружений. М.: Стройиздат, 1971. 255 с. 2. ДБН В.1.2-14-2009. Загальні принципи забезпечення надійності та конструктив- ної безпеки будівель, споруд, будівельних конструкцій та основ. К. 2009. 45 с 3. НПАОП 45.2-1.01-98 Правила обстежень, оцінки технічного стану та паспорти- зації виробничих будівель і споруд. К. 1998. 26 с. 190 УДК 622.831 ПРЕДПОСЫЛКИ ФОРМИРОВАНИЯ ВЫВАЛОВ ПОРОД КРОВЛИ В ОЧИСТНЫХ ЗАБОЯХ ГЛУБОКИХ ШАХТ Белогуб О.Ю. Донецкий национальный технический университет В статье представлены результаты анализа формирования вывалов пород кровли в очистных забоях глубоких шахт на основании замеров куполов вывалов при раз- личных литологических составах пород кровли. Также представлены результаты математического моделирования процесса формирования вывала в очистном забое в программном комплексе «Solidworks» при управлении кровлей полным об- рушением и при оставлении опор в выработанном пространстве лавы. Изменение поля статических напряжений в массиве пород вокруг очистной выработки заключается в деформировании окружающих пород. В первую очередь на контуре выработанного пространства и в окружаю- щем массиве пород происходят упругие смещения. В некоторых случаях указанными упругими смещениями процессы деформирования массива пород и исчерпываются. Однако это может иметь место только при очень крепких породах и высокой степени монолитности массива. Гораздо чаще в выработанном пространстве вслед за упругими смещениями пород кров- ли развиваются неупругие деформации и происходят локальные разруше- ния пород кровли. Этому способствует развитие в окружающем массиве зон концентрации как сжимающих, так и растягивающих напряжений. В процессы деформирования привлекаются большие объемы пород, а вслед- ствие этого − проявляются неоднородности низких порядков, по поверх- ностям которых массив наиболее ослаблен. В результате этого в очистных забоях развиваются вывалы пород кровли. В условиях залегания в основной кровле пласта мощных и доста- точно прочных пород, которые зависая на большой площади, пригружают приконтурную часть пласта. При этом над опорным контуром пласта про- исходит интенсивное деформирование непосредственной кровли с раскры- тием структурно-литологических трещин. Неудовлетворительное состоя- ние слабой вывалоопасной кровли в значительной степени усиливается наличием в горном массиве разных пликативных, дизъюнктивных нару- шений, и особенно, соотношением мощностей и прочностных характери- стик литологических отдельностей пород кровли, которые тяжело подда- ются прогнозированию и предварительному выявлению. Вывалы пород непосредственной кровли в призабойное пространство приводят к значи- тельным материальным затратам на ликвидацию их последствий и суще- ственно снижают безопасность работ в лаве. По мнению авторов [1] факт разрушения пород на опорном контуре означает, что действующие на ее контуре максимальные напряжения σмах 191 достигли или превысили предел прочности массива на объемное трехосное сжатие. Разрушение кровли − явный признак того, что в массиве макси- мальными по величине являются горизонтальные напряжения, т.е., что исходное напряженное состояние является гравитационно-тектоническим. Коэффициент концентрации вертикальных напряжений мало отличается от единицы, в то время как коэффициент концентрации горизонтальных напряжений на границе слоев различных литологических разностей дости- гает десяти [2]. Автором было исследовано поведение пород кровли очистных забо- ев ОП «Шахты «Стаханова» ГП «Красноармейскуголь». При первичной посадке пород основной кровли на расстоянии 210 м от разрезной печи на протяжении 30 м подвигания лавы происходили заколы в кровле очистно- го забоя и наблюдалась интенсификация вывалов непосредственной кров- ли в центральной части лавы. Высота купола этих вывалов составляла от 0,6 м до 1,6 м, а размер полостей вывалов разуплотненного песчаника на отдельных участках лавы достигал 1 м. Анализ геологических разрезов по длине очистного забоя 1-й север- ной лавы группового уклона пласта l1 ОП «Шахты «Стаханова» показал, что максимальные вывалы были зафиксированы в момент первичной по- садки основной кровли, а также периодических посадок, при максималь- ном приближения песчаника основной кровли к пласту, а также в местах изгиба угольного пласта (и пород кровли) в синклинальную складку (рис. 1). Рис. 1 − Распределение зон вывалов по площади выемочного поля 1-й северной лавы пласта l1 ОП «Шахты «Стаханова» На геологическом паспорте лавы (рис. 1) синим цветом показаны зоны вывалов пород кровли и их корреляция с максимальным приближе- 192 нием песчаника основной кровли к угольному пласту, т.е. изменением литологии пород кровли (полным выклиниванием сланца непосредствен- ной кровли). В программном комплексе «Solidworks» была создана трехмерная модель (рис. 2) участка очистного забоя для проведения инженерного ана- лиза на прочность пород кровли над опорным контуром лавы и выявления напряжений, впоследствии приводящих к образованию вывала. Модель выполнена для условий 1-й северной лавы группового уклона пласта l1 ОП «Шахты «Стаханова». Длина лавы составляла 280 м. Промышленные запасы – 569 тыс. т. Способ управления кровлей  полное обрушение. Угольный пласт l1 на участке ведения очистных работ имел сложное стро- ение в составе двух угольных пачек и одного разделяющего породного прослоя, представленного глинистым сланцем мощностью от 0,04 до 0,10 м. Угольные пачки аналогичны по характеристике и представлены углем блестящим, тонко-полосчатым, с единичными включениями пирита в виде линз, с тонкими линзами фюзена, вязким. Мощность верхней угольной пачки колебалась от 0,88 м до 1,0 м, мощность нижней от 0,20 м до 0,29 м, прочность σсж=15 МПа. Общая мощность пласта в пределах вые- мочного поля составляла от 1,18 м до 1,34 м, при средней  1,25 м. Непо- средственная кровля представлена глинистым сланцем темно-серым, слои- стым, неустойчивым – Б2, с плоскостями притирания, мощностью до 1,6 м. Основная кровля представлена песчаником l1Sl2 от мелкозернистого до среднезернистого, кварцево-полевошпатового, слоистого, водоносного, выбросоопасного мощностью от 6,4 м до 12,2 м (в отдельных интервалах выступал непосредственной кровлей). На модели представлен очистной забой (вид сбоку), причем смоде- лированы вертикальные и горизонтальные нагрузки на массив, а также отпор секций крепи (рис. 2, а), а также отпор стоек в выработанном про- странстве (рис. 2, б). Размеры модели составили 18X12 X25 м. а) б) Рис. 2. Модель участка очистного забоя с указанием приложенных нагрузок 193 Расчетный редактор «COSMOSXpress» позволяет получить резуль- таты на основе линейного статического анализа, исходя из того, что мате- риал предполагается изотропным. Линейный статический анализ предпо- лагает, что: поведение материала линейно и соответствует закону Гука, вызываемые смещения эквивалентно малы для того, чтобы игнорировать изменения в жесткости вследствие приложенной нагрузки, и нагрузки применяются медленно, чтобы игнорировать динамические эффекты. Выполнив расчет, были получены две модели распределения разруше- ний над опорным контуром лавы (рис. 3), при различных способах управления кровлей. Причем, в первом случае (рис. 3,а) разрушение пород кровли проис- ходило как над опорным контуром, формируя полость вывала в лаве, так и на верней границе слоя пород кровли, приводя к зарождению трещины. а) б) Рис. 3. Модель распределения зон разрушений над опорным контуром лавы при условии: а) управления кровли полным обрушением; б) оставлении опор в выработанном пространстве Программный комплекс «Solidworks» рассчитывает напряжения по Мизесу. Теория утверждает, что пластичный материал начинает повре- ждаться в местах, где напряжение по Мизесу становится равным предель- ному напряжению. В большинстве случаев, предел текучести используется в качестве предельного напряжения. Однако, программа позволяет исполь- зовать предельное растяжение или задавать свое собственное предельное напряжение, поэтому в местах, где напряжение по Мизесу становится равным предельному напряжению на растяжение, мы наблюдаем разрушение. Причем контур касательных напряжений в породе описывает контур полости вывала. А в случае (рис.3,б) оставления опор в выработанном пространстве, мы получаем значительно меньшую зону разрушения, причем только над опорным контуром. Кустовая армированная крепь [3], как способ оставле- ния опор в выработанном пространстве, работает в качестве частичной закладки выработанного пространства. А при частичной закладке, как из- вестно, породы кровли существенно устойчивее. 194 а) б) Рис. 4. Модель распределения напряжений по Мизесу над опорным контуром лавы при условии: а) управления кровли полным обрушением; б) оставлении опор в выработанном пространстве Ранее автором [4] было установлено, что на вывалообразование в большей степени влияют: эффективная поверхностная энергия пород кровли, скорость подвигания очистного забоя, долговечность пород кров- ли при обнажении, наличие зон ПГД в выемочном поле лавы, наличие в кровле пласта естественной плоскости расслоения в виде слоев угля или резкого контакта слоев пород различных литологических разностей, ори- ентирование естественной системы трещин в направлении забоя, измене- ние литологии пород кровли над забоем. А влияние увеличения поддержи- ваемой консоли пород кровли на характер вывалообразования требует дальнейшего изучения. 195 Расчет показывает (рис. 4), что при управлении кровлей полным об- рушением величина напряжений составляет 133 МПа, что значительно превышает предел прочности пород и соответственно приводит к их раз- рушению и вывалу в сторону свободной поверхности, т.е. в рабочее про- странство лавы. При поддержании консоли пород кровли на расстоянии 5 м за секциями крепи величина напряжений снижается до 95 МПа, что дает основание полагать, что поддержание консоли на большую длину поз- волит существенно снизить напряжения в массиве впереди очистного забоя. Литература 1. Рязанцев Н. А. О чем свидетельствует наличие вывалов в кровле и пучение почвы в выработках ОП «Шахта «Стаханова» /Н.А. Рязанцев, А.Н Рязанцев., Н.А Рязанцева. // Зб. матеріалів регіональної наук.-практ. конф. «Проблеми гірни- чої технології», КІІ ДонНТУ, 30 лист.2012 р. – Донецьк: ООО «Цифровая типогра- фия», 2012. – с.42-45. 2. Хозяйкіна Н. В. Закономірності зміни граничного напруженого стану у складно структурній покрівлі лав положистих вігульних пластів. Автореферат на здобуття наук. ступеня канд. техн. Наук /Н.В.Хозяйкіна – Дніпропетровськ, 2004.− 18 с. 3. Пат. № 75593 UA, МПК Е21D 15/00 (2012.01). Кущове армоване кріплення / Г. І. Соловйов, О. Ю. Білогуб, С. В. Чуяшенко, А. Л. Касьяненко; заявник і патен- товласник ДонНТУ. – u 2012 05417; заявл. 03.05.2012; опубл. 10.12.2012, Бюл. № 23. – 4 с.: іл. 4. Белогуб О. Ю. Критерій вивалонебезпечності порід покрівлі очисних вибоїв глибоких шахт // О. Ю. Белогуб, Г. И. Соловьев, Я. О. Ляшок // Зб. матеріалів V регіональної наук.-практ. конф. «Дні науки-2013», 23.05.2013. – Красноармійськ: КІІ ДонНТУ, 2013 р. Т.1. – с. 52-55. УДК 553.973 ВЛИЯНИЕ ПРОЦЕССОВ ЗАИЛЕНИЯ ВОДОЕМОВ НА ЗАПАСЫ И КАЧЕСТВО ОЗЕРНЫХ ВОД БЕЛАРУСИ Курзо Б.В., Гайдукевич О.М. ГНУ «Институт природопользования НАН Беларуси» Исследования показывают, что заиленность озер Беларуси составляет в среднем 50 %. Около 20 % озер утратили высокий природно-ресурсный потенциал в результате заболачивания, заиления и загрязнения вод под влиянием интенсивной хозяйственной деятельности на водосборе. Более 2 тыс. малых озер перекрыты торфом и прекра- тили свое существование. В результате прогрессирующих процессов природного и антропогенного эвтрофирования растет общая минерализация водной массы озер, увеличивается концентрация в воде сульфатов, хлоридов и общего фосфора. Углуб- ление озер при добыче сапропеля улучшает водный баланс и качество воды водое- мов, создает условия для рекреации населения и расширения рыбоводства. На территории Беларуси распространены небольшие и неглубокие озера. Около 75 % из них имеют площадь менее 0,1 км2 и относятся к чис- лу старичных (речных) [1]. Объем воды в озерах республики составляет 196 около 6 км3. Основные водные ресурсы (около 22 % объема) сосредоточе- ны в озерах площадью 1–5 км2. Озера Беларуси обладают богатыми природными ресурсами – вод- ными, биологическими, минеральными, рекреационными и энергетиче- скими, запасы которых определяют хозяйственное использование озер. Преобладающим видом хозяйственного использования озер республики является рыбное хозяйство – 92 % общего числа озер. В качестве водо- источников используется около половины озер, для рекреации – более 30 % общего количества, в гидромелиоративных целях – 9 % озерного фонда [2]. Многолетние иссследования позволили определить приоритетные показатели для оценки качества воды и разделить озера Беларуси на 3 группы (табл. 1). Таблица 1 - Критерии качества воды озер Беларуси [3] Показатели Группы и пределы колебаний I II III Прозрачность, м 3–5 1,0–2,9 менее 1,0 Цветность, град. менее 20 21–80 более 80 Перманганатная окисляемость, мг О/л 2–5 5,1–10 более 10 БПК5, мг О2/л 1–3 3,1–5 более 5 Содержание кислорода, % 80–100 60–80, 100–110 менее 60 более 110 РО4 3–, мг Р/л 0,001–0,01 0,011–0,05 более 0,05 NH4 +, мг N/л 0,01–0,1 0,11–0,7 более 0,7 NO2, мг N/л отсутствие 0,001–0,01 более 0,01 Биомасса фитопланктона, г/м3 1–5 5,1–10 более 10 Соотношение биомассы фито- и зоопланктона 1:1 5:1 10:1 и более К I группе относится около 10 % озер. Они имеют замедленный во- дообмен, значительные глубины, большой объем воды и относятся к типу мезотрофных. Озера характеризуются водой высокого качества, которая используется для хозяйственно-питьевого водоснабжения, для технологи- ческих нужд, разведения ценных пород рыб. Во II группу входит подавляющее большинство (около 70 %) озер Беларуси. Озера отличаются разной степенью трофности, однако преобла- дают эвтрофные. Вода относится к классам «слабо и умеренно загрязнен- ной», исключается из питьевого водоснабжения и пригодна с некоторыми ограничениями для рыболовства и рыбоводства, рекреации, хозяйственно-бытового, сельскохозяйственного и промышленного потреб- 197 ления, орошения и обводнения. На мелководных озерах ведется добыча сапропеля. III группа озер (около 20 %) утратила высокий природно-ресурсный потенциал в результате заболачивания, заиления, загрязнения и истощения вод под влиянием интенсивной хозяйственной деятельности на водосборе, имеет водную массу низкого качества. Водопользование на озерах данной группы ограничивается промышленным и сельскохозяйственных водопо- треблением для орошения технических культур и пастбищ, развития вод- номоторных видов спорта, добычи сапропеля, гидробионтов. Данные озера могут использоваться в качестве водоприемников мелиоративной сети и подлежать рекультивации. Увеличение биологической продуктивности озер под воздействием природных и антропогенных факторов приводит к усилению темпов седи- ментации органического вещества и быстрому обмелению озер. Рассчи- танная скорость прироста озерных осадков в доиндустриальное время составляла в среднем от 0,4 мм в год в мезотрофных озерах, до 1,4 мм в год в эвтрофных [4]. За 13 тыс. лет – время, прошедшее после таяния по- следнего ледникового покрова, объем накопившегося в озерах Беларуси сапропеля составил более 4 млрд м3. В настоящее время озерные котловины примерно наполовину заполнены сапропелем. Исследования показывают, что озерность территории Беларуси в начале голоцена (более 10 тыс. лет назад) была гораздо выше, чем на со- временном этапе, особенно в центральных областях (рис. 1). Рис. 1. Сопоставление современной и раннеголоценовой озерности Беларуси 198 Наиболее массово полное заиление сапропелем, заторфовывание водной поверхности и отмирание водоемов на озерно-болотных комплек- сах происходило в конце бореального–первой половине атлантического времени, в течение которого прекратило существование почти 2 тыс. озер или 50 % существовавших в то время водоемов. На севере республики – в Поозерье, до границы последнего оледе- нения, проходящей в основном в пределах линейного участка номер 45, относительная концентрация сапропеля в современных озерах заметно выше, чем в перекрытых торфом залежах озерных отложений (рис. 2). Такая же тенденция наблюдается на самом юге Полесья. На остальной территории имеет место повышенная плотность сапропеля под торфом, нежели в открытых озерах, что связано с широким развитием здесь в про- шлом сапропелепродуктивных озер. Рис. 2. Плотность ресурсов сапропеля Беларуси на единицу площади Исследования современных озерных осадков, депонирующих ан- тропогенные загрязнения показывают, что приоритетными загрязнителями водных объектов Беларуси являются тяжелые металлы, радионуклиды и биогенные элементы, главным образом, фосфор. Аналитический контроль данных веществ хорошо разработан методически. Для оценки интенсивно- сти миграции элементов в пространстве и времени они выражаются в виде 199 относительных показателей их содержания в современном слое по отно- шению к слою, принимаемому за фоновый. Геохимический фон для озер- ных отложений - это средняя величина содержания химических элементов в интервале осадков, где с большой надежностью можно предположить отсутствие антропогенных источников их поступления. В озерных осадках за геохимический фон микроэлементов принимаются техногенно ненару- шенные глубинные слои. Разработана специальная методика и предложен метод контроля состояния озер по донным отложениям, позволяющий оце- нить и наглядно представить особенности процессов эвтрофирования и за- грязнения тяжелыми металлами, радионуклидами и другими поллютантами экосистем современных водоемов. Седиментологический подход позволяет проследить распределение загрязняющих и эвтрофирующих элементов в экосистемах репрезентативных озер во времени и пространстве, проводить зонирование акватории по степени данных видов воздействия. На рис. 3 представлено распределение параметра степени эвтрофирования (Кэвтр.) по площади оз. Нарочь. Большая часть акватории озера характеризуется незна- чительной степенью эвтрофирования (Кэвтр.<1). Зоны высокой степени эв- трофирования приурочены к западной и юго-западной частям озера. Рис. 3. Распределение степени эвтрофирования (Кэвтр.) по акватории оз. Нарочь С учетом общей закономерности распределения загрязнений и эв- трофирующих веществ в сапропеле отдельных озер, появляется возмож- ность оценивать региональный уровень их накопления в осадках с учетом природной обстановки. Преимущества данного метода контроля экологи- 200 ческого состояния озер по донным осадкам позволяют рекомендовать его для системы мониторинга озерных водоемов. Особую роль в интенсификации антропогенного эвтрофирования озер играют биогенные элементы, и прежде всего фосфор, содержание которого в воде и в донных отложениях определяется природой основных источников его поступления в водоем, активностью биологических про- цессов, участвующих в трансформации соединений фосфора, а также ско- ростью осадконакопления. Рассчитанные на замкнутые водораздельные (озера Слобода и Де- менец) и глубокие с залесенными водосборами озера нагрузки по фосфору минимальны и составляют 0,05–0,08 г/м2 площади акватории. Фосфор в такие озера поступает на 54–96 % с атмосферными осадками. В озера, имеющие проточность и связь с обширными водосборами, основной при- внос фосфора идет с поверхностными стоками (озера Деменец, Ореховно). Особое внимание обращают на себя водоемы, имеющие на своих водосбо- рах локальные источники загрязнения – 92% фосфора в озеро Мено и 28 % в озеро Волчо поступает с животноводческих ферм. Содержание фосфора в современных осадках изучаемых водоемов колеблется в интервале 0,1–1,3% на сухое вещество (СВ). При сопоставле- нии количественного содержания фосфора в донных отложениях этих озер наблюдается влияние различий поступающего с водосбора вещества, а также проточности водоема. Внешняя нагрузка на слабопроточные озера Слобода и Деменец не велика, поступление фосфора в осадки минимально (0,1–0,3%) и характеризуется равномерным распределением его по разре- зам залежей. Максимальные количества зафиксированы в наиболее про- точном озере Мено – до 1,3 % на СВ. Особенно информативно содержание фосфора в современных осадках, выраженное через коэффициент концен- трации (табл. 2). В сапропелях слабопроточных озер, на водосборах кото- рых отсутствуют животноводческие комплексы и пашня (оз. Слобода и Деменец) коэффициенты концентрации фосфора низки и составляют 1–1,3. В современных осадках озер, испытывающих воздействие в основ- ном земледелия (рассеянные источники), отмечается возрастание содер- жания фосфора, которое в среднем составляет 0,27–0,44 % на СВ, а коэф- фициент концентрации в верхнем слое увеличивается до 1,6. Резкое повы- шение уровня трофии вод озер, испытывающих прямое воздействие жи- вотноводческих комплексов, ведет к заметному концентрированию соеди- нений фосфора в верхних 0,1 м осадка. Коэффициент концентрации здесь составляет 2,6-2,7. В исследованных осадках преобладают минеральные формы фосфора (70-92 %), причем усиление их относительного накопле- ния отмечается с ростом антропогенного влияния. 201 Таблица 2 - Содержание соединений фосфора и коэффициент концентрации (k) в поверхностных слоях современных осадков озер Поозерья, % СВ Название озера, Глубина отбора, м Р2О5 общ. Р2О5 минер. % минер. от обще- го ОВ k Слобода 0–0,1 0,16 0,14 87,5 90,8 1,3 0,1–0,5 0,12 0,09 81,8 94,7 Деменец 0–0,1 0,23 0,16 70,0 56,5 1,0 0,1–0,3 0,23 0,16 70,0 62,0 Волчо* 0–0,1 0,27 0,22 81,5 17,5 1,6 0,1–0,4 0,17 0,13 76,5 21,3 Ореховно* 0–0,1 0,44 0,37 84,1 25,5 1,6 0,1–0,4 0,27 0,20 75,3 22,2 Мено** 0–0,1 0,62 0,44 71,0 53,1 2,7 0,1–0,5 0,23 0,16 69,5 49,6 Любачи** 0–0,1 1,42 1,3 91,5 56,3 2,6 0,1–0,7 0,54 0,41 75,9 67,3 Примечания: * – влияние земледелия; ** – влияние животноводческих стоков Сосредоточение биогенных веществ в осадках озер, подверженных антропогенному влиянию в результате стока с объектов сельскохозяй- ственного производства, селитебных и рекреационных территорий много- кратно возрастает, что ведет к увеличению внутренней нагрузки [4]. Работы по очистке озер от сапропеля и использования добытого ми- нерального сырья для выпуска различной продукции сельскохозяйствен- ного, промышленного и бальнеологического назначения проводятся в Беларуси начиная с 1975 г. Особенно активно добыча сапропеля велась в конце 80-х гг. прошлого века. В 1990 г. объем заготовки сапропеля состав- лил 1,5 млн. т в пересчете на условную 60 %-ную влагу. Добычу сапропеля проводили на 42 озерах и 13 торфоучастках. Общий объем добытого из озер и торфяных месторождений сапропеля оценивается почти в 34 млн. м3, что составляет около 1 % имеющихся в республике ресурсов. В насто- ящее время действует 6 объектов, объем добычи сапропеля на торфяных месторождениях превышает объем его извлечения из озер. В результате дноуглубительных работ происходит омоложение за- иленных озер с увеличением в них запасов пресной воды. Если принять объем водной массы во всех озерах за 6 млрд. м3, то добыча сапропеля позволила увеличить его на 0,6 %. Дополнительный объем пресной воды на месте изъятого сапропеля сопоставим с объемом всех построенных прудов в Брестской, Витебской и Гомельской областях. 202 Для оценки процессов трансформации озерных экосистем под воз- действием работ по извлечению сапропеля проводили регулярные наблю- дения за ходом гидрологических, гидрохимических и гидробиологических показателей на малых озерах в течение ряда лет. Для выявления изменений качества воды использовали систему ранговых показателей [5]. Во многих заиленных озерах отмечается улучшение экологического состояния, выра- жающееся в повышении ранга качества воды после добычи сапропеля по сравнению с первоначальным состоянием. Так, в дистрофирующем оз. Бецкое Полоцкого района при углублении его за несколько лет на 2–4 м ранг качества воды повысился с 4,8 –«слабо загрязненная вода» до 3,3 – «вполне чистая». Однако разработка поверхностного слоя сапропеля высокоэвтроф- ных (гипертрофных) озер с повышенным концентрированием биогенных веществ приводит на начальных этапах к заметному ухудшению состояния лимносистем за счет возрастания внутренней биогенной нагрузки, что снижает качество воды, как это наблюдалось в озерах Мено, Усвея и Ве- чер. В тех случаях, когда добыча сапропеля сопровождается нарушениями технологического регламента и природоохранных правил (прямое попада- ние чековых вод в озеро, загрязнение нефтепродуктами, сильное снижение уровня или подкачка воды из мелиоративных систем, уничтожение макро- фитной растительности и др.), происходит разбалансировка продукцион- но-деструкционных процессов и качество воды в озере снижается. Таким образом, добыча сапропеля является мощным антропоген- ным фактором, который за последние десятилетия существенно изменил геоэкологическую ситуацию в озерах и на месте бывших торфоразработок, поэтому использование и охрана восстанавливаемых путем добычи сапро- пеля водных объектов должны осуществляться по специально разработан- ным нормам и правилам. Литература 1. Власов Б.П. Антропогенная трансформация озер Беларуси: геоэкологическое состояние, изменения и прогноз. – Минск: БГУ, 2004. – 207 с. 2. Лопух П.С. Закономерности развития природы водоемов замедленного водооб- мена, их использование и охрана. – Минск: БГУ, 2000. – 332 с. 3. Якушко О.Ф., Власов Б.П., Гигевич Г.С., Лешкович Л.Е. Природные ресурсы озер Беларуси: состояние и использование // Природные ресурсы. – 1999. № 1. – С. 22–30. 4. Курзо Б.В. Закономерности формирования и проблемы использования сапропе- ля. – Минск: Бел. наука, 2005. – 224 с. 5. Оксиюк О.П., Жукинский В.Н., Брагинская Л.П. и др. Комплексная экологиче- ская классификация качества поверхностных вод суши// Гидробиол. журн.– 1993. – Вып. 29, № 4. – С.62-76. 203 УДК 622.28 КРЕПЬ РЕГУЛИРУЕМОГО СОПРОТИВЛЕНИЯ ДЛЯ МАГИСТРАЛЬНЫХ ГОРНЫХ ВЫРАБОТОК С ВЫСОКОЙ ФУНКЦИОНАЛЬНОЙ ОТВЕТСТВЕННОСТЬЮ 1 Гайко Г.И., 2 Горбатова Л.А. 1 НТУУ «Киевский политехнический институт», 2Донбасский государственный технический университет Рассмотрена проблема минимизации затрат на крепление и поддержание про- тяженных горных выработок. Предложена конструкция крепи регулируемого сопротивления с резервированием надежности. Обоснована целесообразность крепления выработок с высокой функциональной ответственностью с резервиро- ванием надежности крепи. Эффективное проектирование крепи горных выработок является одной из наиболее сложных проблем при строительстве и эксплуатации горных предприятий. Многочисленные ошибки проектирования второго рода приводят к отказам крепи и значительным затратам на перекрепление выработок (около 11% от общей протяженности), ухудшению их транс- портных и вентиляционных функций в условиях деформированного состо- яния крепи, риску повышенного травматизма рабочих. В тоже время име- ются многочисленные выработки, где крепь находится в недогруженном состоянии и имеет завышенный запас прочности (проектные ошибки пер- вого рода), что приводит к непроизводительному удорожанию конструкций. Стоимость крепления и поддержания горных выработок составляет в себесто- имости угля до 15% [1]. Основным требованием при проектировании типа и параметров крепи является ее соответствие проявлениям горного давления, что долж- но обеспечить устойчивость выработки на протяжении всего срока эксплу- атации. В последние десятилетия наряду с традиционными методами про- ектирования шахтной крепи стали применять двухстадийное проектирова- ние, требующее обязательного уточнения и корректировки проектных решений во время сооружения выработки [2]. Такой подход, берущий свое идейное начало в трудах проф. Рабцевича и Мюллера («Новоавстрийский способ сооружения тоннелей»), предполагает управление несущей способно- стью крепи в зависимости от геомеханической ситуации по длине выработки. В соответствии с известной концепцией, на начальной стадии про- ектируется базовая крепь с минимально допустимой для данных условий несущей способностью (по результатам типовых инженерно- геологических изысканий), предусматривается система контроля за сме- щениями пород и выбираются варианты возможных крепей усиления. На второй стадии (сооружение выработки) устанавливают крепь, датчики смещений пород и производят мониторинг состояния выработки. В случае 204 превышения смещениями породного контура величины сигнальных значе- ний на каком-либо участке протяженной выработки, его устойчивость обеспечивают вводом в работу дополнительной крепи усиления, чем регу- лируют сопротивление конструкции проявлениям горного давления. Свое- временное введение в действие крепи усиления должно обеспечить даль- нейшее надежное поддержание выработки при минимальных издержках, поскольку материалоемкие (комбинированные) конструкции устанавли- ваются только на опасных участках протяженной выработки при выявлении риска потери их устойчивости, на остальных же участках, в соответствии с фактическим уровнем действующих нагрузок, сохраняется базовая («легкая») крепь [3-4]. Следует отметить, что в отличие от практики строительства тонне- лей, использование описанного выше способа регулирования сопротивле- ния крепи в условиях глубоких горизонтов угольных шахт имеет ряд про- блемных моментов. В работу используемых комбинированных конструк- ций не всегда вовлечена несущая способность окружающих выработку пород, а недостаточное сопротивление базовой крепи становится причи- ной значительного развития зоны неупругих деформаций. Как показывает практика, большинство конструкций усиления эффективнее работают на начальных стадиях проявления геомеханических процессов, а несвоевре- менное их применение может ускорить развитие зоны обрушения и сфор- мировать повышенную нагрузку на крепь. Таким образом, риск потери устойчивости выработки, ремонтов и перекреплений сохраняется. Как показал стоимостный анализ функциональной ответственности горных выработок угольных шахт [5], имеется значительное количество магистральных выработок, ремонтные простои которых могут приводить к высоким материальным издержкам, поскольку прерывается основной гру- зопоток, а другие выработки не могут взять на себя прерванные функции. Для таких протяженных выработок необходима повышенная надежность работы, обеспечить которую необходимо с минимально допустимыми затратами (т.е. при соответствии несущей способности крепи проявлениям горного давления по всей длине выработки). Для этих целей авторами разработана крепь регулируемого сопротивления (КРС) с резервированием надежности. В разработанной системе комбинированной крепи основным эле- ментом (базовой крепью) являются окружающие выработку горные поро- ды, которые укреплены анкерами и (или) скрепляющим раствором (инъек- ционное упрочнение, набрызгбетон и др.), а дополнительным (крепью усиления) служат подпорные конструкции, взаимодействующие с пород- ным контуром выработки. При этом подпорные конструкции (как правило – стальные рамные крепи) представляют собой резерв надежности комби- 205 нированной крепи, т.е. создают избыточную несущую способность, кото- рой можно управлять в соответствии с геомеханической ситуацией в вы- работке. Предложенная конструкция КРС отличается одновременным введением в работу основных и дополнительных элементов, а регулирова- ние сопротивления (демонтаж подпорных конструкций) происходит после реализации основных смещений горных пород в выработку в случае выяв- ления недогруженного состояния крепи. Проектирование КРС с резервом надежности предполагает опреде- ление наиболее неблагоприятных для проектных условий нагрузок на крепь и установку по всей длине выработки комбинированной конструк- ции (состоящей из основной и дополнительной крепи), суммарная несущая способность которой соответствует максимально возможным (для данных условий) нагрузкам. На второй стадии производится мониторинг состоя- ния выработки и, после реализации смещений породного контура, в случае выявления недогруженного состояния комбинированной крепи на отдель- ных участках выполняют облегчение ее конструкции путем поэтапного демонтажа элементов дополнительной крепи. При этом демонтаж резерв- ной крепи может производиться в несколько этапов, при сохранении мо- ниторинга за смещениями пород и состоянием крепи. Для отнесения комбинированной крепи к недогруженному состоя- нию следует использовать разработанные критерии для рамной и анкерной крепи, которые всесторонне оценивают работу их элементов (действую- щие усилия, прогибы элементов, смещения в узлах податливости рамы и стержне анкера, деформации профиля, отказы затяжек и др.) и свидетель- ствуют об избыточном запасе прочности нагруженной конструкции не менее 50% [1, 6]. Для расчета величины и числа резервных элементов крепи следует воспользоваться вероятностными моделями горной выработки, причем показатель надежности крепи по всей протяженности l горной выработки составит: где Wi(xi+Δxi) – несущая способность i-го участка крепи при условии нахождения на нем xi основных и Δxi резервных элементов; Wo – максимальное нагружение, действующее на наиболее опасном участке выработки [7]. В качестве примера рассмотрим комбинацию анкерной и рамной крепи (рис. 1, 2). 206 Рис. 2. Схематический вид крепи после ее установки Рис. 3. Схематический вид крепи после реализации основных смещений и демонтажа ее дополнительных элементов на участках с недогруженным состоянием крепи 207 По всей длине выработки 1 в породный массив 3 устанавливают стальные анкеры 2, которые закрепляют цементными смесями. Рамы 4 устанавливают на определенном расстоянии друг от друга и вводят во взаимодействие с породным контуром (рис. 1). Во время реализации ос- новных смещений горных пород состояние рамной и анкерной крепи об- следуют по разработанным методикам [6]. На участках, где крепь работает в нормативном режиме, т.е. несу- щая способность установленной комбинированной крепи соответствует действующим нагрузкам (участки А на рис. 2), дополнительные элементы крепления (рамы) оставляют в выработке. На участках, где несущая спо- собность комбинированной крепи существенно превышает действующие нагрузки (недогруженное состояние крепи), поэтапно демонтируют от- дельные рамы, приводя запас прочности конструкции в соответствие с величиной и распределением нагрузки. Если несущая способность основ- ной крепи оказывается достаточной для надежного поддержания выработ- ки, на участке демонтируют все рамы (участок Б на рис. 2). Отметим ряд преимуществ разработанной КРС с резервированием надежности. Поскольку основным элементом крепи являются горные по- роды вокруг выработки, укрепленные анкерами или скрепляющим раство- ром, обеспечивается уменьшение зоны разрушения пород вокруг выработ- ки, что приводит к уменьшению проявлений горного давления и расходов на материалоемкость крепи. Так как подпорные конструкции обеспечивают избыточную несу- щую способность крепи, создается резерв надежности, который обеспечи- вает безремонтное поддержание выработки в случае ошибки проектного прогноза проявлений горного давления по длине выработки. Благодаря одновременному использованию основных элементов крепи и дополнительных подпорных конструкций (рам крепи), взаимодей- ствующих с породным контуром выработки, увеличивается сопротивление крепи на ранних стадиях формирования геомеханических процессов, что приводит к снижению деформаций и разрушений горных пород. Поскольку подпорные элементы могут быть демонтированы на участках выработки с недогруженным состоянием крепи, обеспечивается возможность приведения в соответствие несущей способности комбини- рованной крепи проявлениям горного давления по всей длине выработки без риска потери ее устойчивости, что минимизирует общую стоимость крепления и поддержания выработки. Предлагаемая крепь регулируемого сопротивления может обеспе- чить надежное состояние магистральных выработок с высоким классом функциональной ответственности при одновременном снижении затрат на поддержание выработки, что дает значительный экономический эффект за 208 счет исключения дорогостоящих простоев выработок, а также затрат на их ремонт и перекрепление. Это особенно актуально в современных горно- технических условиях разработки месторождений на больших глубинах. Литература 1. Литвинский Г.Г., Гайко Г.И., Кулдыркаев Н.И. Стальные рамные крепи горных выработок. – К.: Техніка, 1999. – 216 с. 2. Корчак А.В. Методология проектирования строительства подземных сооруже- ний. – М.: Недра комьюникейшнс ЛТД, 2001. – 416с. 3. Быков А.В. Крепь регулируемого сопротивления. - Шахтное строительство, 1982, – №12. – с.11-12 4. Картозия Б.А., Пшеничный В.А., Корчак А.В. Крепь регулируемого сопротив- ления/ Исследование взаимодействия массива с крепью выработок. – Л.: ЛГИ, 1988. – С. 36-41. 5. Гайко Г.И., Окалелов В.Н. Учет функциональной ответственности выработок при проектировании шахтной крепи// Уголь Украины, 2001, №6. – С. 39-40. 6. Гайко Г.І. Конструкції кріплення підземних споруд. – Алчевськ: ДонДТУ, 2006. – 133 с. 7. Гайко Г.И., Горбатова Л.А. Оценка надежности горной выработки при управ- лении несущей способностью крепи// Розробка родовищ. Щорічний науково- технічний збірник. – Дніпропетровськ: ТОВ «ЛізуновПрес», 2013. – С. 131-136. УДК 622.363.2.001.57 К ВОПРОСУ ОРГАНИЗАЦИИ СОВМЕСТНЫХ РАБОТ ТОННЕЛЕПРОХОДЧЕСКИХ МЕХАНИЗИРОВАННЫХ КОМПЛЕКСОВ И НЕМЕХАНИЗИРОВАННЫХ ПРОХОДЧЕСКИХ ЩИТОВ 1 Арутюнян А.В., 1 Гречкин С.А., 2 Гец А.К., 2 Шпургалов Ю.А. 1 УП «Минскметрострой», г. Минск, 2 Белорусский национальный технический университет, г. Минск В данной работе сделан качественный анализ соотношения развития фронта строительных работ при сооружении третьей линии Минского метрополитена при использовании двух видов тоннелепроходческого оборудования. Сформулиро- ваны основные проблемы организации совместных работ тоннелепроходческих механизированных комплексов и немеханизированных проходческих щитов. Введение. Первый участок третьей линии Минского метрополитена от ст. Корженевского до ст. Юбилейная с электродепо предполагает строи- тельную длину 8456,5 м и предусматривает строительство семи станций метрополитена, перегонных тоннелей между станциями, пересадочных узлов между первой и третьей, второй и третьей линиями метрополитена, соединительной ветки между второй и третьей линиями метрополитена, электродепо третьей линии метрополитена, соединительной ветки с элек- тродепо, инженерного корпуса, здания эксплуатационного персонала. 209 Для сооружения вышеперечисленных объектов метрополитена мо- гут использоваться тоннелепроходческие механизированные комплексы (ТМПК) и немеханизированными проходческие щиты ЩН-1С, произво- дящие работы закрытым способом, а также открытым способом в кот лованах со свайным и шпунтовым креплением. Планируемая суммарная длина участков проходки ТПМК - 8534 м. Длина отдельных тоннелей, проходимых ТМПК - два тоннеля по 1353 м, два тоннеля по 1260 м, два тоннеля по 1654 м. Суммарная планируемая длина участков проходки тоннелей пятью проходческими немеханизированными щитами - 4569 м. Длина отдельных тоннелей, проходимых немеханизированными щитами - от 162 м до 882 м. Возможен вариант проходки всех перегонных тоннелей линии одним ТНПК, без проходки отдельных перегонных тоннелей неме- ханизированными щитами и в котлованах открытого способа работ. При этом продолжительность строительства участка линии увеличивается, не выдерживается дирек-тивный срок строительства. Результаты исследования. Сооружение первого участка третьей линии Минского метрополитена с электродепо предполагается вести с выделением двух пусковых комплексов. В состав первого пускового комплекса войдет участок линии мет- рополитена длиной 4,19 км, соединительная ветка между второй и третьей линиями длиной 0,95 км. В состав второго пускового комплекса - участок линии метрополи тена длиной 4,26 км, соединительная ветка между третьей и первой лини- ями длиной 0,55 км. Следует отметить, что на эффективность (и, как следствие, стои- мость) строительства вышеназванного участка метрополитена и его даль- нейшую эксплуатацию существенным образом влияет совместное решение задач технологии строительства, организации работ по строительству, а также последующее управление построенным участком. К задачам организации относится разработка: - маршрутов перемещения ТПМК (включая подготовительные работы); - разработка всех видов обеспечения – технологического, техниче- ского, расходными материалами и кадрами (трудовыми ресурсами). При условии организации производства подготовительных и основ- ных строительных работ общий срок строительства первого участка треть- ей линии метрополитена, определенный из графика строительства, по од- ному варианту составит 81 месяц, в т.ч. первый пусковой комплекс - 60 месяцев; по другому варианту составит 84 месяца, в т.ч. первый пусковой комплекс - 60 месяцев. В случае организации проходки всех перегонных тоннелей линии одним тоннелепроходческим комплексом, без проходки отдельных перегонных тоннелей немеханизированными щитами и в кот- 210 лованах открытого способа работ, продолжительность строительства участка линии составит 97 месяцев. Продолжительность строительства электродепо определена графиком строительства и составляет 84 месяца. Обоснование применения при строительстве участка линии тоннелепроходческого механизированного комплекса. Необходимость применения при строительстве третьей линии Минского метрополитена ТПМК обусловлена целым рядом факторов организационного, экономиче- ского, технологического и производственного характера. Высокая скорость проходки при использовании ТПМК, по сравнению с проходкой обычными щитами, технологичность, безопасность работ, меньшее влияние при про- ходке на существующую земную поверхность по трассе линии и инженер- ную инфраструктуру города, экономические показатели проходки опреде- ляют возможности и предпочтительное использование ТПМК, по сравне- нию с обычными щитами. Организационный фактор применения ТПМК - наиболее значимый с точки зрения общей организации строительства. Для обеспечения строительства участка линии в предусмотренные сроки, с учетом необходимого первоочередного выполнения работ по ин женерной подготовке территории, исходя из наиболее рационального раз- мещения проходческого оборудования и последовательности проведения работ, графиком строительства линии предусмотрено использование одного ТМПК и пяти немеханизированных щитов ЩН-lc. При этом расчетная ско- рость проходки тоннелей ТПМК принята 250 м в месяц. Скорость проходки немеханизированными щитами в условиях г. Минска - до 48 м в месяц. В случае исключения проходки ТПМК и использования на проходке только немеханизированных щитов, для выполнения плановых сроков строитель- ства по графику строительства потребуется одновременная работа десяти немеханизированных щитовых комплексов. Это потребует организации дополнительных участков проходческих работ, увеличит потребность в кадрах работающих, значительно увеличит затраты на обслуживающие процессы закрытого способа работ и организационные затраты на проходку тоннелей. При организации проходки всех перегонных тоннелей линии одним тоннелепроходческим комплексом, без проходки отдельных перегонных тоннелей немеханизированными щитами и в котлованах открытого спосо- ба работ, увеличивается продолжительность строительства участка линии, из-за необходимости соблюдения технологической последовательности ведения проходческих, строительных, монтажных и путевых работ и не- возможности совмещения технологических операций строительного цикла до завершения проходки отдельного тоннеля. Технологический фактор применения ТПМК определяется техноло- гическими преимуществами проходки перегонных тоннелей: 211 - высокая, по сравнению с немеханизированными щитами, скорость проходки тоннелей в грунтах 1-3 группы - не менее 250 м в мес.; - просадки дневной поверхности при глубине проходки (до свода тоннеля) 10,0 м - не более 0,01 м; - возможность проходки в обводненных грунтах, ниже уровня грун- товых вод до 10,0 м; - возможность проходки при наличии в грунтах валунов диаметром до 1 м. Высокая скорость проходки обеспечивает выполнение требуемых темпов строительства участка с минимальными необходимыми организа- ционными затратами и затратами по обслуживающим процессам закрыто- го способа работ. Минимизированные просадки грунтов над сооружаемыми тоннеля- ми и дневной поверхности по трассе тоннелей позволяют существенно снизить затраты по инженерной подготовке и восстановлению территории строительства - уменьшение требуемого объема переустройства и усиле- ния инженерных комму-никаций, сноса и усиления зданий, попадающих в зону возможных деформаций, восстановления проезжей части автомо- бильных дорог и железнодорожных путей по окончании проходки тонне- лей. Возможность проходки в обводненных грунтах, ниже уровня грунто- вых вод снижает требуемые затраты на выполнение строительного водо- понижения, обеспечивает необходимые темпы проходки в обводненных грунтах. Проходка тоннелей в водонасыщенных грунтах немеханизирован- ными щитами потребует дорогостоящих специальных способов строитель- ства - строительное водопонижение, закрепление грунтов, заморозка, устройство водонепроницаемых перемычек, кессонный способ проходки, что значительно увеличивает стоимость и удлиняет сроки строительства. Возможность проходки при наличии в грунтах валунов обеспечивает не обхо-димые темпы проходки, исключая непроизводительные простои про- ходческого оборудования. Производственный фактор применения ТПМК характеризуется вы сокой производительностью проходческого оборудования, отсутствием тяжелого, непроизводительного ручного труда проходчиков, безопасностью ведения работ при отсутствии людей в потенциально опасной призабойной зоне, минимальным воздействием на окружающую среду. Экономический фактор - эффективность применения ТПМК в условиях г. Минска подтвер- ждается сравнительным экономическим анализом стоимости проходки пе- регонных тоннелей (без учета стоимости оборудования) третьего участка первой линии Минского метрополитена, рассчитанной в архитектурном 212 проекте строительства линии для основной трассы (немеханизированные щиты) и для варианта (ТПМК). Использование при строительстве участка третьей линии Минского метрополитена вышеуказанного оборудования и предполагаемых техноло- гий ведения работ обеспечивает сооружение участка линии в установлен- ные сроки с оптимальными, в имеющихся условиях, организационными, технологическими, производственными и экономическими показателями. Внедрение новых технологий, новой высокопроизводительной техники, организационных схем ведения работ, неапробированных при ведении строительных работ в условиях г. Минска, требуют организации работ по научно-техническому сопровождению строительства и проведения опыт- ных работ. Механизированный щитовой комплекс позволяет осуществлять проходку тоннелей без строительного водопонижения и обеспечивает со- хранность зданий и подземных инженерных коммуникаций, за счёт грунто- пригруза забоя, который полностью компенсирует горное и гидростатиче- ское давление. Проходка соединительной ветки между второй и третьей линиями метрополитена предусмотрена немеханизированным щитом ЩН-1с. Проходка остальных перегонных тоннелей и тоннелей соедините льной ветки в электродепо, сооружаемых закрытым способом, также предусматривается немеханизированными щитами ЩН-1с. Для выполне- ния проходки тоннелей на участке в соответствии с графиком строитель- ства требуется 5 щитов ЩН-1с. Возможен вариант проходки всех перегонных тоннелей линии од- ним тоннелепроходческим комплексом, без проходки отдельных перегон- ных тоннелей немеханизированными щитами и в котлованах открытого способа работ. При этом продолжительность строительства участка линии увеличивается, не выдерживается директивный срок строительства. Выводы 1. При сооружении третьей линии метро должны использоваться тон- нелепроходческие комплексы совместно с механизированными щитами. 2. Для обеспечения эффективного использования тоннелепроходче- ских комплексов необходимо проведение дополнительных исследований по обеспечению организации совместных работ тоннелепроходческих комплексов и другого проходческого технологического оборудования. 213 УДК 622.7.016.3:622.17 ТЕХНОЛОГИЧЕСКАЯ МИНЕРАЛОГИЯ ТЕКУЩИХ ХВОСТОВ ОБОГАЩЕНИЯ КОЛЧЕДАННЫХ РУД Горбатова Е.А., Колесатова О.С., Колкова М.С., Тимошенко А.Е. ФГОУП ВПО «Магнитогорский государственный технический университет им. Г.И. Носова» На дневной поверхности накоплены огромные объемы отходов обогатительного передела колчеданных руд. Степень изученности отходов обогащения колчеданных руд очень низкая. Поэтому, особенно актуальным становятся исследования те- кущих хвостов обогащения колчеданных руд методами технологической минерало- гии с целью обоснования возможности их вовлечения в переработку. Текущие хвосты обогащения колчеданных руд – отходы, образовавшиеся в процессе флотации сульфидных руд и концентрирующиеся на выходе из обогатительной фабрики в виде сгущенной пульпы. Руды в процессе обогащения претерпели механическое разрушение и селекцию обломков минеральных агрегатов по содержанию полезного компонента, без последующей седиментации обломочного материала. Комплексом современных минералого-аналитических методов были исследованы природные и технологические характеристики текущих хво- стов обогащения колчеданных руд Учалинского, Узельгинского, Алек- сандринского, Майского, Юбилейного и Сибайского месторождений, пе- рерабатываемых на Учалинской, Александринской и Сибайской обогати- тельных фабриках. Текущие хвосты обогащения колчеданных руд являются обломоч- ными техногенными образованиями, сформированными обломками мине- ралов и минеральных агрегатов преимущественно беспорядочной тексту- ры. Структура кластическая, по составу обломков – кристалло- и литокла- стическая, по размеру обломков – мелко- и среднеобломочная. По степени литификации текущие хвосты обогащения колчеданных руд Юбилейного, Сибайского, Майского и Учалинского месторождений согласно номенклатуре средне- и мелкообломочных пород относятся к глинистым алевритам, средневзвешенный диаметр обломков колеблется от 0,026 до 0,061 мм. Хвосты обогащения руд Александринского месторож- дения являются глинисто-песчаным алевритом, средневзвешенный диа- метр – 0,127 мм. Хвосты обогащения руд являются не однородными по гранулярному составу, коэффициент неоднородности его больше 3. Морфология обломков хвостов моно- и полиминерального составов определяется строением и составом руды. Хрупкие минералы высокой твердости, слагающие руды, при механическом воздействии будут образо- 214 вывать остроугольные обломки с ровными контурами, мягкие – обломки неправильной формы со сложными максимально изрезанными границами. Форма обломков минеральных агрегатов и минералов изменяется от изометричной до прямоугольной и лещадной. В хвостах обогащения руд Учалинского, Сибайского, Юбилейного месторождений преобладают об- ломки прямоугольной формы с ровными и слабо извилистыми границами. Для хвостов обогащения руд Александринского месторождения характер- ны прямоугольные, остроугольные обломки с более извилистыми и изре- занными границами. Среди отходов обогатительного передела руд Майско- го месторождения встречаются большей частью обломки, имеющие форму близкую к изометричной с ровными сглаженными границами (табл. 1). Таблица 1 - Морфометрические характеристики хвостов обогащения Хвосты обога- щения руд ме- сторождения Значение фактора круглой формы удлинения изрезанности границ min mean max min mean max min mean max Учалинское, Узельгинское 0,16 0,71 1,04 0,23 0,67 1,0 0,26 0,96 1,16 Юбилейное 0,24 0,73 0,96 0,2 0,69 1,0 0,36 0,88 1,05 Сибайское 0,22 0,74 1,04 0,24 0,67 1,0 0,36 0,98 1,16 Александринское 0,22 0,63 0,98 0,12 0,66 1,0 0,3 0,83 1,11 Майское 0,23 0,87 1,04 0,19 0,7 1,0 0,37 1,1 1,24 Хвостообразующие минералы отличаются самой разнообразной формой, определяющей строение агрегатов. Кристаллически-зернистые агрегаты сформированы зернами идиоморфной, гипидиоморфной, алло- триоморфной, пойкилитовой, интерстиционной формы. Для агрегатов коллоидного строения типичны фрамбоидальные образования. Реликтовые структуры замещения, разъедания; а также эмульсионная; каемчатая; осколочная обусловлены сложным взаимоотношением минералов (рис. 1). Кристаллически-зернистое строение типично для хвостов, сформи- рованных пиритом, магнетитом, ильменитом и кварцем, зерна которых имеют преимущественно идиоморфную и гипидиоморфную форму. Суль- фиды цветных металлов – халькопирит, сфалерит, галенит образуют алло- триоморфные выделения, срастаясь с зернами пирита разной степени иди- оморфизма или выполняя пространство (интерстиции) между ними. Площадь аллотриоморфных выделений варьирует в широких преде- лах от 2,99 до 358,41 мкм2, периметр – 8,7 – 268,76 мкм. В основном, пре- обладают выделения площадью и периметром в пределах 0 - 25 мкм2 и мкм соответственно. Аллотриоморфные выделения обладают большой реакционной поверхностью. Для минеральных сростков, сформированных зернами различной формы и размера типична пойкилитовая структура. 215 а б в г д е ж з и Рис. 1. Морфология минералов хвостов обогащения: а – идиоморфный кристалл пирита в массе сфалерита; б – гипидиоморфные строение пирита с редкими алло- триоморфными выделениями галенита (белое); в – аллотриоморфное выделение галенита (белое); г – пойкилитовое включение сфалерита (серое) в барите (свет- лое); д - пойкилитовые выделения сфалерита (светло-серое) и галенита (белое) в пирите (серое); е - интерстиционные образования сфалерита (светло серое) между зернами пирита (серое); ж – фрамбоиды пирита в халькопирите; з – каемочные выделения халькопирита (светлое); и – замещение пирита (серое) халькопиритом (светло серое) Коррозионные рудные выделения характеризуется проникновением одних минералов в другие с образованием неправильных по форме зерен с неровными, зазубренными краями и бухтообразными очертаниями. Глу- бина проникновения минералов различная. Агрегаты со структурами разъедания отличаются частичной корро- зией первичного минерала более поздними минералами, развивающимися по катакластическим трещинам или границам зерен. Замещаемый минерал имеет обычно зернистое строение; площадь минеральных агрегатов варьи- 216 рует в широких пределах от 50,87 до 1685,44 мкм2, периметр – 47,84 – 614,06 мкм. Каемочная структура обусловлена развитием узких полос размером доли миллиметра сфалерита или халькопирита частично или по всему контуру минерального агрегата пирита. Рудные каемки имеют мелкозер- нистое строение. Площадь зерен краевых каемок варьирует от 1,13 до 208,52 мкм2, периметр – 4,25 – 638,12 мкм. В основном, преобладают фор- мы площадью 0 - 5 мкм2 и периметром 5 - 10 мкм. Границы между мине- ралами – коррозионные. Фрамбоидальные агрегаты пирита сформированы плотно прилега- ющими практически округлыми зернами пирита, определяющими их сото- видное строение. Эмульсионная структура замещения связана с тонкими закономер- ными срастаниями сфалерита и халькопирита (рис. 8). Площадь выделений 0,3 – 2,8 мкм2, периметр – 2,28 – 9,71 мкм. Эмульсионные выделения име- ют каплевидную и пластинчатую форму и отмечаются как в рудных, так и нерудных минералах. Осколочные выделения представлены более твердыми и хрупкими минералами, такими как пирит, кварц. Полости трещин иногда выполнены более поздними минералами (халькопирит, сфалерит и др.). Минеральный состав текущих хвостов обогащения зависит от фор- мационного типа колчеданных месторождений и от текстурных особенно- стей руды. Хвосты обогащения вкрапленных руд будут, в основном, сло- жены кварцем, а хвосты сплошных руд – пиритом. Главные рудные минералы: пирит – 36 – 82%, халькопирит – до 1 %, сфалерит – до 2 %. В незначительном количестве присутствуют пирротин, галенит, арсенопирит, магнетит, ильменит, теннантит и фрейбергит. Глав- ным нерудным минералом является кварц, содержание которого варьирует в широких пределах от 2 до 61 %. В подчиненном количестве встречаются серицит, кальцит, сидерит, барит, хлорит, гипс, тальк, иллит. Халькопирит и сфалерит в хвостах обогащения встречаются в виде свободных зерен и агрегатов (сростков), которые по минеральному составу подразделяются на мономинеральные (халькопиритовые), биминеральные (халькопирит-пиритовые, халькопирит-сфалеритовые и др.) и полимине- ральные (халькопирит-сфалерит-пиритовые и др.). Наиболее распространенными являются халькопирит-пиритовые сростки (до 80 %). В свободных зернах халькопирит преобладает в мате- риале крупностью менее 0,044 мм – от 7,2 % в хвостах обогащения руд Юбилейного месторождения до 19,3 % в хвостах обогащения руд Учалин- ского месторождения. Свободные зерна халькопирита имеют блочное строение и трещиноваты. Размер зерен не превышает 0,080 мм. В мине- 217 ральных агрегатах халькопирит образует каплевидные эмульсионные выде- ления, выполняет интерстиции между зернами пирита и трещины в брекчи- рованных агрегатах пирита, а также тесные срастания с другими минерала- ми. Форма выделений минерала – аллотриоморфная. Границы между халь- копиритом и другими минералами неровные, часто расплывчатые. Сфалерит в хвостах обогащения, в основном встречается в сростках с пиритом (до 51,7 %), реже с пиритом и халькопиритом, нерудными минерала- ми. В свободных зернах сфалерит преобладает в материале крупностью менее 0,044 мм – от 9,95 % в хвостах обогащения руд Александринского месторож- дения до 30 и более процентов в хвостах других колчеданных месторождений. Поверхность свободных зерен сфалерита кавернозная, трещиноватая. Размер свободных зерен минерала не превышает 0,095 мм. В полиминеральных сростках сфалерит образует рассеянные и гнездовидные вкрапления, прожил- ки, интерстиционные выделения, а также агрегаты, в которых тесно ассоции- рует с пиритом, халькопиритом и другими минералами. Хвостообразующие компоненты образуют самостоятельные рудные и нерудные минеральные фазы, входят в состав минералов в виде изо- морфных включений и механических примесей. В соответствии с совре- менными процессами горно-металлургического производства цветные металлы подразделяются на три группы: 1. главные - Cu, Zn; 2. примеси: а) полезные и особо ценные – Au, Ag, Pb, Ba, Cd; б) вредные – As, Sb, P, Hg; 3. образующие нерудную составляющую: Na, K, Ca, Al, Mg, Mn, Co, Ni, Ti, Fe. Форма нахождения химических компонентов в хвостах обога- щения обычно определяется формационным типом месторождения. Следует отметить, что текущие хвосты обогащения руд Учалинско- го Александринского, Сибайского и Юбилейного месторождений, основ- ного цикла выделения характеризуются повышенным содержанием цвет- ных металлов (Cu - 0,25 – 0,58 %, Zn - 0,53 – 1,36 %) приближенным к кондиционным рудам (Cu – более 0,4 %, Zn – более 1 %), что свидетель- ствует о возможности их переработки. Текущие хвосты обогащения отличаются гранулярным составом и морфологическими особенностями обломков минеральных агрегатов и минералов, степенью их раскрываемости и химическим составом. Полу- ченные данные позволяют прогнозировать обоснованную целесообраз- ность их вовлечения в переработку на современном этапе развитии техно- логии и техники, способы переработки, контролировать эффективность производства и управления им, а также предопределять экологические последствия переработки. Литература 1. Ожогина Е.Г. Морфоструктурные особенности отходов обогатительного пере- дела / Е.Г. Ожогина, Е.А. Горбатова // Разведка и охрана недр. – 2013. - №7. - С. 39-42. 218 2. Горбатова Е.А. Влияние морфоструктурного состава отходов обогащения руд цветных металлов на извлечение ценных компонентов при их гидрометаллургиче- ском переделе / Е.А. Горбатова, Е.Г. Ожогина // Вестник МГТУ им. Г.И. Носова. – 2012. – № 3. – С. 5 - 8. УДК 669.334.1/.4 О ВОЗМОЖНОСТИ ПРИМЕНЕНИЯ МЕТОДОВ ГИДРОМЕТАЛЛУРГИИИ ДЛЯ КОНДИЦИОНИРОВАНИЯ МЕДНЫХ КОНЦЕНТРАТОВ 1 Иванов Б.С., 1 Бодуэн А.Я., 2 Украинцев И.В. 1 Национальный минерально-сырьевой университет «Горный» 2 Научно-производственное объединение «РИВС» В работе рассматривается возможность применения гидрометаллургических технологий для повышения качества некондиционных медных концентратов; приведены результаты опытов по их автоклавному кондиционированию и показа- ны преимущества переработки концентратов повышенного качества. Введение. Традиционные металлургические технологии переработ- ки рудного сырья требуют, как правило, его предварительного обогаще- ния. Обогатительные операции сравнительно дешевы, позволяют повысить содержание целевого компонента в получаемых концентратах, отправив в отвал (в хвосты) пустую породу. Получение селективных концентратов позволяет рентабельно извлекать из них полезные компоненты, однако с хвостами зачастую теряется большая часть ценных составляющих сырья. Исчерпание богатых месторождений привело к изменению характе- ра рудного сырья, содержащего тяжелые цветные и редкие металлы, что повлекло за собой: устойчивое снижение содержания металлов в рудах, повышение стоимости добычи, усложнение химического и минералогиче- ского состава перерабатываемых концентратов, снижение показателей обогащения сырья. Тенденции усложнения вещественного состава руд разрабатывае- мых месторождений сохраняются и усиливаются. В том числе наряду со снижением содержания цветных металлов уменьшается размер вкраплен- ности полезных минералов, для вскрытия последних часто требуются сверхтонкое измельчение, большие энергетические затраты на стадии обогащения и дальнейшей переработки полученных продуктов [1]. Типичным примером могут служить медно-цинковые колчеданные руды. При их переработке получают в основном некондиционные концен- траты, содержащие 15-25 % меди и значительные количества цинка и свинца. Такие концентраты имеют более низкую рыночную стоимость, и дальнейшая их пирометаллургическая переработка на черновую медь со- провождается высокими затратами. К тому же несовершенство применяе- 219 мых традиционных технологии сопровождается полной потерей со шла- ком медного металлургического производства цинка, а с пиритным огар- ком - всего железа, цветных, благородных и редких металлов, перешедших при флотации в пиритный концентрат. Внедрение более совершенных методов рудоподготовки, примене- ние более селективных по отношению к сфалериту и пириту органических депрессоров и флотореагентов, новых методов сульфидирования окислен- ных минералов и другие усовершенствования обеспечивают лишь незна- чительный рост извлечения ценных металлов. Именно поэтому в мировом производстве цветных и металлов в настоящее время развиваются эффек- тивные комбинированные технологии, включающие гидрометаллургиче- ские операции, позволяющие расширить сырьевую базу, увеличить сквоз- ное извлечение в товарную продукцию металлов и серы, организовать замкнутые циклы производства, улучшить условия труда и охрану окру- жающей среды. Автоклавные процессы - одно из главнейших направлений совре- менной гидрометаллургии позволяют осуществить разнообразные химиче- ские превращения в водных средах с высокой скоростью за счет широкого диапазона температур и высокой концентрации газообразных реагентов при повышенном давлении. Возможность использования автоклавных технологий для кондици- онирования цинкосодержащих медных концентратов и промпродуктов изучалась отечественными и зарубежными учеными [2-8], которыми уста- новлено, что их гидрохимическая переработка позволяет получить медный концентрат повышенного качества с выделением цинкового продукта, пригодного для переработки на цинковых заводах. Из рассмотренных вариантов автоклавного вскрытия наибольший интерес представляет нейтральный метод выщелачивания, как наиболее эффективный применительно к кондиционированию сульфидных медно- цинковых полиметаллических концентратов, позволяющий осуществить селективное разделение меди и цинка в процессе автоклавной переработки в одном аппарате и за один технологический процесс; данная технология характеризуется малой материалоемкостью и энергоемкостью. Технология гидрометаллургической переработки медно-цинковых продуктов разрабатывается к каждому конкретному образцу, так как она значительно зависит от соотношения меди к цинку в нем, что ведет к суще- ственным изменениям параметров основных операций. Химизм автоклавного процесса. Основа процесса - высокотемпе- ратурное автоклавное выщелачивание (ВТВ) исходного концентрата, глав- ной целью которого является окисление сульфидов цветных металлов с переводом их в виде сульфатов в раствор. 220 CuFeS2 + 4O2 = CuSO4 + FeSO4; CuFeS2 + 2O2 = CuS + FeSO4; 2FeS2 + 7,5O2 + 4H2O = Fe2O3 + 4H2SO4; FeS2 + 3,5O2 = FeSO4 + H2SO4; PbS +2O2 = PbSO4; CuS +2O2 = CuSO4; ZnS +2O2 = ZnSO4. При автоклавном выщелачивании CuFeS2 частично окисляется с выделением сульфат меди CuSO4, который работает как окислитель суль- фидных минералов, при этом медь осаждается в виде вторичного сульфида - ковеллина CuS, основное количество железа, выделяется в раствор в вид FeSО4. ZnS и PbS в процессе окислительного выщелачивания реагируют как с CuSО4 так и с кислородом, переходя при этом на 85-95 % в окислен- ную форму. Кек после окислительного выщелачивания представлен сульфид- ными минералами - в основном ковеллином, халькопиритом, пиритом и недоразложенным сфалеритом и галенитом; окисленными - гидроксидами железа и англезитом (PbSО4), а также пустой породой. Раствор после выщелачивания содержит в основном сульфат цинка, сульфат железа, медный купорос, серную кислоту и часть растворившейся пустой породы в виде сернокислых растворов (Al, Mg, К и т.д.). Последующая совместная гидротермальная обработка (ГТО) в авто- клавных условиях, в отсутствии кислорода, позволяет перевести сульфаты меди в нерастворимые сульфиды за счёт протекания обменных реакций: CuFeS2 + CuSO4 = CuS + 2FeSO4; CuS + CuSO4 + 4H2O = Cu2S + 2H2SO4; ZnS + CuSO4 = ZnSO4 + CuS. Раствор после гидротермального осаждения в основном содержит сульфаты цинка и железа, а также остаток меди (до 1,5 % от исходного количества). Медь, содержащаяся в растворе, осаждается в виде ковеллина, при этом окисляется некоторая часть сфалерита и галенита, недоразрушенных в процессе окислительного выщелачивания. Кек после гидротермального осаждения обогащается медью и обедняется по железу, которое переходит в раствор. Экспериментальная часть. Горным университетом совместно с НПО «РИВС», были проведены эксперименты по исследованию возмож- ности химического обогащения низкосортных медных концентратов. Ис- пытания проводились применительно к медным концентратам Учалинской 221 ОФ и ОАО «Святогор». По данным химического анализа пробы содержали следующие основные компоненты (Табл. 1). Таблица 1. Химический состав исходных концентратов Наименование продукта Содержание, % Cu Zn Fe S Медный концентрат Уча- линской ОФ 18,2 3,30 33,2 39,5 Медный концентрат ОАО «Святогор» 14,6 8,28 30,4 37,7 По данным рентгенофазового анализа исходного концентрата в пробе представлены халькопирит CuFeS2, сфалерит ZnS, пирит FeS2, а также нерудные слюдистые минералы типа вермикулита. Экспериментальные исследования были проведены на комплексной автоклавной установке кафедры металлургии. Автоклавная установка позволяет поддерживать заданную температуру с точностью ±2 °С, кон- тролировать давление и расход газообразных реагентов с помощью систем El-Press и El-Flow фирмы Bronkhorst, а также отбирать пробы пульпы по ходу выщелачивания. На рис.1 представлен общий вид автоклавной установки. Рис. 1. Комплексная автоклавная установка Операция автоклавного химического обогащения проводилась при следующих условиях: температура выщелачивания 180-190 °С, давление 222 кислорода 0,3-0,5 МПа, время выщелачивания 1 час, затем, прекращалась подача кислорода, и осуществлялось гидротермальное осаждение меди при той же температуре и продолжительности. В результате проведения этой операции содержание меди в медном концентрате – 2 увеличивалось, пре- имущественно за счет перехода в раствор значительной части железа. Ре- зультаты операции представлены на рис. 2 и 3. Рис. 2. Содержание основных компонентов в исходном концентрате и кеке после автоклавного выщелачивания 223 Рис. 3. Состав раствора после автоклавного выщелачивания Заключение. Таким образом, операция автоклавного химического обогащения позволяет получить из низкосортного медного концентрата, концентрат повышенного качества и железосодержащий раствор сложного состава, который может быть переработан известными методами с полу- чением цинкового полупродукта. Обогащение по меди достигается за счет растворения железа халь- копирита, также происходит повышение качества концентрата за счет перевода в раствор цинка, мышьяка и сурьмы, а также происходит концен- трирование благородных металлов медном концентрате повышенного качества. Повышение сортности выпускаемого медного концентрата с КМ-7 до КМ-4 приведет к увеличению стоимости тонны меди в концентрате, за счет уменьшения содержания железа, цинка и существенного снижения других вредных примесей - мышьяка и сурьмы; в результате обесцинкова- ния и обезжелезнения исходного медного концентрата объем конечного продукта (концентрата КМ-4) будет уменьшен не менее чем на 20%, что приведет к снижению затрат на обезвоживание и сушку, а также сокраще- нию расходов на транспортировку готовой продукции; сокращение безвоз- вратных потерь цинка с медным концентратом составит 75-80%. Перевод медеплавильного производства на переработку концентра- тов повышенного качества дает следующие преимущества: увеличение производительности плавильного и конвертерного переделов; увеличение сквозного извлечения меди в черновую; выведение из переработки на сер- нокислотном производстве больших количеств мышьяка и сурьмы; сокра- 224 щение расхода вспомогательных материалов (технологический кислород, конвертерный воздух, кварцевый флюс). Литература 1. Абрамов А.А. Технология переработки и обогащения руд цветных металлов. Том 3. Книга 2. М.: МГГУ, 2005. 461 с. 2. Набойченко С.С. Автоклавная гидрометаллургия цветных металлов / С.С. Набойченко, Л.П. Ни, Я.М. Шнеерсон, Л.В. Чугаев. Екатеринбург, 1995. 282 с. 3. Набойченко С.С. Автоклавная переработка медно-цинковых и цинковых кон- центратов / С.С. Набойченко. М.: Металлургия, 1989. 112 с. 4. Садыков С.Б. Автоклавная переработка низкосортных цинковых концентратов. Екатеринбург, 2006. 581 с. 5. Шнеерсон Я.П. Применение автоклавных методов для рафинирования трудно- обогатимых медных полиметаллических концентратов / Я.П. Шнеерсон, Н.Ф. Иванова // Цветные металлы. – 2003. - №7. – С. 63-67. 6. Серова Н.В Химическое обогащение коллективных медно-цинковых концен- тратов /Н.В.Серова, В.И.Горячкин, В.А. Резниченко и др. // Металлы. 2000. - №3 – С. 28-34. 7. А.с. 1788050 СССР, МПК5 C22B53/04. Способ переработки сульфидных мед- но-цинковых полиметаллических концентратов / Горячкин В.И., Серова Н.В., Тимошенко Э.М., Набойченко С.С., Лысых М.П., Сиряпов В.Г. (СССР). — N 4924148; Заяв. 02.04.1991; Опубл. 15.01.1993. 8. Бодуэн А.Я. Автоклавное химическое обогащение низкосортных сульфидных медных концентратов / А.Я. Бодуэн, Б.С.Иванов, М.А. Перфильева // Сборник докладов международного конгресса «Цветные металлы - 2011». Красноярск, 2011. С. 338-341. УДК 622.283 ПРИРОДНОЕ ПОЛЕ НАПРЯЖЕНИЙ В МАССИВЕ МНОГОЛЕТНЕМЕРЗЛЫХ ГОРНЫХ ПОРОД Иудин М.М. Северо-Восточный федеральный университет, г. Якутск, Россия Рассмотрены факторы формирования естественного напряженного состояния в криолитозоне Севера. Выделены зоны с разными температурными режимами в массиве многолетнемерзлых горных породах, в которых распределение напряжен- ного состояния определяется природными условиями. Современные представления о природном поле напряжений, дей- ствующих в верхних слоях земной коры, учитывают два фактора, форми- рующие начальное напряженное состояние массива горных пород [1]. Основной фактор относится к гравитационной составляющей силы тяже- сти горных пород, который определяет естественное напряженное состоя- ние земной коры. Второй фактор, определяющий природное поле напря- жений, относится к проявлениям тектонических процессов в виде тектони- 225 ческих (дополнительных) напряжений в массиве горных пород. Взаимо- действие двух видов напряженного состояния порождает совместное напряженное состояние массива горных пород в окрестности месторождения. Многочисленные исследования подтверждают гипотезу о существо- вании связи полей напряжений с геологическими структурами массива горных пород, о неравномерности распределения напряжений в окрестно- сти геологических структур. Большинство горных пород имеют неодно- родную структуру и текстуру, от которых существенно зависят деформа- ционные свойства, определяющие распределение напряжений в породном массиве [1, 2]. Как полагают авторы [3], в реальном геологическом про- цессе в горной породе формировалось специфическое напряженное состо- яние, обусловленное последовательностью возникновения структуры под давлением (одна система напряжений) и омоноличивания этой структуры цементирующими веществами (другая система напряжений). Следова- тельно, деформационные свойства горных пород определяются этими совмещенными системами напряжений в горной породе, а их изучение традиционными методами не дают адекватной оценки полноты и досто- верности распределения данных свойств в массиве горных пород. Реально в массиве горных пород под действием гравитационной нагрузки происходит изменение внутренней структуры минерального скелета породы, что выражается в изменении формы и объема массива. Когда нагрузка превосходит прочность минерального скелета породы, наступает разрушение структуры и связей между частицами горной поро- ды. Каким образом внешняя нагрузка переходит во внутренние усилия в виде напряжения можно только предполагать, применяя разные гипотезы. Например, закон Гука: напряжения прямо пропорциональны деформаци- ям. На основании данного закона получены основные физические уравне- ния линейной связи между компонентами деформаций и напряжений, действующие в массиве горных пород вокруг горной выработки. Массив горных пород моделируется сплошным, твердым телом, что позволяет применить фундаментальные уравнения механики сплошной среды (урав- нения равновесия, уравнения совместности деформаций) для нахождения напряжений и деформаций. В упругой модели предполагается, что уровень расчетных напряжений в массиве горных пород не должен превышать значения разрушающих нагрузок, в противном случае деформации горных пород переходят в нелинейную стадию деформирования. Для упрощения решения геомеханической задачи расчета напря- женно-деформированного состояния наделяют массив горных пород свой- ствами однородности, изотропности, что дает теоретическую возможность получить конечные математические выражения. Конечно, при этом необ- ходимо обосновывать применение гипотез однородности, изотропности к 226 реальной структуре и строению массива горных пород. Для описания напряженно-деформированного состояния массива горных пород приме- няют методы математической теории упругости. В районах распространения криолитозоны обычно выделяют три зоны по мощности мерзлого слоя массива горных пород, отличающиеся температурным режимом. Первая зона относится к слою массива пород, прилегающих к дневной поверхности, и называется зоной сезонных годо- вых колебаний температуры пород. Вторая зона, наиболее большая по мощности и представляющая значительный интерес при анализе напря- женно-деформированного состояния массива горных пород вокруг выра- боток, называется зоной естественного распределения температурного поля. Третья зона является переходной между зоной естественного рас- пределения температурного поля и талым массивом горных пород ниже многолетней мерзлоты. [4, 5] В первой зоне формирование напряженно-деформированного со- стояния в мерзлой части дисперсных пород связано с развитием таких сложных физико-химических процессов, как кристаллизация поровой влаги и распучивание породы, миграция незамерзшей воды, расклинива- ющее действие тонких пленок воды и др. В данной зоне температурный фактор существенно влияет на фор- мирование напряженно-деформированного состояния массива горных пород вокруг подземной выработки. Будем считать, что в массиве горных пород вокруг выработки действуют две силы, влияющие на напряженно- деформированное состояние породного массива: гравитационная сила, обусловленная силой тяжести вышележащих горных пород, и температур- ные напряжения, обусловленные изменением естественного температурно- го поля горных пород. Если рассматривать напряженно-деформированное состояние массива только от гравитационной силы, то концентрация напряжений на контуре породного обнажения появляется с образованием полости (выработки) в горных породах. Тепловое воздействие вентиляци- онного воздуха на естественный температурный режим приконтурного слоя мерзлых пород вызывает появление температурных напряжений в массиве. На величину температурных напряжений влияют температурная зависимость физико-механических свойств и температурная деформация горных пород, что увеличивает или снижает общую концентрацию напряже- ний на контуре обнажения и носит сезонный, цикличный характер. При рассмотрении напряженно-деформированного состояния мас- сива горных пород будем считать, что в породном массиве стабилизирова- лось напряженно-деформированное состояние массива под влиянием дли- тельного геологического периода. На основе теоретических и эксперимен- тальных исследований Ю.Л. Ребецкий сформулировал основные положе- 227 ния развития напряжений в земной коре. В верхней части земной коры в изменяющемся поле напряжений геологическая среда формирует энерге- тически активные структуры, отвечающие принципу максимальной эф- фективной диссипации энергии, накапливаемой в процессе упругого де- формирования горных пород [6]. Расчеты, выполненные в работе [4] показали, что максимальные ка- сательные напряжения с глубиной существенно возрастают, а величина прочности горных пород на глубине 2000 м по оценке касательных напря- жений стремиться к величине вертикальной гидростатической гравитаци- онной составляющей напряженного состояния массива. Поэтому, оценку естественного напряженного состояния массива на глубинах более 1500 м следует производить с учетом развития в горных породах существенных касательных напряжений соизмеримых с прочностью горных пород и с учетом возможности формирования нескольких сопряженных систем напряжений в массиве. Взаимодействие внутренних полей напряжений при разгрузке в процессе генезиса осадочной породы препятствует полному освобожде- нию накопленной энергии упругих деформаций [7]. Из области механики грунтов известно положение об одновременном действии двух систем напряжений: эффективных, связанных с передачей давления от внешней нагрузки нижележащим слоям породы, и нейтральных, связанных с гидро- статическим напряжением. Результаты работы А.И. Мороз [7] подтверждают, что в процессе снятия внешней нагрузки взаимодействие систем напряжений, действую- щих в горной породе, приводит к тому, что коэффициент Пуассона зависит от коэффициента Пуассона слагающих ее фракций. С другой стороны, породный массив в естественном состоянии находится в относительно устойчивом равновесии и постоянном нагружении силой тяжести горных пород, что формирует величину коэффициента бокового отпора в значении константы на период устойчивого равновесия исходного поля напряжений. При отработке кимберлитовых трубок открытым способом глубокие карьеры создают перераспределение естественного напряженного состоя- ния массива [5]. Формирование естественного напряженного состояния массива горных пород в кимберлитовых месторождениях на больших глу- бинах происходит под воздействием нескольких сопряженных систем напряжений. Значительное влияние приобретает рост касательных напря- жений в массиве по величине соизмеримых с прочностью горных пород [4]. Расчеты показали, что максимальные касательные напряжения с глу- биной существенно возрастают, а величина прочности горных пород на глубине 2000 м по оценке касательных напряжений стремиться к величине вертикальной гидростатической гравитационной составляющей напряжен- 228 ного состояния массива. Поэтому, оценку естественного напряженного состояния массива на глубинах более 1500 м следует производить с учетом развития в горных породах существенных касательных напряжений соиз- меримых с прочностью горных пород и с учетом возможности формиро- вания нескольких сопряженных систем напряжений в массиве. Литература 1. Курленя М.В., Миренков В.Е., Сердюков С.В. Взгляд на природу напряженно- деформированного состояния недр Земли и техногенные динамические явления // Горный информационно-аналитический бюллетень. – 2008. – №8. – С.5-19. 2. Томилин А.В. Закономерности влияния структурно-текстурных особенностей горных пород на их деформационные свойства // Горный информационно- аналитический бюллетень. – 2009. – №3. – С.169-170. 3. Репников Л.Н., Мороз А.И. Механизм образования двух совмещенных систем напряжений в горной породе различного генезиса // Механика композиционных материалов и конструкций. – 2005. – №2. – Т.11. – С.258-265. 4. Иудин М.М. Естественное напряженное состояние массива горных пород ким- берлитовых месторождений // Вестник Якутского государственного университета. – Якутск. – 2009. – Т.6. - №2. – С.25-31. 5. Иудин М.М. Напряженное состояние массива многолетнемерзлых горных пород // Отечественная геология – 2011. - №6. – С.72-76. 6. Ребецкий Ю.Л. Напряженное состояние и прочность массивов горных пород в условиях естественного залегания // Исследование в области геофизики. – М.: ОИФЗ РАН, 2004. – С.360-362. 7. Мороз А.И. К вопросу об определении коэффициента Пуассона осадочной гор- ной породы // ФТПРПИ. – 2006. – №4. – С.59-68. УДК 622.235 ОЦЕНКА ГАЗОДИНАМИЧЕСКОГО ВЗАИМОДЕЙСТВИЯ ВЗРЫВА ЗАРЯДОВ ПРИ НАПРАВЛЕННОМ РАЗРУШЕНИИИ 1 Ковалевский В.Н., 2 Дамбаев Ж.Г., 1 Возгрин Р.А. 1Национальный минерально-сырьевой университет «Горный», г. Санкт-Петербург, Россия, 2 Улан-Удэнский институт железнодорожного транспорта, г. Улан-Удэ, Россия В работе проводилось исследование влияния квазистатического действия продук- тов взрыва на развитие магистральной трещины. Были проведены эксперименты в кварцевом стекле с целью выявления закономерностей истечения продуктов взрыва, распространения волн напряжений и процесса развития трещин между соседними зарядами. Также осуществлена скоростная фотосъемка для определе- ния динамики развития трещин. Традиционный подход к решению направленного разрушения со- стоит в анализе динамических полей напряжений при взаимодействии волн напряжений между смежными зарядными полостями. Однако, в ряде 229 работ [1, 2] отличается существенная роль квазистатического давления продуктов взрыва в полости зарядной камеры, под действием которого, генерируется напряженное состояние массива горной породы, который осуществляет процесс раскола между соседними шпурами (скважинами). Под действием квазистатического давления ПВ происходит расширение зарядной полости и развитие магистральной трещины между шпурами (скважинами), т. е. этот процесс можно рассматривать как квазистатиче- ский, в котором квазистатическое напряженное состояние массива опреде- ляет процесс трещинообразования, как при статическом нагружении [3]. Для получения более полной картины взрыва были проведены ла- бораторные эксперименты в моделях кварцевого стекла с целью выявле- ния закономерностей истечения ПВ, распространения волн напряжений и процесса развития трещин. При этом производилось изучение взрыва удлиненных цилиндрических зарядов BB в кварцевом стекле и рассмотре- ние развития радиальных трещин за счет взаимодействия волн напряжений между смежными шпурами (скважинами). B настоящий период времени математический аппарат механики сплошных сред не позволяет рассчиты- вать динамику развития трещин [3, 4]. Для достижения этой цели были про- ведены экспериментальные исследования методом скоростной фотосъемки с использованием Теплеровской установки ИАБ - 451 со скорость съемки 106 кадров в секунду. Исследования проводились в оптически прозрачном материале (в кварцевом стекле) размером 100x100x100 в центре которого имелись ци- линдрические отверстия диаметром 7 мм и глубиной 75 мм. Для модели- рования взаимодействия волн напряжений от соседних (смежных) зарядов к двум боковым граням кубика прикладывались жесткие гладкие пластины. Величина взрываемого заряда составляла 1,4 г, диаметр заряда 2 мм, длина 50 мм. Заряд располагался коаксиально в зарядной камере и имел радиальный кольцевой зазор - 1.5мм. Полученные кинограммы дают возможность исследовать особенно- сти истечения ПВ, закономерности распространения волн напряжений и процесса развития трещин. B образце кварцевого стекла, где приложены жесткие гладкие боковые границы дали возможность для преимуществен- ного развития радиальных трещин в сторону их, т.е. они позволили моде- лировать взаимодействие волн напряжений от смежных зарядов. Кинограммы процесса истечения ПВ, распространения волн напря- жений и процесса трещинообразования представлена на рис.1. Из прове- денных экспериментов следует, что в начальный период времени распро- страняются волны напряжений со скоростью звука для данной среды. Рас- пространение волн напряжений вызывают сложное напряженное состоя- 230 ние среды и в оптически активных материалах появляются линии (изохро- мы), которые распространяются со скоростью продольных волн в среде. Рис.1. Кинограмма взрыва удлиненного цилиндрического заряда в кварцевом стекле. Распространяющиеся цилиндрические волны от каждого сечения полости удлиненного заряда представляют собой трансформированную коническую волну напряжений по длине зарядной камеры со скоростью продольной волны кварцевого стекла. Скорость детонации заряда состав- ляла 6000 м/с, а скорость истечения продуктов взрыва 700-1000 м/с. Из анализа кинограммы видно, что скорость распространения маги- стральной трещины скачкообразна и возрастает при взаимодействий волн напряжений от жесткой боковой границы и величина ее составляет 0.3- 0.4Ср. Пульсирующий характер развития трещины можно объяснить за счет релаксационных процессов напряжений на острие трещины. Величи- на интенсивности напряжений в вершине трещины, необходимой для дальнейшего ее роста определялась временем подпитки достаточного кри- тического уровня напряжений. Средняя скорость развития магистральной трещины составляла около 2000 м/с, и процесс разрушения образца проис- ходил за 25∙10-6 с. Следовательно, можно утверждать, что определяющую роль развития магистральных трещин играет взаимодействие волн напря- жений, хотя при этом в полости зарядной камеры еще продолжают сохра- няться газообразные продукты взрыва, что свидетельствует о квазистати- ческом процессе разрушения. Литература 1. Исаков Л.П., Шер Е.Н. Задача о динамике развития направления трещин при шпуровом взрывании. - ФТРПИ.- 1883. - №3, с. 28-36. 231 2. Дамбаев Ж.Г. Рациональное использование энергии продуктов взрыва при до- быче кристаллосырья и направленном расколе горных пород. - V международный горно-геологический Форум, Спб, 1997. 3. Карзов Г.В., Маргодин Б.З., Швецов В.А. Физико-механическое моделирование процессов разрушения. - Спб, 1993, -389 с. 4. Сиратори М., Миеси Т., Мацусита Х. Вычислительная техника разрушения. – М. Мир, 1986. -334 с. УДК 622.834:622.272 ПРОИЗВОДСТВО МАРКШЕЙДЕРСКИХ НАБЛЮДЕНИЙ ЗА СДВИЖЕНИЕМ ЗЕМНОЙ ПОВЕРХНОСТИ НА ОКТЯБРЬСКОМ МЕСТОРОЖДЕНИИ С ПРИМЕНЕНИЕМ СПУТНИКОВЫХ ТЕХНОЛОГИЙ Колесатова О.С., Усманов А.Р. ФГОУП ВПО «Магнитогорский государственный технический университет им. Г.И. Носова» В статье рассмотрено ведение маркшейдерских наблюдений с использованием GPS-аппаратуры. Наблюдения за сдвижением земной поверхности проводят для определения параметров процесса сдвижения на месторождении и получе- ния фактических данных для обоснованного решения вопросов охраны со- оружений и выемки руды из предохранительных целиков [1]. Наблюдательная станция представлена профильными линиями, ориентированными по простиранию и вкрест простирания рудного тела. Для определения параметров процесса сдвижения, в условиях отработки рудного тела №35, достаточно заложить две профильных линии: одну - по простиранию залежи через центр мульды сдвижения, другую - вкрест про- стирания рудного тела [2]. Рабочие реперы закладываются по профильной линии внутри муль- ды, с интервалом 20-25 м. Опорные реперы располагаются за пределами мульды сдвижения по три штуки с интервалом 50 м (рис.1). Длина проектируемой профильной линии располагаемой по прости- ранию составляет 450,0 м (рис. 1 а), профильной линии располагаемой вкрест простирания – 505,5 м (рис. 1 б). Наблюдения с помощью GPS-аппаратуры рекомендуется проводить двумя приемниками. Базовый приемник в течение всего периода наблюде- ний располагается на пункте геодезической основы с известными коорди- натами, ровер (второй приемник) перемещается по реперам. Работы по определению координат реперов профильных линий вы- полняются в следующей последовательности: - планирование сеансов наблюдений; - полевые работы; 232 - камеральные работы Планирования времени и продолжительности спутниковых наблю- дений, а также определения оптимальной маски угла возвышения предше- ствуют полевым измерениям деформаций массива горных пород. а б Рис. 1. Схема определения длин проектируемых профильныхлиний: а) по простиранию, б) вкрест простирания Такое внимание к планированию полевых работ объясняется тем, что на большинстве горных предприятий, где производятся наблюдения за сдвижениями земной поверхности и охраняемыми объектами, имеет место затрудненный или некачественный прием спутниковых радиосигналов. Основными неблагоприятными факторами в данном случае будут элек- трический шум, многолучевой ход радиосигнала и ограниченная види- мость на спутники. Неблагоприятное воздействие электрического шума можно исключить еще на стадии проектирования наблюдательной стан- ции, в этом случае необходимо избегать закладки рабочих и опорных ре- перов ближе, чем 25-50 метров от линий электропередач, трансформатор- ных подстанций и контактной сети электрического транспорта. По полу- ченным в результате моделирования графиках распределения количества 233 видимых спутников и фактора PDOP, составляются примерные маршрут- ные листы таким образом, чтобы собственно наблюдения велись в перио- ды времени с наименьшим PDOP, а в периоды, когда фактор PDOP доста- точно высок, совпадали с перемещениями приемника между реперами и центрированием прибора. На первом этапе полевых работ производится определение коорди- нат опорных реперов наблюдательной станции в статическом режиме наблюдения базовых линий (время наблюдений от 40 до 60 минут), реже, при хороших условиях наблюдений, используется быстро-статический режим наблюдений с удлиненным временем наблюдений (время наблюде- ний от 30 до 40 минут). Определение координат рабочих реперов наблюдательной станции рекомендуется производить с использованием быстро-статического мето- да, при этом время наблюдений увеличивается на 5 минут для контроля. Также для определения координат рабочих реперов можно использовать кинематический метод, при помощи этого способа точность определения координат составит 2-3 мм. Для обеспечения этой точности необходимо выполнить ряд условий: - при определении координат рабочих реперов применять оптическое цен- трирование GPS-приемников на штативах, вместо использования легких кинематических вешек; - при производстве полевых работ производить набор данных на каждом репере в течение, как минимум, трех минут (36 спутниковых эпох). В этом случае обеспечивается не только достаточное количество данных, необхо- димых для определения точных координат рабочего репера, но и возмож- ность инициализации каждого репера сети в режиме OTF (On The Fly search), что повышает точность определения координат. - при производстве полевых работ применять разбиение профильных ли- ний на сегменты длиной 200-300 м. В начале и в конце каждого сегмента должны быть расположены репера, координаты которых определяются статическим или быстростатическим методами. Полученные пространственные координаты реперов наблюдатель- ной станции, длины линий и превышения между реперами по каждой се- рии наблюдений подвергаются дальнейшей обработке в зависимости от конкретно поставленной задачи. Литература 1. Инструкция по наблюдениям за сдвижением горных пород и земной поверхно- сти при подземной разработке рудных месторождений М. 1978. 2. Колесатова О.С., Корнеев С.А., Купташкин В.Н. Организация наблюдений за сдвижением земной поверхности при подземной отработке 35 рудного тела ок- тябрьского месторождения// Маркшейдерское и геологическое обеспечение горных работ: Сб. науч. тр.- Магнитогорск. гос. техн. ун-т им. Г.И. Носова. – С.103-109. 234 УДК 622.831.2 МЕТОДОЛОГИЧЕСКИЙ ПОДХОД К ИССЛЕДОВАНИЮ ВЛИЯНИЯ ГОРНОГО ДАВЛЕНИЯ НА СТЕНКИ ВЕРТИКАЛЬНЫХ ШАХТНЫХ СТВОЛОВ Кологривко А.А., Иголка Д.А., Лукша Е.М. Белорусский национальный технический университет, г. Минск, Беларусь Синтезированы исследования в области прогнозирования проявлений горного дав- ления и методологии проектирования строительства подземных сооружений. Представлен методологический подход к исследованию влияния горного давления на стенки вертикальных шахтных стволов, позволяющий принимать основопола- гающие решения при проектировании горных выработок или их комплексов, обу- словленные в соответствии с функциональным назначением подземного объекта, в дальнейшем трансформируемые в конкретные инженерные конструкции под- земного сооружения. Изложены базовые принципы методологического подхода к исследованию влияния горного давления на стенки вертикальных шахтных стволов. Проектирование строительства вертикальных шахтных стволов осуществляется для конкретного случая индивидуально в соответствии с основным функциональным назначением объекта, его эксплуатационными параметрами, характеристиками вмещающего массива горных пород [1]. Наиболее сложным процессом для проектирования вертикальных стволов является обеспечение их устойчивости в течение всего периода строитель- ства и эксплуатации. Основной частью обеспечения устойчивости стенок стволов является их крепление. Крепь должна быть обеспечена необходи- мым запасом ее прочности. От совершенства практических методов расче- та влияния горного давления, методов проектирования стволов, их науч- ной обоснованности зависит стратегия освоения подземного пространства, что определяет актуальность наличия методологического подхода к иссле- дованию влияния горного давления на стенки вертикальных шахтных стволов, который позволит принимать основополагающие решения при проектировании строительства стволов, в дальнейшем трансформируемые в конкретные инженерные конструкции подземного сооружения. Анализ геологических разрезов по единичным скважинам, изучен- ных свойств горных пород на участках строительства вертикальных шахт- ных стволов, принимая во внимание экспертный анализ материалов техни- ко-экономического доклада о промышленном значении Бриневского ме- сторождения гипса с разработкой временных кондиций (разработанного ОАО «Белгорхимпром» в 2003 году), архитектурного проекта «Поддержа- ние мощности сырьевой базы РУП «ПО «Беларуськалий» за счет строи- тельства стволов на шахтном поле 4РУ» (разработанного ОАО «Бел- горхимпром» в 2006 году), архитектурного проекта «Поддержание мощно- сти сырьевой базы РУП ПО «Беларуськалий» за счет строительства ство- 235 лов на шахтном поле 4 РУ. Первая очередь. Вторая очередь. Третья оче- редь. Корректировка 1» (разработанного ОАО «Белгорхимпром» в 2012 году), архитектурного проекта проходки шахтных стволов по объекту «Строительство горно-обогатительного комплекса мощностью от 1,1 до 2,0 млн. тонн хлорида калия в год на сырьевой базе Нежинского (восточ- ная часть) участка Старобинского месторождения калийных солей» (раз- работанного ОАО «Белгорхимпром» в 2012 году), архитектурного проекта «Петриковский горно-обогатительный комплекс. Подготовительный пери- од для проходки стволов» (разработанного ОАО «Белгорхимпром» в 2013 году), строительства вертикальных стволов в стесненных условиях город- ского строительства [2], позволяет считать вмещающие породы сложной природной средой, представляющей многокомпонентную систему, которая может рассматриваться как система взаимосвязей ее фазовых состояний, причем эти взаимосвязи отражают многообразие причинно-следственных факторов природных, техногенных и антропогенных воздействий. Основу построения таких взаимодействий составляют выявленные возмущения в массиве горных пород, которые представляют собой горное давление на технологические воздействия при строительстве стволов в реальном мас- штабе времени. Заметим, что в процессе проектирования и строительства целесообразно учитывать эти взаимодействия путем реализации включе- ния в проектируемые и строительные технологии специальных мероприя- тий, направленных на снижение этих воздействий [1]. Анализ геологических условий участков ведения работ показывает, что физико-механические свойства горных пород, в первую очередь проч- ностные, являющиеся основой при исследовании влияния горного давле- ния [3, 4], а также компрессионные свойства, получают в лабораторных условиях на образцах. Известно [1], что даже при испытании образцов пород, взятых из одного керна, имеется разброс показателей их свойств и в дальнейшем идет оперирование средней или средневзвешенной величиной этого показателя. Необходимо учитывать, что свойства массива, даже сло- женного пластами однородных пород, в различных точках будут еще бо- лее отличаться друг от друга, чем свойства образцов пород, взятых из это- го массива. Это происходит в силу действия масштабного эффекта, нали- чия анизотропии свойств пород в самом массиве. Поэтому физико- механические свойства однородных пород по длине ствола будут отли- чаться. Внешним проявлением этих отличий могут быть различные сме- щения контура. Из анализа научной литературы [3, 5 - 7] и нормативных документов, обязательных при проектировании подземных горных выра- боток, выборе средств и способов их поддержания [8, 9] периодического закона в колебаниях смещений контура вертикальных стволов не установлено. 236 Полученные в лабораторных условиях на образцах свойства пород не могут учитывать специфики поведения горного массива, характеризу- ющегося наличием разнопрочностных пород, характером и степенью их нарушенности, временным фактором, влиянием температурного фактора на изменение напряженно-деформированного состояния массива, его тех- нологической нарушенности, вызванной технологией строительства ство- ла, в том числе, скоростью проходки. Важным является и оценка расстоя- ния от контура ствола, на котором необходим учет различия в прочност- ных характеристиках вмещающих пород. Известно [3], что по мере удале- ния от контура выработки температурные напряжения меняются. Отсут- ствие же резких изменений температур массива практического влияния на устойчивость контура выработок не оказывают и могут не учитываться, что подтверждается исследованиями состояния выработок в разнотемпера- турных условиях и инструментальными наблюдениями за смещением породных обнажений выработок и развитием зон неупругих деформаций. Неровности контура выработки увеличивают значения коэффициен- та концентрации напряжений в 4 раза и более [3]. Большое влияние на величину коэффициента концентрации напряжений оказывает степень и характер нарушенности (неровности) породных обнажений. Наибольшее отрицательное значение имеет амплитуда неровности, т.е. размер в направлении породного массива. Увеличение числа этих неровностей вли- яет отрицательно в меньшей степени и способствует более равномерному распределению повышенных напряжений по контуру выработки. Нарушение крепи стволов вследствие геомеханических воздействий может проявляться в виде отдельных трещин, систем пересекающихся трещин, отслоений, заколов и вывалов самой крепи. Развитие нарушений крепи во времени происходит, как правило, плавно, переходя к более су- щественным и охватывая все бóльшие участки. Образование заколов и вывалов требует перекрепления нарушенных участков. При выборе кон- структивно-технологических решений по креплению и определении фак- тической несущей способности крепи важную роль играет достоверность геологической информации о степени нарушенности вмещающего массива [10]. Достоверность учитываемых свойств пород определяется не только качеством их выполнения, но и возможностью их уточнения в период про- ектирования и строительства стволов, что в свою очередь позволяет вно- сить соответствующие коррективы в принятые решения. При проектиро- вании обычно принимается техническая несущая способность крепи, что в сопоставлении с действующими нагрузками (в том числе прогнозными) показывает реальность сохранения контура выработки только за счет при- менения крепи. Однако анализ эксплуатации выработок это опровергает [3, 5]. В ряде случаев деформации превышают допустимые, что вызывает 237 необходимость ремонта. Опыт эксплуатации вертикальных стволов пока- зывает, что они разрушаются значительно раньше, чем предусмотрено проектным нормативным сроком из-за ускоренного физического износа крепи [11]. Это положение справедливо для любой конструкции крепи, независимо от режима ее работы и назначения. Исключения могут состав- лять временные и укрепленные крепи: первые – в силу кратковременности использования, вторые – в связи с созданием системы «крепь-порода» сразу же после их устройства. Уточнение геологической информации о массиве необходимо и в связи с тем, что перед началом или в процессе строительства может проводиться подготовка массива, направленная на изменение его физико-механических свойств или общего состояния с це- лью уменьшения влияния горного давления на контур или крепь ствола или же направленная на усиление самой крепи. К таким мероприятиям можно, например, отнести создание камуфлетных полостей по контуру выработки с одновременным их креплением бетоном или полимерным материалом, что позволит усилить внешний контур самого ствола [12, 13]. Вышеизложенное дает основание полагать, что свойства пород, не определенные инженерно-геологическими исследованиями, комплексно необходимые для прогнозирования проявлений горного давления на стен- ки стволов, могут быть приняты табличными или рассчитаны по извест- ным методикам. Каждый участок массива, включенный в систему влияния массива на ствол, характеризуется учетом большого количества происходящих явлений и процессов. Процессы в породном массиве протекают непрерыв- но с изменениями в зависимости от техногенного и антропогенного воздей- ствия. Поэтому на всех этапах проектирования и строительства возникает вопрос уточнения исходных геологических данных для определения влия- ния горного давления на контур и крепь ствола в данный период времени. При исследованиях построенная модель взаимодействия массива с объектом требует активного геомеханического мониторинга ситуации в массиве как основы для прогнозирования проявлений горного давления и разработке рекомендаций по технологии строительства. Существующая практика не реализует этого подхода по многим, в основном экономиче- ским и техническим причинам. Этот ряд важных факторов снижает уро- вень функционирования обратных связей между элементами системной модели «массив-технология-объект». Поэтому реально эта система может представлять собой модель, которая, с одной стороны, обладает всеми свойствами открытой системы (гибкость, динамичность, целостность, сложность и т.д.), а с другой стороны, как логическое построение, отобра- жающее представление об объекте и протекающих в нем процессах, исхо- дя из имеющейся геологической информации. Исследование влияния гор- 238 ного давления может быть основано на базах, имеющихся на момент ис- следования, знаниях и экспертных системах. Последние, по сути, являются диагностическими, т.е. ориентированными на исследование объекта в зависимости от конкретных значений исходных параметров (признакового пространства). Такие экспертные системы нашли широкое применение во многих предметных областях и могут быть рекомендованы в случае иссле- дования влияния горного давления на контур и крепь вертикальных шахт- ных стволов, используя комплексный метод прогнозирования проявлений горного давления. Прогнозирование проявлений горного давления в вертикальных стволах базируется на исследованиях отечественных (Протодьяконов М.М., Терпигорев А.М., Бокий Б.И., Цимбаревич П.М., Слесарев В.Д., Динник А.Н., Савин Г.Н., Лехницкий С.Г., Руппенейт К.В., Белаенко Ф.А., Крупенников Г.А., Шевяков Л.Д., Булычев Н.С., Протосеня А.Г., Обручев Ю.С., Огородников Ю.Н., Картозия Б.А., Корчак А.В., Войтенко В.С. и др.) и зарубежных ученых (К. Бах, Г. Шпакелер, Р. Феннер, А. Лаббас, Ф. Мор, Л. Уокер, Дж. Спелдинг, Р. Квапил, К. Терцаги, К. Хефер и др.) [6, 14, 15]. Исследования по прогнозированию проявлений горного давления, основанные на положениях теории упругости, пластичности и ползучести, выполнены Р. Феннером, А. Лабассом, Руппенейтом К.В., Белаенко Ф.А, Либерманом Ю.М., Авершиным С.Г., Ержановым Ж.С., Протосеней А.Г. и др. Положения теории вероятностей и математической статистики исполь- зовались в исследованиях Руппенейта К.В., Матвиенко В.В., Долгих М.А., Баклашова И.В., Шейнина В.И. и др. Обширные работы по изучению про- явлений горного давления в натурных условиях осуществлены Крупенни- ковым Г.А., Черняком И.Л., Максимовым А.П., Заславским Ю.З., Давыдо- вичем И.Л., Балбачан И.П., Литвинским Г.Г., Шехурдиным В.К., Картозией Б.А., Корчаком А.В., Войтенко В.С. и др. Значительное развитие получили экспериментальные исследования на моделях (Кузнецов Г.Н., Трубачев В.Г. и др.) и работы по изучению свойств горных пород, энергетического состоя- ния массива и контура выработки (Руппенейт К.В., Либерман Ю.М., Матве- ев Б.В., Глушко В.Т., Ильницкая Е.И., Шехурдин В.К., Войтенко В.С. и др.). Разработанные научные основы и методы прогнозирования прояв- лений горного давления в вертикальных выработках можно разделить на аналитические, инженерные и аналоговые [6]. Для аналитических методов характерны три направления. В основу исследований первого направления, представленного работами Протодья- конова М.М., Цимбаревича П.М., Слесарева В.Д., К. Терцаги, Шехурдина В.К., Каретникова В.Н., Булычева Н.С., Фотиевой Н.Н., Картозии Б.А., Борисова В.Н., др., легли гипотезы, основанные на положениях строитель- ной механики. В исследованиях этого направления массив горных пород и 239 крепь вертикальной выработки рассматриваются без учета их взаимодей- ствия. В теоретических исследованиях горный массив аппроксимируется сыпучей средой. Однако результаты, получаемые на их основе, не всегда подтверждаются практикой. С увеличением глубины выработки расхож- дения становятся все более значительными. В исследованиях второго направления используются положения ги- потезы деформаций. Согласно этой гипотезе деформации играют суще- ственную роль в формировании нового поля напряжений около ствола, крепь активно взаимодействует с горным массивом, а нагрузка на нее за- висит от перемещений стенок выработки, допускаемых этой крепью. По- скольку деформации горных пород охватывают широкий диапазон от упругих до хрупкого разрушения и вязкого течения, то гипотеза деформа- ций имеет различные частные модификации, из которых наибольшее зна- чение в настоящее время имеют гипотезы разрушения, упруговязкого де- формирования и наследственной ползучести. В исследованиях этого направления используются теории механики сплошных сред: упругоизо- тропных (Динник А.Н., Савин Б.М., Родин И.В., Шехурдин В.К. и др.); упругоанизотропных (Лехницкий С.Г., Космодамианский А.С. и др.); вяз- копластичных (Максимов А.П., А. Салустович, К. Хёфер, Войтенко В.С. и др.); упругопластичных (Р. Феннер, А. Лабасс, Руппенейт К.В., Хирамацу Ё., Ока Ю, Либерман Ю.М. и др.) и упругонаследственных (Ержанов Ж.С., Розовский М.И., Глушко В.Т. и др.). Третье направление представлено работами Ершова Л.В., Насонова Л.Н. и др. В этих исследованиях упругопластическая задача решается с позиции потери устойчивости горного массива, сопровождающейся изме- нением формы ствола. Инженерные методы характеризуются исследованиями, базирую- щимися на теории свода (Протодьяконов М.М., Цимбаревич П.М., Р. Ква- пил, К. Терцаги, Бродский М.Б. и др.), натурных измерениях (многочис- ленные работы научно-исследовательских, проектных и производственных организаций, университетов горного и геологического профиля: ВНИМИ, ИГД им. А.А. Скочинского, Национальный минерально-сырьевой универ- ситет «Горный», Московский государственный горный университет, Туль- ский государственный университет, Донецкий национальный технический университет, Российский государственный геологоразведочный универси- тет имени Серго Орджоникидзе и др.) и вероятностно-статистических прогнозах (Руппенейт К.В., Матвиенко В.В., Черняк И.Л., Глушко В.Т., Кацауров И.Н., Баклашов И.В., Долгих М.А. и др.). Методы аналогий основаны на выявлении и использовании корре- ляционных связей между геологическими, геофизическими, физико- 240 механическими и инженерно-техническими факторами (Алферов О.С., Скворцов Г.Г., Кориковская Л.К., Фромин В.В. и др.). Область применения методов прогнозирования проявлений горного давления в вертикальных стволах ограничивается горно-геологическими и инженерно-техническими условиями, возможностью получения и степе- нью достоверности геологической информации, а на стадии проектирова- ния стволов – наличием аналогов. Эффективность аналитических методов зависит от выбора реологической модели, аппроксимирующей горный массив и точности определения геологических свойств слагающих его пород. В инженерных и аналоговых методах реальная обстановка учиты- вается в большей степени. Однако эмпириоаналитический и эмпирический подход к решению задачи ограничивает их использование условиями строительства отдельного ствола или участка ведения работ. Качественная картина явлений, сопровождающих наличие в горном массиве ствола, может быть представлена следующим образом. При фор- мировании нового поля напряжений происходит концентрация напряже- ний с максимальным коэффициентом на стенках ствола. Когда несущая способность пород достаточная и новые компоненты напряжений не будут превышать ее прочность, разрушение породного контура не произойдет. Если и в дальнейшем прочность породы не будет уменьшена, например, из- за воздействия воды, то проявление горного давления в этом случае закон- чится на стадии образования нового поля напряжения. При недостаточной начальной прочности пород или уменьшения ее в результате воздействия разупрочняющих факторов, проявление горного давления будет сопровож- даться образованием предельной области (неупругих деформаций). Распределение напряжений вокруг ствола, размеры и время образо- вания предельной области зависит от формы сечения выработки, физико- механических свойств вмещающих пород и наличия изменяющих их рео- логическую характеристику факторов, напряженного состояния нетрону- того массива, слоистости, трещиноватости, анизотропии и других струк- турных особенностей и условий залегания пород. В этой связи на характер и интенсивность проявлений горного давления влияют многие факторы. Одни из них действуют постоянно и повсеместно, другие – временно и локально (многие из них не поддаются количественной оценке). В связи с вышеизложенным, задача исследования влияния горного давления на вертикальный ствол должна решаться в первую очередь путем установления качественной стороны процессов, происходящих при его строительстве. Полученные представления о механизме этих процессов служат основанием для количественных оценок, составления расчетных схем и разработки инженерных методов расчетов влияния и рационального управления горным давлением на различных этапах строительства ствола. 241 Исследования горного давления в вертикальных стволах можно условно разделить на два этапа. Первый этап характеризуется тем, что подход к представлениям о горном давлении, его природе и проявлениях осуществляется с помощью упрощенных схем – приближенных гипотез. Давление на крепь определяется как заданная статистическая нагрузка, которая не зависит от деформаций горного массива, конструкции и мате- риала крепи, способа проходки и технологии крепления. На этом основа- нии все исследования этого этапа имеют общее название «гипотезы сил». Можно выделить гипотезу восстановления естественного напряженного состояния массива (или полного веса столба горных пород), гипотезу сво- да и гипотезу об отсутствии давления на крепь ствола в прочных (скаль- ных) породах. На втором этапе механизм взаимодействия горного массива с кре- пью, напряжения в крепи и породах, перемещение на поверхности и вбли- зи ствола исследуются с использованием методов механики сплошной среды. В исследованиях используются «гипотезы деформаций», согласно которым давление на крепь развивается и устанавливается в результате ее взаимодействия с деформирующимися горными породами. Диапазон не- упругодеформирующихся пород может изменяться в широком диапазоне – от вязкого течения до хрупкого разрушения. В этой связи гипотеза дефор- маций имеет ряд частных модификаций, из которых наибольшее значение имеют гипотезы разрушения пород, линейной и нелинейной наследствен- ной ползучести. Отличительной особенностью гипотезы восстановления является признание линейной зависимости нагрузки на крепь от глубины. Горное давление на крепь в соответствие с этой гипотезой численно равно боко- вому давлению в массиве горных пород. Практика строительства и эксплуатации подземных сооружений по- казала, что механизм проявления горного давления (в сравнении с гипоте- зой восстановления) подтверждается натурными наблюдениями [6]. Было установлено, что боковое давление на крепь не возрастает пропорциональ- но глубине. Использование гипотезы свода позволяет уменьшить расчет- ные нагрузки на крепь. Гипотеза обосновывает возможность увеличения глубины горных выработок без существенного упрочнения крепи. Однако результаты, получаемые на основе гипотезы свода, не все- гда подтверждаются практикой. С увеличением глубины выработки рас- хождение становятся все более значительными. В связи с этим, гипотеза деформаций представляется наиболее приемлемой. Одной из частных модификаций этой гипотезы является гипотеза разрушения. Исследования в этом направлении позволили разработать комплекс знаний, подтвер- 242 жденный экспериментами, о деформации и взаимодействии горных пород с крепью выработки. Основные положения этого комплекса следующие [6]: - вблизи выработки вследствие концентрации напряжений образуется так называемая «зона неупругих деформаций», что проявляется в дополни- тельном перемещении пород и сужении сечений выработки; - развитию радиальных смещений в массиве в известной мере препятству- ет крепь; - статистическое равновесие в системе «крепь-порода» может быть до- стигнуто при величине отпора крепи (давления на крепь), при этом каждо- му значению давления соответствует определенное радиальное перемеще- ние стенок выработки; в общем случае: чем больше перемещение стенок выработки допускает крепь (чем больше она податлива), тем меньшее давление она будет испытывать (до определенного предела, начиная с которого давление стабилизируется или даже начинает возрастать); - давление на крепь существенно зависит от степени ее жесткости (материал, конструкция, толщина) и технологии возведения, определяющей время вво- да крепи в работу после обнажения стенок и начальный распор. В гипотезе деформаций, гипотезы восстановления и свода исполь- зуются в качестве отдельных частных случаев. Процессы, происходящие около горной выработки, имеют времен- ной характер. В зависимости от принятых уравнений напряженно- деформированного состояния фактор времени может отражаться либо в явном виде, либо в условных временных параметрах, характеризующих реологические свойства породы (например, во временных операциях – в теории наследственных сред или через коэффициент вязкости – в реологии). Эти параметры определяют по данным испытаний ползучести горных пород. Наиболее широко, при исследовании горного давления, применяет- ся теория линейной наследственной ползучести. Согласно принципу наследственности, материал должен обладать свойством обратной ползу- чести, т.е. деформации, вызванные внешними силами, не должны исчезать сразу же после снятия нагрузки. По принципу линейности деформации должны складываться между собой и быть пропорциональны напряжени- ям, действовавшим в разные моменты времени. И хотя процессы, проте- кающие в массиве вокруг закрепленной выработки, по существу релакса- ционные, а уравнения состояния линейной и наследственной ползучести приводят к полной обратимости деформаций ползучести при разгрузке, – эта теория успешно используется при исследованиях горного давления. Область применения теории линейной наследственной ползучести ограничивается породами с линейной зависимостью между напряжениями и деформациями. Если принцип линейности при деформировании пород не соблюдается, то для описания их ползучести необходимо применять 243 методы теории нелинейной наследственной ползучести. Однако из-за сложности и недостаточной разработанности математического аппарата эта теория в механике горных пород широкого применения не получила. Крепь вертикального шахтного ствола представляет капиталоемкую конструкцию. Поэтому при ее проектировании должны быть учтены не только условия надежности, но и критерии экономичности. Анализ данных наблюдений и натурных замеров свидетельствуют о том, что крепь шахтных стволов в большинстве случаев работает в усло- виях неравномерной нагрузки [6]. Поскольку ее грузонесущая способность при этом резко снижается, должны были бы иметь место частые наруше- ния, чего в действительности не наблюдается. Для выяснения этого вопро- са были выполнены исследования в крепи, работающей в условиях нерав- номерного нагружения, но совместно с горным массивом. Полученные данные свидетельствовали о том, что при такой схеме работы напряжения перераспределяются самой крепью. Значения же изгибающих моментов, а потому растягивающих напряжений, настолько малы, что ими можно пре- небречь. Сжимающие напряжения несколько увеличиваются. По расчетам ВНИМИ грузонесущая способность бетонной крепи при неравномерной нагрузке уменьшается не более чем на 30-50 %, по сравнению со схемой равномерного нагружения [6]. Анализ сопоставления расчетных методов [6], при определении нагрузки на крепь для одних и тех же горно-геологических условий позво- ляет сделать заключение об отсутствии сплошного давления на крепь по всей глубине ствола, а также о том, что проявлений горного давления сле- дует ожидать в отдельных разобщенных участках разреза, сложенных более слабыми породами. Теоретические работы, в основу которых положены представления о деформациях породы в упругих пределах, практического значения не имеют. Величины давления, рассчитанные по этим методам, колеблются в значитель- ных пределах и многократно превышают данные натурных замеров. Рассмат- ривая теоретические работы, можно отметить, что имеется много справедли- вых положений, которые могут быть эффективно использованы при разработ- ке новых инженерных методов обеспечения надежной работы крепи. Основными нормативными документами, обязательными при про- ектировании подземных горных выработок и расчету крепи являются СНиП и Руководство [8, 9]. В них обобщен опыт работ в этом направлении научно-исследовательских, проектных и производственных организаций, а также университетов горного и геологического профиля. В них в принципе предусматривается дифференцированный подход к определению горного давления, креплению отдельных участков выработки, имеющих более 30% отклонения прочностных свойств вмещающих пород, однако это условие 244 не реализуется ввиду отсутствия практических рекомендаций. В норма- тивных документах практически невозможно учесть все детали рассматри- ваемой задачи, тем более, что знания о горном давлении постоянно разви- ваются [16], поэтому возможно рекомендовать для практического исполь- зования результаты современных исследований, которые следует рассмат- ривать как дополнение к вышеуказанным материалам. Проведенный анализ подтверждает важность проведения натурных измерений в горных выработках и лабораторных исследований с моделиро- ванием горных условий в сопоставлении их данных с расчетными [17 - 20]. Анализ, обобщение и синтез результатов исследований в области прогнозирования проявлений горного давления, методологии проектиро- вания строительства подземных сооружений, строительства вертикальных шахтных стволов и геологических условий участков ведения работ, резю- мируя вышеизложенное, позволяет заключить, что методологический под- ход к исследованию влияния горного давления на стенки вертикальных шахтных стволов может базироваться на следующих основных принципах. 1. Стратегической основой исследования влияния горного давления на вертикальные шахтные стволы с капиталоемкой конструкцией крепи является не получение конкретных инженерных решений при исследова- нии на экстремум общих функций, в связи с отсутствием возможности геомеханического мониторинга состояния породного массива, а установ- ление на базе фактической геологической информации области рацио- нальных значений параметров локального воздействия породного массива на контур и крепь ствола с построением модели поведения массива. Мо- дель должна обладать свойствами открытой системы и отображать пред- ставление об объекте и протекающих в нем процессах, исходя из имею- щейся на момент исследования геологической информации. Такой мето- дологический подход позволит принимать основополагающие решения при проектировании строительства стволов, в дальнейшем трансформиру- емые в конкретные инженерные конструкции сооружения с учетом суще- ственных для объекта техногенных и антропогенных факторов. Реализация изложенного позволит в процессе проектирования учитывать неопреде- ленность исходной информации (особенно горно-геологической), разницу во времени между принятием решения и его реализацией, а также принци- пиальные трудности изменения этих решений при строительстве стволов, характеризующиеся совокупностью переменных природных, техногенных и антропогенных факторов, взаимодействие которых создает множество комбинаций, отражающих специфику требований к технологии строитель- ства объекта. 2. Эффективность исследований влияния горного давления на вер- тикальные шахтные стволы определяется уровнем типизации как самих 245 элементов единой геосистемы «массив-технология-объект», так и их взаи- мосвязей, учитывающих изменение техногенных и антропогенных факто- ров, и зависит от уточненной геологической информации при геомехани- ческом мониторинге состояния массива как основы для прогнозирования проявлений горного давления на контур и крепь ствола, а при невозмож- ности ее реализации, на данном этапе проектирования, использованием комплексного метода прогнозирования проявлений горного давления, включающего аналитические, инженерные и аналоговые методы. 3. Поддержание оптимального режима строительства вертикальных шахтных стволов, а также основных конструктивных параметров управля- емых технологий, в том числе при креплении как наиболее сложном тех- нологическом процессе, основывается на гибком реагировании к поведе- нию массива посредством оперативного регулирования различных его параметров по данным геомеханического мониторинга. Литература 1. Корчак, А.В. Методология проектирования строительства подземных сооруже- ний / А.В. Корчак // Сб. избр. трудов ученых Московского государственного горного университета «Научное обоснование подземного строительства» / Под общ. ред. Б.А. Картозии. – М.: издательство Академии горных наук, 2001. – С. 197-227. 2. Кологривко, А.А. Влияние горного давления на стенки технологической шахты в стесненных условиях городского строительства / А.А. Кологривко, Д.А. Иголка, Е.М. Лукша // Сб. трудов XI междунар. науч.-техн. конф. «Чтения памяти В.Р. Кубачека. Технологическое оборудование для горной и нефтегазовой промышленности». – Екатеринбург: Уральский государственный горный университет, 2013.– С. 67-70. 3. Кошелев, К.В. Охрана и ремонт горных выработок / К.В. Кошелев, Петренко Ю.А., Новиков А.О. – М.: Недра, 1990. – 218 с. 4. Основания и фундаменты: Справочник / Г.И. Швецов [и др.]. / Под ред. Г.И. Швецова. – М.: Высш. шк., 1991. – 383 с. 5. Научное обоснование подземного строительства: Избр. труды ученых Москов- ского государственного горного университета / Под общ. ред. Б.А. Картозии. – М.: издательство Академии горных наук, 2001. – 351 с. 6. Киреев, А.М. Управление проявлениями горного давления при строительстве нефтяных и газовых скважин / А.М. Киреев, В.С. Войтенко. Том 1. – Тюмень: Издательско-полиграфический центр «Экспресс». – 2006. – 280 с. 7. Ершов, Л.В. Механика горных пород / Л.В. Ершов, Л.К. Либерман, И.Б. Нейман. – М.: Недра, 1987. – 192 с. 8. СНиП II-94-80. Подземные горные выработки / Госстрой СССР. – М.: Стройиз- дат, 1982. – 31 с. 9. Руководство по проектированию подземных горных выработок и расчету крепи / ВНИМИ, ВНИИОМШС Минуглепрома СССР. – М.: Стройиздат, 1983. – 272 с. 10. Будник, А.В. Напряженно-деформированное состояние нарушенной бетонной крепи ствола / А.В. Будник, А.Н. Лапко, Л.В. Жигачев и др. // Технология и проек- тирование подземного строительства: Вестник. – Донецк: Норд-пресс, 2003. – Вып.3. С.105-109. 246 11. Шилин, А.А. Стратегия ремонта железобетонных конструкций подземных со- оружений с учетом их состояния и требуемого уровня надежности / А.А. Шилин // Сб. избр. трудов ученых Московского государственного горного университета «Научное обоснование подземного строительства» / Под общ. ред. Б.А. Картозии. – М: издательство Академии горных наук, 2001. – С. 301-344. 12. Кологривко, А.А. Применение способа взрывоуплотнения горных пород в промышленности / А.А. Кологривко // Горная механика. – 2003. – №1. – С.79-81. 13. Кологривко, А.А. Прогнозирование параметров шурфов, проводимых способом взрывоуплотнения и одновременного крепления / А.А. Кологривко // Сб. науч. тру- дов 8-ой междунар. конф. «Социально-экономические и экологические проблемы горной промышленности, строительства и энергетики» / Под общ. ред. Р.А. Ковалева. – Тула: ТулГУ, 2012. – С. 113-117. 14. Картозия, Б.А. Горная наука – строительная геотехнология / Б.А. Картозия // Сб. избр. трудов ученых Московского государственного горного университета «Научное обоснование подземного строительства» / Под общ. ред. Б.А. Картозии. – М.: изда- тельство Академии горных наук, 2001. – С. 8-35. 15. Протосеня, А.Г. История кафедры строительства горных предприятий и под- земных сооружений Санкт-Петербургского государственного горного университе- та / А.Г. Протосеня, Ю.Н. Огородников. СПб: СПГГУ, 2012. – 224с. 16. Литвинский, Г.Г. Концепция новой классификации проявлений горного давле- ния / Г.Г. Литвинский // Технология и проектирование подземного строительства: Вестник. – Харьков: РИП «Оригинал», 2000. – С.17-21. 17. Богатов, Б.А. Моделирование и обоснование решений в горном производстве / Б.А. Богатов, Ю.А. Шпургалов. – Минск: ОО БГА, 2002. – 367 с. 18. Шпургалов, Ю.А. Компьютерное моделирование принятия решений в произ- водственных задачах / Ю.А. Шпургалов. – Минск: БНТУ, 2009. – 217 с. 19. Булычев, Н.С. Механика подземных сооружений в примерах и задачах / Н.С. Булычев. – М.: Недра, 1989. – 198 с. 20. Булычев, Н.С. Крепь вертикальных стволов шахт / Н.С. Булычев, Х.И. Абрам- сон. – М.: Недра, 1987. – 301 с. УДК 622.693.2.004.4 ФОРМИРОВАНИЕ СОЛЕОТВАЛА ИЗ ГАЛИТОВЫХ ОТХОДОВ СПОСОБОМ ГИДРОНАМЫВА Журавков М.А.1, Шемет С.Ф.2, Кологривко А.А.3, Круподеров А.В.1, Коновалов О.Л.1 1Белорусский государственный университет, г. Минск, Беларусь 2ОАО «Белгорхимпром», г. Минск, Беларусь 3Белорусский национальный технический университет, г. Минск, Беларусь Изложены технические решения по организации хвостового хозяйства калийного производства, основанные на использовании площадей отработанных шламохра- нилищ в качестве оснований расширяемых солеотвалов с обеспечением безопасно- сти их эксплуатации. Приведены результаты исследований по формированию способом гидронамыва солеотвала из галитовых отходов на слабом основании. 247 Представлен анализ технического состояния солеплиты во времени и динамика изменения физико-механических свойств техногенных грунтов. Изложены реко- мендации по технологии гидронамыва солеотвала на слабом основании для условий третьего рудоуправления ОАО «Беларуськалий». Эксплуатация Старобинского месторождения калийных солей ведет к существенному изменению геоэкологической ситуации в Солигорском промышленном районе. Содержание хлористого калия в добываемых ру- дах находится в пределах 24-32 %. При обогащении сильвинитовой руды 65-75 % составляют отходы. Твердые отходы на 92-95 % представлены хлористым натрием, жидкие – глинисто-солевыми шламами. На 1 тонну основной продукции приходится 2,3-5,7 тонн отходов. Геоэкологические последствия эксплуатации месторождения пред- ставляют масштабный характер, одним из слагающих элементов которых является проблема складирования твердых отходов обогащения в солеот- валы, жидких – в шламохранилища [1, 2]. Традиционный подход к пробле- ме складирования и изоляции отходов состоит в том, чтобы задержать твердые отходы и рассол на поверхности земли внутри системы огражда- ющих дамб с минимизацией изъятия земельных ресурсов и хранить отхо- ды калийного производства в пределах специально подготовленной для этого территории. Количество избыточных рассолов напрямую зависит от объема и площади, занимаемой водорастворимыми отходами. В этой связи особую актуальность приобретают вопросы, связанные с разработкой но- вых способов складирования отходов калийного производства при органи- зации хвостовых хозяйств, позволяющих сократить рост площадей, ис- пользуемых для размещения этих отходов, что в свою очередь снизит гео- экологическую нагрузку в районе работ рудоуправлений (далее – РУ). Снизить геоэкологическую нагрузку можно за счет уменьшения изъятия дополнительных площадей под солеотвалы, использовав при этом отработанные шламохранилища в качестве оснований при расширении солеотвалов. Так, в настоящее время ОАО «Белгорхимпром» продолжает разработку и реализацию проекта опытно-промышленного участка (далее – ОПУ) по складированию галитовых отходов на шламохранилище 3РУ ОАО «Беларуськалий» способом гидронамыва. Намыв галитовых отходов на поверхность отработанного шламо- хранилища предусмотрен до образования угла намыва солеплиты (пласт- плиты) 1,5º. Формирование конечного профиля (с точки намыва) осу- ществляется с дополнительным использованием бульдозерной техники. Реализация проекта начата в 2005 году и осуществляется по настоящее время. В течение строительства ОПУ периодически велась топографиче- ская съемка территории, осуществлялись инженерно-геологические изыс- 248 кания с целью изучения инженерно-геологического состояния формируе- мой солеплиты, гидрогеологических условий и физико-механических свойств грунтов, слагающих ОПУ. На октябрь 2008 года на поверхности отработанного шламохрани- лища сформировалась солеплита, которая делилась на два участка: участок солеплиты, состоящий только из галитовых отходов, и участок, состоящий из смеси галитовых и шламовых отходов. Площадь участка солеплиты из галитовых отходов ~120 тыс.м2 (до уреза рассолов) при мощности 2,0-9,5 м. Максимальная мощность– у осно- вания солеотвала. Поверхность центральной зоны солеплиты имела сеть промоин (максимальная ширина 2,5 м, глубина 1,0 м). Вызвано это суффо- зионными процессами, происходившими в период гидронамыва солепли- ты и ее растворения атмосферными осадками. В краевых зонах солеплиты наблюдались трещины, вызванные ее оседанием под собственным весом на слабых шламовых грунтах (слабом основании). По данным инженерно-геологических изысканий в приконтактной зоне солеплиты и шламовых грунтов отработанного шламохранилища присутствовал рассольный горизонт, тонкий слой 0,5 м рыхлых галитов и текучих шламов. Площадь участка солеплиты из смеси галитовых и шламовых отхо- дов ~7000 м2 при средней мощности 4,0 м. Вся поверхность солеплиты была изрезана промоинами максимальной глубиной 0,5 м. В растворимых техно- генных грунтах были образованы воронки максимальной глубиной 1,0 м. С целью принятия решений по технологии формирования солеотва- ла на отработанном шламохранилище предложены пять технологических схем формирования солеотвала. Так, согласно первой технологической схеме формирование солеот- вала ведется путем отсыпки галитовых отходов насухо на подготовленное ложе – солеплиту. Солеплита создается путем гидронамыва галитовых отходов на поверхность отработанного шламохранилища до достижения расчетной мощности и необходимой прочности солеплиты с целью даль- нейшего складирования на ней галитовых отходов насухо. Задача расчета – определение несущей способности намывной солеплиты с учетом ее мощности 10 м и прочностных характеристик при отсыпке на нее солеот- вала до отметки +245,0 м при помощи ОШ-110. Вторая технологическая схема аналогична первой с отличительной особенностью – намыв солеплиты осуществляется из смеси галитовых отходов и шлама на существующее основание, намытого галитовыми от- ходами. Задача расчета аналогична с задачей расчета первой технологиче- ской схемы. 249 Третья технологическая схема предполагает гидронамыв солеотвала галитовыми отходами на существующую солеплиту из галитовых отходов. Схема предусматривает складирование галитовых отходов путем гидро- намыва на существующее основание. Задача расчета – определение воз- можности гидронамыва для достижения максимальной высоты солеотвала. Четвертая технологическая схема предполагает гидронамыв солеот- вала из смеси галитовых и шламовых отходов на существующую солепли- ту из галитовых отходов. Схема аналогична третьей с отличительной осо- бенностью – вместо галитовых отходов складируется смесь галитовых и шламовых отходов. Задача расчета аналогична с задачей расчета третьей технологической схемы. Пятая технологическая схема предполагает отсыпку солеотвала насухо при помощи ОШ-110 на существующую солеплиту из галитовых отходов с расчетом устойчивости ограждающих дамб шламохранилища. Задача расчета – определение устойчивости ограждающих дамб для уста- новления их возможного разрушения от воздействия системы «солеотвал- шламохранилище». Разработаны и построены несколько геомеханических моделей и соответствующие им численные расчетные схемы, на базе которых выпол- нены исследования по изучению прочности и устойчивости системы «со- леотвал-шламохранилище». Исследованиями установлено, что формирование солеотвала пред- почтительно осуществлять гидронамывом галитовых отходов (смеси гали- товых и шламовых отходов) рассредоточенно по всей поверхности со- леплиты до проектной отметки формируемого солеотвала. Гидронамыв предполагает процесс намыва галитовых отходов вместе с рассолом. Угол откоса формируемого отвала не должен превышать 45º, а вдоль огражда- ющих дамб по периметру формируемого отвала должен быть предусмот- рен разрыв («окно») между ними и основанием солеплиты величиной 10- 15 м. На участках наращивания дамб необходимо усилить их бермами шириной не менее 10 м. При достижении мощности солеплиты 29 м на всей площади шламохранилища, возможна сухая отсыпка. Исследованиями ОАО «Белгорхимпром», ГНУ «Институт общей и неорганической химии НАН Беларуси», БНТУ установлено, что одним из способов складирования отходов может быть обезвоживание шламовых отходов и их складирование всухую, отдельно от галитовых отходов, либо совместно с галитовыми отходами. Исследования показали возможность обезвоживания глинисто-солевого шлама с получением продукта влажностью около 30 %. Обезвоженный продукт имеет физико-химические и механиче- ские свойства, дающие возможность транспортировать его и складировать совместно с галитовыми отходами [1, 3]. 250 На ноябрь 2012 года на поверхности отработанного шламохрани- лища сформировалась солеплита, анализ изучения технического состояния которой на ОПУ во времени показал к настоящему времени незначитель- ную динамику изменения физико-механических свойств техногенных грунтов. Вместе с тем, характер пространственной изменчивости показа- телей физико-механических свойств грунтов в пределах инженерно- геологических элементов не является закономерным. Шламовый грунт перешел из текучего состояния в текучепластичное и мягкопластичное. Смесь галитовых и шламовых грунтов находится в твердом состоянии. Имеет место наличие малопрочных грунтов (шлама), обладающих низки- ми прочностными и деформационными характеристиками, что вызывает неблагоприятные физико-геологические процессы. При формировании способом гидронамыва солеотвала будут создаваться благоприятные усло- вия для вертикальной миграции атмосферных осадков (дожди, таяние снега) вглубь массива, что вызвано высокой пористостью верхней части техногенных галитовых образований. Развивающиеся во времени процес- сы пластической деформации, физико-химические процессы, протекаю- щие в поровом растворе (рост кристаллогидратов при увеличении плотно- сти рапы и изменении температурных условий, частичный переход сво- бодной и рыхлосвязанной воды в химически связанную) будут способ- ствовать формированию дифференцированных зон в солеотвале с различ- ными инженерно-геологическими свойствами. С целью оценки формирования способом гидронамыва солеотвала из галитовых отходов выбрана геомеханическая модель рассматриваемой прикладной технической задачи, представляющая собой рассмотрение насыпного сооружения на деформируемом основании. При этом возможен учет неоднородности насыпного сооружения по высоте, учитывается по- следовательность отсыпки в большом временном интервале, учет возмож- ности слоев насыпного сооружения по границе с основанием. В этой связи, механико-математическая модельная задача строилась исходя из суще- ствующих положений и допущений [4 - 6]. Вследствие больших линейных в плане размеров насыпного соору- жения, решение задачи изучения устойчивости системы «насыпное соору- жение – деформируемое основание» рассматривалось в рамках теории упругости в условиях плоско-деформированного состояния ( 0zz  ) или в осесимметричной постановке. Все объекты исследуемой системы при построении компьютерных расчетных моделей (солеотвал, дамба, шламохранилище и др.) рассматри- вались как линейно-деформируемые однородные (в среднем) изотропные (усредненные) тела. При этом принимались условия полного сцепления на всех контактных поверхностях за исключением линии контакта правой 251 дамбы с основанием, где рассматривались условия сцепления (контакта) с различными коэффициентами трения. В связи с тем, что реальные технологические процессы происходят в большом временном интервале, задачи решались в квазистатической постановке. В соответствии с принятыми допущениями связь между компонен- тами напряженно-деформированного состояния (далее – НДС) для элемен- тов рассматриваемой системы была представлена в виде:                                                                                xy xz yz zz yy xx xy xz yz zz yy xx 2 0 0 0 0 0 0 2 0 0 0 0 0 02 0 0 0 0 0 02 0 0 0 2 0 0 0 2 , (1) где , – параметры Ламе. )1(2 , )21)(1(          EE , здесь  – коэффициент Пуассона, E – модуль Юнга. Механико-математическая модель, описывающая НДС исследуемой системы включала: - уравнения равновесия . ,0 g xy yx xyyy xyxx                - уравнение совместности деформаций xyxy xyyyxx         2 2 2 2 2 2 ; - уравнение состояния среды (закон Гука) – уравнения (1); - граничные условия. В соответствии с описанием геомеханической модельной задачи граничные условия выбирались в следующем виде. Насыпное сооружение располагается на упругом основании. В свою очередь упругое основание по ее нижнему основанию неподвижное (условия жесткого закрепления) и 252 отсутствует его движение в горизонтальном направлении по левой грани- це. По правой границе системы в целом принимаются условия на беско- нечности, т.е. справа вся конструкция закреплена в горизонтальном направлении. На границе контакта основания и солеотвала (намывной солеплиты) задаются следующие условия:                  ,*|,* ,*|, ,*|, , , 21 21 21 21 21 nn n n nn nn ff f fuu uu где индексами обозначены контактирующие тела, f – коэффициент трения;  ,n – соответственно нормальные и касательные усилия. В качестве критерия разрушения использовался критерий Кулона- Мора: 0)cos()sin( 22 3131     С , (2) где 31, – соответственно максимальное и минимальное главные напряжения, С – сцепление,  – угол внутреннего трения. Схема вычислений представляла последовательность решения не- скольких модельных задач. Вначале в расчетной модели рассматриваются все конструкции, составляющие систему, и вычисляется их консолидация (усадка под действием собственного веса). Далее рассматривались расчет- ные модели с последовательным намывом слоев. Выбрано восемь слоев, мощностью ~10 м каждый. По результатам численных экспериментов прослеживается критиче- ская отметка солеотвала 228 м. Принимая во внимание время упрочнения галитовых отходов и солеотвальных грунтов, имеет место образование дифференцированных зон с различными инженерно-геологическими свой- ствами. В этой связи рекомендуется вести намыв до отметки второго этапа намыва, но не ниже отметки 207,25 м. Формирование солеотвала должно вестись послойно с целью обеспечения его общей устойчивости. После второго этапа намыва рекомендуется провести дополнительные исследо- вания по состоянию намывного грунта. При его нарушенном состоянии дальнейший намыв может представлять собой определенную опасность. 253 При достижении мощности намыва 29-30 м на всей площади шла- мохранилища в случае нарушенности состояния намывного грунта и опас- ности дальнейшего его намыва возможно рассмотреть случай сухой от- сыпки из галитовых отходов, а также формирование солеотвала из обезво- женных глинисто-солевых шламов. При формировании способом гидронамыва солеотвала из галитовых отходов на отработанном шламохранилище должен осуществляться посто- янный геомеханический мониторинг за состоянием отвала и всех соору- жений. Контроль должен быть как визуальный, так и инструментальный с применением инженерно-геологических и геофизических методов. Важным представляется выполнение дальнейших исследований по изучению поведения шлама как двухфазной среды и поведению жидкой фракции при увеличении нагрузки и консолидации с течением времени с целью определения технологии формирования солеотвала до его верхней проектной отметки. Литература 1. Шемет, С.Ф. Прогнозирование и предотвращение геоэкологических последствий подземной разработки калийных месторождений / С.Ф. Шемет, А.А. Кологривко // Сб. науч. трудов 8-ой междунар. конф. «Социально-экономические и экологические проблемы горной промышленности, строительства и энергетики» / Под общ. ред. Р.А. Ковалева. – Тула-Донецк-Минск: ТулГУ, 2012. – С. 153-165. 2. Смычник, А.Д. Технологии складирования отходов калийного производства / А.Д. Смычник, С.Ф. Шемет, А.А. Кологривко // Сб. науч. статей X Юбилейной нацио- нальной конф. с междунар. участием по открытой и подводной добычи полезных ископаемых. – Варна: 2009.– С. 494-496. 3. Шемет, С.Ф. Изменение влажности обезвоженного глинисто-солевого шлама и смеси обезвоженного глинисто-солевого шлама с галитовыми отходами от времени / С.Ф. Шемет, А.А. Кологривко // Сб. материалов междунар. науч.-техн. конф. «Про- цессы и средства добычи и переработки полезных ископаемых». – Минск: БНТУ, 2012. – С. 74-77. 4. Журавков, М.А. Математическое моделирование деформационных процессов в твердых деформируемых средах (на примере задач механики горных пород и мас- сивов) / М.А. Журавков. – Минск: БГУ. – 2002. – 456с. 5. Журавков, М.А. Фундаментальные решения теории упругости и некоторые их применения в геомеханике, механике грунтов и оснований. Курс лекций / М.А. Журавков. – Минск: БГУ. – 2008. – 247 с. 6. Журавков, М.А. Компьютерное моделирование в геомеханике / М.А. Журавков, О.Л. Коновалов, С.И. Богдан, П.А. Прохоров, А.В. Круподеров / Под общ. ред. М.А. Журавкова. – Минск: БГУ – 2008. – 443 с. 254 УДК 622.28 МЕТОД РАСЧЁТА МНОГОСЛОЙНОЙ КРЕПИ СТВОЛА С УЧЁТОМ РАЗНОМОДУЛЬНОСТИ ГОРНЫХ ПОРОД И МАТЕРИАЛА КРЕПИ Копылов С.И. Тульский государственный университет, г. Тула Предложено решение задачи определения нштряжённо- деформированного со- стояния многослойной крепи ствола, выполненной из разномодульных материалов, с учётом разномодульности горного массива. Задача решена с позиции теории С.А.Амбарцумяна с использованием метода многослойных систем с помощью коэффициентов передачи нагрузок. При строительстве стволов современных горнодобывающих пред- приятий возникает объективная потребность уходить на новые горизонты разработки полезных ископаемых. При возрастании глубины заложения стволов на первое место выходит проблема их без ремонтного поддержа- ния. Одним из путей решения проблемы без ремонтного поддержания стволов является применение крепей, обладающих большой несущей спо- собнорстью, которые изготавливаются из современных полимерных или композиционных материалов. Исследования упругих свойств многих ма- териалов указывают на отличие в их поведении от линейного закона Гука при малых деформациях. Основными отличиями являются зависимость модулей упругости от напряженного состояния и их скачкообразное изме- нение при переходе от растяжения к сжатию. Таким образом, полученные в экспериментах значения модуля упругости и коэффициента Пуассона при растяжении и при сжатии могут различаться. Это свойство, именуемое разномодульностью, в той или иной степени присуще практически всем материалам [1]. У различных материалов разномодульность проявляется в разной степени, у некоторых весьма существенно влияет на их поведение при нагружении. Материалы, обладающие существенно различным сопротивлением растяжению и сжатию, часто встречаются в строительстве. К ним относят- ся многие естественные (грунты, горные породы, лед) и искусственные материалы (полимеры, бетон, композиционные материалы и многие дру- гие). С.А. Амбарцумян в [1] приводит обширный обзор эксперименталь- ных исследований материалов, обладающих свойством разномодульности. Разномодульность установлена для многочисленных сплавов: чугу- на и стали. У стали разномодульность проявляется незначительно, разли- чие в значениях модуля упругости при растяжении и сжатии не более 3-5 %, у чугуна может достигать 30 % и более. Свойством разномодульности обладают некоторые конструкцион- ные материалы, в частности армированные и неармированные полимеры (полимербетоны, фторопласты). 255 Композиционные материалы, армированные волокнами или зерна- ми, как правило, так же обладают существенной разномодульностью. Композиционные материалы (графитовые композиты) нашли широкое применение в строительном производстве. Сильно выраженным свойством разномодульности обладает такой распространенный строительный материал, как бетон. Для некоторых видов мелкозернистого бетона модуль упругости при растяжении в два- три раза меньше, чем при сжатии [1]. Столь существенные различия в значениях параметров, очевидно, будут приводить к значительным рас- хождениям в результатах расчетов деформаций для бетона без учета его свойства разномодульности. Получение точной картины напряженно- деформированного состояния бетона чрезвычайно важно при расчетах крепей стволов глубоких шахт. Свойство разномодульности также характерно для грунтов и горных пород. Для различного типа гранитов модуль упругости при сжатии пре- восходит модуль упругости при растяжении до 1,5 раз, а для осадочных пород (известняки, песчаники и др.) - до 4 раз. В расчетах напряженного состояния горных пород и крепи, как пра- вило, свойством разномодульности пренебрегают и рассматривают обыкно- венную линейно-упругую модель сплошной среды, что может приводить к принципиальным расхождениям с экспериментальными данными и вызвать ошибки при проектировании крепей стволов глубоких шахт и рудников. Таким образом, использование при строительстве стволов разномо- дульных материалов, широкое внедрение композитных материалов, про- блемы, возникающие при проектироовании и строительстве многослойных крепей глубоких шахт делают актуальной задачу разработки адекватной модели поведения разномодульных материалов, а также программного комплекса для численного решения подобных задач. Рассмотрим напряжённо-деформированное состояние многослой- ной крепи ствела, выполненной из разномодульных материалов с учётом разномодульности горных пород. Под разномодульностью понимают раз- личные значения упругих характеристик одного и того же материала при растяжении и сжатии. Упругие свойства разномодульности горных пород и материала крепи характеризуются при сжатии модулем деформации Е и коэффициентом Пуассона  , а при растяжении Е ,  соответственно. Расчётная схема представляет собой многослойное круговое кольцо внешний п -й слой которого (при внешнем радиусе nR ) моделирует массив пород, а внутренние слои  11  n - многослойную крепь. На внешнем контуре n -го слоя действует равномерно распределенная нагрузка 256 Hp n   * )(0 где * - корректирующий множитель;  - объемная масса горных пород; Н- глубина на которой производится расчёт крепи ствола;  - коэффици- ент бокового давления горных пород; при отсутствие опытных даннных может определяться по формуле Динника        1 . Задача рассматривается в условиях плоской деформации. На внут- реннем контуре .сечения крепи (при 0Rr  ) радиальные и касательные напряжения отсутствуют. Задачу решим с позиции теории С.А. Амбарцумяна [1] с использо- ванием метода расчёта многослойных систем и коэффициентов передачи нагруэок [2]. Плоское деформированное состояние массива и многослойной крепи описывается следующими соотношениями упругой разномодульной среды:        11 1 rr E e ;     r E e      11 1 ; (1)     rx . Напряжения и деформации в массиве пород многослойной крепи должны удовлетворять уравнениям равновесия и совместности деформаций: 0   r r dr d r ; 0 ree dr de r   . (2) Подставляя выражения (1) в формулы (2) получим следующие со- отношения для напряжений и перемещений в массиве и крепи: 1 )(2 1 )(1)(   ii rDrD iiir  ; )( 1)(2 1 )(1)(   ii rDrD iiii    ; 257           i i rD rD E u iiiiii iiiiii i ir          )(2 )(1)( 11 11 1 . (3) где i - параметр разномодульности,          iii iii i E E    1 1 ; )(1 iD , )(2 iD - константы i -того слоя, принимающие значения 11 1 11 1 1 )(0 1 1)1(0 )(1          iiii ii iiii iiii i RRRR RpRp D   ; 11 1 11 1 1 )(0 1 1)1(0 )(2          iiii ii iiii iiii i RRRR RpRp D   (4) iR - значение внешнего радиуса i -того слоя; 1iR - значение внутреннего радиуса i -того слоя. По аналогии с [2] примем )0( )(0)1(0 iii Kpp  (5) где )0(iK - коэффициент передачи нагрузки через i -тый слой. Значения )0(iK определяются из условия равенства радиальных напряжений и перемещений на контактах смежных слоев многослойной крепи. После выполнения очевидных преобразований получим рекуррент- ное выражение )( )1(2 )0( )1()1(1)1(0)(2 )(1)0(    iiiii i i dKdd d K   1,..,3,2  ni ; (6) где: )1(13)(1   iiii xcd i  ;        ;1 12 13 1 )(2     i i iiii iiiii c cd     258        ;1 12 1 1111 13 1111)1(1 1 1                 i i iiii iiiii c cd     )1( 11 1 1)1(2 1      iiii xcd i  ; )( )( 1 1 13 1 113 1 )1(0 11            ii ii ii ii i i i cc cc G G    ; )1(2     i i i E G  ;  iix 3 ; 1  i i i R R c . Заметим, что если разномодульность материала крепи и пород не учитывать и положить   iii EEE и   iii  , 11  ii  , то выше приведенные формулы приобретают вид [2]: )1(2)(1  ixicid ; 1 22)(2  ixicid ; 2)1(2)(1  ixicid ; 1)(2  ixid ; 1 1 2 1 2 1 )1(0      i i i i i c c G G  ; )1(2 i i i E G   ; iix  3 ; 1  i i i R R c iE - модуль деформации i-того слоя ; i - коэффициент Пуассона i-того слоя. Коэффициенты передачи нагрузок определяются последовательно для каждого слоя многослойной системы, начиная с внутреннего полагая 0)0(1 K Коэффициент передачи через наружный слой )0( nK , моделирующий массив пород, получим из выражения (6), полагая в нем nс . После несложных преобразований имеем: 259   )( 1 )1(2 )0( )1()1(1)1(0)(2 )0(     nnnnn nn n dKdd x K   где:     iiind 12)(2 ; )( 1 1 1 13 11 )1(0 11         ii iin n i ccG G   ; )1(2     n n n E G  ;  nnx 3 . По вычисленным значения коэффициентов передачи нагрузок опре- деляют контактные напряжения для каждого слоя многослойной крепи и, используя выражения (3) производят расчет крепи ствола. Литература 1. Амбарцумян С.А. Разномодульная теория упругости. М.: Наука, 1982. – 317 с. 2. Булычев Н.С. Механика подземных сооружений. М.: Недра, 1982. – 270 с. УДК 622.016.62 МЕТОДИКА ПРОГНОЗИРОВАНИЯ ТЕХНОЛОГИЧЕСКИХ ПАРАМЕТРОВ РАЗРАБОТКИ УГОЛЬНЫХ ПЛАСТОВ Копылов А.Б., Харламов А.Е. Тульский государственный университет Прогнозирование технологических характеристик вмещающих пород и угольных пластов в пределах шахтного поля и установление закономерностей геомеханиче- ских процессов, протекающих вокруг очистных выработок, в совокупности обес- печивающих превентивное и оперативное обоснование параметров эффективной и безопасной комплексно-механизированной выемки пологих пластов в различных геотехнологических ситуациях. Для прогнозирования и учета влияния неуправляемых факторов на технологические процессы, связанные с перемещением секций механизи- рованной крепи, выбором величины вынимаемой мощности, режимов работы комбайна целесообразно использовать трехмерную математиче- скую модель, включающую параметры почвы, кровли и угольного пласта. Рассмотрев один из выемочных участков шахтного (рис. 1) поля свяжем с ним подвижную систему координат оiхiуizi , причем начало выбранной системы координат оi совпадает с началом i-го участка, а ось оiхi направ- лена вертикально вверх; ось оiуi направлена по длине выемочного участка по правилу левого винта. 260 Рис.1. Схема расположения механизированного комплекса в пространстве угольного пласта Произвольный параметр, представляющий ту или иную характери- стику пласта, может иметь три составляющие по осям прямоугольной произвольной системы координат оiхiуizi , связанной с i-ым участком шахтного поля. Значения этих составляющих в произвольной точке участ- ка с координатами zi, yi обозначены как qxi (zi; yi ), qyi (zi;yi ), qzi (zi; yi ). Каж- дую составляющую исследуемого параметра при любом характере ее рас- пределения на i-ом участке можно представить в виде тригонометрических рядов в зависимости от координат zi и yi [2]. При значениях изучаемых параметров, полученных путем измере- ний, коэффициенты Фурье определяются по приближенным формулам гармонического анализа, полученным путем замены интегралов в сумми- рованием по правилу трапеций [3]. Анализ показал, что для расчета величин влияющих параметров, ха- рактеризующих условия разработки пласта, сложные пространственные функции их распределения по площади участка целесообразно представ- лять тригонометрическими рядами в системе координат, связанной с кон- туром участка. При решении задач, основанных на плоской расчетной схеме, дос- таточно рассмотреть изменение влияющих факторов по координате z, считая их независимыми от координаты y, или, наоборот, изменение по координате y при независимости от координаты z. При решении задач в пространственной постановке необходимо учитывать изменение влияю- щих параметров в зависимости от обеих координат. Под прогнозированием понимается прогноз горно-геологических условий, выполненный до проведения подготовительных выработок на основе разведочного бурения и геофизических методов. Источником ин- формации является разведочная сеть, так что при моделировании характе- 261 ристик условий залегания угольного пласта, значения исходных парамет- ров в этом случае принимают по данным разведки. При этом тригономет- рические полиномы выражают общие тенденции изменения отметки угольного пласта глубины, углов наклона, кривизны и скручивания пласта, а также всех других факторов, учитываемых в создаваемой на этой основе САПР крепей [4, 5]. Под участковым понимается прогноз характеристик условий зале- гания угольного пласта, выполненный после проведения оконтуривающих подготовительных выработок, т.е. после нарезки выемочного столба. Дан- ные, полученные в результате маркшейдерских измерений в штреках, а также геофизического "просвечивания" столба из штреков, используются как дополнение к информации предварительного прогноза. В результате происходит корректировка перечисленных выше параметров математиче- ской модели и в соответствии с алгоритмом расчета "проигрывается" отра- ботка выемочного столба, выявляются особые зоны, где нормальная работа крепей и оборудования осложнена. Под оперативным прогнозированием понимается текущий, опере- жающий движение выработок расчет условий залегания угольного пласта по всему фронту очистного забоя и всей длине штреков с использованием базы данных, сформированной на основе предварительного и участкового прогнозов, а также дополнительной информации, полученной из наблюде- ний в забоях. На основе оперативного прогноза осуществляется оператив- ное управление технологическими процессами. Как уже было отмечено, математическая модель является универ- сальной и пригодной для исследования любого изучаемого фактора. Прак- тика показывает, что из влияющих факторов на первом месте стоят гео- метрические характеристики условий залегания угольного пласта: гипсо- метрия почвы пласта; угол наклона почвы пласта, обусловленный как его падением, так и сложностью гипсометрии и наличием геологических на- рушений; кривизна почвы пласта; угол скручивания почвы пласта. Для исследования этих характеристик введена функция абсолютных отметок поверхности почвы пласта U(z,y). Тогда математические выражения углов наклона почвы пласта в направлении движения очистного комплекса (ось z) и в направлении, перпендикулярном движению (ось y), определяются как частные производные от этой функции соответственно по координатам z и y. Выражения для определения кривизны поверхности почвы пласта в плоскости xoy, параллельной его продольной оси, определяются как вто- рые частные производные от функции распределения соответственно по координатам z и y. 262 Выражение для определения угла скручивания поверхности пласта, а, значит, и скручивания комплекса относительно его продольной оси у, получено путем дифференцирования ее правой части по координате у. Относительное скручивание, или, иначе, интенсивность скручива- ния пласта вокруг оси y получено как первая производная по оси z от функции углов скручивания. В результате определяется относительный угол скручивания, т.е. отнесенный к единичному отрезку длины (1 метр) лавы, имеющей кон- кретные координаты xi и yi, взаимный поворот находящихся на некотором расстоянии друг от друга поперечных сечений комплекса вокруг оси y: для функций абсолютных отметок почвы-кровли s и t   )];,(),( ),(),([, 4,3, 0 2,1,, 0 zydzyc zybzyazyU nmnm s m nmnmnm t n      (1) для углов наклона почвы-кровли пласта в направлении осей z и y   )];,(),( ),(),([, 3,4, 0 1,2,, 0 zydzyc zybzyan l zy nmnm s m nmnmnm t n z       (2)   )];,(),( ),(),([, 2,1, 0 4,3,, 0 zydzyc zybzyam l zy nmnm s m nmnmnm t n y       (3) для кривизны поверхности   )];,(),( ),(),([, 3,3, 0 2,1, 2 , 0 2 2 zydzyc zybzyan l zyK nmnm s m nmnmnm t n z       (4)   )];,(),( ),(),([, 3,3, 0 2,1, 2 , 0 2 2 zydzyc zybzyam l zyK nmnm s m nmnmnm t n y       (5) для относительного скручивания 263   )];,(),( ),(),([, 1,2, 0 3,4,, 0 2 zydzyc zybzyanm Ll zy nmnm s m nmnmnm t n k       (6) для взаимных поворотов   ).,(),( 12 zyzyY zzK   (7) Как известно, при сложной гипсометрии почвы пласта "вписыва- ние" очистного комплекса за счет его изгиба в параллельном лаве профиле пласта, т.е. в плоскости уох, вызывает определенные затруднения и сопро- вождается присечкой вмещающих пород или оставлением угольной пачки в кровле или почве пласта. К аналогичным негативным явлениям приводит также "невписываемость" секций комплекса в пласт при их передвижке вслед за забоем. При возникновении перемещений x(y) и z(y) происходит уменьшение проектной длины комплекса, что требует установки дополни- тельных секций на флангах очистного забоя. Для управления этими процессами необходимо иметь гибкую сис- тему сбора информации и оперативного прогнозирования условий работы очистного комплекса. Речь идет о создании САПР гибкой технологии от- работки участков шахтных полей с применением очистных механизиро- ванных комплексов. Положение комплекса определяется в двух плоско- стях (рис. 2) по направлению движения комплекса и вдоль линии очистно- го забоя. На рисунке приведен пример прогнозирования поверхности зале- гания почвы угольного пласта на интересующем нас участке. Для определения рационального положения комплекса и определе- ния объемов присечки и оставляемой угольной пачки необходим рад дей- ствий порядок которых определен на (рис.3). Получаемые объемы присечки и оставляемой угольной пачки можно найти, воспользовавшись следующими формулами. ;),,(),,( 0 . 000   l комплLl пластаLприс dxdzzxyUdxdzzxyUV (8); ,),,(),,( 000 . 0   l пластаLl комплLприс dxdzzxyUdxdzzxyUV (9). где Vпач – площадь оставляемой угольной пачки, м2; Vприс – площадь присечки, м2. 264 Рис. 2. Прогнозирование поверхности почвы угольного пласта Рис. 3. Блок схема для определения объема присечки и нагрузки на забой 265 В результате проведенных исследований появилась возможность определения расчетных параметров на необходимом участке. Весь расчет- ный участок шахтного поля разбивается на элементарные участки, на ко- торых известны все необходимые для работы программы данные: глубина залегания выработки, характеристики непосредственной, основной кро- вель и почвы угольного пласта. Получены математические выражения для аппроксимации функций распределения по площади выемочного участка геометрических характеристик условий залегания угольного пласта: углов наклона почвы и кровли пласта, обусловленных как его наклонным зале- ганием, так и сложностью гипсометрии и наличием нарушений кривизны почвы и кровли пласта; углов скручивания пласта. При этом учитывается изменение изучаемых факторов как в направлении движения комплекса, так и вдоль очистного забоя. Математически сформулированы условия "вписываемости" очист- ного комплекса в разрабатываемый угольный пласт с учетом характери- стик залегания угольного пласта и предельной "гибкости" конструкции комплекса при его изгибе в двух плоскостях и скручивании. Определены условия возникновения угольных пачек и присечки вмещающих пород для определения потерь угля и разубоживания добываемой горной массы. Данная методика позволяет производить расчет параметров движе- ния механизированных крепей очистных комплексов с учетом влияния максимального количества любых горно-геологических и производствен- ных факторов. Литература 1. Каретников В.Н., Клейменов В.Б., Бреднев В.А. Автоматизированный расчет и конструирование металлических крепей подготовительных выработок. М., Недра, 1984. 312 с. 2. Козлов С.В., Каретников В.Н., Туляков С.П. Автоматизированный расчет харак- теристик угольного пласта и оценка вписываемости в него очистного комплекса. Подземная разработка тонких и средней мощности угольных пластов. Тула 1998 г. с.18-26. 3. Бронштейн И.Н., Семендяев К.А. Справочник по математике для инженеров и учащихся вузов. М., 1980 г., 976 стр. с илл. 4. Каретников В. Н., Клейменов В. Б., Нуждихин А. Г. Крепление капитальных и подготовительных выработок. Справочник. - М.: Недра, 1989. - 571 с.: ил. 5. Черняк И. Л., Бурчаков Ю.И. Управление горным давлением в подготовитель- ных выработках глубоких шахт. М., Недра, 1984. 266 УДК 622.232.76 КАМЕРНО-СТОЛБОВЫЕ СИСТЕМЫ РАЗРАБОТКИ МАЛОМОЩНЫХ КАЛИЙНЫХ ПЛАСТОВ: ТЕХНОЛОГИЧЕСКИЕ СХЕМЫ, ЭФФЕКТИВНОСТЬ, ВОЗМОЖНОСТЬ ПРИМЕНЕНИЯ Лукша Е.М., Иголка Д.А., Иголка Е.Ю. Белорусский национальный технический университет, г.Минск Рассмотрены применительно к соляным месторождениям камерно-столбовые системы разработки, проходческо-очистное оборудование и мобильные транспортные системы. Представлены рекомендации о целесообразности применения рассмотренных систем на участках находящихся в специфических горно-геологических условиях. Около 80 % мировой добычи калийсодержащего сырья осуществляется традиционным шахтным способом. В настоящее время в калийной промышленности наблюдается интенсивный рост нового строительства и расширения существующих производств. Это связанно с постоянно растущим спросом на калийные удобрения и истощением сырьевых баз действующих предприятий. Актуальность совершенствования систем разработки и оборудования калийных рудников очевидна в силу необходимости оптимизации расходов на добычные работы и изменяющихся в худшую сторону горно- геологический условий добычи. При разработке новых технических решений для отработки запасов калийных руд необходимо учитывать ряд специфических особенностей, негативно влияющих на ведение горных работ в калийных рудниках, и осложняющих процесс проектирования. Главной особенностью разработки калийных месторождений, отличающей их от большинства полезных ископаемых, является способность соляных пород растворяться под воздействием грунтовых вод. Условия отработки соляных пород существенно отличаются от большинства месторождений, забои калийных залежей характеризуются высоким сопротивлением резанию, а породы обладают повышенной вязкостью. Существенно отличается характер горного давления и механизмы газодинамических явлений. В условиях новых месторождений, очевидно, что требования, предъявляемые к техническим решениям при проектировании основных производственных процессов, будут повышаться. Поэтому необходимо шире рассматривать возможность применения различных технологий ведения горных работ с учетом мирового опыта и современных достижений науки и техники, с целью оптимизации добычи и обеспечения безопасной отработки калийных месторождений. При разработке калийных месторождений шахтным способом в настоящее время используются большое количество разновидностей различных систем. Основная группа месторождений применяет 267 механизированную выемку калийных руд. Исключением являются калийные рудники Германии, использующие исключительно буровзрывной способ при камерно-столбовой системе для пологих и умеренно наклонных пластов, а также системы с подэтажной отбойкой для крутонаклонных залежей. Механизированная выемка калийных руд с применением камерно- столбовых систем используется на различных месторождениях, и обрела большое количество вариаций и названий в силу ряда технических причин и исторически сложившихся подходов различных стран к развитию технологий. Так камерно-столбовая система разработки с длинными ленточными целиками применятся при отработке запасов Саскачеванского бассейна в Канаде. При такой системе отработка ведется с жесткими или податливыми целиками при длине очистных камер от 1000 м до 1500 м [1]. В работе используются комбайны роторного типа с двумя или четырьмя исполнительными органами и непрерывная транспортировка руды от комбайна с помощью ленточного конвейера. На Верхнекамском месторождении калийных солей отработка ведется камерами длинной до 300 м с использованием очистных комбайнов бурового типа и транспортировкой руды самоходными вагонами. В отечественной литературе такая система разработки называется камерной [2]. Камерно-столбовая система механизированной выемки с угловыми формами целиков широко используется при выемке калийных залежей Карлсбадского бассейна в США, а также в Саскачеванском бассейне [3]. Как правило, добычные работы ведутся комбайнами непрерывного действия с барабанным исполнительным органом. Доставка руды до магистральной транспортной системы осуществляется либо с применением средств непрерывной доставки, либо с использованием самоходных вагонов. Размеры добычных панелей изменяются в пределах от 500 м до 900 м. Разновидность данной системы с применением различных форм целиков (прямоугольных, квадратных, ромбовидных и т.д.) зависит от последовательности технологических операций и используемых средств доставки руды. Столбовые и сплошные системы разработки используются при разработке калийных руд Старобинского месторождения в Республики Беларусь [4]. Известен опыт применения столбовых систем в бассейне Наварра (Испания) и бассейне Мюльхаус (Франция) [5], однако в данный момент месторождения не функционируют. При отработке калийных залежей длинными забоями используются непрерывная транспортировка руды и очистные комбайны шнекового типа. Ширина лав составляет от 200 м до 250 м, а длина вынимаемых столбов до 3000 м. 268 Камерно-столбовая система разработки по шаблону «шеврон» или «кристмас три» осуществляется при добыче калийных руд на Саскачеванском месторождении, Севрено-Йоркширской залежи в Англии. Существуют различные разновидности данной системы, в зарубежной литературе иногда ее также называют технология «контроль времени», так как используется в слабоустойчивых породах с быстрым продвижением фронта очистных работ и максимально возможным извлечением [6]. Длина таких панелей достигает от 1000 м до 1400 м при ширине от 80 м до 150 м. Для разработки пластов мощностью от 1,2 м до 5 м предлагается рассмотреть камерно-столбовую систему с угловой формой целиков. Отработка запасов панели (блока), в зависимости от горно-геологических условий, может осуществляться тремя способами: прямой порядок отработки, обратный порядок отработки и прямой порядок с последующим обратным доизвлечением запасов из целиков. Длина отрабатываемой панели (блока) изменяется в зависимости от порядка разработки и типа применяемого горно-добычного оборудования от 600 м до 1500 м. Ширина панели (блока) при длине камер от 100 м до 200 м составит от 200 м до 400 м. Угол между очистными камерами и панельными (блоковыми) штреками изменятся в зависимости от типа используемого самоходного оборудования и оптимальных параметров зарубки комбайна. Размер очистных ходов и целиков определяются исходя из геомеханических расчетов, в увязке с техническими характеристиками добычного оборудования. Коэффициент извлечения полезного ископаемого варьируется от 30 % до 90 %. Упрощенная технологическая схема представлена на риc. 1. В представленной схеме в качестве основного добычного оборудования предлагается использовать комбайн непрерывного действия барабанного типа. Параметры и технические возможности оборудования позволяют выдерживать геологическую мощность пласта, снижая разубоживание руды или потери. Доставка руды на конвейерный транспорт может осуществляться с помощью самоходных вагонов. Использование двух самоходных вагонов возможно благодаря использованию угловых целиков, что позволит наладить непрерывную доставку руды. Руда доставляется на дробилку-питатель, откуда перегружается на телескопический ленточный конвейер. В зависимости от порядка отработки панели необходимо применять соответствующие схемы вентиляции. Наиболее сложной представляется схема при отработке прямым порядком с использованием временных вентиляционных перемычек. Мировой опыт использования подобного типа технологической схемы указывает на возможность достижения годовой производительности одного забоя в пределах 0,6 – 1,5 млн.т. в год. 269 Рис. 1. Камерно-столбовая система разработки с угловой формой целиков На рис. 2 представлена технологическая схема отработки пласта «кристмас три» камерной системой разработки. Приведенная технологи- ческая схема предполагает применение комбайнового способа отбойки руды. Используемое горнодобычное оборудование – комбайн и транс- портное оборудование технологии «континьюис майнер», т.е. непрерывно- го действия. Для выполнения операций по данной схеме также предполагается использовать комбайн барабанного типа, позволяющий отрабатывать пласт в диапазоне от 1,2 м до 4,5 м. При работе такого комбайна барабан зарубается в верхнюю часть пласта, затем перемещается к почве. Погру- зочным устройством разрушенный материал грузится на высокопроизво- дительный конвейер комбайна Связующим звеном между комбайном и панельным ленточным конвейером является гибкий конвейерный автопо- езд, который перемещается одновременно с комбайном. Применение теле- скопических конвейеров позволяет увеличить длину очистных камер до 200 м, что позволяет сократить объем горно-подготовительных работ. Все машины управляются дистанционно при помощи ручного пульта управления, позволяющие оператору находиться в безопасном месте (под крепью) при этом подвергаясь минимальному воздействию пыли. Применение такой технологической схемы позволяет увеличить степень извлечения запасов из недр от 50% до 80% (в зависимости от гор- но-геологических условий участка отработки), увеличить производитель- 270 ность (от 1,0 до 1,7 млн. т в год на очистных работах и до 0,8 млн т на подготовительных), улучшить качество извлекаемой руды и соответствен- но уменьшить коэффициент разубоживания. Рис. 2. Технологическая схема отработки пласта «кристмас три» Наименование оборудования: 1 – комбайн барабанного типа; 2 – гибкий конвейерный автопоезд; 3 – секции самоходной механизированной крепи; 4 – панельный (блоковый) ленточный конвейер С учетом современных достижений в совершенствовании горнодобычного оборудования и технологий камерных систем разработки с позиции сегодняшнего дня требуется произвести пересмотр соотношения столбовая система – камерная система. Для целесообразности и эффективности применения рассмотренных технологических схем на действующих или строящихся предприятиях требуется решение ряда вопросов с возможностью внедрения оборудования в специфических горно-геологических условиях: - обоснование размеров добычной панели и порядка отработки; - обоснование параметров целиков и очистных камер; - подбор технологического оборудования в соответствии с горно- геологическими условиями; - необходимость в специализированном оборудовании геомеханического контроля и квалифицированном персонале для геомеханического обоснования параметров отработки (междукамерных целиков, ненарушенности мощности водозащитной толщи и т.д.); - обеспечение безопасности производственных процессов; 271 - оценка основных технико-экономических показателей. Применение камерно-столбовой системы разработки с использованием современного технологического оборудования и технологий ведения горных работ позволит: - на первом этапе освоения новых участков (месторождений) обеспечить быстрый ввод производственных мощностей; - снизить капитальные затраты; - обеспечить высокий коэффициент извлечения; - расширить диапазон регулирования мощности выемки; - создать гибкость технологических операций; - минимизировать объемы горно-подготовительных работ; - обеспечить извлечение запасов полезных ископаемых высокого качества, но незначительной мощности в целиках различного назначения на участках, близких к границам выклинивания пласта (так называемым «краевым зонам»); - увеличить срок службы предприятия. Очевидно, что для достижения высоких производственных показа- телей камерно-столбовых систем на маломощных калийных пластах необ- ходимо учитывать ряд особенностей разработки калийных месторождений и полный комплекс задач, связанный с обоснованием выбора технологии и средств механизации в конкретных гороно-геологических условиях. Для достижения максимального эффекта необходим комплекс научных и экс- периментальных исследований с разработкой специальных программ гор- но-геомеханического сопровождения в сочетании с использованием со- временных методов имитационного моделирования для планирования гор- ных работ и геомеханического моделирования поведения горного массива. Литература 1. V. Evans Development of the Saskatchewan Potash Mines/ V.Evans, Mike Mayhew, Rich Saccany, Bob Rapolt//CIM Convention – Montreal, Canada 2011. 2. Методическое руководство по ведению горных работ на рудниках Верхнекамского калийного месторождения / Уральский филиал ВНИИГ. – М.:Недра, 1992.- 468 с. 3. Garret D.E. Potash – Deposits, Processing, Properties and uses/ D.E. Garret - Chap- man & Hall, London, United Kingdom, 1996 - 734 pages. 4. Л.И. Старков, А.Н. Земсков, П.И. Кондрашев. Развитие механизированной раз- работки калийных руд – Пермь: Изд-во Перм.гос. техн.унт-а, 2007. – 522 с. 5. G. Herget. Longwall mining and potash// CIM Bulletin. Volume 79 №887. – Ontario, Canada 1986. 6. H. Hartman. SME mining engineering handbook. 2nd edition./ Harman H. and others – Colorado, USA: Society for Mining, Metallurgy, and Exploration,1992 – 2259 pages. 272 УДК 622.1 МУЛЬДА СДВИЖЕНИЯ ПРИ ОТРАБОТКЕ ЛАВ ПО ДИАГОНАЛЬНЫМ К ПРОСТИРАНИЮ ПЛАСТА НАПРАВЛЕНИЯМ Мухина А.С., Колесник Н А., Козловский Г.И. Донецкий национальный технический университет, г. Донецк, Украина Рассчитаны и построены границы мульды сдвижения на земной поверхности лав, отрабатываемых по диагональным к простиранию пласта направлениям с исполь- зованием компьютерных программ "Подработка", Surfer, AutoCAD. Определение границ влияния очистных работ на земную поверх- ность является одним из главных исходных факторов при прогнозе дефор- маций земной поверхности и проектировании мер охраны подрабатывае- мых объектов. «Правилами подработки …» [1, 2] предусмотрено определение гра- ниц мульды графически или аналитически на разрезах вкрест и по прости- ранию с использованием граничных углов 000 ,,  в коренных породах и граничного угла 0 в наносах. При этом фактический контур выемки угольного пласта заменяется равновеликим по площади прямоугольником со сторонами параллельными направлению простирания и падения пласта. Однако нередко лавы отрабатываются по диагональным к прости- ранию пласта направлениям (под углом ε к простиранию пласта) и тогда мульда сдвижения имеет вид, представленный на рис. 1 с главными сече- ниями 1-2 и 3-4, соответственно перпендикулярным и параллельным ли- нии подвигания лавы. В этом случае границы мульды должны определять- ся с использованием граничных углов в коренных породах вппв 0000 ,,,  в принятых нами обозначениях. Для установления границ влияния на земную поверхность лав, от- рабатываемых по диагональным к простиранию направлениям, нами, с использованием компьютерных программ "Подработка", Surfer, AutoCAD рассчитаны и построены границы мульды при замене контура I-II-III-IV выемки пласта длинными и короткими лавами по простиранию и вкрест простирания пласта (рис. 2). Пример полученных результатов представлен на рис. 3. Установлено: 1. На участках сторон контура выемки пласта границы мульды с уменьше- нием длин заменяемых лав приближаются к прямолинейным и имеют фор- му прямой линии под некоторым углом φ к линии контура выемки пласта. 2. Граница мульды при замене контура I-II-III-IV выемки пласта лавами по простиранию и вкрест простиранию пласта не совпадают между собой. 273 Рис. 4. Общий вид и главные сечения мульды сдвижения при отработке лавы в диагональном (под углом ε) к простиранию пласта направлении: I-II-III-IV – контур выемки угольного пласта; 1-2, 3-4 – главные сечения мульды; пв 0000 ,,,   – углы непараллельности границ мульды к границам выемки угольного пласта: со стороны восстания и падения пласта в сечении 1-2, со стороны восстания и падения пласта в сечении 3-4; вппв 0000 ,,,  – граничные углы в главных сечениях мульды. С учетом сказанного нами дано аналитическое определение гранич- ных углов вппв 0000 ,,,  в коренных породах при отработке лав по диа- гональным к простиранию направлениям. Схема и методика расчетов для определения граничного угла в0 (в сечении 1-2 со стороны восстания пласта) представлены на рис. 4 и в таблице 1. 274   Рис. 2. Замена контура выемки пласта короткими лавами: а) – лавами, отрабатываемыми по простиранию пласта; б) – лавами, отрабатываемыми вкрест простирания пласта. I-II-III-IV – контур выемки угольного пласта; пв 0000 ,,,   – углы непараллельности границ мульды к границам выемки угольного пласта; 00 ,  аа – расстояние от границ коротких лав до границ мульды с использованием граничных углов 00 , . Рис. 3. Границы мульды при замене контура I-II-III-IV выемки пласта лавами вкрест и по простиранию при угле падения α = 20º. 275 Рис. 5 - Схемы к определению граничного угла в0 (со стороны восстания пласта) в сечении 1-2. а) – с использованием граничного угла 0 ; б) – с использованием граничного угла 0 . На рис. 4 сторона I-II контура выемки пласта и границы мульды продлены до пересечения в точке G под углом вв 00 ,   на линии выхода пласта под наносы, что равнозначно продлению выемки пласта до выхода его под наносы (ε – острый угол между линией подвигания лавы и линией простирания пласта). В таблице 1 получены две формулы для определения значений гра- ничного угла в0 и следовательно необходимо использовать их весовое значение. Анализируя вид формул и рис. 3 следует за вес в 00 принять sin ε, а за вес в 00 - cos ε. В этом случае при ε ≥ 0º основное влияние ока- зывает граничный угол 0 ; при ε ≥ 90º основное влияние оказывает гра- ничный угол 0 ; при ε ≥ 45º обеспечивается равное влияние граничных уголов 0 и 0 . 276 Таблица 3 - Определение граничного угла в0 в коренных породах при отработке лавы по диагональному к простиранию направлению (под углом ε к простиранию пласта). С использованием граничного угла 0 (при замене контура выемки пласта короткими лавами по прости- ранию). Схема к расчету рис. 4а. С использованием граничного угла 0 (при замене контура выемки пласта короткими лавами вкрест простирания). Схема к расчету рис. 4 б. 1 2  sin tgtg GA  sin tglH A 00 sin    tg tgl tg Ha A  00 sin    tg tgl tg Ha A  0 2sin   tg tgld  0 cossin   tg tgld  0 cossin   tg tgle  0 2sin   tg tgle    cossin sin 0 2 0   tgtg tg el dtg   2 0 sin cossin 0    tgtg tg el dtg 0tglc  0tglc  0 0 sinв 0    tg tg с Htg A  0 0 sinв 0    tg tg с Htg A     sin cossintg0в 0 0  tgtg    cos sintg 2в 0 0  tgtg С учетом сказанного, окончательно получаем средневзвешенное значение: )cos(sincos )sin(cos )cos(sinsin )cossin(sin 200 0        tgtgtgtgtg в (1) Аналогично получены формулы для остальных граничных углов в коренных породах: 277 )cos(sincos )sin(cos )cos(sinsin )cossin(sin 200 0        tgtgtgtgtg п (2) )cos(sinsin )cos(sin )cos(sincos )cossin(cos 200 0        tgtgtgtgtg в (3) )cos(sinsin )cos(sin )cos(sincos )cossin(cos 200 0        tgtgtgtgtg п (4) В приведенных формулах: пв 00 , – граничные углы в коренных породах со стороны восстания и падения пласта в сечениях перпендикулярных линии подвигания лавы; пв 00 , - граничные углы в коренных породах со стороны восстания и падения пласта в сечениях параллельных линии подвигания лавы; ε – угол (от 0о до 90о) между линией подвигания лавы и линией про- стирания пласта; 000 ,,  - граничные углы в коренных породах в сечениях вкрест и по простиранию пласта, определяемые по «Правилами подработки » [1, 2]; α – угол падения пласта. Пусть (для примера) требуется определить границу мульды на уча- стке стороны I-IV от выемки пласта в контуре I-II-III-IV (рис. 1): 1. По формуле (4) вычисляют значения граничного угла п0 (со стороны падения пласта) в сечении параллельном линии подвигания лавы. 2. Определяют горизонтальные расстояния lI , lIV от контура очи- стной выработки пласта до границ мульды. Расстояния могут быть опре- делены графически или аналитически. В первом случае строят вертикаль- ные разрезы по линиям I-KI и I-KIV, с использованием граничних улов п0 и 0 , соответственно в коренных породах и наносах. Глубины пласта определяют по плану горных выработок, угол падения пласта в сечениях вычисляют с учетом направления последних. Аналитически расстояния lI- K1, lIV-KIV определяют из выражений: 00)(  сtghctghHl iпiii  , (5) где Hi, hi - глубина пласта и мощность наносов в точке I или IV; п0 , 0 – граничный угол в коренных породах, определяемый по фор- муле (4) и граничный угол в наносах, определяемый по «Правилам подра- ботки …» [1, 2]. 278 3. Отложив вычисленные расстояния lI-K1 , lIV-KIV прочерчивают границы влияния очистной выработки на земную поверхность (границу мульды) на участке I-IV (рис. 1). Литература 1. Правила охраны сооружений и природных объектов от вредного влияния под- земных горных разработок на угольных месторождениях. – М.: Недра, 1981. – 288 с. 2. Правила підробки будівель, споруд і природных обєктів при видобуванні вугілля підземним способом: ГСТУ 101.00159226.001 – 2003. – Введ. 01.01.2004. – К., 2004. – 128 с. 3. Маркшейдерское дело: Учеб. для вузов. – В двух частях / Под ред. И.Н. Ушако- ва. – 3-е изд., перераб. и доп. Часть 2. – М.: Недра, 1989. – 437 с. УДК [658.562:662.66]:006.83 СОВЕРШЕНСТВОВАНИЕ ТЕХНИЧЕСКОГО КОНТРОЛЯ КАЧЕСТВА УГЛЯ НА ШАХТЕ Ниязбекова Р.К., Жарылгасова Л.А., Абиров А.А. Евразийский национальный университет им. Л.Н. Гумилева, г. Астана, Казахстан Рассмотрены вопросы совершенствования технического контроля качества угля на шахте. Использовалась методология FMEA и по итогам анализа были выявлены наиболее важные несоответствия. Для устранения одного из несоответствий рекомендуется определять плавкость золы в углехимической лаборатории шахты по стандартному методу. Одной из основных задач системы менеджмента качества является обеспечение выявления потенциальных несоответствий (дефектов) и пре- дотвращение их появления на всех стадиях жизненного цикла продукции [1]. Важнейшим методом решения этой задачи является анализ видов и последствий потенциальных несоответствий (FMEA). Методология FMEA позволяет оценить риски и возможный ущерб, вызванный потенциальными несоответствиями конструкции и технологических процессов на самой ранней стадии жизненного цикла продукции. Данный метод может быть с успехом использоваться в сфере уголь- ной промышленности, а именно в процессе технического контроля качест- ва угля. FMEA-анализ позволяет: систематически выявлять все вероятные несоответствия; оценивать их последствия для потребителя; определять возможные причины несоответствий; проводить контроль процесса с точ- ки зрения выявления и предупреждения несоответствий; оценивать веро- ятность появления, воздействия на потребителя и возможность обнаруже- ния несоответствия, на основе чего определяется приоритетное число рис- ка; назначить сроки мероприятий по устранению и предупреждению несо- ответствий и ответственные лица за их выполнение; оценивать вероят- 279 ность появления, воздействия на потребителя и возможность обнаружения несоответствий с учетом вновь разработанных мероприятий [2]. Рассматривается применение этого метода для усовершенствования технического контроля качества угля на шахте им. И.А.Костенко – круп- нейшем угледобывающем предприятии угольного департамента компании АО «АрселорМиттал Темиртау». На первом этапе были выявлены: - потенциальные несоответствия технического контроля; - потенциальные причины несоответствий. Для их выявления были ис- пользованы диаграммы Исикавы, которые строились для каждого вида потенциального несоответствия; - потенциальные последствия несоответствий для потребителей и органи- зации. Были выявлено, что грозит организации, если не предпринимать никаких действий по устранению потенциальных несоответствий; - возможности контроля возникновения несоответствий. На втором этапе проводился экспертный анализ определенных на первом этапе параметров. Определили такие параметры, как: - параметр тяжести последствий для потребителя S. Это экспертная оцен- ка, проставляемая по десятибалльной шкале. Наивысший балл достигается в тех случаях, в которых последствия несоответствия влекут юридическую ответственность; - параметр частоты возникновения несоответствий О. Это также эксперт- ная оценка, проставляемая по десятибалльной шкале. Наивысший балл достигается в том случае, когда оценка частоты возникновения несоответ- ствия составляет 25% и выше; - параметр вероятности не обнаружения несоответствия D. Как и преды- дущие параметры, является десятибалльной экспертной оценкой, соответ- ствующей наличию скрытых несоответствий, которые не могут быть вы- явлены до наступления последствий; - параметр риска RPN. Определяется как произведение S.O.D. Несоответствия с наибольшим параметром риска подлежат устранению в первую очередь. На третьем этапе результаты анализа заносятся в матрицу FMEA- анализа. В результате анализа матрицы FMEA-анализа были выявлены потенциальные несоответствия: - несоответствие значений показателей качества истинному (так как партия отправляется по результатам прошлой партии, а они не всегда совпадают); - нарушение максимальных сроков по определению параметров качества угля (так как центральная лаборатория находится в дали от шахты, не представляется возможной отправка проб непосредственно после отбора, таким образом, с начала отбора проб до момента получения результата уходит целые сутки); 280 - использование неактуализованной нормативно-технической документации; - не определяются все параметры качества угля (в лаборатории не опреде- ляется плавкость золы, который очень необходим для эффективного сжи- гания топлива). Таблица 1 - Матрица FMEA-анализа технического контроля качества угля Вид потен- циального отказа Потен- циальные последствия отказа Потен- циальные причины отказа S O D RPN Мероприя- тия по улучше- нию Несоответ- ствие зна- чений пока- зателей качества истинному брак продук- ции, штраф- ные санкции со стороны потребите- лей партия от- правляется по результа- там прошлой партии; за- держки ре- зультатов анализов 8 5 3 120 Внедрение оператив- ного кон- троля каче- ства угля (зольность, влажность, плотность) Нарушение максималь- ных сроков по опреде- лению па- раметров качества угля простой состава, ос- тановка от- правки топ- лива потре- бите-лям центральная лаборатория находится в дали от шах- ты 7 6 2 84 Отправка проб после каждого, внедрение методов оператив- ного кон- троля Не опреде- ляются все параметры качества угля (плав- кость золы) расходы на оплату испы- тании по определе- нию плавкос- ти золы в другой ком- петентной лаборатории, неправиль- ный выбор сжигания топлива нет соответ- ствующих нормативно- технических документа- ции, обору- дования 6 3 4 72 Определе- ние плав- кости золы по стандар- ту СТ РК ИСО 540 – 2011; при- обретение оборудо- вания, обу- чение пер- сонала ла- боратории 281 Для всех причин, имеющих значение ПЧР ≥ ПЧРгр, должны быть разработаны рекомендации, направленные на снижение риска до прием- лемого уровня. Учитывая, что ПЧРгр = 100 для усовершенствования тех- нического контроля на шахте им. И.А.Костенко необходимо внедрение оперативного контроля качества угля, это полностью исключит возмож- ность задержки результатов анализов. Рекомендуется сформулировать конкретные меры устранения выявленных потенциальных несоответствий и/или их причин, направленные на снижение показателей O, D и, соответ- ственно, ПЧР; предварительно по каждой причине проводить анализы и оценки возникновения и обнаружения и рассчитывать планируемое значе- ние ПЧР; разработать рекомендации с указанием ответственных за испол- нение и сроков. В углехимической лаборатории шахты определяются такие показа- тели качества угля как: теплота сгорания, влажность, зольность, наличие летучих веществ и серы, спекаемость, механическая прочность и размеры кусков. Так как плавкость золы имеет большое значение для экономично- го сжигания угля, представляется необходимым определение плавкости золы в лаборатории шахты. Например, в металлургическом комбинате, где также используется уголь этой шахты, жидкий шлак заливает колосники и тем самым затрудняет или вовсе прекращает доступ воздуха в слой топли- ва, что ухудшает или приостанавливает процесс горения. Плавкость зо- лы вызывает также опасность налипания выносимых из топки мелких размягченных или расплавленных частиц ее на относительно холодных трубах поверхности нагрева котла. Это явление приводит к шлакованию поверхностей нагрева, ухудшающему теплообмен и условия движения газов, что вызывает в крайних случаях остановку котлоагрегата. По плав- кости золы позразделяются на легкоплавкие (менее 1200 ºС), среднеплав- кие (1200-1350 ºС), тугоплавкие (1350-1500 ºС), и неплавкие (более 1500 ºС). Химические состав золы при сгорании углей, горючих сланцев и торфа (SiO2 10-65 %, Al2О3 10-40 %, CaO 0,5-45 %, MgO 0,2-6 %, Na2О 1-10%, К2О 1,5-3 %) зависит от условий образования данного топлива, технологии его сжигания и других факторов. Для проведения испытания по определению плавкости золы в цен- тральной углехимической лаборатории рекомендуется применять СТ РК ИСО 540 – 2011 «Антрацит и кокс. Определение плавкости золы» [3]. По результатам сравнительных анализов было выявлено, что стандарт ГОСТ 2057-94 не полностью соответствует международным требованиям в отли- чие от стандарта СТ РК ИСО 540 – 2011, который идентичен международ- ному стандарту ISO 540:2008 Hard coal and coke. Determination of ash fusibility (Антрацит и кокс. Определение плавкости золы) [4, 5]. Проведе- ние испытаний с применением этого стандарта позволит обеспечить каче- 282 ство испытаний по определению температуры плавкости угольной золы и золы кокса в лаборатории, выбрать эффективный и безопасный способ сжигания топлива, создать условия для продвижения карагандинского угля на международные рынки. В стандарте приводится порядок проведения испытания, необходимые аппаратуры и реактивы, содержатся требования к условию испытаний, испытательному оборудованию, к калибровке средств испытаний, отбору и приготовлению образцов для испытания, протоколу испытаний, дается характеристика точности метода. Суть мето- да испытания в нагревании испытательного образца при стандартных ус- ловиях и под непрерывным наблюдением. Регистрируют температуры, при которых происходят характерные изменения формы: температура дефор- мации, температура образования сферы, температура образования полу- сферы, температура растекания. Плавкостные характеристики золы зави- сят также от состава среды. Определение плавкости проводится в восста- новительной атмосфере, дополнительную информацию можно получить, проводя последующее определение плавкости в окислительной атмосфере. Общеизвестно, что в восстановительной среде температуры плавления золы обычно ниже, чем в окислительной. Для проведения испытания по определению плавкости золы необ- ходимо оснащение лаборатории печью с электрическим нагревом, которая достигает 1500°C или выше, пирометром, состоящим из термопары плати- на/платина-родий, формой для приготовления испытательного образца, расходомерами и оптическим прибором, позволяющим наблюдать за про- филем испытательного образца в процессе определения. Золу рекоменду- ется готовить согласно методу, установленному в ISO 1171 [6]. Для досто- верности результатов испытаний необходимо регулярно проверять пиро- метр при стандартных условиях испытания путем наблюдения температу- ры плавления золота и при возможности температуры плавления палладия. Определение плавкости золы по стандарту, который описывает ме- ждународные требования, и постоянный контроль метрологического со- стояния оборудования обеспечит качество испытаний в лаборатории, что позволит повысить качество топлива на всех стадиях жизненного цикла продукции, снизить риски несоответствия продукции, обеспечение гаран- тии правильного выбора сжигания топлива. Плавкость золы, зависящая от ее состава, является важной характе- ристикой, с которой необходимо считаться при выборе способа сжигания данного топлива. Достоверное определение плавкости золы являются гарантией качества и безопасности продукции. FMEA способствует новому образу мышления современного науч- но-технического обеспечения качества. Применение метода FMEA снижа- ет количество вносимых изменений на стадии производства и затраты на 283 проведение изменений, исключает ошибки и связанные с ними дефекты, а, следовательно, избавляет от рекламаций, судебных исков и значительных затрат на устранение дефектов. Литература 1. ИСО 9001-2008 Система менеджмента качества. Требования. 2. FMEA Анализ видов и последствий потенциальных отказов / Крайслер Корп., Форд Мотор Компани. Руководство 4-е издание, 2008. 3. СТ РК ИСО 540-2011 Антрацит и кокс. Определение плавкости золы. 4. ГОСТ 2057-94 Топливо твердое минеральное. Методы определения плавкости золы. 5. ISO 540-2008 Hard coal and coke. Determination of ash fusibility. 6. ISO 1171-2010 Solid mineral fuels. Methods for determination of ash. 622.261 СРАВНИТЕЛЬНЫЙ АНАЛИЗ НАПРЯЖЕННО- ДЕФОРМИРОВАННОГО СОСТОЯНИЯ СТВОЛА В ПЕРИОД РЕКОНСТРУКЦИИ ПРИ РАССЕЧКЕ КАМЕР ЗАГРУЗОЧНЫХ УСТРОЙСТВ Пашкова О.В. Ростовский государственный университета путей сообщения, г. Ростов-на-Дону, Россия В статье рассматривается влияние зон возможного разрушения пород на напря- жения в крепи при сооружении приствольных выработок При сооружении приствольных выработок в период реконструкции их рассечка может производиться в направлении от ствола или к нему [1]. Последовательность работ по сооружению камеры загрузочных устройств в направлении к стволу представлена на рис. 1. На первом этапе проходки к стволу проходится одна или две подво- дящие горизонтальные выработки с оставлением у ствола породного цели- ка необходимых размеров. На втором этапе проходится восстающий гезенк до проектной отмет- ки кровли камеры. На третьем этапе гезенк расширяется до проектных размеров камеры, выполняется разборка породного целика, и возведение постоянной крепи камеры. Выполним поэтапное моделирование сооружения приствольной ка- меры по рассмотренной технологии в различных условиях. 284 а) б) Рис. 1. Последовательность работ по рассечке камеры загрузочных устройств в направлении к стволу: а) первый этап проходки; б) второй этап проходки В настоящее время для прогнозирования размера зоны разрушения пород наиболее широко используется метод упругого наложения, суть которого заключается в том, что напряжения, определяемые из решения для упругой модели массива, ослабленного выработкой, сопоставляются с проч- ностью вмещающих пород. Области, в пределах которых принятое условие прочности не выполняются, считаются разрушенными. Недостатком этого метода является невозможность учета изменяю- щихся под нагрузкой свойств пород и влияния образующихся зон разру- шения на последующее распределение напряжений. Используемый в настоящем исследовании методом конечных элементов шагово-итерационный метод, учитывающий нелинейность деформирования материалов, позволяет исключить этот недостаток. В связи с этим был выпол- нен комплекс исследований по следующему алгоритму. В результате ряда последовательных приближений при пошаговом изменении деформационных характеристик пород определяется картина распределения эквивалентных напряжений от контура выработок вглубь породного массива на первом этапе рассечки приствольных выработок. После проверки критерия прочности пород Кулона-Мора выявляются зоны разрушения пород. Далее для пород, расположенных в зоне разрушения, задается остаточная прочность kост·Rсж. После этого выполняется серия расчетов с учетом влияния разрушенной зоны и определяется окончатель- ная картина распределения напряжений и деформаций в породном массиве в зоне рассечки приствольной выработки на первом этапе. Далее аналогичное исследование с учетом полученных данных производится для второго этапа 285 сооружения камер. В результате обработки полученных данных установлено, что на- личие вокруг выработки зоны разрушенных пород влияет на интенсив- ность напряжений в породном массиве. На рис. 2 представлены графики изменения относительных эквива- лентных напряжений (максимальные напряжения на контуре приняты за еди- ницу) от контура боковой грани подводящей выработки, шириной r вглубь массива при отсутствии зоны разрушения и при ее ширине 1,5 м. Наличие локальной зоны разрушения приводит к увеличению облас- ти пород вокруг выработки, в которой наблюдается напряженное состоя- ние объемного растяжения, а также росту интенсивности напряжений в породах, контактирующих с разрушенной зоной. t =0 м t =1,5 м 0,1 0,3 0,5 0,7 0,9 1 1,2 1,4 1,6 1,8 2 2,2 2,4 r /r 1  э.отн Рис. 2. Динамика изменения эквивалентных напряжений от контура выработки вглубь ствола Образующаяся зона разрушенных пород оказывает влияние на ин- тенсивность эквивалентных напряжений в крепи ствола. На рис. 3 рас- смотрена зависимость параметра Квл, представляющего собой отношение интенсивности максимальных эквивалентных напряжений в крепи ствола в зоне влияния выработки к аналогичным величинам на обычном участке ствола от размера локальной зоны разрушения пород t1. Моделирование второго этапа проходки показывает, что в окрестно- сти боковых стенок восстающего гезенка возможно образование локаль- ной зоны разрушения пород, шириной t2. При этом на размер зоны оказы- вает влияние величина зоны t1 в боках подводящей выработки. Зависи- мость относительного увеличения зоны t2 от размера зоны t1 представлена на рис. 4 и имеет характер, близкий к линейному. 286 1,8 1,9 2 2,1 2,2 2,3 2,4 2,5 0 0,25 0,5 0,75 1 1,25 1,5 Квл t1, м Рис. 3. Зависимость параметра Квл в крепи ствола от размера локальной зоны разрушения пород t1 1 1,1 1,2 1,3 1,4 1,5 0 0,25 0,5 0,75 1 1,25 1,5 t2отн t1, м Рис. 4. Зависимость величины относительного увеличения зоны t2 от размера локальной зоны разрушения пород t1 На рис. 5 приведена зависимость параметра Квл от размера зоны t2. Высотная отметка точки определения напряжений в рассматриваемом случае соответствует половине высоты гезенка. Таким образом, возникновение возможных зон разрушения пород при поэтапном строительстве приствольной выработки приводит к увели- чению интенсивности эквивалентных напряжений в крепи, находящейся в зоне влияния выработок. 287 1,9 2 2,1 2,2 2,3 2,4 2,5 2,6 2,7 0 0,2 5 0,5 0,7 5 1 1,2 5 1,5 1,7 5 2 2,2 5 2,5 t 2, м К вл, МПа Рис. 5. Зависимость параметра Квл в крепи ствола от размера локальной зоны разрушения пород t2 Литература 1. Плешко М.С. О взаимном влиянии факторов, определяющих эффективность строительства и эксплуатации вертикального ствола // Горный информационно- аналитический бюллетень. – 2012. – № 8. – С. 53 - 56. УДК 622.02: 539.2/8: 530.1 ПРИМЕНЕНИЕ ТЕОРИИ ФРАКТАЛОВ ПРИ РАЗРАБОТКЕ ДИАГНОСТИЧЕСКИХ КРИТЕРИЕВ БЕЗОПАСНОГО ВЕДЕНИЯ ГОРНЫХ РАБОТ В УСЛОВИЯХ ДОНБАССА Пимоненко Л.И.1, Макеев С.Ю.1, Каргаполов А.А.1, Ткаченко А.В.2 1Институт геотехнической механики им. Н.С. Полякова НАН Украины 2Публичное акционерное общество «Шахта им. А.Ф. Засядько» Для обеспечения безопасности проведения очистных и подготовительных вырабо- ток на основе совершенствования известных методов и технологий оперативного контроля рассмотрен вопрос применения теории фракталов. В результате обра- ботки результатов сейсмологических наблюдений при выемке угля на трех лавах сформулирован диагностический критерий прогноза состояния углепородного массива. Увеличение глубин разработки действующих шахт ведет к усложне- нию горно-геологических условий: снижению устойчивости выработок, изменению напряженно-деформированного состояния массива, увеличению газоносности и выбросоопасности, ухудшению экологии окружающей сре- ды. Наибольший экономический и социальный урон наносят газодинамиче- ские явления. Ликвидация последствий выбросов снижает темпы проведе- ния горных работ и требует дополнительных непроизводительных затрат, что удорожает стоимость угля, делает его не конкурентно способным. По- 288 мимо экономического ущерба, газодинамические явления на многих шахтах явились причиной аварий, унесших жизни сотен шахтеров. Накопленные за многие годы знания о подземных динамических яв- лениях не позволяют в достаточной мере осуществить надежный прогноз времени и места их возникновения. Поэтому первоочередной задачей ис- следований является заблаговременное определение потенциально опас- ных участков и предсказание моментов проявления выбросов и горных ударов. Ввиду сложности структуры залегающих горных пород в массиве, большого количества осложняющих геологических факторов (глубина, пористость, литология, тектоника и др.), продолжает оставаться актуаль- ной разработка способа прогноза выбросоопасности, комплексно учиты- вающего все перечисленные особенности, что обеспечит решение целого ряда экономических, экологических и социальных проблем шахтерских регионов Донбасса. Для решения этой задачи авторами предлагается при- менение современных математических методов, использующих основные положения теории фракталов. Исследования проводились на шахте им. А.Ф. Засядько, располо- женной в центральной части Донецко-Макеевского района Донбасса при отработке пласта m3. Для определения состояния горного массива использо- ваны результаты наблюдений, проводимых на шахте с применением много- канальной сейсмоакустической системы, разработанной польской компани- ей EMAG [1], включающей в себя датчики-геофоны, размещенные в выра- ботках, каналы передачи сигналов и наземные регистрирующие модули. Данная система регистрирует сейсмические явления и определяет величину их энергии и координаты очага. В течение месяца в среднем на шахте регистрируется 300-400 про- явлений активности горного массива с относительными величинами сейс- мических энергий от 70 до 200 тысяч условных единиц. На основе полу- ченных результатов наблюдений составлена база данных, которая исполь- зуется для изучения сейсмоакустического режима шахты, выделения не- спокойных зон и динамики их развития. С помощью этой системы осуществляли контроль состояния массива при работе 18 восточной лавы, восточной уклонной лавы (ВУЛ) и 18 запад- ной лавы пласта m3. По площади сейсмические явления различной интенсив- ности проявлялись крайне неравномерно как на отработанных, так и неотра- ботанных участках. Работы по пласту m3 осуществляются в чрезвычайно сложных гор- но-геологических условиях. 18 восточная лава отрабатывалась по простира- нию пород, слева по ходу от нее находилось выработанное пространство 17 восточной лавы. ВУЛ проходила по восстанию, причем слева и справа от нее – нетронутый массив, осложненный мульдами и прогибами. 18 западная 289 лава отрабатывалась по простиранию пород с пересечением зоны тектониче- ских нарушений. Справа по ходу от нее находилось выработанное простран- ство 17 западной лавы. При отработке 18 восточной лавы регистрация сейсмоакустических (СА) явлений была начата с середины работы лавы (май 2009 г.), область их концентрации перемещалась вслед за подвиганием забоя. Формирова- ние очагов при этом частично приурочено к шагу посадки основной кров- ли и частично – к перераспределению напряжений впереди забоя при очи- стных работах. Здесь, по мере отработки целика и уменьшения его геомет- рических размеров, происходило смещение концентрации напряжений в массиве от периферии к центру целика. Отработка лавы закончена в де- кабре 2009 г. В первые месяцы отработки ВУЛ (май 2009 г.) по мере подвигания забоя очаги сейсмической активности располагались, как правило, в его окрестностях. После того как была пройдена приблизительно одна треть от общей длины лавы, впереди забоя начала формироваться зона повышенной сейсмической активности, приуроченная к перегибам пласта. В последую- щем очаги выстроились в виде линии, отходящей, примерно, от середины лавы и ориентированной в сторону конвейерного ходка под углом около 45. Затем зона концентрации СА явлений переориентировалось и сосредоточи- лась практически перпендикулярно линии забоя [2]. Отработка лавы закон- чена в мае 2011 г. Область концентрации СА явлений при отработке 18 западной лавы приурочена к Ветковской структуре (на западе) и к зоне тектонических нарушений (на востоке). Основой интерпретации полученных данных послужили два поло- жения. Первое – в работах [3, 4] теоретически обосновано и подтверждено экспериментально, что основное количество сигналов акустической эмис- сии связано с зарождением микротрещин, а интенсивность энергии аку- стического сигнала – пропорциональна их амплитуде. Второе – углепородный массив шахты, как и Донбасса в целом, представляет собой мелкослоистую среду, состоящую из угольных пластов и вмещающих пород (аргиллитов, алевролитов, песчаников) различной мощности с различными по величине и генезису нарушениями. В общем, массив представляет систему различных по величине и физико- механическим свойствам природных неоднородностей (блоков). Очевид- но, что столь сложное строение обуславливает хаотичное распределение природных микродислокаций в массиве. Деформирование такой среды под действием горных работ неизбежно сопровождается проскальзыванием по границам блоков, что приводит к излучению упругих волн, то есть СА эмиссии. Таким образом, СА эмиссия связана с деформационными процес- 290 сами и параметрами дислокаций (дефектов) в массиве. Под действием горных работ дислокации возникают, движутся, сливаются, тормозятся на границах блоков, разрывных нарушений, горных выработок и образуют на них локальные скопления. Вследствие протекания тектонофизических и механических процессов в массиве возникают иерархии неоднородностей, изменчивости строения, трещиноватости и блочности геологических мате- риалов на различных масштабных уровнях, то есть появляются самопо- добные структуры. В зависимости от интенсивности напряжений воздей- ствия возникает избирательный механизм включения в работу соответст- вующих неоднородностей и дефектов. Именно этот процесс самооргани- зации массива (принцип Ле-Шателье), изменяющийся во времени и про- странстве, отражают полученные результаты. Они характеризуют образо- вавшуюся в пределах участка исследований сложную систему трещин – фрактальную, что позволяет использовать фрактальный анализ для интер- претации полученных данных [5]. Для количественной оценки состояния горного массива отрабаты- ваемых участков полученные неоднородные распределения точек на плос- кости рассмотрены как недетерминированные (стохастические) фракталы, известные также как мультифракталы [6]. Алгоритм вычисления фрак- тальной размерности основан на подсчете числа примитивов (клеток) не- обходимых для покрытия фрактала в зависимости от их размера. Муль- тифракталы описывают с помощью спектра обобщенных размерностей Dq: , ln ln lim 1 1 )( 1 0       N i q i q p q D где q может принимать любые значения в интервале –∞ < q < ∞, N(ε) – число заполненных ячеек, а pi – вероятность попадания точки фрактала в ячейку размера ε. Для практических целей чаще вычисляют Хаусдорфову размерность (D0) методом разбиения на квадраты (box-counting method). В этом случае фрактал покрывается квадратами со стороной ε и подсчитывается число заполненных ячеек N(ε). Затем сторона ячейки уменьшается в 2 раза и фрактал покрывается заново. Данная операция производится до тех пор, пока размер ячейки ε не станет числом близким к нулю. Так как при малых ε справедливо соотношение N(ε)  1/εDо, то фрактальную размерность D0 можно вычислить как угловой коэффициент графика, где ln(N(ε)) – функ- ция от ln(ε) [7]. 291 Расчеты выполнены с использованием программы “Image J” [8] и найдены значения фрактальной размерности для трех отрабатываемых лав. В данном случае фрактальная размерность характеризует количество яче- ек, заполненных СА сигналами (трещинами), вне зависимости от их ин- тенсивности. Увеличение фрактальной размерности вызвано увеличением количества ячеек и отражает увеличение трещиноватости [9]. Величину фрактальной размерности D0 определяли для каждой из лав в виде инте- грального показателя, а также в динамике по мере перемещения забоя каждые два месяца. Динамика изменения D0 представлена на рис. 1-3, а интегральные показатели приведены в таблице 1. Рис. 1. Изменение фрактальной размерности во времени при отработке 18 восточной лавы Рис. 2. Изменение фрактальной размерности во времени при отработке восточной уклонной лавы 292 Рис. 3. Изменение фрактальной размерности во времени при отработке 18 западной лавы Таблица 1 – Интегральные показатели фрактальной размерности для отрабатываемых лав Лава Фрактальная размерность 18 восточная лава 1,2674 Восточная уклонная лава 1,5990 18 западная лава 1,4611 Массив вблизи ВУЛ 1,1727 15 восточная «бис» лава 1,5827 Во всех лавах (рис. 1-3) отмечается общая закономерность роста фрактальной размерности со временем работы; кривые имеют волнообраз- ный характер. Присутствующие на графиках спады и подъемы объясняют- ся встречающимися при отработке геологическими нарушениями и осо- бенностями строения пласта. Так, 18 восточная лава отрабатывалась вдоль простирания пород. На рис. 1 видно плавное увеличение значений фрак- тальной размерности D0 с величины 1,020 до 1,3366, связанное с уменьше- нием неотработанного целика и приближением к системе геологических нарушений. ВУЛ отрабатывалась вкрест простирания пород почти два года; за это время величина D0 менялась по возрастающей синусоиде. Для начала работ характерно пониженное значение D0 = 1,0863 (рис. 2). Дальнейшее ее плавное повышение связано с проседанием кровли и формированием в массиве напряжений, вызывающих увеличение нарушенности. Затем око- ло 6 месяцев наблюдается практически неизменные значения D0  1,38. Некоторое понижение значений D0 согласуется с зоной перегиба пласта, 293 где величина фрактальной размерности снизилась до 1,32. Последующее повышение D0 до 1,5926 объясняется уменьшением целика и приближени- ем к области с интенсивно проводимыми взрывными работами. Положение начала отработки 18 западной лавы находится вблизи Ветковской флексуры в зоне малоамплитудных дислокаций, что сказывается на высоких значениях D0 (1,36) в первые месяцы работы. По мере удаления от структуры значения фрактальной размерности снизились до 1,18, а затем перед зоной геологического нарушения вновь возросли и достигли макси- мума 1,47 при его пересечении (рис. 3). Для всех лав характерно, что в конце работ происходило уменьше- ние D0, связанное с перераспределением и релаксацией напряженного состояния массива. Таким образом, анализируя динамику фрактальной размерности для всех лав, можно предположить, что наименее опасной является 18 восточная лава, в которой разгрузка происходила равномерно. Две другие лавы более опасные, ввиду большего влияния горно- геологических условий. В работе [4] установлено, что при выемке угля в породах кровли раз- виваются межслоевые циклические деформации, которые отчетливо (с опре- деленным шагом) проявляются при отсутствии изменений геологического строения массива. При появлении впереди забоя каких либо геологических неоднородностей (нарушений) происходит задержка деформаций и перерас- пределение нарушений, которое приводит к накоплению потенциальной энергии, определенное количество которой и является причиной выбросов угля и газа. Полученные результаты подтверждают эти данные. Анализ интегральной фрактальной размерности СА явлений (табл. 1) показал, что наименьшая величина D0 = 1,1727 отмечена в ненарушенном массиве и в менее нарушенной 18 восточной лаве (D0 = 1,2674). Очевидно, это связано с тем, что в неподработанном массиве формируется небольшое количество природных трещин, в отличие от участков активного ведения горных и взрывных работ (15 восточная «бис» лава, где D0 = 1,5827). Рассчитанные интегральные показатели фрактальной размерности для отработанных лав показали, что большое количество и интенсивность СА приурочены к ВУЛ. Замеры напряженного состояния массива, полу- ченные методом гидроразрыва, согласуются с полученными сейсмологи- ческими данными. Так, для участка, расположенного на юго-западе ВУЛ (между зоной малоамплитудных нарушений и Григорьевским надвигом), характерно наибольшее сжатие, что косвенно подтверждается показателя- ми работы поверхностных дегазационных скважин (ПДС). Конструкция ПДС и качество их обсадки, а также литолого-фациальные характеристики пород массива одинаковы, но дебит газа в зоне сжатия практически в два раза больше, чем на западе. 294 Проведенные исследования позволяют сделать вывод, что величина фрактальной размерности сейсмоакустических явлений отражает степень нарушенности горного массива и может служить характеристикой предрас- положенности массива к разрушению. Величина 1 < D0 < 2. Чем меньше D0, тем меньше сейсмоакустическая активность, характеризующая нарушен- ность. То есть, при малых D0 образование дефектов находится в начальной стадии разрушения, а если фрактальная размерность стремится к 2, прибли- жается стадия окончательного разрушения массива, которая может перерас- ти в лавинообразный процесс. Использование этих данных может служить основой для разработки диагностических критериев опасности проведения горных работ. Литература 1. Документация установки и обслуживания устройств системы ARAMIS М/Е. – ЕМАG, г. Катовице, 2005. 2. Контроль изменения состояния массива многоканальной сейсмоакустической системой на шахте им. А.Ф. Засядько / А.Ф. Булат, С.Ю. Макеев, А.А. Каргаполов и др. // Геотехническая механика: Межвед. сб. науч. трудов / Ин-т геотехнической механики им. Н.С. Полякова НАН Украины. – Днепропетровск, 2010. – Вып. 88. – С. 26-33. 3. Журков С. Н. Кинетическая концепция прочности твердых тел // Вестник АН СССР. – 1968. – № 3. – C. 46-52. 4. Акустический контроль динамики напряженно-деформированного состояния горного массива / А.М. Брюханов, В.П. Коптиков, Г.И. Колчин, А.В. Никифоров // Горная геология, геомеханика и маркшейдерия: Сб. науч. докладов. Ч. ІІ. – Донецк: УкрНИМИ Украины, 2004. – С. 459-463. 5. Булат А.Ф. Фракталы в геомеханике / А.Ф. Булат, В.И. Дырда. – К.: Наук. думка, 2005. – 358 с. 6. Федер Е. Фракталы. – M.: Мир, 1991. – 254 с. 7. Мандельброт Б. Фрактальная геометрия природы: пер. с нем . – М.: Изд-во ИКИ, 2002. – 656 с. 8. Конюхов А.Л. Руководство к использованию программного комплекса ImageJ для обработки изображений: Учебное методическое пособие. – Томск: ТУСУР, 2012. – 105 с. 9. Додис Я.М. Оценка фрактальной размерности разрушенного взрывом массива горных пород // Вестник КРСУ. – 2002.– № 2. 295 622.261 ЭФФЕКТИВНЫЕ ГЕОТЕХНОЛОГИИ ОСВОЕНИЯ ПОДЗЕМНОГО ПРОСТРАНСТВА Плешко М.С., Вчерашняя Ю.В., Рожкова О.В. Институт сферы обслуживания и предпринимательства (филиал) Донского госу- дарственного технического университета, г.Шахты, Россия В статье рассматриваются эффективные геотехнологии освоения подземного пространства с применением способа струйной цементации На каждом из основных этапов организационного цикла шахты можно выделить «узкие места», характеризующиеся применением неэф- фективных технологий, конструкций, материалов, оборудования и др. Мно- гие проектные решения принимаются в силу накопленного практического и теоретического опыта без учета новых достижений науки и техники [1 - 3]. Например, в последние годы за рубежом и в России значительное развитие в гражданском и транспортном строительстве получает техноло- гия струйной цементации (jet-grouting). Она применяется для закрепления грунтов, создания фильтрационных завес, отличается высокой производи- тельностью, гибкостью, манёвренностью, возможностью оперативно кор- ректировать принятые технологические режимы, а также не ухудшает экологическую обстановку. Благодаря своим достоинствам она может эф- фективно использоваться в рамках разработанной концепции на различных этапах организационного цикла шахты. При строительстве шахтных стволов струйная цементация приходит на смену традиционным специальным способам: искусственному замора- живанию пород, применению опускных крепей, электрохимическому уп- рочнению и др. Она позволяет создать вокруг ствола дополнительную оболочку (рис. 1), которая решает несколько взаимосвязанных задач: обес- печивает необходимую водонепроницаемость и устойчивость пристволь- ного массива, увеличивает общую несущую способность и долговечность крепи. В этом ее большое преимущество по сравнению со способом замо- раживания, обеспечивающим только временный эффект. Добыча угля на многих месторождениях полезных ископаемых осуществляется с тонких пластов, залегающих в массивах прочных пород. Как показывает практика, наиболее эффективным технологическим реше- нием являются бесцеликовые способы охраны, предусматривающие прове- дение выработки в нетронутом массиве с последующим её поддержанием на границе выработанного пространства для повторного использования [4]. 296 Рис. 1. Пример конструкции крепи ствола с противофильтрационной завесой, созданной по технологии jet-grouting В то же время применяемые в настоящее время способы охраны вы- емочных выработок не эффективны. Они основываются на использовании искусственных ограждений, что приводит к чрезмерному расходу достав- ляемых с поверхности материалов и конструкций, перегруженности внут- ришахтного транспорта, загромождению выработок, повышению трудоём- кости концевых работ. Эти проблемы существенно обостряются с ростом нагрузок на очистные забои. Разработка технологии устройства охранных конструкций непо- средственно в призабойном пространстве выработок посредством струй- ной цементации разрушенной в процессе проходки горной породы позво- лит исключить рассмотренные выше недостатки. При этом создается взаимовлияющая система «кровля – охранные конструкции – почва пла- ста» (рис. 2), управление которой на основе данных мониторинга может осуществляться путем применения дополнительного анкерования, измене- 297 ния геометрических, прочностных и деформационных параметров охран- ных конструкций и других мероприятий [5]. Рис. 2. Пример схемы поддержания и крепления повторно используемой выработки: x1, x2 – расстояние от выработки до первого и второго ряда охранных конструкций; bо.к – расстояние между охранными конструкциями; l1, l2 – длина анкеров соответственно верхнего и нижнего рядов; α1 – угол наклона анкеров верхнего ряда; lз – величина заделки анкеров в скважине; h1анк, h2анк – расстояние от верхней грани бермы соответственно до 1 и 2 ряда анкеров; bанк – расстояние между анкерами в ряду. Важнейшим этапом закрытия горнодобывающего предприятия яв- ляется ликвидация вертикальных стволов. В России, как правило, осуще- ствляется полная засыпка стволов негорючими, нетоксичными (кроме глины) материалами. Для удержания засыпки в приствольных выработках возводятся глухие изолирующие перемычки, а в верхней части – полок перекрытия. С ростом глубин вертикальных стволов стоимость таких работ резко возрастает, что вызывает необходимость перехода на способы ликвидации с частичной закладкой. Одним из вариантов может стать создание по глу- бине ствола с помощью технологии струйной цементации локальных пе- ремычек, повышающих водонепроницаемость и устойчивость ствола. Вза- имная увязка параметров перемычек с основной крепью ствола, проекти- руемой с учетом особенностей ее работы после ликвидации шахты, а также постоянный мониторинг объекта, позволят обеспечить необходимую надеж- 298 ность и долговечность конструкций. В целом универсальные геотехнологии, которые могут эффективно применяться на различных этапах организационного цикла шахты с уче- том специфики отдельных стадий и меняющихся условий должны стать основой новой концепции освоения подземного пространства. Литература 1. Плешко М.С. О взаимном влиянии факторов, определяющих эффективность строительства и эксплуатации вертикального ствола // Горный информационно- аналитический бюллетень. – 2012. – № 8. – С. 53 - 56. 2. Масленников С.А. Обоснование рациональных параметров комбинированной чугунно-бетонной крепи вертикальных стволов // Горный информационно- аналитический бюллетень – 2009. – № 4. – С. – 210 - 214. 3. Боршевский С.В., Прокопов А.Ю. Технологические модели сооружения верти- кальных стволов и область их применения // Горный информационно-аналитический бюллетень (научно-технический журнал). – 2008. – № 3. – С. 287 - 294. 4. Сальников В.С., Копылов А.Б., Коновалов О.В., Шейнкман Л.Э. Факторы, влияю- щие на безопасность повторного использования горных выработок // Известия Туль- ского государственного университета. Науки о Земле. – 2010. – № 1. – С. 170 - 174. 5. Насонов А.А. Оценка влияния параметров охранных конструкций на устойчи- вость пород бермовой части повторно используемых выработок // Известия выс- ших учебных заведений. Северо-Кавказский регион. Серия: Технические науки. – 2009. – № 1. – С. 114 - 115. УДК 622.258: 622.4 ИССЛЕДОВАНИЕ ДИНАМИКИ ГАЗОВЫДЕЛЕНИЯ ИЗ ДРЕНАЖНЫХ РАССОЛОВ ПРИ ПРОХОДКЕ ВЕРТИКАЛЬНЫХ СТВОЛОВ В УСЛОВИЯХ РУДНИКОВ «АЙХАЛ» И «УДАЧНЫЙ» 1 Прокопов А.Ю., 2 Прокопова М.В., 3 Склепчук В.Л. 1Ростовский государственный строительный университет, 2Шахтинский институт (филиал) Южно-Российского государственного политехнического университета им. М.И. Платова, 3ОАО «Ростовшахтострой» Приведены результаты исследований динамики выделения углеводородных газов (УВГ) из подземных высокоминерализованных вод при проходке выработок рудни- ков в Республике Саха (Якутия). Исследовано влияние водопритока и параметров водоотлива на концентрацию взрывоопасных газов в призабойном пространстве вертикального ствола. Одним из источников газовыделения при проходке стволов являют- ся газонасыщенные подземные воды, поступающие в ствол из водоносных горизонтов и оказывающие влияние на суммарное газовыделение. В условиях подземных рудников «Айхал», «Удачный» и др. под- земные воды высокой минерализации (рассолы) имеют в своем составе растворенные углеводородные газы (УВГ). 299 Для вентиляционного вспомогательного ствола рудника «Удачный» в интервале глубин 620 - 850 м по данным скважины КСС-1 характерны водопритоки рассолов в пределах 1,166 – 1,435 м3/ч (без учета эффектив- ности тампонажа по кусту геологоразведочных скважин 25,26 – 32,4 м3/ч), а содержание газов, растворенных в рассолах, находится в пределах 0,3 – 0,4 м3/ м3, при этом содержание УВГ в общей сумме газов, находится в преде- лах от 82,01 до 94,5 % (метан 78,1 – 89,63 %, гомологи – 3,91 – 4,78 %) [1]. По данным авторов [2] на наиболее опасных участках газонасыщен- ность рассолов достигает 1,0 м3/ м3 с долей метана 75 – 85 %, концентра- ция тяжелых УВГ возрастает до 1,9 – 10 %, азота 2 – 10 %; углекислого газа – не более 2,8 %, водорода 0,1 – 1,2 %, гелия 0,2 %. Характеристики рассолов различных водоносных горизонтов, пере- секаемых клетевым стволом рудника «Айхал», близки к вышеприведен- ным для рудника «Удачный» (табл. 1). Таблица 1- Характеристика подземных газосодержащих рассолов рудника «Айхал» АК «Алроса» [3] Глу- бина, м Коэфф. фильт- рации, м/сут. Водо- приток, м3/ч Газо- нос- ность, м3/м3 Кре- пость пород Содержание газов в рассоле, % CH4 тяже лые УВГ H2 N2 CO2 He 382 0,002 0,8-0,9 0,43 3,6 85,45 2,55 0,21 11,63 0,05 0,12 455 0,02 1,1-1,15 0,21 3,6 81,18 3,55 0,54 14,34 0,23 0,17 506 0,002 1,25-1,4 0,20 3,0 57,22 0,0 0,3 41,2 1,27 0,1 570 0,007 1,7-1,9 0,18 3,5 77,01 2,69 0,22 19,19 0,83 0,07 Экспериментальное изучение динамики увеличения концентрации углеводородных газов за счет дегазации дренажных рассолов проводилась в забое наклонного съезда подземного рудника «Удачный» [2]. Пробы отбирались на участке, где горная выработка пересекала слабоводоносный интервал, который находится на значительном удалении от кимберлитовой трубки и высокопроницаемых зон, а водоприток в забой составлял около 2 м3/ч. Отбор воздушных проб выполнялся равномерно через 10 минут при отключенной вентиляции. Данные опробования показали, что при незначительном притоке рассолов превышение нормируемых показателей (по сумме УВГ-газов) в воздушной смеси наступает только через 30 минут после выключения проветривания (рис. 1, а – в). 300 а) б) в) Рис. 1. Динамика увеличения концентрации УВГ за счет газовыделения из дренажных рассолов при остановке проветривания в забое наклонного съезда: а – метана; б – этана; в – пропана 301 Качественный анализ выполненных исследований показывает, что с высокой теснотой корреляционной связи (R2 = 0,85 – 0,98), увеличение концентрации всех исследуемых УВГ происходит линейно с течением времени. Это свидетельствует о равномерности газовыделения из рассолов и равномерным водопритоком в забой выработки. Количественный анализ динамики газовыделения из рассолов в ус- ловиях рудника «Удачный» позволяет сделать вывод о незначительном влиянии газовыделения из рассолов на суммарную концентрацию УВГ в призабойном пространстве. Доля УВГ, выделяющихся из рассолов, не превышает 2,5-4% (в зависимости от величины заходки и диаметра ствола) от общего газовыделения в ствол, поэтому эти газы в условиях проходки стволов рудника «Удачный» не могут оказывать решающего влияния на возникновение взрывоопасной концентрации УВГ в стволе. Исследуем зависимость газовыделения из рассолов в призабойную часть ствола с течением времени в зависимости от водопритока в ствол и параметров водоотлива (рис. 2). Рис. 2. Влияние производительности водоотлива на динамику газовыделения из рассолов в ствол 302 В качестве начала отсчета времени примем момент взрыва пород в забое ствола диаметром в проходке Dпр. К этому моменту забой вследствие отключения водоотлива будет подтоплен на высоту h, поэтому в момент t = 0, объем рассолов в забое ствола равен h D V 4 )0( 2пр рас  . В момент окончания взрыва tвзр высвобождаются рассолы, находя- щиеся в пустотах пород в пределах взрываемой заходки lзах, объем кото- рых можно оценить исходя из пористости пород Wп и параметров ствола: пзах 2пр взррас 4 )( Wl D tV  . До начала погрузки породы в забое ствола (до начала работы бадье- вого водоотлива) вследствие естественного водопритока Qп, м3/ч, проис- ходит постепенное увеличение объема рассолов в забое, что приводит к некоторому увеличению газовыделения в ствол. Технологически этот пе- риод может длиться до 30-60 мин., а в случае увеличения продолжительности проветривания из-за возгораний нефти и битума до 120 мин. и более [4, 5]. После начала погрузки породы, одновременно осуществляется во- доотлив, производительность которого Qв, м3/ч, должна быть выше водо- притока в ствол Qп. Как следует из графиков (рис. 2), на динамику газовыделения в ствол из газосодержащих рассолов, оказывает влияние величина пв QQQ  , определяющая количество рассолов в забое ствола в каж- дый период времени. При пв QQ  (верхняя кривая на рис. 2) объем рассолов в забое ос- тается примерно одинаковым в течение всего времени погрузки и посте- пенное уменьшение газовыделения происходит только вследствие естест- венного снижения газонасыщенности рассолов. При пв QQ  снижение газовыделения происходит более интенсив- но вследствие удалении части растворенных газов на поверхность средст- вами бадьевого водоотлива. Однако, в условиях рудников «Удачный» и «Айхал», газовыделение из рассолов не является определяющим в возникновении взрывоопасных концентраций УВГ и развитии их воспламенений и взрывов. Литература 1. Отчет о научно-технической работе «Комплекс работ по определению горючих и взрывчатых газов, выделяющихся при проходке вентиляционного вспомогатель- 303 ного ствола рудника Удачный, установлению источников их выделения и разработке мер по предупреждению вспышек (воспламенений) и профилактике негативного влияния на здоровье работников». – Кемерово: ФГУП НЦ ВостНИИ, 2006. – 31 с. 2. Седурин Н.М., Дроздов А.В. Проблемы строительства подземного рудника «Удачный»// Горный информационно-аналитический бюллетень. – М.: МГГУ, 2011. – №6. – С. 25 – 33. 3. АК «Алроса». Рудник «Айхал». Проходка вертикального клетевого ствола. – Шахтспецпроект. – Чертеж 3024 – ГК. – 2003. 4. Прокопов А.Ю., Склепчук В.Л. Обоснование технологических параметров вер- тикальных стволов, проходимых в условиях нефтегазопроявлений// Записки горно- го института. Т. 199. Современные про-блемы геомеханики, геотехнологии и маркшейдерского дела. – СПб. – 2012. – С. 90 – 94. 5. Прокопов А.Ю., Масленников С.А., Склепчук В.Л. О структуре затрат времени при сооружении скипового ствола подземного рудника «Мир» на участке нефтега- зопроявлений// Збірник наукових праць НГУ № 34, Том 1 – Дніпропетровськ: РВК НГУ, 2010. – С. 75 – 81. УДК622.243 АДАПТАЦИЯ В ГОРНОМ ДЕЛЕ Рахимбеков С.М. Казахский Национальный Технический Университет им.К.И.Сатпаева, г.Алматы, Республика Казахстан В статье предпринята попытка детализировать и расширить понятие «адапта- ция», определить механизмы её формирования и изменения (динамики), а также поднять вопросы по её методологии анализа и идентификации, а также фор- мальному описанию. Горное производство отличается большим количеством элементов и связей между подсистемами, высокой степенью динамичности, наличием нефункциональных связей между элементами, воздействием различных по своему характеру помех. И самое главное процессы, проистекающие в его подсистемах, особенно природно-технического и экономико-социального содержания плохо формализуемы. Лица, принимающие решения (ЛПР) живут и действуют в объек- тивно существующем реальном, природном мире. Но все свои решения они принимают в соответствии со своими представлениями об этом мире, которые формируются на основании личного опыта, опыта других специа- листов. Понятно, что этот опыт приобретается в процессе их деятельности путем воздействия на соответствующие объекты и изучения, исследования результатов воздействия. Природно-технические объекты, о которых не- обходимо создать представление и наработать опыт, в силу их специфики, а именно, трудоемкости, сложности и опасности, относятся к классу весь- ма сложных систем и потому эти цели во многих случаях в требуемом 304 объеме и качестве не достигаются. Спецификой их изучения, исследования результатов воздействия, как было отмечено, является большая продолжи- тельность во времени, значительные размеры объектов в пространстве, частичная или полная недоступность непосредственного изучения тради- ционными методами и средствами, например, породного массива, который сам представляет сложную систему, как, во-первых, сложное полимине- ральное природное объединение, и главное, он постоянно находится в смене фазовых состояний, которые, в свою очередь, являются следствием многочисленных факторов природных, техногенных и антропогенных воздействий. Минимизация этих отрицательных воздействий самыми раз- личными специальными методами и способами при ведении горных работ и является целью управления. Имеет место качественное различие типов параметров, когда пара- метры в технических системах имеют, как правило, строго определенные физические размерности и их формализация при этом может происходить с помощью применения строго определенных физических и математиче- ских законов. Для подсистем природно-технического и экономико- социального содержания проведение формализации подобным образом трудно реализуемо вследствие возникающих сложностей точного описа- ния элементов, их параметров и взаимосвязей между элементами, многие факторы трудноизмеримы и между многими существуют качественные отношения, имеет место влияние случайных факторов, неточности изме- рения, которые также сказываются на точности прогноза планируемых и регулируемых процессов. Множество комбинаций создается множеством переменных природных, техногенных, антропогенных и других факторов. Адекватность такого описания полностью определяется наличием достоверно выявленной функциональной взаимосвязи между состоянием объекта и управлением объектом. Если мы можем указать такую функцио- нальную взаимосвязь, то и возможно определить параметры системы управления по параметрам объекта управления. Проектирование и даль- нейшее управление в горном деле страдает неточностью в силу недоста- точных априорных знаний свойств среды, и в случае недр, породного мас- сива, это положение еще более усугубляется. Поэтому адаптация, или в общепринятом смысле - приспособление, является именно тем средством для горняка с его опытом, интуицией, искусством ведения горных работ, с помощью которого удается исправлять недостатки проектирования и управления объектом. В то же время несколько удается ослабить требова- ния к процессу проектирования горного предприятия и тем самым упро- стить и удешевить этот весьма трудоемкий и дорогой процесс. Понятно, что представление о возможности организации управле- ния горным производством и всевозможных средствах его автоматизации, 305 давно устоялось. В ней всегда присутствовала естественная для природно- технических систем (ПТС) трактовка, означающая организацию оператив- ного управления ею в соответствии со складывающейся текущей горно- геологической ситуацией (обстановкой). Для горняка – технолога это оз- начает естественную реакцию. Очевидно и то, что оценка той или иной горнотехнической ситуации чаще всего опирается у него не на вероятно- стно-статистические представления, а, скорее, на здравый смысл. Необходимо, чтобы это было также естественно и для проектиров- щиков, призванных заниматься своим основным делом, но уже в рамках системного анализа и кибернетического, адаптационного подхода в самом широком смысле этого слова. С этой целью мы детализируем, углубляем и пытаемся расширить само понятие «адаптация», определяем механизмы её формирования и изменения (динамики), а также поднимаем вопросы по её методологии анализа и идентификации, а также формальному описанию. Вместе с тем необходимо было разобраться с понятием «система», «ин- формация», «неопределённость», а также вопросами определения (оценки) их значимости и вариантами их учёта, именно, при решении самых раз- личных горногеологических задач и в целом, задач информационного обеспечения систем адаптивного управления горным производством. Сле- дует отметить, что и для ПТС имеет место необходимость выполнения так называемых условий финитности управления всеми процессами, происхо- дящими во всех ее подсистемах, которые в свою очередь предполагают не просто перевод объекта управления (управляемой системы) в требуемое состояние с требуемым качеством, но и, что очень важно во многих случа- ях, к строго заданному (определённому) моменту времени. Очевидно уже, что традиционное управление и планирование в форме «ручной», обрат- ной связи не справляется со своими функциями. Конечно, такой подход находит свое отражение в разработке, созда- нии и внедрении автоматических и автоматизированных систем управле- ния. С каждым годом уровень развития аппаратно-программных компо- нентов АСУ горным производством, как показывает обзор отечественных и зарубежных источников научно-технической информации, позволяет им медленно, но верно выполнять не только функции контроля и управления, связанные со сбором, хранением, обработкой, документированием посту- пающей информации и проведением относительно несложных расчётов по формированию управляющих воздействий, но также и осуществлять ре- шение задач анализа состояния и качества функционирования управляе- мых подсистем в реальном масштабе времени, в режиме активного диало- га с оператором. Именно, все более широкое использование методов оп- тимизации, адаптации и интеллектуализации при построении и организа- ции функционирования АСУ позволит добиться удовлетворения постоян- 306 но возрастающих требований по устойчивости и эффективности их функ- ционирования в различных условиях. В целом, имеет место сложнейшая задача (изысканий, строительст- ва, эксплуатации), создания единой системы, функционирующей в опти- мальном, по некоторым фиксированным критериям, режиме. Изменение любого из большого количества влияющих факторов, зачастую, приводит к нарушениям нормально запроектированного техно- логического режима. В этих условиях разработка и внедрение гибких управляемых, адаптированных технологических процессов, позволяющих быстро реагировать на происходящие изменения, является новым направ- лением в технической политике проектирования. Таким образом, в горной технологии изначально должны быть заложены элементы управления, элементы управляемости, адаптации, что в существующей практике не имеет место в основном, по экономическим и техническим причинам. Основная цель изучения процессов адаптации относительно горнотехни- ческих комплексов должна состоять не в противопоставлении понятий, понятийных аппаратов биологов и социологов и горных инженеров, а в попытке отыскания причин и механизмов гибкости процессов адаптации в биологических и социальных системах с целью их перенесения в горно- технические системы. По-существу, работа горняка в ряде практических случаев выработки технологических решений схожа с алгоритмом поша- гового метода поисковой оптимизации в обстановке помех, связанных с неопределенностью среды и объекта. Без этой приспособленческой, по- стоянной стратегии поиска решений ему было бы совершенно невозможно эффективно управлять сложным горнотехническим объектом (простым - можно), т.е. цели не достигались бы. Конечно, проще ситуация при управ- лении простыми объектами, типа объектов автоматического регулирова- ния проветриванием или водоотливом. Поэтому единственным выходом является реагирование самих управляющих воздействий на изменения параметров объекта и характери- стик внешней среды приспособлением, а именно, путем изменения струк- туры и параметров регулятора с целью обеспечения стабильности функ- ционирования объекта. Это и есть адаптация. Это и происходит на горно- технических объектах. Управление горнотехническим объектом эффек- тивно настолько, насколько задействован этот механизм. Другими словами насколько точно, надежно и своевременно осуществлено прогнозирование возможных изменений состояния подсистем природно-технического и экономико-социального содержания для отклика или упреждающих воз- действий со стороны управленческого звена предприятия. Насколько эф- фективно функционирование этого механизма на шахте, руднике, карьере, настолько устойчивее и производительнее их работа. 307 В пользу развиваемого данного тезиса следует отнести развитие сего- дняшних геотехнологий, которое можно также классифицировать как адаптивную эволюцию с выраженным приспособленческим характером. Результаты просматриваемых нами исследований в литературных и других источниках показывают дальнейшие перспективы путей прослеживания эволюции рудообразования от сформированного массива, от залежи по- лезного ископаемого к обеспечению доступности к обособленному полез- ному компоненту залежи, изменения самого характера добычи, от «куска» к частицам полезного минерального сырья. Тем более, что разделение многокомпонентных ископаемых на отдельные ценные составляющие (и пустую породу) принципиально осуществляется на разных стадиях его добычи и переработки. Горняку приходится создавать систему, технологию, объект управ- ления (как бы мы предмет исследования не называли), при значительной априорной неопределенности об условиях ее функционирования. Есть даже парадоксальная, изредка, но встречающаяся ситуация в управлении горными предприятиями, а сейчас и в управлении горнорудными компа- ниями. Повышение эффективности горным предприятием путем внедре- ния различных автоматизированных систем управления входит в ряде случаев в противоречие с прозрачностью функционирования предприятия, что часто выражается проблемой отсутствия оперативного доступа к дан- ным о работе горнорудной компании или недостаточностью таковых. Чего греха таить, мы закрываем глаза на все это, проводя осреднение по этой неопределенности. Такое осреднение природной среды сродни оценке состояния больных в палате по средней температуре (высказано академи- ком АНСССР М.И. Агошковым на одном из горных форумов). В таком случае все принимаемые горнотехнические решения не оптимальны, не отвечают действительному состоянию объекта управления, среды. Вся система функционирует далеко не в оптимальном взаимодействии, начис- то отсутствует синергетическое начало взаимодействующих подсистем. Управление в указанных подсистемах горнотехнического объекта по усредненным характеристикам алогично, не дает должного эффекта: пока оно ведется для некоторого t-го момента времени, изменяются и сама система, и ее внешняя, окружающая среда, функционирующая в жестком нестационарном, стохастическом режиме. Четко определить и формализо- вать какие-то ограничения или выбрать целевую функцию просто невоз- можно на всей плановой траектории и таким образом математическая формализация процесса управления на всей плановой траектории при этом ведет к построению модели, не являющейся адекватной реальному функ- ционированию горнотехнического объекта. Напрашивается итерационный подход к методу проектирования не на всей траектории, а на определен- 308 ных интервалах времени [tk, tk+1]. В каждый ее момент времени произво- дится оценка значений ее параметров по данным входных и выходных переменных. Именно таким образом проектируется модель с гибкой структурой и параметрами, то есть, такая адаптивная модель, описываю- щая процесс, в которой изменяются структура и параметры в соответствии с изменениями характеристик процесса при функционировании. Конструктивные параметры разработки и в целом применяемая тех- нология даже в пределах одного очистного блока, должны определяться с учетом специфики горно-геологических условий. В каждом конкретном случае эту специфику необходимо не только выявлять, но и описывать в формализованном виде, удобном для внесения соответствующих корректив в планы ведения горных работ и выбор технологии. Такое направление наших исследований позволили сформулировать тезис о том, что для идентифицирования свойств и специфики объекта, а также выбора основы для моделирования месторождения следует принять моделирование информации, служащей отображением всей физической конструкции месторождения. При этом было установлено, что наиболее сложный уровень выполнения функций лиц, принимающих проектные или технические решения (ЛПР) это построение новых видов процедур, позво- ляющих объединить прогнозы наиболее оптимальным образом и таким образом осуществить оптимальное конструирование всей цепочки техноло- гии добычи полезного ископаемого. В результате, для данной задачи оптимизации конструктивных па- раметров разработки очистного блока, было создано программное обеспе- чение, которое учитывает всю поступающую информацию и записывает ее в базу данных. В автоматизированном режиме производится моделирова- ние изменчивости среднего содержания и мощности жил, а также поиск решения по оптимальной расстановке блоков на этаже с учетом природ- ных факторов. Анализируя существующие направления развития горной техноло- гии мы посчитали, что все же следует выбрать в качестве отправной под- системы для этих целей некоторую базовую – технологическую, содержа- щую основные, влияющие параметры горной технологии. Такая подсисте- ма будет «ядром» оптимизации всей горнотехнической системы. В качест- ве практической апробации такой альтернативы, нами разработана модель оптимизации основных конструктивных параметров размещения блоков. Модель реализована для конкретного жильного месторождения. Решение данной задачи позволяет учесть любое информационное многообразие и нестабильность основных параметров оруденения в пространстве. В ней поставлена и решена задача, которая органично связана с проблемой оп- тимизации технических решений по отработке месторождений и, в частно- 309 сти, выбором наилучшего варианта размещения добычных блоков на отра- батываемом этаже с установлением наивыгоднейших их длин. Совершенно новым является исследование закономерностей взаи- модействия горных работ в сложных изменчивых условиях природной среды с учетом основных, влияющих горно-геологических и горнотехни- ческих параметров и создания на ее основе вполне конкретных научно- методических положений по оптимизации ведения горных работ. Научный вклад обозначен также в впервые применяемом приеме моделирования рудного месторождения с позиций уточнения периодического, либо почти периодического характера изменчивости основных параметров оруденения и использования этих выявленных закономерностей для практической задачи формирования рациональных вариантов технологических решений. Есть еще одна целевая сторона данного исследования. В настоящее время практически во всех сферах человеческой деятельности все шире ощущается потребность в высококвалифицированных управленческих кадрах. В соответствии с этой потребностью в вузах страны в рамках той или иной специальности, постоянно ищутся варианты увеличения качества выпускаемых специалистов по оптимизации, моделированию и близких к ним направлений. Регулярно издаются книги по управлению, оптимиза- ции, моделированию и, в особенности, в разрезе развивающихся совре- менных информационных технологий. В то же время мы все лучше пони- маем необходимость целостного охвата различных технических задач. Анализ традиционных программ высших технических учебных заведений дает достаточное основание утверждать, что в них преобладает частный подход в изучении технических проблем. В них недостает таких общетех- нических дисциплин, которые могут быть основой комплексного поиска необходимых решений в процессе оптимизации техносферы – непрерывно расширяющегося и усложняющегося комплекса технических средств. Умение составлять и исследовать адекватные математические моде- ли реальных ситуаций и, в целом реализация математического подхода, есть результат совместной работы математика и горняка-пользователя. Таким образом, качественная подготовка горного инженера в современных условиях предусматривает освоение знаний по моделированию горнотех- нологических процессов и больших природно-технических систем, спосо- бам адаптации всевозможных теоретических построений (моделей) к прак- тическим горнотехнологическим задачам и их применимости к особенно- стям тех или иных месторождений. Вместе с тем есть еще одна важная сторона подготовки специалистов. Методологии творческой деятельности горного инженера в техни- ческом и технологическом планах не придается какого либо серьезного внимания, она недостаточно хорошо представлена и описана, несмотря на 310 повышение интереса к этой области науки, в целом. Наше внимание объ- ясняется, прежде всего, тем, что мы считаем, что полноценная инженерная деятельность горняка в наше время может быть обеспечена лишь на базе широкого образования, включающего не только чисто фундаментальную техническую и физико-математическую, но и столь же основательную методологическую подготовку в области горной техники и технологии. Методологическая подготовка позволяет должным образом ориентиро- ваться в непрерывно обновляющемся многообразном мире горной техники и технологии, позволяет привлечь наиболее удачные решения межотрас- левых задач. Понятно, что для подготовки и повышения квалификации горных инженеров в методологическом плане, для преодоления неудовлетвори- тельного положения в этой области необходима соответствующая научная и учебная литература. Другими словами необходимо более энергично вводить учащихся горняков в круг понятий о сложной системе, определений и методов тео- рии моделирования, управления и адаптации, показать их возможности для анализа и синтеза природно - технической системы с обязательным учетом ее специфики. УДК 622.271.332 ПРОГНОЗИРОВАНИЕ И ОПЕРАТИВНЫЙ АНАЛИЗ УСТОЙЧИВОСТИ ОТКОСОВ УСТУПОВ И БОРТОВ КАРЬЕРОВ Семёнова М.В., Ганцовский Е.И. Белорусский национальный технический университет, г. Минск В статье рассматриваются вопросы прогнозирования и анализа устойчивости откосов уступов и бортов карьеров. При добыче рудного и нерудного сырья немаловажную роль играют значения величины углов откосов уступов, отвалов и склонов. Нахождение оптимальных параметров откосов уступов остаются актуальными и сего- дня. При решении вопросов выбора рациональной конструкции бортов карьеров часто возникает необходимость в оперативной оценке устойчиво- сти их откосов. Степень устойчивости бортов карьеров характеризует безо- пасность работ и тесно связана с технологией отработки месторождения. Решение таких задач является комплексным и трудоемким, поэтому очевидна необходимость в применении современных средств для опера- тивного анализа и прогноза устойчивости. Несомненным лидером в дан- ной сфере является программный продукт GeoStudio, а в частности про- граммный модуль GeoSlope. Используя данную программу, был смоделирован ряд ситуаций, от- ражающих сложные горно-геологические условия. 311 Рассмотрим моделирование ситуации, которая отражает влияние высоты высачивания (Нв) на коэффициент устойчивости (Kу) обводненно- го уступа. Принцип исследования: зададимся фиксированным углом и высотой исследуемого откоса, а также мощностью водоносного горизонта и последовательно изменяя высоту высачивания, продолжим вычисли- тельный эксперимент для других моделей уступов, исследуя при этом состояние устойчивости массива, характеризуемого коэффициентом ус- тойчивости. Получим значение коэффициента устойчивости и графическое отображение критической поверхности скольжения. Моделируя 3 профиля откоса, с высотой Ну=13 м, Ну=15 м, Ну=17 м и углом откоса уступа α=45° были получены соответствующие зависимости, отображенные на графике (рис. 1). Рис. 1. Зависимость коэффициента устойчивости от влияния высоты высачивания воды обводненного уступа Из результатов вычислительных экспериментов исследования влия- ния высоты высачивания воды на коэффициент устойчивости обводнен- ного уступа видно, что с увеличением высоты высачивания воды коэффи- циент устойчивости до определенного значения снижается, а затем увели- 312 чивается. Это означает, что при больших значениях высоты высачивания подземных вод вода действует как пригрузка, т.е. происходит смещение в сторону увеличения сил удерживающих призму возможного обрушения. Область на графике, где коэффициент устойчивости меньше единицы назо- вем «Опасная зона». В пределах этой области находятся значения угла и высоты уступа, соотношение которых дает коэффициент устойчивости меньше единицы, что небезопасно. Также с помощью программы GeoSlope были исследованы величи- ны допустимых углов откосов для месторождения цементного сырья «Ком- мунарское» карьера «Высокое». Исследования проводились с учетом коэф- фициента структурного ослабления. В результате были рассчитаны величи- ны допустимых углов откосов при заданных условиях. Следует отметить, что расчет производился по методу плоского от- коса, предложенному профессором Г.Л. Фисенко. В результате были оп- ределены допустимые углы откосов бортов в зависимости от категории пород по трещиноватости. Результаты расчетов допустимых углов были подтверждены программой GeoSlope. С устойчивостью горных сооружений связаны вопросы безопасно- сти ведения горных работ, а также экономические показатели. Завышение значений углов могут привести к возникновению различного рода аварий- ных ситуаций (оползней, обрушений и т.д.) и ситуаций, представляющих опасность для работы людей и механизмов, а уменьшение величины углов всего на несколько градусов приводит к увеличению обьемов горных ра- бот на миллионы кубических метров. Таким образом, применение геоинформационных технологий и компьютерного моделирования способствует оптимизации геометриче- ских и физико-механических параметров горных выработок, а также по- зволяет ускорить процесс определения наиболее подходящей конструкции борта карьера. Литература 1. Арсентьев А.И., Букин И.Ю., Мироненко В.А. Устойчивость бортов и осушение карьеров. Учебник для вузов.- Недра.- Москва, 1982.- 165 с. 2. Методические указания по определению углов наклона бортов, откосов уступов и отвалов строящихся и эксплуатируемых карьеров.- ВНИМИ.- Ленинград, 1972. 3. Трубецкой К.Н., Краснянский Г.Л., Хронин В.В. Проектирование карьеров: Учеб. для вузов: В 2 т. – 2-е изд., перераб. и доп. – Издательство Академии горных наук.- Москва, 2001. – 519 с. 4. Фисенко Г.Л. Устойчивость бортов карьеров и отвалов.- Недра.- Москва, 1965. 5. GeoStudioTutorials.Includes student edition lessons. First edition. - Мay 2004, - 485с. 313 УДК 504.55.052 ОЦЕНКА СОСТОЯНИЯ СЫРЬЕВОЙ БАЗЫ РОССИИ Соколовский В.В. Тульский государственный университет, Тула, Россия Проведена оценка состояния сырьевой базы в целом по России, в том числе по Восточной Сибири и Дальнему Востоку. Приведены прогнозные оценки по ряду показателей. На сегодняшний день Россия располагает достаточно хорошей сырьевой базой. По нефти мы занимаем третье место в мире, по газу - первое. Тем не менее существует много актуальных проблем, требующих оперативного решения. Согласно "Энергетической стратегии России на период до 2020 го- да" годовой объем добычи нефти в Восточной Сибири и Республике Саха (Якутия) должен составить 50-80 млн т, на Дальнем Востоке – 25-26 млн. т, а прирост ее запасов в этих регионах необходимо довести минимум до 1,0-1,2 млрд. т. На территории Сибирской платформы в небольшом объеме ведутся опытно-промышленная разработка отдельных месторождений нефти и добыча газа в локализованном Норильском районе (около 5 млрд. м3 в год) и Республике Саха (Якутия) (около 1,6 млрд. м3). Европейская часть России уже введена в разработку: Северо- Кавказская нефтегазоносная провинция выработана более чем на 90 про- центов, также вырабатываются запасы Волго-Уральской провинции, менее - Тимано-Печорской, но большие объемы добычи и ресурсов у Западно - Сибирской нефтегазоносной провинции. Сегодня практически не осваиваются, не разрабатываются углево- дородные ресурсы нефтегазоносной провинции Восточной Сибири и в целом шельфы северных, дальневосточных, южных морей. Оценив суммарные ресурсы в целом по России, очевидно, что на первом месте Уральский федеральный округ. Это Ямал, Харьяга и Тиман. По газу здесь ситуация более или менее благополучная: разведанные запа- сы, есть резерв, оцененный запас, это еще ресурсы, по данным ученых. И если проводить работы, можно открыть месторождения и перенести в запасы. Если говорить о Приволжском федеральном округе по нефти, ви- дим, что больше половины запасов выработано. Есть еще небольшие запа- сы, и ресурсов не так много. Необходимо отметить, что касается шельфов морей, то здесь добы- чи на сегодня нет. Запасы небольшие. Оцененные запасы тоже небольшие. Но ресурсы есть, это 12,2 % в целом по России. Что касается газа, то шельфы морей находятся на втором месте. 314 Сибирский федеральный округ. По нефти — 4,6 %, получается, у нас здесь добычи нет. Запасов мало. Сырьевая база, работает, ресурсы есть. По газу ситуация лучше: если взять вместе Сибирь и Дальний Вос- ток, предполагаем, что это следующий район первоочередных работ, кото- рый при проведении определенных объемов работ может дать запасы, и можно проводить добычу. Разработана долгосрочная государственная программа проведения геологоразведочных работ, в которой указаны приоритетные направления, в приоритетные направления включены Восточная Сибирь, Дальний Вос- ток, Западная Сибирь и шельфы морей. Если брать Восточную Сибирь и Дальний Восток, то только регионы, которые попадают в центры нефтегазодобычи, то есть Красноярский край, Эвенкия, Иркутская область и Республика Саха (Якутия). Как видно, по нефти уже имеются запасы до 600 млн. тонн и по газу — 3 миллиарда и 2,7. То есть необходимо начинать работать, приступать к освоению ресурсов [3, 4]. Иркутская область, юго-запад Якутии, Красноярский край, Эвенкия – это та территория, куда направлены главные объемы финансирования геолого-разведочных работ (ГРР) и лицензирования. Включены прежде всего там, где будет сформирован центр нефтегазодобычи - первый центр нефтедобычи Юрубчено-Тохомский в комплексе с Талаканско- Верхнечонским, Ковыктинский и Чаяндинский. Наиболее крупные месторождения, которые могут являться базо- выми для начала формирования центра нефтегазодобычи: Талаканское, Верхнечонское, Юрубчено- Токомское - для нефтедобычи. По газу это Чаяндинское и др. Но, возле этих месторождений также могут вовлекаться более мелкие и будущие спутники, которые будут открываться. Усилия государства и недропользователей сконцентрированы глав- ным образом на проблеме подготовки и освоения нефтяных ресурсов Вос- точной Сибири и Республики Саха (Якутия). Это обусловлено рядом об- стоятельств, которые в первую очередь связаны с необходимостью обес- печения экспортных поставок нефти на перспективный для России рынок стран АТР с учетом существующих рисков дефицита сырьевой базы, требуемой для заполнения трубопроводной системы ВСТО. Прогнозные объемы нефтедобычи в рамках Программы определя- ются этапами загрузки трубопроводной системы ВСТО, проектирование и строительство которой осуществляет ОАО "Транснефть". В табл. 1 приве- дены заданные ориентиры по темпам добычи нефти исходя из необходи- мости заполнения экспортного трубопровода в соответствии с очередно- стью строительства, регламентируемой ОАО "Транснефть". При этом по планируемому нефтепроводу будет поставляться нефть восточно- и запад- но-сибирских месторождений. На начальных этапах скорейший выход 315 нефтепровода на проектную мощность предполагается осуществить в зна- чительной мере за счет нефти месторождений Западной Сибири и Больше- хетской зоны Красноярского края, поставляемой из системы западно- сибирских нефтепроводов в систему ВСТО в объеме до 24 млн т/год. Для обеспечения такого объема поставок западно-сибирской нефти необходи- мо скорейшее начало освоения нераспределенного фонда недр на террито- риях, прилегающих к системе действующих нефтепроводов от Западной Сибири до Иркутска (Александрово – Усть-Тымский район на юго-востоке Западной Сибири). Из Большехетской зоны компания ОАО "НК "Рос- нефть" будет осуществлять поставки с Ванкорского месторождения, для чего ведется прокладка нефтепровода протяженностью 550 км до Пурпе [4]. Таблица 1. Прогноз объемов поставок нефти по трубопроводной системе ВСТО до 2025 г. Начало интенсивной разработки Талаканского и Верхнечонского месторождений, рядом с которыми пройдет трасса нефтепровода, плани- руется к завершению первого этапа строительства системы ВСТО – в кон- це 2008 г. Предполагается также построить нефтепроводы-отводы от Юрубчено-Тохомского и Куюмбинского месторождений. Таким образом, в 2009 г. могут быть начаты поставки нефти в систему ВСТО с базовых месторождений Восточной Сибири, добыча нефти на которых к 2015 г. достигнет 30 млн т, а вместе с соседними более мелкими месторождения- ми – 37 млн т. К 2025 г. поставки восточно-сибирской нефти должны пол- ностью заменить нефть Западной Сибири. По разным оценкам социально-экономический эффект от освоения нефтегазовых ресурсов Восточной Сибири и Республики Саха (Якутия) в зависимости от степени вовлечения в эксплуатацию нефтяных и газовых ресурсов составит от 840 до 3000 млрд р., в том числе 330-1900 млрд р. – 316 косвенные эффекты в смежных отраслях. Таким образом, формирование Восточно-Сибирского нефтегазового комплекса – обязательное условие эффективного функционирования неф- тепроводной системы ВСТО в долгосрочной перспективе. В настоящее время сырьевой потенциал нефтедобычи Восточной Сибири позволяет обеспечить длительную и стабильную добычу нефти на уровне 30-50 млн т. Однако для реализации проектов с годовой добычей выше 25 млн т не- обходимо резкое наращивание объемов ГРР на нефть на территории Вос- точной Сибири. При этом ГРР, планируемые и проводимые всеми участ- никами развития комплекса, должны подчиняться единой стратегической цели – ускоренной подготовке запасов нефти для обеспечения строящейся системы ВСТО. Литература 1. Герт А.А. ПК "Стратегия" как инструмент оценки финансово-экономической эффективности геолого-разведочных работ / А.А.Герт, В.А.Антонов, К.Н.Волкова, О.Г.Немова // Технологии ТЭК. – 2004. – № 5. – С. 88-93. 2. Конторович А.Э. Сибирские горизонты / А.Э.Конторович, А.Г.Коржубаев // Нефть России. – 2005. – № 9. – С. 8-14. 3. Сапун А. Политический маршрут Ванкора // Нефтегазовая вертикаль. – 2005. – № 14. – С. 62-63. 4. http://www.geoim.ru/content/view/585/284/ УДК 621 ГЕОМЕТРИЗАЦИЯ КАЧЕСТВЕННЫХ ПОКАЗАТЕЛЕЙ ДЛЯ ОБЕСПЕЧЕНИЯ РАЦИОНАЛЬНОГО ОСВОЕНИЯ МЕДНО-КОЛЧЕДАННЫХ МЕСТОРОЖДЕНИЙ Тулубаева М.Ф., Горбатова Е.А., Колесатова О.С. Магнитогорский государственный технический университет им. Г.И. Носова В статье произведена количественная оценка изменчивости медно-цинковой ми- нерализации по направлениям скважин в пределах исследуемого рудного тела, что позволяет учитывать закономерную и случайную составляющие наблюдаемой изменчивости. Установлен интервал опробования. Развитие минерально-сырьевой базы приобретает особое значение в общем комплексе вопросов индустриального развития России. В связи с этим возникает необходимость неуклонного роста и качественного улуч- шения минерально-сырьевой базы, роста эффективности горнодобываю- щих отраслей промышленности. Наращивание объемов добычи осуществляется путем интенсифика- ции и концентрации горных работ на действующих предприятиях. Поэто- му возникает проблема разработки новых прогрессивных методов изуче- 317 ния строения месторождений с целью наиболее полного и экономичного извлечения запасов. В тоже время освоение новых месторождений требует больших ка- питальных вложений. Тенденция роста затрат на разведку и эксплуатацию месторождений является следствием усложнения как геологических ха- рактеристик самих месторождений, так и применяемой современной ком- плексной механизации. Поэтому риск разработки месторождения, не удов- летворяющего потребности отвлечения значительных ресурсов, сущест- венно возрос. Правильное решение вопросов освоения месторождений во многом зависит от полноты и качества материалов, полученных в процессе развед- ки и изучения месторождений. Геолого-промышленная оценка залежи полезных ископаемых предусматривает правильное определение количе- ства и качества разведанных запасов, требует сбора и обработки такого материала, который был бы достаточным для составления технически правильного и экономически обоснованного проекта освоения месторож- дения. Эти требования ставят перед геолого-маркшейдерским обеспечени- ем горных предприятий все более сложные задачи. Непременным условием научной обоснованности планирования и рационального ведения горных работ является использование достоверной горно-геометрической информации и составленных на ее основе прогнозов размещения количественных и качественных показателей при формирова- нии горно-технологических планов. Прогнозные данные в значительной степени определяют экономическую перспективность разработки место- рождений. Однако традиционно применяемые методы математического и геометрического моделирования, а также прогнозирования качественных и структурных показателей месторождений со сложным геологическим строением не всегда дают результаты, удовлетворяющие требованиям технологических служб горного предприятия. Поскольку результаты гео- метризации, полученные различными методами обработки исходной гео- лого-маркшейдерской информации, иногда имеют существенные разли- чия. Все это не может не отразиться на результатах прогнозирования, по- скольку прогнозы, составленные по данным, приближенно характеризую- щим действительную функцию размещения показателей, будут еще в большей степени приблизительными. Поэтому решение вопросов, связан- ных с геометризацией месторождений полезных ископаемых и разработ- кой теоретических положений прогнозирования размещения геологиче- ских показателей для планирования горных работ, по-прежнему является актуальной научной проблемой. Качественную характеристику месторождения, физические и хими- ческие свойства полезного ископаемого, а также количественное и про- 318 странственное размещение в нем полезных и вредных компонентов опре- деляют путем непосредственных или косвенных измерений, опробования и химических анализов проб с последующей статистической обработкой и графическим изображением результатов. Комплексное изучение свойств вещества залежи проводят на всех стадиях геологоразведочных и эксплуа- тационных работ. В зависимости от поставленных задач опробование подразделяют на химическое, техническое, технологическое и минералогическое. В разве- дочных и горных выработках пробы берут через некоторые промежутки (интервалы), которые для разных месторождений различны. Интервалы между пробами зависят главным образом от степени неравномерности оруденения, от степени изменчивости изучаемого признака. При определении частоты опробования учитывают изменчивость показателей, а также затраты времени и средств на отбор, обработку и аналитическое исследование проб. Чрезмерно редкая сеть опробования для ряда месторождений может привести к недопустимо большим отклонени- ям получаемой качественной характеристики от действительной. Следова- тельно, в каждом конкретном случае необходима оптимальная величина интервалов опробования. На медно-колчеданном Камаганском месторождении проводилось опробование по скважинам рудного тела 1. Характеристика скважин приведена в табл. 1. Таблица 1 – Характеристика скважин № Номера скважин Координаты устья скважины, м Глубина скважины, м Азимут, град У Х Z 1 2274 445643,42 191151,61 368,36 140 270 2 2277 445680,68 191327,69 368,40 230 270 … … … … … … … 33 2307 445696,49 191048,61 367,20 90 270 34 2317 191006,24 445711,76 369,18 90 165 35 2319 191006,94 445689,26 370,10 90 180 По результатам химического опробования медно-колчеданных руд было установлено содержание полезных компонентов – меди и цинка по разведочным выработкам. Интервал опробования от 0,5 до 2 м. Результаты опробования по скважине №2277 представлены в табл. 2. 319 Таблица 2 – Результаты опробования скважины 2277 Расстояние от устья скважины, м Содержание, % Меди Цинка 57,0 0,08 1,44 58,0 0,03 0,51 59,0 0,02 0,44 60,0 0,02 0,35 61,0 0,03 1,12 61,9 0,06 1,98 63,9 0,02 0,39 65,9 0,08 1,84 67,4 0,11 2,91 68,9 0,08 3,62 По результатам опробования были построены кривые изменения со- держания меди и цинка по скважинам. На рис. 1 представлены кривые изме- нения содержания компонента по скважине №2277. Аналогично были по- строены кривые изменения содержания компонента по остальным скважинам. На рис. 1 наблюдается общая направленность кривых, характери- зующие связь между показателями месторождения, с глубиной увеличива- ется содержание меди и цинка. Под изменчивостью геологических показателей понимают обуслов- ленное генезисом месторождения изменение значений показателей в со- седних точках замера. Изменчивость показателей оказывает большое влияние на методику геологоразведочных работ, геометризации месторождений, а также под- счет запасов. С изменчивостью показателей связывают определение плот- ности разведочной сети, густоты точек опробования, необходимой для выявления пространственного размещения свойств залежи и подсчета запасов с требуемой степенью точности. Изменение состояния месторождения обычно определяют по тем показателям, с которыми связаны наибольшие погрешности определения запасов полезного ископаемого, или по показателям, изменчивость которых существенно влияет на технологию разработки месторождения. При опробовании месторождения фиксируется наблюдаемая измен- чивость, зависящая от природных и методических факторов, технических погрешностей замеров. Наблюдаемая изменчивость включает в себя зако- номерную и случайную составляющие. 320 а б Рис. 1. Кривые изменения содержания компонента по скважине 2277: а – меди; б - цинка Закономерная составляющая изменчивости не связана с методами наблюдения, она определяется генезисом месторождения и характеризует выявленный при разведке тренд значений размещения показателей. Слу- чайная составляющая изменчивости отражает технические погрешности замеров и «природный шум» (не выявленные при разведке закономерно- сти размещения). На каждом этапе разведки закономерная и случайная составляющие наблюдаемой изменчивости находятся в определенном соотношении. Произведем количественную оценку изменчивости медно-цинковой минерализации по направлениям скважин в пределах исследуемого рудно- го тела (вариограммный анализ). Данный анализ позволяет учитывать закономерную и случайную составляющие наблюдаемой изменчивости. Ниже приведен пример рассчитанной вариограммы для значений содержания меди и цинка в руде, замеренных по скважинам с интервалом опробования 1,5м по формуле: где ix значение показателя в ряде замеров; N - количество замеров; L - лаг или число интервалов между соседними значениями ряда. 321 Эмпирическая структурная функция строится по расчетным точкам при различных значениях лага. Количественная оценка изменчивости по- казателя цинка по разведочной скважине №2277 с интервалами опробова- ния 1,5 (L=1) и 3м (L=2) составляет γ(1)=0,499 и γ(2)=0,606. При интервале опробования 1,5 м случайная составляющая наблюдаемой изменчивости составляет 45 %, а закономерная составляющая – 55 %. Критическим ин- тервалом опробования является 6 м. Закономерность размещения меди не выявляется. Рис. 2. Количественная оценка изменчивости показателя цинка по разведочной скважине 2277 На Камаганском месторождении проведено скважинное опробова- ние рудного тела 1. По результатам химического опробования руд были построены кривые содержания меди и цинка по выработке, то есть по на- правлению. При опробовании фиксируется наблюдаемая изменчивость, которая включает в себя закономерную и случайную составляющие. Была произведена количественная оценка изменчивости по направлению сква- жин. Таким образом, полученные результаты указывают, что интервал опробования не должен превышать 1,5 м. Литература 1. Аглиуллина Е.Р., Горбатова Е.А., Колесатова О.С. Геометризация качествен- ных показателей Узельгинского месторождения // Актуальные проблемы совре- менной науки, техники и образования: материалы 69-й научно-технической конфе- ренции. – Магнитогорск: Изд-во Магнитогорск.гос.техн.ун-та им. Г.И.Носова, 2011. – Т.1. – с. 38- 40. 2. Букринский В. А. Геометрия недр: Учебник для вузов. – 3-е изд., перераб. и доп. – М.: Изд-во МГГУ, 2002. – 549 с. 3. Букринский В.А. Геометризация недр. Практический курс: Учебное пособие для вузов. – М.: Изд-во МГГУ, 2004. – 333 с.: ил. 322 УДК 622.235 ПРИМЕНЕНИЕ ЭНЕРГЕТИЧЕСКОГО ПОДХОДА ДЛЯ ОЦЕНКИ ДЕЙСТВИЯ ВЗРЫВА ПРИ РАЗРУШЕНИИ СКАЛЬНЫХ МАССИВОВ ГОРНЫХ ПОРОД Фролов А.А. Национальный технический университет Украины «Киевский политехнический институт», Украина Предложено для оценки действия взрыва в скальных горных породах использовать величину энергетического потока. Установлено, что энергетический поток в любой точке горного массива будет прямо пропорционален напряжению, возни- кающему в породе при прохождении волны напряжения, и давлению на фронте ударной волны при взрыве. При распространении волны в пространстве от любого источника происходит также и распространение энергии, поскольку частицы среды, участвующие в колебательном движении, получают энергию от волны [1]. Предположим, что источником энергии является взрыв заряда взрывчатого вещества (ВВ). В результате его действия образуется ударная волна, которая в горном массиве скальных пород переходит в волну на- пряжения. Поскольку скальная горная порода считается упруго деформи- рованной средой, то объемная плотность упругой (потенциальной) энергии в любой точке пространства будет равна: 21 ε , 2п w E (1) где  – относительная деформация среды; Е – модуль упругости. При прохождении волны напряжений по горному массиву каждая единица объема будет характеризоваться также и кинетической энергией, плотность которой определяется как: 21 ρ , 2к w v (2) где  – плотность среды (массива горных пород); v – скорость смещения частиц среды в волне, распространяющейся в пространстве. Таким образом, плотность полной энергии составляет: 2 2 п к 1 1ε ρ . 2 2 w w w E v    (3) Учитывая, что значение динамического модуля упругости Е в иде- ально упругой среде определяется как 2ρ lE c , (4) где сl – скорость распространения продольных волн напряжений, то уравнение (3) запишется: 323  2 2 21 ρ ε . 2 l w c v  (5) В дифференциальной форме (5) будет иметь вид [2]: 2 2 21 ξ ξρ . 2 l w c x t                  (6) где  – смещение частиц среды. Согласно [3], обе составляющие, находящиеся в скобках, в каждой точке пространства равны между собой и изменяются синфазно. Поэтому среднее значение объемной плотности энергии можно записать в виде 2ξρ .w t      (7) Поскольку энергия распространяется в среде вместе с ее возмуще- нием, то для характеристики этого распространения введено понятие энер- гетического потока, под которым понимают количество энергии, перено- симой волной через определенную поверхность S в единицу времени: ,dW dt   (8) где dW – энергия, переносимая волной напряжения через определенную поверхность за время dt. Энергетический поток в разных точках поверхности S может иметь различную интенсивность, которая характеризуется плотностью потока энергии j, т.е. потока энергии через единичную поверхность площадки, перпендикулярной направлению переноса энергии: .dj dS  (9) Если принять, что энергия переносится через элементарный объем цилиндра dV с площадью основания dS и образующей длиной сldt (где сl – скорость переноса энергии или скорость распространения продольных волн напряжений) (см. рисунок), т.е. ,ldV с dtdS (10) то энергия, которая содержится внутри этого цилиндра, будет равна: cosα.ldW wc dtdS (11) где  – угол между нормалью n и направлением потока энергии. 324 Рис.1. Схема к определению плотности потока энергии Подставляя сначала уравнение (11) в (8), а затем (8) в (9) и прини- мая, что единичная площадка перпендикулярна к направлению переноса энергии (=0), получим выражение для определения плотности потока энергии в определенной точке среды: .lj wс (12) С учетом (7) формула (12) примет вид 2ξρ .lj сt      (13) Запишем (13) в виде 2 21 ξρ l l j сс t      (14) и с учетом (4) имеем 21 ξ 1 ξ ξρ .ρl l Ej Eс t с t t               (15) или ξ ξ σj E v x t        (16) где ξσ E x   – напряжение; ξv t   – скорость смещения частиц среды. Если известно направление переноса энергии в определенной по- верхности S, то можно определить энергетический поток через эту поверх- ность, то есть . S jdS   (17) 325 При направлении потока энергии перпендикулярно элементарной поверхности dS формулу (17) с учетом (16) можно представить в виде σ σ . S S vdS v dS    (18) Скорость смещения частиц скальной горной породы, в которой рас- пространяется волна напряжений, согласно [4], можно определить из вы- ражения 1 1 .ρ ρω r jl v P v v c ir        (19) где Р – давление продуктов детонации на стенки зарядной полости; r – расстояние до точки наблюдения; 1i   – комплексное число;  – круговая частота. С (19) видно, что скорость смещения частиц в волне напряжений имеет две составляющие: волновая компонента vr, которая совпадает по фазе с давлением и гидродинамическая компонента vj, которая отстает по фазе на /2. Волновая компонента скорости смещения частиц связывается с полем напряжений и характеризуется, прежде всего, изменением плотности среды. Образование гидродинамической составляющей скорости обуслов- ливается геометрическим расхождением массового потока, инерция дви- жения которого образует вокруг заряда присоединенную массу. Считается, что энергия гидродинамического поля, затрачиваемая на преодоление сил инерции, находится в колебательном движении и в горный массив не по- ступает. Эта энергия реализуется на дробление и перемещение горной поро- ды в ближней зоне, т.е. вблизи заряда ВВ гидродинамическая компонента скорости имеет высокие значения, а на более значительных расстояниях очень маленькие по сравнению с волновой компонентой вследствие более интенсивного затухания [4]. Поэтому (19) в общем виде можно записать: .ρ l Pv c  (20) Таким образом, энергетический поток взрыва с учетом (18) и (20) равен: σ .ρ l S P dS c    (21) При взрывании скважинного заряда граммонита 79/21 длиной 10 м и диаметром 250 мм в железистых кварцитах численное значение образо- вавшегося энергетического потока составлять около 1020 ГВт. Таким образом, значение энергетического потока или его плотности в любой точке скального массива будет численно характеризовать дейст- 326 вие взрыва заряда ВВ в конкретной горной породе и позволит производить сравнительную оценку влияния различных типов ВВ на дробление горных пород. Литература 1. Парфенов А.Г. Колебания и волны: учебник для студентов вузов. – Томск, 2000. – http:koi.tspu.ru/wales. 2. Детлаф А. А., Яворский Б. М. Курс физики. Волновые процессы. Оптика. Атом- ная и ядерная физика. – М.: Высшая школа, 1979. – т. 3. – 511 с. 3. Иродов И. Е. Волновые процессы. Основные законы. – М.: Лаборатория базо- вых знаний, 1999. – 256 с. 4. Паршаков Ю.П. Влияние свойств массива и параметров взрывного импульса на дробящее и сейсмическое действие взрыва // Взрыв. дело. – М., 1984. – № 89/43. – С. 15–21. УДК 622.7.016:622.343/344 ОСОБЕННОСТИ ВЕЩЕСТВЕННОГО СОСТАВА И ТЕХНОЛОГИЧЕСКИХ СВОЙСТВ МЕДНО-ЦИНКОВО-КОЛЧЕДАННЫХ РУД ЗАПАДНО-ОЗЕРНОГО МЕСТОРОЖДЕНИЯ 1 Ягудина Ю.Р., 2 Емельяненко Е.А. 1 ОАО "Учалинский горно-обогатительный комбинат" (г. Учалы), Россия 2 ФГБОУ ВПО "Магнитогорский государственный технический университет" Приведены данные об особенностях минералогического и вещественного состава медно-цинково-колчеданных руд Западно-Озерного месторождения, результаты химического и фазового анализа. Даны результаты лабораторных испытаний по флотации руд Западно-Озерного месторождения, содержащих сурьму и мышьяк. Несколько десятилетий назад технология обогащения твердых по- лезных ископаемых состояла в основном из последовательно включенных в технологическую цепочку различных рудоподготовительных и обогати- тельных процессов с получением в последней стадии товарных концентра- тов или других продуктов. В последнее время в связи с постоянно ухуд- шающимся вещественным составом минерального сырья, увеличением доли руд с неравномерной тонкодисперсной структурой в добываемых и перерабатываемых рудах, снижением содержания ценных компонентов полезных ископаемых получение качественных концентратов при удовле- творительном извлечении становится проблематичным. Для получения кондиционных продуктов обогащения требуется дополнительная гидроме- таллургическая или пирометаллургическая доводка. Таковыми, в частно- сти, являются медно-цинково-колчеданные руды месторождения Западно- Озерное, расположенного на крайнем западе Учалинско-Узельгинского рудного узла, на северо-западном фланге Узельгинского рудного поля, 327 переработка которых будет осуществляться на Учалинской обогатитель- ной фабрике (УОФ) с 2014 года. Предварительные испытания этих руд с повышенным содержанием сурьмы и мышьяка на обогатимость выявили ряд вопросов, которые требуют более основательного изучения их вещест- венного состава и технологических свойств. Цель исследовательской работы - изучение вещественного состава и технологических свойств руды и методов ее переработки. Минералогическими исследованиями при разведке месторождения [1] установлено, что главнейшими рудообразующими минералами руд Западно-Озерного месторождения являются пирит, сфалерит, блеклая руда, халькопирит. Второстепенное значение имеют минералы, относя- щиеся к мышьяковым сульфосолям меди, марказит и арсенопирит. Редко встречаются галенит, магнетит, пирротин, клаусталит. В руде широко распространены вторичные минералы: борнит, халькозин, ковеллин и изредка оксиды железа. В незначительных количествах диагностированы самородное золо- то, серебро, гематит. Нерудные минералы представлены кварцем, хлори- том, серицитом, кальцитом, баритом, плагиоклазом, пренитом, рутилом, лейкоксеном и амфиболом. Пирит встречается в виде: массивных тонко,- мелко и среднезерни- стых агрегатов; перекристаллизованных индивидов с кристаллографиче- скими очертаниями; кристаллов; мелких новообразованных кристаллов; пористых, выщелоченных образований. В обломках массивного мелкозер- нистого пирита иногда просматриваются реликты первичного колломорф- но-зонального, радиально-лучистого или глобулярного строения. Сфалерит распространен неравномерно: его количество в руде варьирует от первых до 60-80 об. %. Встречается в виде включений в пи- рите; в срастании с блеклой рудой и халькопиритом заполняет трещины катаклаза, цементирует и замещает пирит. Сфалерит содержит редкие выделения блеклой руды, халькопирита, галенита, магнетита, арсенопири- та, многочисленные мелкие кристаллы новообразованного пирита и мел- кие кристаллы арсенопирита. Если с халькопиритом и блеклой рудой сфа- лерит образует близоодновременные срастания, то энаргит его окаймляет, пересекает прожилками. Встречаются две разновидности сфалерита:1) сфалерит с неравномерной, часто едва заметной, эмульсиевидной вкрап- ленностью халькопирита и 2) сфалерит без эмульсиевидной вкрапленности халькопирита и с прозрачными внутренними рефлексами. Блеклая руда встречается в виде включений в пирите, заполняет трещины катаклаза, пересекающие пирит, слагает пирит, прожилки и про- жилковидные скопления, цементирует пирит, изредка замещает его. В ней часто фиксируются мелкие кристаллы новообразованного пирита и скоп- 328 ления мелких кристаллов арсенопирита. В срастании с блеклой рудой от- мечаются сфалерит, халькопирит и энаргит. Блеклая руда в основном представлена теннантитом, реже встречается тетраэдрид и теннантит- тетраэдрид. Халькопирит распространен неравномерно. Встречается в основном в виде эмульсиевидной вкрапленности в сфалерите, иногда в виде прожил- ков и гнезд в пирите, а также в виде многочисленных обломков пирит- халькопиритового, пирит-сфалерит-халькопиритового состава. Энаргит является более поздним минералом по отношению к халь- копириту. Часто располагается на контакте с халькопиритом, изредка пе- ресекает его или наблюдается в виде скоплений в нем. Халькопирит заме- щается энаргитом, вторичным халькозином и ковеллином. Энаргит встре- чается постоянно в виде мелких выделений, гнездообразных или прожил- ковидных скоплений в слюдисто-кварцевом цементе брекчии. Трещины катаклаза в пирите, заполненные блеклой рудой, пересекаются энаргито- вым прожилками. Энаргит оконтуривает выделения сфалерита, находяще- гося в гнездах слюдисто-кварцевого состава. Наблюдается в виде прожил- ков и прожилковидных скоплений в блеклой руде и сфалерите. Марказит чаще всего встречается среди пирита с реликтами пер- вичного колломорфно-зонального или радиально-лучистого строения, слагая отдельные колломорфные полосы. Арсенопирит в виде отдельных ромбовидных кристаллов или их скоплений отмечается в блеклой руде и сфалерите. Иногда он нарастает на пирит и на контакте со слюдисто-кварцевым агрегатом подвергается дроб- лению. Борнит зафиксирован в руде в срастании с халькопиритом. В нем наблюдается структура распада с халькопиритом. Исследования вещественного состава и технологических свойств ру- ды проводились на представительной пробе массой 500 кг. Место отбора Западно-Озерный карьер, рудное тело №5, отм. 453-460 м. Проба содержит медный, медно-цинковый колчедан. Структура неравномерно зернистая, текстура массивная, участками брекчиевидная. Основной объем пробы слагает пирит до 93,0 %, халькопирит до 4,0 %, распространены также сфалерит, халькозин, ковеллин, блеклые руды и барит (до 3,0 %). Химиче- ским анализом установлено следующее содержание компонентов в руде: медь – 1,09 %; цинк -0,99 %, сера - 50,2 %, железо - 42,75 %, мышьяк - 0,74 %, сурьма - 0,032 %, свинец - 0,269 %, кадмий - 0,004 %, кремний - 0,87 %, окись алюминия - 0,64 %. Для данной пробы руды отмечается неблагоприятное соотношение меди и цинка 1:1 при высоком содержании серы и железа. В руде наблюдается высокое содержание мышьяка-0,74 %, селена-299 г/т, ртути-87,0 г/т, теллура-199 г/т. 329 Фазовый анализ показал, что медь на 40,31 % представлена сульфи- дами, на 56,08 % вторичными сульфидами, и на 0,86 % сульфатами. Цинк на 89,42 % представлен сульфидным цинком, на 6,82 % сульфатным и на 3,76 % окисленным. Для определения в руде водорастворимых форм меди, цинка и же- леза была сделана водная вытяжка, по которой установлена значительная растворимость медных цинковых и железных минералов. Так в водный раствор перешло меди 434 мг/л, цинка - 250 мг/л, железа - 1572 мг/л. Повышенное содержание водорастворимых соединений меди, цинка и железа очень неблагоприятно влияет на процесс флотации, так как ионы меди переходящие в водный раствор активируют цинковые минералы, а большое количество ионов железа снижает флотационную активность медных минералов. рН водной вытяжки составил 3,4, что говорит о значи- тельной окисленности руды. На этапе исследования технологических свойств руды, выбора технологической схемы обогащения были разработаны и опробованы следующие технологические решения: - схема переработки, коллективно-селективная (рис.1); - ситовая характеристика рудного помола - 80-82 % по классу минус 74 мкм; - применение в лабораторных опытах следующих реагентов : в качестве собирателя-ксантогенат бутиловый, депрессоры-сернистый натрий и цин- ковый купорос и в качестве вспенивателя применялся СФК (смесь нор- мальных, циклических спиртов и углеводородов). Это реагенты, которые в настоящее время применяются на УОФ; - введение межцикловой флотации для предотвращения ошламования медных минералов в цикле рудного измельчения; - ситовая характеристика питания межцикловой флотации - 55,43 % клас- са менее 74 мкм; - для доизвлечения минералов меди и цинка из хвостов коллективной фло- тации использовать предварительную классификация продукта, после которой пески подавать на дальнейшее сверхтонкое доизмельчение и да- лее на дофлотатацию. В результате проведенных исследований получены следующие тех- нологические показатели: готовый медный концентрат содержащий 17,35 % меди ,при извлечении 52,0 %, потери цинка с готовым медным концентра- том составили 37,0 % и готовый цинковый концентрат содержащий цинка 38,0 %, при извлечении 40,0 %. Потери меди и цинка с коллективными хвостами составили 22,2 % и 13,4 % соответственно. 330 Исходная руда(крупностсть -2мм) Межцикловая флотация к-т хв. Измельчение Cu "головка" к-т св.СаО=168 г/м3 хв. I фракция коллективной флотации к-т хв. Агитация с CuSO4*5Н2О Агитаця с Са(ОН)2 Zn "головка" к-т хв. II фракция коллективной флотации к-т хв. Классификация Доизмельчение Цикл Cu флотации Дофлотация Cu u Zn к-т хв. к-т хв. Цикл цинковой флотации п/п хв. к-т Узел обезжелезнения и обезмеднения п/п к-т Σ готовый Cu к-т Сu-Py к-т Zn хвосты Готовый Zn концентрат Коллект. на доработку хвосты отвальные хвосты на комбинированную доработку Рис. 1. Коллективно-селективная схема флотации медно-цинково-колчеданных руд месторождения Западно-Озерное 331 Таким образом, разработанная технологическая схема не дала по- ложительных результатов. Сложный вещественный состав, тонкие взаи- мопрорастания сульфидных минералов и минералов пустой породы, высо- кое содержание водорастворимых сульфатов меди, цинка и железа, разви- тие колломорфных разновидностей, склонных к переизмельчению харак- теризует руду, как труднообогатимую. При флотации сростки сульфидов меди, цинка, железа переходят в хвосты, и раскрытие этих сростков воз- можно с помощью гидрометаллургического метода. Изучение возможно- сти доводки получаемых медных и цинковых концентратов до кондиции с использованием выщелачивания [2] позволит глубже понять сущность комбинированных технологий как основу комплексного использования полезных ископаемых. Литература 1. Минеральные ресурсы Учалинского горно-обогатительного комбината/ Серав- кин И.Б., Пирожок П.И., Скуратов В.Н. и др. — Уфа.: Башк. кн. изд., 1994г. 2. Рыльникова М.В. и др. Влияние комплексных растворителей на эффективность извлечения меди и цинка при выщелачивании хвостов обогащения медно- колчеданных руд /М.В. Рыльникова, Е.А. Емельяненко, Ю.Р. Ягудина, Е.И. Ангелова // Комбинированная геотехнология: теория и практика реализации полного цикла комплексного освоения недр: материалы VI международной научно-технической конференции г. Магнитогорск, 2011: - Сб. тезисов. - Магнитогорск: МГТУ, 2011. С.112-114. 332 УДК 622.673.2 ПУТИ ПОВЫШЕНИЯ ПРОМЫШЛЕННОЙ БЕЗОПАСНОСТИ ЭКСПЛУАТАЦИИ СТАЛЬНЫХ НАДШАХТНЫХ КОПРОВ 1 Кассихина Е.Г., 1 Першин В.В., 2Бутрим Н.О. 1Кузбасский государственный технический университет им. Т. Ф. Горбачева 2Департамент капитального строительства и инвестиционной деятельности ООО «УК Мечел-Майнинг» Рассмотрен новый подход к повышению промышленной безопасности эксплуатации стальных надшахтных копров на основе рациональных конструктивных решений. По данным ОАО «Кузбассгипрошахт» и ОАО «Сибгипрошахт», оп- ределяющим область применения и спектр нагрузок для копров, в которых шахты Кузбасса будут нуждаться в ближайшем будущем, наиболее вос- требованными являются копры вентиляционных и вспомогательных ство- лов диаметром 7-8 м с отметкой центра копровых шкивов +34,000 м  +36,000 м. Существующие надшахтные копры, работающие в аналогичных условиях, как правило, представляют собой четырехстоечные копры стан- ковой системы (рис. 1). Рис. 1. Схема стального одноукосного четырехстоечного копра: 1 - станок копра; 2 - подкопровая рама; 3 - укосина копра; 4 - раскосы Основные требования, предъявляемые к конструкциям шахтных ко- пров, сводятся к обеспечению необходимой производительности подъем- 333 ной установки. Копры при этом должны обеспечить надежную и безопас- ную эксплуатацию подъемного комплекса на весь период его эксплуатации. По результатам экспертной оценки 1 технического состояния стальных копров станкового типа на действующих угольных шахтах Куз- басса более 50 % копров требуют выполнения ремонтно-восстановительных работ, а около 30 % - дорогостоящей замены. При этом выявлено, что станок 1 (см. рис. 1) - основная несущая конструкция, передающая нагрузки от подъема (в том числе и аварийные) на устье ствола через подкопровую раму 2, наиболее подвержен воздейст- вию агрессивной среды. Характерный дефект элементов станка - коррозия. Наиболее сильно она выражена в месте сопряжения с опорной рамой. Наиболее распростра- ненное повреждение опорной рамы - значительная коррозия на всей по- верхности ее элементов вследствие высокой влажности воздуха, посту- пающего из ствола, агрессивных газов и угольной пыли. Значительной коррозией поврежден весь участок станка, находящийся под обшивкой, из- за появления обильного конденсата в зимний период. Еще один распространенный дефект вышеуказанного элемента коп- ра - отсутствие связей, предусмотренных проектом, которые были демон- тированы при монтаже различного оборудования, что приводит к увеличе- нию расчетной длины стоек копра. Укосина 3 копра обеспечивает устойчивость сооружения и воспри- нимает усилия от подъема, а также значительную часть экстренной на- грузки. К основным дефектам и повреждениям укосины можно отнести деформацию ее раскосов 4 вследствие механического воздействия. Наличие большого числа раскосов способствует скоплению уголь- ной пыли, шлака и машинного масла в местах примыкания раскосов к ветвям укосины, и появлению значительной коррозии. Состояние лестниц и ограждений не влияет на несущую способ- ность, но дефекты и повреждения этих элементов сказываются на безопас- ности эксплуатации копра. Обследование стальных копров на шахтах Кузбасса показало, что большая часть их конструкций недоступна для очистки от ржавчины и для обновления защитной окраски. Все это определяет интенсивную коррозию металла со скоростью 0,81 мм/год. Поэтому необходимо пересмотреть конструктивные решения сталь- ных копров в аспекте их устойчивости к коррозии. В связи с этим, на кафедре «Строительство подземных сооружений и шахт» КузГТУ разработано принципиальное конструктивное решение стального копра многофункционального назначения [2] и сделана его ма- кетная проработка (рис. 2). 334 Рис. 2. Схема стального одноукосного четырехстоечного копра: 1 - рамная укосина копра; 2 - центральная трубчатая стойка; 3 - подшкивная площадка; 4 - кольцевая распорка коробчатого сечения; 5 - подшкивная площадка; 6 - станок копра Копер состоит из подшкивного устройства, включающего рамную укосину 1 (см. рис. 2) переменного коробчатого сечения, центральную труб- чатую стойку 2, подшкивные площадки 3 и 5, кольцевую распорку 4 и стан- ка 6 круглой формы, опирающегося на устье ствола через опорное кольцо. Разработанная конструкция копра имеет следующие преимущества по сравнению с традиционными решениями четырехстоечных копров станкового типа: - ненесущий рамный станок 6 не передает нагрузки от подъема на устье ствола и не имеет подкопровой рамы, следовательно, его несущая способность в меньшей степени зависит от дефектов, вызванных коррозией; - ограждение в виде круглых обечаек значительно повышает возду- хонепроницаемость станка, а также уменьшает количество нежелательных стыков по сравнению с традиционными панелями ограждения; 335 - высокая герметичность коробчатых и трубчатых замкнутых сечений подшкивного устройства позволяет в значительной степени избежать про- никновения угольной пыли, а значит повысить их устойчивость к коррозии; - отсутствие раскосов на рамной укосине 1 исключает скопление угольной пыли, шлака и машинного масла в узлах примыкания; - свободное пространство внутри центральной трубчатой стойки по- зволяет разместить в нем подъемник для обслуживания оборудования и конструкций копра, что создает более комфортные и безопасные произ- водственные условия; - устройство подъемника внутри трубчатой стойки 2 позволяет не только улучшить условия обслуживания, но и избавляет от необходимости устройства традиционных металлических лестниц вдоль укосины, распо- ложенных в зоне работы подъемных канатов, что нежелательно из сооб- ражений безопасности. Поскольку надшахтные копры испытывают действие различного типа динамических нагрузок (сейсмическая нагрузка, динамическая на- грузка от оборудования, пульсация ветра, аварийная нагрузка), то важным фактором при их расчете является ограничения по собственной частоте колебаний. Предложенная конструкция (см. рис. 2) запроектирована с учетом ограничений по собственной частоте колебаний, соблюдение которых характеризует динамическое равновесие сооружения. При необходимости кольцевая распорка 4 может рассматриваться в качестве демпфирующего элемента, изменяя механические параметры которого мы можем смещать точки резонанса колебательной системы в сторону частот (до 4 Гц), безо- пасных для жизни работающих на копре. Таким образом, эффективной мерой повышения долговечности стальных надшахтных копров является выбор рациональных конструкций таких форм, которые позволяют избежать застойных мест для скопления агрессивных сред и облегчают свободный доступ для осмотра и защиты элементов и узлов конструкций. Литература: 1. Лобков С. В. Дефекты и повреждения шахтных копров станкового типа по истечении нормативного срока эксплуатации /С. В. Лобков, А. С. Запольский // Безопасность труда в промышленности, 2012. – №4. – С. 14–15 2. Пат. 2120013 С1 (RU), 6Е 04 Н 12/26. Многофункциональное устройство для проходки и эксплуатации шахтных вертикальных стволов / Е. Г. Кассихина, В. В. Першин. – № 97110900; Заявлено 26.06.97; Опубл. 10.10.98., Бюл. № 28 336 УДК 622.257 ПОВЫШЕНИЕ НАДЕЖНОСТИ ИЗОЛЯЦИИ КОНТРОЛЬНО- СТВОЛОВЫХ СКВАЖИН ПРИ ПРОХОДКЕ ШАХТНЫХ СТВОЛОВ НА КАЛИЙНЫХ МЕСТОРОЖДЕНИЯХ 1Полозов Ю.А., 1Лазебник А.Ю., 2Ягодкин Ф.И. 1ГОАО «Спецтампонажгеология», Украина 2ООО НТЦ «Наука и практика», Россия В статье на примере сооружения скипового ствола Гремячинского ГОКа по добыче калийных солей проведено научно-техническое обоснование и решение задачи повышения надежности изоляции проблемной контрольно-стволовой скважины на основе инженерного расчета параметров формирования изоляционных завес в водопроницаемых горизонтах. Основные причины нарушения водозащитной толщи и затопления рудников по добыче каменных и калийных солей заключаются в потере герметичности геологоразведочных и контрольно-стволовых скважин с образованием водопроводящих каналов в сечении или вокруг ствола скважины с разгрузкой в выработанное пространство. Действующие нормативы по защите калийных рудников от прорывов подземных вод или рассолов предусматривают применение специальных методов ликвидационного тампонажа разведочных контрольно-стволовых и технических скважин с оставлением целиков в рудном теле вокруг стволов этих скважин. Для контрольно-стволовых скважин действует правило, требующее недопущения выхода ее ствола за границы контура будущего шахтного ствола. Этим обеспечивается визуальный контроль за ее местоположением в сечении ствола при проходке и качеством ликвидационного тампонажа. В случаях выхода ствола контрольно- стволовой скважины за контуры шахтного ствола или других отклонений от проекта требуется разработка специальных мероприятий по предотвращению возможных водопритоков через контрольно-стволовую скважину в шахтный ствол или горные выработки околоствольного двора подземного рудника [1, 2]. Контрольно-стволовая скважина на скиповом стволе Гремя- чинского ГОКа была пробурена до глубины 1285 м и обсажена с устья до 702 м комбинированной колонной, состоящей из наружных полиэтиленовых труб диаметром 180мм и внутренней колонны из стальных труб диаметром 146 мм. Скважина в интервале 554-1285 м ликвидирована в соответствии с действующей инструкцией с установкой цементных мостов [3]. Точка выхода ствола скважины за пределы шахтного ствола по данным инклинометрических исследований находилась в интервале глубин 805-860 м, при условной начальной границе водонасыщенных пород 826 м. 337 Действительное положение контрольно-стволовой скважины при проходке скипового ствола фиксировалось по обсадной трубе в забое. Анализ данных искривления скважины и выполненные расчеты показали, что фактический выход скважины из сечения шахтного ствола возможен на глубине 550-660 м водоносных горизонтах. Далее, до глубины 826 м, определить реальное отстояние скважины от контура ствола пред- ставляется крайне сложным. Кроме основного обсаженного ствола контрольно-стволовой скважины при проходке в сечении скипового ствола был обнаружен незатампонированный потерянный ранее ствол скважины глубиной 787 м, как показано на рис.1, который образовался во время расширения скважины до диаметра 215 мм под обсадку трубами. Рис.1. Горизонтальная проекция стволов контрольно-стволовой скважины на скиповом стволе Гремяченского ГОКа: 1 – незатампонированный ствол; 2 – обсаженный и затампонированный ствол; 3 – контур шахтного ствола. Анализ данных инклинометрии показал, что незатампонированный ствол не выходит на конечной отметке за пределы сечения шахтного ствола. Наличие незатампонированной скважины в сечении шахтного ствола представляет потенциальную угрозу прорыва через нее подземных вод нижележащих водоносных горизонтов при проходке. В связи с крайне сложными горно-геологическими условиями вскрытия месторождения калийных солей и высокими прогонозными притоками в шахтные стволы, разработаны технические решения по ликвидации открытого незатампонированного ствола контрольно- стволовой скважины и дополнительной гидроизоляции затрубного пространства обсаженного ствола контрольно-стволовой скважины, 338 гарантирующие защиту скипового ствола от водопритоков при проходке до глубины 820 м, т.е. в интервале водопроницаемых пород, преду- сматривают формирование как вокруг открытого, так и обсаженного затампонированного стволов контрольно-стволовой скважины, изоляцион- ных завес в интервалах основных водоносных горизонтов с расчетными размерами, способными выдержать гидростатический напор подземных вод. Проходка скипового ствола до глубины 527 м осуществляется под защитой ледопородного ограждения. Ниже зоны замороженных пород, интервал 520-610 м, по данным гидрогеологических исследований и опытно-фильтрационных работ, а также геофизическим данным залегает мощный водоупор, представленный глинами и глинистыми сланцами, где специальных мероприятий при проходке не требуется. Потенциально опасными при вскрытии как незатампонированного, так и основного обсаженного стволов контрольно-скиповой скважины являются следующие нижележащие водоносные проницаемые горизонты: 625,0-642,5 м – песчаник и песчаные сланцы с прогнозным водопритоком до 765 м3/час; 692,5-721,5 м – песчаник, прогнозный водоприток до 435 м3/час; 727,5-787,0 м – песчаник, прогнозный водоприток до 165-220 м3/час; 800,5-812,5 м – гравеллит и песчаник, возможны незначительные водопритоки. Специальные мероприятия по дополнительной изоляции затампо- нированного и обсаженного стволов контрольно-стволовой скважины необходимо осуществить способом «снизу-вверх» следующими заходками: I – 510,0-620,0 м; II – 610,0-685,0 м; III – 675,0-725,0 м; IV – 720,0-775,0 м; V –770,0-820,0 м. Вскрытие и ликвидацию незатампонированного ствола контрольно- стволовой скважины необходимо проводить под защитой зоны заморо- женных пород во избежание прорыва подземных вод через разбури- ваемый ствол скважины также заходками «сверху - вниз». При выборе составов тампонажных растворов необходимо было учитывать, что вмещающие горные породы в разрезе представлены переслаиванием аргиллитов, алевролитов, песчаников и гравелитов, обладающих высокой пористостью, достигающей 18-36 %. Исследова- ниями специализированных институтов и организаций доказано, что применение цементных растворов с различными реагентами, из-за их высокой водоотдачи и нестабильности, не обеспечивает надлежащего проникновения их в породу из-за эффекта отфильтровывания жидкой фазы в пористые стенки трещины. В результате, в устье трещины вблизи стенки тампонажной скважины образуется пробка из цементных частиц, резко возрастает давление нагнетания и процесс инъектирования прекращается. 339 В ГОАО «Спецтампонажгеология» для изоляции трещиноватых и трещиновато-пористых пород был разработан новый класс тампонажных растворов – глиноцементные растворы. Такие растворы приготавливаются на основе исходного глинистого раствора с плотностью до 1,20-1,23 т/м3 и содержат до 10 процентов сухого цемента и до 1 процента реагента- структурообразователя [4]. Благодаря низкой водоотдаче растворы хорошо проникают в трещины с пористыми стенками, т.е. позволяют сфор- мировать вокруг нагнетательной скважины изоляционную завесу с заданными параметрами. Прочность растворов за первые два часа стаби- лизации повышается в сотни раз, а через сутки уже достигает 30 процентной конечной прочности. Через 10 суток растворы набирают максимальную пластическую прочность – 0,2-0,3 МПа. Применение глиноцементных растворов для ликвидации незатампонированного открытого ствола скважины способом «сверху- вниз» позволит безопасно осуществить разбурку скважины после нагнетания в вышележащий водоносный горизонт до пересечения следующей водопроницаемой зоны, т.к. конечная прочность раствора после стабилизации меньше прочности глин и алевролитов. Расчет параметров формирования изоляционных завес вокруг открытого незатампонированного ствола контрольно-стволовой скважины производится по методике комплексного метода тампонажа обводненных горных пород [4]. В следующей последовательности определяются: 1. Размеры изоляционной завесы rс вокруг скважины, способной выдержать гидростатический напор подземных вод:  m km c p pr 2   , (1) где α – коэффициент запаса прочности, принимается α = 2-3; δmax – максимально возможное раскрытие трещин на участке работ, 10-3 м; рk – напор подземных вод, МПа; [рm] – допустимая пластическая прочность тампонажного раствора, МПа. 2. Рабочее давление нагнетания тампонажного раствора на насосе, размещенном на поверхности земли,: рн = ∆ртр + рк + ∆ртруб - рг,с. , (2) ∆ртр – потери напора при распространении тампонажного раствора в трещинах проницаемого горизонта, МПа; ∆ртр = 2τ0 r / δтр , (3) где τ0 – динамическое напряжение сдвигу тампонажного раствора, МПа; 340 r – радиус распространения тампонажного раствора вокруг изоли- руемой скважины, м; δтр – минимальное раскрытие трещин, принимаем 1·10-3, м; рк – пластовое давление (напор) подземных вод, МПа; ∆ртруб – потери напора в нагнетательном трубопроводе, МПа. ∆ртруб= ∆р · L, МПа (4) где L – длина нагнетательного трубопровода, м; Δр – удельные потери напора в нагнетательном трубопроводе из бурильных труб Ø50 мм, МПа; рг – гидростатический напор столба тампонажного раствора в нагне- тательном трубопроводе, МПа. рг.с .= γ р-р · L , (5) где γр-р – удельная масса тампонажного раствора, т/м3. 3. Объем тампонажного раствора для формирования изоля- ционной завесы: Tcскв mrV  2 , (6) где V – объем нагнетания тампонажного раствора для конкретной заходки, м3; mт – скважность (трещинная пустотность), доли единиц; М – мощность проницаемых пород конкретной водоносной зоны, м. Результаты инженерных расчетов параметров изоляционных завес вокруг открытого незатампонированного ствола контрольно-стволовой скважин приведены в таблице 1. На рисунках (2 – 4) приведены схемы формирования изоляционных завес для горизонтов: 625-642,5 м, 692,5- 721,5 и 725,5-765,5 м. Таблица 1. Параметры формирования изоляционной завесы вокруг незатампонированного ствола контрольно-стволовой скважины. Заходка, м Интервал проницае- мых пород, м Мощ- ность м Радиус распростра- нения тампо- нажного раствора вокруг скважины, rс, м Объем тампонаж- ного раствора, V, м3 Давле- ние нагне- тания на насо- се в забое рн, МПа Давле- ние на поверх- ности, рм, МПа Произ- води- тельность насоса Q, л/с 510-610 – Контрольно-разведочное бурение 610-675 625,0-642,5 17,5 2,54 3,5 6,66 12,94 2,0 675-725 692,5-721,5 29,0 3,0 8,2 7,40 14,35 2,0 725-787 727,5-787,0 59,5 3,2 19,0 8,08 15,70 2,0 341 342 Расчет параметров формирования изоляционной завесы вокруг основного затампонированного обсаженного ствола контрольно- стволовой скважины включает в себя определение: 1. Расчетных размеров изоляционной завесы вокруг основного ствола скважины по уравнению (1), способной выдержать гидроста- тический напор подземных вод конкретной водопроницаемой зоны. 2. Контуры распространения тампонажного раствора R из тампонажной скважины, пробуренной из забоя ствола на расстоянии, равным r1 от его стенки определяется как: R = r1 + r2 + rс , (7) где r1 – расстояние от оси тампонажной скважины до крепи ствола «в свету», м; r2 – расстояние от оси контрольно-стволовой скважины до крепи ствола, м; rс– расчетный радиус изоляционной завесы вокруг основного ствола скважины, м. 3. Давление нагнетания тампонажного раствора для создания изоляционной завесы при размещении насоса на поверхности земли и 343 объем тампонажного раствора по каждому водоносному горизонту (зоне) определяются по уравнениям (2 - 5). Параметры процесса тампонажа для изоляции проницаемых горизонтов вокруг основного ствола контрольно-стволовой скважины приведены в табл. 2 и на рис. 2. Таблица 2. Параметры формирования изоляционных завес вокруг основного ствола контрольно-стволовой скважины Заходка, м Интервал проница- емых пород, м Мощ- ность, м Расчет- ный радиус завесы, rс, м Радиус распростра- нения раст- вора из там- понажной скважины, R, м Давление на насосе, МПа Объем раст- вора, V, м3 в забое на поверх- ности земли 510-620 - - - - - - - 610-685 625,0-542,5 17,5 1,8 2,85 7,0 13,3 9,7 675-725 692,5-721,5 29,0 2,15 3,60 8,2 15,2 20,1 720-775 727,5-765,0 37,5 2,3 4,20 8,7 16,2 28,3 770-820 765,0-812,5 47,5 2,40 4,70 9,3 17,3 39,1 Технические решения по ликвидации незатампонированного ствола контрольно-стволовой скважины следующие: Оптимальным является вариант вскрытия и перетампонирования ствола скважины тампонирования в процессе разбурки заходками «сверху – вниз» под защитой зоны замороженных пород. Работы по ликвидации незатампонированного ствола скважины следует начать с ее разбурки через установленный в забое шахтного ствола кондуктор длиной до 6,0 м, который должен быть оборудованный запорной арматурой и опрессованной на расчетное давление. Очередность выполнения комплекса тампонажных работ принимается следующая: 1 заходка: Разбурка скважины на глубину 100 м (до отм. -610,0 м), что выполнит функцию контрольно-разведочной скважины; 2 заходка: Вскрытие водоносного горизонта 625,0-642,5 м и исследования экспресс-методом по замеру падения давления на манометре после нагнетания воды. Закачка тампонажного раствора согласно расчетов приведенных в табл. 2; 3 заходка: Углубка скважины с разбуркой тампонажного раствора до отм. -725,0 м и нагнетание очередного объема тампонажного раствора, согласно данным табл. 1; 4 заходка: Углубка скважины до отм. -787,0 м и нагнетание тампонажного раствора в объемах согласно данным табл. 1. 344 Технические решения по гидроизоляции затампонированного обсаженного ствола контрольно-стволовой скважины: Тампонажные работы по формированию изоляционных завес вокруг основного ствола в интервалах водоносных горизонтов выполняются через тампонажные скважины, пробуренные из забоя шахтного ствола в пять заходок с установкой кондукторов в забое на отметке - 510,0 м; - 610,0 м; - 675,0 м; - 720,0 м; - 770,0 м. Для тампонажа каждого горизонта предусматривается бурение одной вертикальной или наклонно- направленной скважины на минимально возможном расстоянии от основного ствола контрольно-стволовой скважины на данной отметке. Объемы нагнетания тампонажного раствора по каждому водоносному горизонту приведены в табл. 2. Заключение: 1. В качестве эффективного способа обеспечения надежности изоляции стволов контрольно-стволовых скважин на калийных месторождениях может служить дополнительный тампонаж водо- проницаемых горизонтов, пересеченных скважиной, как в процессе ликвидационного тампонирования самой скважины перед установкой цементных мостов, так и при проходке шахтного ствола в случаях выхода профиля контрольно-стволовой скважины за сечение шахтного ствола. 2. Выполнение тампонажа водопроницаемых горизонтов и формирование вокруг ствола контрольно-стволовой скважины изоляционной завесы исключит потенциальную угрозу вертикальной фильтрации и поступления подземных вод в соленосную толщу. Литература: 1. Шиман М.И. Предотвращение затопления калийных рудников. -М.: Недра, 1992, с.21. 2. Пермяков Р. С. и др. Технология добычи солей. М.: Недра, 1981, с. 42-43. 3. «Инструкция о порядке ликвидации, консервации скважин и оборудования их устьев и стволов» РД 08-492-02. 4. Тампонаж обводненных горных пород: Справочное пособие. Э.Я. Кипко, Ю.А. Полозов, О.Ю. Лушникова и др.-М.: Недра, 1989.- 309с. 345 КАДАСТР И ГЕОИНФОРМАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ УДК 332.1.3:338.24.01:351.71 ОСОБЕННОСТИ ВЕДЕНИЯ ЕДИНОГО ОСУДАРСТВЕННОГО РЕЕСТРА ОБЪЕКТОВ КАПИТАЛЬНОГО СТРОИТЕЛЬСТВА В ПЕРЕХОДНЫЙ ПЕРИОД 1 Басова И.А., 2 Иванова Е.Ю. 1 Тульский государственный университет, 2 Филиал ФГБУ «Федеральная кадаст- ровая палата Росреестра» по Тульской области», г. Тула, Россия Обсуждаются возможности и перспективы создания единой системы кадастро- вого учета, включающей кадастровый учет объектов капитального строитель- ства, и необходимости ее системного изучения, как с теоретической, так и с практической точки зрения. С 2012 год стал годом значительных перемен в области государственного учета объектов недвижимости. Коренным образом изменился механизм учета – из ряда организаций, обеспечивающих учет таких объектов, ис- ключаются организации технической инвентаризации, а выполнение тех- нологических процедур приближается к кадастровому учету земельных участков. До начала ведения государственного учета в части зданий, сооружений, помещений, объектов незавершенного строительства подведомственными органу кадастрового учета государственными бюджетными учреждениями было запланировано осуществление аккумуляции всех сведений о ранее учтенных объектах капитального строительства в архиве органа кадастро- вого учета. Источниками сведений о данных объектах являлись документы Единого государственного реестра прав на недвижимое имущество и сде- лок с ним, документы Единого государственного реестра объектов капи- тального строительства, технические и кадастровые паспорта зданий, со- оружений, помещений, объектов незавершенного строительства, храня- щиеся в архивах организаций технической инвентаризации. Одновременно с процессом изменений правил учета проводилась работа по массовой кадастровой оценке объектов капитального строительства. Доля территории Российской Федерации, на которой проведена массовая оценка объектов капитального строительства, является одним из важней- ших показателей эффективности реализации подпрограммы "Создание системы кадастра недвижимости (2006 - 2012 годы)" федеральной целевой программы "Создание автоматизированной системы ведения государст- венного земельного кадастра и государственного учета объектов недви- 346 жимости (2002 - 2008 годы)". В 2011-12 годах году была проведена оценка на территории 41 субъекта РФ, в которых осуществлялось ведение единого государственного реестра объектов капитального строительства. О необходимости объединения кадастрового и технического учета не раз высказывались ведущие ученые и специалисты в области экономики, зем- леустройства, кадастров и управления. Например, профессор Варламов А.А. выделил ряд проблем раздельного функционирования систем кадастрового и технического учета объектов недвижимости: - одновременное существование двух параллельных информационных систем, осуществляющих практически одни и те же функции в отношении объектов недвижимости, что приводило к спорным ситуациям и ошибкам в местоположении; - не были разграничены финансовые составляющие коммерческой и госу- дарственной деятельности при проведении работ по учету объектов не- движимости, что позволяло правообладателям могут уклоняться от их постановки на учет. - в связи с заявительным принципом ведения кадастра недвижимости гра- жданско-правовые отношения по измерению объекта для целей его учета не являлись обязательными для субъектов. Фактически коммерческие организации, осуществляющие измерения земельных участков и техниче- ский учет зданий и сооружений, являлись придатком государственных органов по учету и регистрации, действовали в их интересах, но не были связаны с ними никакими публичными или частными отношениями и системой взаимной ответственности; - недооценка возможностей использования кадастровой информации, ко- торая может использоваться всеми лицами и для любых целей во всех отраслях деятельности (инвестиции, залог, зонирование, землеустройство и т.д.); - сложность использования баз данных информационных систем для целей государственного и муниципального управления (за исключением сведе- ний о налогооблагаемой базе) в силу их неполноты и рассредоточенности в различных ведомствах. В результате была утрачена единая база техниче- ского учета, что привело к отсутствию полной и достоверной информации о зданиях и сооружениях, ранее сосредоточенной в одной организации и появлению в муниципальных управлениях самостоятельных информаци- онных систем; - финансирование органов по государственной регистрации прав и кадаст- ровому учету осуществлялось за счет федерального бюджета, техническо- му учету - за счет муниципальных средств и коммерческой деятельности. При этом объемы финансирования не зависели от увеличения или умень- 347 шения объема операций по регистрации, от увеличения или уменьшения штатной численности; - наличие большого количества федеральных и региональных норматив- ных актов (более 2 тыс. федеральных и 20 тыс. региональных законов в сфере земельных отношений), их определенное несоответствие граждан- скому законодательству также не способствуют введению рациональных систем государственной регистрации прав и кадастрового учета. Для фор- мирования единообразной практики необходим единственный государст- венный орган, формирующий политику в области государственной реги- страции прав, кадастрового и технического учетов объектов недвижимо- сти. Отсутствие такого единообразия также усиливало определенную пра- вовую запутанность земельных отношений, регистрационного и учетного процесса. Таким образом, основные проблемы учетных систем были обусловлены их двойственностью: наличием двух систем - кадастрового и технического учета, плохо информационно и методологически связанных между собой, двойственностью правовой основы (публичной и частной) и двойственно- стью целей функционирования и финансирования учетных систем. Созда- ние в Российской Федерации единой системы кадастрового учета направ- лено на интеграцию соответствующих информационных систем и объеди- нение данных об объектах недвижимости, унификации процедур оказания учетно-регистрационных услуг, а также иных мероприятий организацион- ного, технологического и правового характера. До вступления в силу положений Федерального закона от 24 июля 2007 года № 221-ФЗ "О государственном кадастре недвижимости осуществлял- ся государственный технический учет [2]. Государственный технический учет и техническая инвентаризация объек- тов недвижимости осуществляется по единой для Российской Федерации системе и представляет собой неразрывно связанную последовательность действий по сбору, документированию, накоплению, обработке, учету и хранению сведений об объектах недвижимости. Можно выделить основные задачи технической инвентаризации и техни- ческого учета объектов капитального строительства [3]: - обеспечение полной объективной информацией органов государ- ственной власти, на которые возложен контроль осуществления градо- строительной деятельности; - формирование в целях совершенствования планирования развития территорий и поселений обобщенной информационной базы об объектах капитального строительства и их территориальном распределении; - обеспечение полноты и достоверности сведений о налоговой базе; 348 - информационное обеспечение функционирования системы госу- дарственной регистрации прав на недвижимое имущество и сделок с ним и государственного кадастра недвижимости; - сбор и предоставление сведений об объектах капитального строи- тельства для проведения государственного статистического учета. В процессе проведения технической инвентаризации объектов недвижи- мости происходит присвоение инвентарного, реестрового, кадастрового номеров и внесения сведений об объекте на определенную дату в Реестр объектов недвижимости. Результатом технической инвентаризации является технический паспорт, в котором отражается ряд сведений об объекте недвижимости: наличие объекта в натуре, фактическое его местоположение (адрес), собственник (владелец), границы, состав, назначение, использование, технические ха- рактеристики, стоимость, состояние, инвентарный, реестровый, кадастро- вый номер, а также отметка о внесении сведений о данном объекте в Ре- естр объектов недвижимости. Постановлением Правительства от 30.04.2009 г. № 388 установлено, что: 1. Техническая инвентаризация объектов капитального строительства под- разделяется на первичную техническую инвентаризацию и техническую инвентаризацию изменений характеристик объекта капитального строи- тельства. Государственный технический учет объектов капитального строительства подразделяется на первичный государственный техниче- ский учет и государственный технический учет в связи с изменением харак- теристик объекта капитального строительства. Первичный государственный технический учет объектов капитального строительства осуществляется по результатам первичной технической инвентаризации. В этом случае объектам капитального строительства в установленном порядке присваиваются инвентарный и кадастровый номера. Государственный технический учет в связи с изменением характеристик объекта капитального строительства осуществляется по результатам тех- нической инвентаризации таких изменений. Техническая инвентаризация изменений характеристик объекта капитального строительства проводится в случае изменения технических или качественных характеристик объекта капитального строительства (перепланировка, реконструкция, переобору- дование, возведение, разрушение, изменение уровня инженерного благо- устройства, снос) на основании заявления заинтересованного лица о про- ведении такой инвентаризации. Ранее же техническая инвентаризация объектов учета подразделялась на первичную, плановую и внеплановую. Первичной технической инвентари- зации подлежали все объекты учета, техническая инвентаризация которых ранее не проводилась. Плановая техническая инвентаризация объектов 349 учета проводилась в целях выявления произошедших после первичной технической инвентаризации изменений и отражения этих изменений в технических паспортах и иных учетно-технических документах (не реже одного раза в пять лет). Внеплановая техническая инвентаризация объек- тов учета проводилась при изменении технических или качественных ха- рактеристик объекта учета, а также при совершении с объектом учета сде- лок, подлежащих государственной регистрации. 2. Отменена норма о проведении плановой технической инвентаризации объектов капитального строительства и соответственно жилых помещений не реже чем один раз в пять лет. Заинтересованные лица (органы государ- ственной власти, органы местного самоуправления, физические и юриди- ческие лица) должны сами определять сроки проведения технической инвентаризации жилых помещений, объектов нежилого фонда и объектов незавершенного строительства. 3. Введены различия целей и задач государственного технического учета и технической инвентаризации объектов капитального строительства и го- сударственного технического учета и технической инвентаризации объек- тов жилищного фонда. 4. Определено, что сведения об объектах капитального строительства, полученные от организаций (органов) по государственному техническому учету и (или) технической инвентаризации объектов капитального строи- тельства, используются при осуществлении государственной регистрации прав на недвижимое имущество и сделок с ним, ведении государственного статистического учета, определении размера налога на имущество, внесе- нии сведений о ранее учтенных объектах капитального строительства в государственный кадастр недвижимости, а также ведении реестра феде- рального имущества. Однако утвержденного порядка государственного технического учета объектов капитального строительства, единого для всей территории стра- ны, пока нет. Специфика проведения технической инвентаризации промышленных объ- ектов в отдельных отраслях производства регулируется специальными нормативными актами по техническому учету и технической инвентариза- ции [2 - 4].. Сегодня отсутствуют технические правила, кроме требований к форме Паспорта на индивидуальное жилищное строительство (ИЖС). При веде- нии технической инвентаризации также используются различные Строи- тельные нормы и правила (СНиП), введенные в 80-90-е года, которые с тех пор практически не претерпевали изменений. Отсутствие должной законодательно-нормативной документации сущест- венно усложняет процесс перехода от технического учета к кадастровому. 350 С 2006 года на каждый объект технического учета формируется реестро- вое дело [5]. В состав реестрового дела включается экземпляр техническо- го паспорта и копии правоустанавливающих документов на объект учета. В реестровое дело по объекту учета (здание, сооружение) помещаются формы кадастрового плана земельного участка, если земельный участок учтен в ГКН. Если земельный участок не учтен в ГКН, то в реестровое дело подлежит включению план земельного участка (ситуационный план), определяющий местоположение объекта учета, изготовленный организацией технической инвентаризации (ОТИ). В переходный период Единый государственный реестр объектов капи- тального строительства (ЕГРОКС) состоит из раздела, содержащего записи об объектах учета на электронных носителях, и кадастровых дел, пред- ставляющих собой совокупность скомплектованных и систематизирован- ных документов, на основании которых записи об объектах учета внесены в Реестровые записи [6]. При переходе к кадастровому учету был утрачены некоторые существен- ные характеристики объектов учета: вспомогательные литеры, описание таких конструктивных элементов как: материал и конструкция фундамента (опор, основания), сооружения, перекрытий, крыши, количество жилых комнат (для помещений),год реконструкции/капитального ремонта объек- та учета, процент износа, сведения о благоустройстве (для объектов жи- лищного фонда), сведения о нарушении градостроительных и строитель- ных норм и правил, наличие разрешения на строительство и прочие сведе- ния, имеющие существенное значение для ведения реестра, сведения об обладателях вещных прав на объект учета, сведения об ограничени- ях/обременениях (при их наличии). Вместе с тем добавлены новые сведения, такие как, описание местополо- жения объекта учета на земельном участке. кадастровый номер. сведения о кадастровой стоимости, сведения о прекращении существования объекта учета (дата снятия с государственного учета). Очевидно, что состав сведений ЕГРОКС при техническом и кадастровом учете в переходный период не обладает той полнотой информации, кото- рая использовалась при ведении технического учета объектов капитально- го строительства. Приказом Минэкономразвития России от 11 января 2011 г. N 1 определе- ны правила передачи копий технических паспортов и их электронных образов в органы кадастрового учета [7]. Объекты недвижимости, сведе- ниях о которых внесены в ГКН на основании переданных документов, считаются ранее учтенными объектами недвижимости [1]. Вместе с тем, в процессе объединения систем учета существуют негатив- ные тенденции, требующие своего разрешения: 351 1. Законодательство в области технического учета практически не развито, что существенно усложняет переход к кадастровому учету объектов капи- тального строительства. 2. Отсутствует законодательно урегулированное определение "объекта капитального строительства". 3. Отсутствует четкая классификация объектов капитального строительст- ва. 4. Состав сведений Единого государственного реестра объектов капиталь- ного строительства, используемый при ведении кадастрового учета в пере- ходный период значительно сокращен относительно начального состоя- ния. 5. Сведения, подлежащие передаче в органы кадастрового учета в рамках информационного взаимодействия, предоставлены не в полном объеме. Таким образом, можно отметить, что объединение кадастрового и техни- ческого учета является закономерным шагом на пути к созданию многоце- левого кадастра, предусматривающего интеграцию соответствующих ин- формационных систем, объединение данных об объектах недвижимости, унификацию процедур оказания учетно-регистрационных услуг, и иных мероприятий организационного, технологического и правового характера. Использование такой системы позволит решать проблемы в различных сферах общественной и экономической жизни: регистрация объектов не- движимости; формирование ипотеки; управление земельными ресурсами; проведение сделок с недвижимостью и формирование земельного рынка; создание социально справедливой системы налогообложения; контроль использования земельных ресурсов; территориально-пространственное планирование; информирование общественности; охрана земель и т.д. Литература. 1. Федеральный закон от 24 июля 2007 г. № 221- ФЗ «О государственном кадаст- ре недвижимости» // «Российская газета» от 27 июля 2007 года, № 165. 2. Постановление правительства Российской Федерации от 4 декабря 2000 года №921 «О государственном техническом учете и технической инвентаризации в Российской Федерации объектов капитального строительства». 2. Постановление Правительства РФ от 30.04.2009г. № 388 "О внесении измене- ний в Постановления Правительства РФ от 4.12.2000г. № 921 и от 13.10.1997г. №1301". 3. Постановление Правительства Российской Федерации от 13.10.1997 № 1301 «О государственном учете жилищного фонда в Российской Федерации». 4. Инструкция о проведении учета жилищного фонда в Российской Федерации, утвержденная приказом Министерства Российской Федерации по земельной поли- тике, строительству и жилищно-коммунальному хозяйству от 04.08.1998 № 37. 5. Приказ Минэкономразвития РФ от 8 сентября 2006 г. N 268 "Об утверждении Правил ведения Единого государственного реестра объектов капитального строи- тельства". 352 6. Приказ Министерства экономического развития Российской Федерации от 14 октября 2011 г. N 577 "О порядке осуществления государственного учета зданий, сооружений, помещений, объектов незавершенного строительства в переходный период применения Федерального закона "О государственном кадастре недвижи- мости». 7. Приказ Минэкономразвития России от 11 января 2011 г. N 1 «О сроках и По- рядке включения в государственный кадастр недвижимости сведений о ранее уч- тенных объектах недвижимости» сведения и документы, содержащие такие сведе- ния, об объектах капитального строительства государственный кадастровый учет или государственный технический учет которых осуществлен до дня вступления в силу Федерального закона от 24.07.2007г. №221-ФЗ «О государственном кадастре недвижимости». УДК 622.21 ОЦЕНКА ЗЕМЕЛЬНЫХ РЕСУРСОВ ПРИ ОТКРЫТОЙ РАЗРАБОТКЕ УГОЛЬНЫХ МЕСТОРОЖДЕНИЙ С УЧЕТОМ СНИЖЕНИЯ ИНТЕНСИВНОСТИ ИЗЪЯТИЯ ЗЕМЕЛЬ Курехин Е.В. Кузбасский государственный технический университет им. Т.Ф.Горбачева В статье рассмотрен один из актуальных вопросов оценки параметров земельных ресурсов при разработке угольных месторождений открытым способом с учетом снижения интенсивности изъятия земель. Разработка угольных месторождений в Кузбассе осуществляется откры- тым и подземным способами. За последние годы (2008-2012 гг.) происхо- дит увеличение объемов добычи угля за счет разработки новых участков (разрезов) открытым способом. [1]. При этом уровень добычи угля в 2012 году был рекордным, в Кузбассе за 2012 г добыли угля 201,5 млн. тонн, это абсолютный исторический макси- мум [2]. Интенсивное изъятие земель под горные отводы и отвалы происходит за счет увеличения количества собственников на право пользования недрами на разработку угольных месторождений. Для минимизации ущерба от отчуждения земель под горные разработки необходимо создание технологии горных работ, при которых нарушение земель снижается. Сокращение площадей нарушений земель горными работами и возврат в народнохозяйственное использование достигается при оптимальном ре- жиме нарушения и рекультивации земель. Развитие угледобывающей характеризуется рядом негативных последст- вий, обусловленных с высокой угленосностью относительно небольшого по площади бассейна. Это, прежде всего, относится к экологической об- становке. 353 Всего в области нарушено 62500 га земель [3]. При этом горные отводы составляют 33,9 %, внешние отвалы – 42,5 %, внутренние отвалы – 13 %, инфраструктура – 10,6 % [4]. В настоящее время в Кузбассе имеет острый недостаток необходимых площадей для размещения внешних отвалов, что является следствием концентрацией угледобывающих предприятий на ограниченных по пло- щади угленасыщенных зонах. Дальнейшее развитие открытого способа будет также связано с отчужде- нием земель, как под горные отводы, так и под отвалы. При этом необхо- димо учитывать, что существенным фактором, отражающим указанную тенденцию, должны быть экологические требования. Анализ показал, что отчуждение земель является управляемым фактором, которое может быть осуществлено за счет применения ряда инновацион- ных технологических, организационных и экологических решений. Основными направлениями решения проблемы снижения отчуждения земель является применение ресурсосберегающих технологий: связанных с внутренним отвалообразованием при разработке наклонных и крутых залежей, а также пологих пластов, отрабатываемых по углубочно- сплошной системе; складирование вскрышной породы в выработанном пространстве ранее отработанных участков (карьерных полей); примене- ние менее энергоёмкого оборудования обеспечивающего снижение затрат на перемещение вскрышных пород и снижение интенсивности изъятия зе- мель. Резервом при изъятии земель снижение площади под внешние отвалы, за счет размещение вскрышных пород в отработанном пространстве карьер- ного поля. В методическом плане отсутствуют рекомендации по обоснованию пара- метров технологии отвалообразования вскрышных пород с размещением в выработанном пространстве отработанного карьерного поля. Поэтому на основе способов размещения вскрышных пород в отвалах необходимо рассчитать параметры землепользования при разработке на- клонных и крутых месторождений c учетом размещения вскрышных по- род: во внутреннем и внешнем отвале; в отвале – выработанном простран- стве отработанного карьерного поля [5]. Для оценки размещения объемов вскрышных пород во внешнем отвале с учетом использования вышеуказанного резерва необходимо использовать показатель (коэффициент), учитывающий размещение объемов вскрыш- ных пород во внутреннем, внешнем отвале и в выработанном пространстве отработанного карьерного поля. При этом площадь нарушенных земель для размещения вскрышных пород внешними отвалами определяется по формуле (1), м2: 354 ВНШOВНШ KSS  , (1) где SО – площадь основания отвала, м2; КВНШ – коэффициент, учитываю- щий размещение объемы вскрышных пород во внешнем отвале (табл. 1), ед. Коэффициент, учитывающий размещение вскрышных пород во внешнем отвале (2), ед.: )КК(1К ВНТВПВНШ  , (2) где КВП, КВНТ – коэффициент, учитывающий размещение вскрышных по- род соответственно в выработанном пространстве отработанного карьер- ного поля и во внутреннем и внешнем отвале (табл. 1), ед. Средняя землеемкость отвала (га/млн.м3) с учетом формулы (2) определя- ется из соотношения (3): УЗ.КПУ.КБН ВНТВПOСР.О VVV )]КК(1[SЗ   , (3) где SО – площадь основания отвала, га; VН - объем наносов, млн.м3; VКБ.У, VКП.УЗ - коренных пород соответственно безугольной и угленасыщенной зоны, млн.м3. Землеёмкость извлечения угля (га/млн.т) открытым способом (4):  )К1()Z2Z( SЗ ПБТБЦ НЗ , (4) где SНЗ - площадь нарушенных земель за весь срок службы разреза, га; ZБЦ - балансовые запасы угля центрального участка, млн.м3; ZБТ - балансовые запасов угля одного торцевого участка, млн.м3; КП – коэффициент, учитывающий потери угля, ед.;  - плотность угля, т/м3. Площадь горного отвода (5) определяется проекцией площади карьера на дневную поверхность с учетом санитарно-защитной зоны [2]. СЗЗКПГО SSS  , (5) где SКП - площадь карьерного поля, км2; SСЗЗ - площадь санитарно- защитной зоны, км2. 355 Площадь санитарно-защитной зоны [4] (6), км2. СЗЗКСЗЗ lPS  , (6) где PК – периметр карьерного поля в плане, км; lСЗЗ – длина санитарно- защитной зоны, км. Периметр карьера в плане (7), км: )BL(2P ККК  , (7) где LК, ВК – параметры карьерного поля в плане, соответственно длина и ширина карьера, км. Площадь нарушенных земель (8) за период Т (лет) определяется по фор- муле, км2 [6]: КОТГОНЗ K)SS(S  , (8) где SГО – площадь горного отвода, км2; КК – коэффициент, учитывающий долю земель, нарушенных общекарьерными коммуникациями и сооруже- ниями. На основе вышеприведенной методики с учетом формул (1-8) разработан алгоритм (см. рис. 1) позволяющий определить параметры земельных ресурсов для изъятия земли с учетом снижения ресурсов для недропользо- вания. На рис. 2 и 3 приняты обозначения: схема А,С с размещения вскрышных пород - во внешнем отвале и частично (50 %) во внутреннего отвале; схема B, D - с размещения вскрышных пород во внешнем, частично (50 %) внут- реннем отвале и в выработанном пространство отработанного карьера; схема B, E - с полным размещением вскрышных пород в отвале - вырабо- танном пространстве отработанного карьерного поля. При разном уровне использования отвалов получены зависимости земле- емкости извлечения угля (З) от глубины карьерного поля (Hk.k) и угла падения залежи () (рис. 2, 3). Таблица 1 - Схемы размещения отвалов при разработке свит пластов на- клонного и крутого падения Схема Виды Схемы расположения отвалов 356 зале- жей Внешний отвал Внутрен- ний отвал Отработан- ный карьер А Наклон- ная залежь Нет КВНШ=0,5-0,7 КВНТ=0,5- 0,3 КВП=0 B КВНШ=0,2-0,3 КВНТ=0,5-0,3 КВП=0,3-0,4 C Крутая залежь Нет Нет КВНШ=1,0 КВНТ=0 КВП=0 D Нет КВНШ=0,7-0,5 КВНТ=0 КВП=0,3-0,5 E Нет КВНШ=0 КВНТ=0 КВП=1,0 Примечание. КВНТ, КВНШ – коэффициенты, учитывающие размещение вскрышных пород соответственно во внутреннем и внешнем отвале, ед.; КВП – коэффициент, учитывающий размещение вскрышных пород в выра-ботанном пространстве отработанного карьерного поля, ед. 357 Рис. 1. Алгоритм расчета параметров земельных ресурсов с учетом горно-геологических условий угольного месторождения 358 З, га/млн.т 19,3 20,419,819,519,621,1 17,517,217,217,6 10,811,111,7 12,9 15,2 5 10 15 20 25 30 35 40 60 80 100 120Hk.k, м Схема АС Схема BD Схема BE Рис. 2. Зависимость землеемкости извлечения угля (З) от глубины карьерного поля (Hk) при =40 З, га/млн.т 24,8 19,6 28,527,326,426,027,0 24,523,823,323,4 15,215,516,1 17,2 5 10 15 20 25 30 35 40 60 80 100 120Hk.k, м Схема АС Схема BD Схема BE Рис. 3. Зависимость землеемкости извлечения угля (З) от глубины карьерного поля (Hk) =80 359 Установлены оптимальные параметры землепользования при отвалообра- зовании с учетом глубины отработки карьерного поля и угла падения за- лежи. Расчеты показали, что оптимальные параметры землеемкости составляют 13-26 га/млн.т при глубине карьерного поля Hk.k=60-100 м. Средняя землеемкость отвальных работ изменяется в диапазоне 13,8-29,8 га/м3. Средняя землеемкость извлечения угля с учетом схем размещения отвалов (см. табл.1) составляет: - при использовании внешнего отвала и части (50 %) внутреннего отвала 16,5-13,7 (=20), 27,0-27,3 (=80) га/млн.т; - при использовании внешнего и частично (50 %) внутреннего отвала и части выработанного пространства отработанного карьерного поля 14,9- 11,3 (=20), 24,8-23,8 (=80) га/млн.т; - полном использовании выработанного пространства отработанного карьерного поля 14,9-11,3 га/млн.т/г (=20) и 19,6-15,5 (=80). Литература 1. Кечкин Л.П. Кузнецкий угольный бассейн: опыт проведения аукционов и кон- курсов на право пользования недрами./Л.П. Кечкин, Т.Б. Рогова, С.В. Шаклеин // Минеральные ресурсы России. Экономика и управление. - 2006. - № 2. – с. 74-80. 2. Ежемесячный деловой журнал "ДЕЛОВОЙ КУЗБАСС - НОВЫЙ ВЕК". [Элек- тронный ресурс]. - URL: http://delkuz.ru/content/view/16698/228/ (Дата обращения: 09.09.2013). 3. Перфилова У.В. Оценка накопленного экологического ущерба в Кемеровской области./ У.В. Перфилова. ИнЭкА. Новокузнецк, 2006 г. - 49 с. 4. Катанов И.Б. Охрана окружающей среды на открытых горных работах Кузбасса./ И.Б. Катанов.: учеб. пособие / КузГТУ. - Кемерово, 2012. - 145 с. 5. Курехин Е.В. Технологическая классификация комплексов оборудования для разработки угольных залежей с учетом экологических требований/ Е.В. Курехин, А.С. Ташкинов, А.А. Сысоев. Вестник КузГТУ, 2013 г. № 1 с. 44-48. 6. Корякин А.И. Оценка технологии открытой угледобычи по критериям ресурсо- потребления./ А.И. Корякин. Вестник. КузГТУ, 1998 г. -№6. - 87 с. 360 УДК 528.48 АНАЛИЗ РЕЗУЛЬТАТОВ ПРИМЕНЕНИЯ МЕТОДА НАИМЕНЬШИХ КВАДРАТОВ ДЛЯ ПРЕОБРАЗОВАНИЯ СИСТЕМ КООРДИНАТ Подшивалов В.П., Кузьмич В.А. Белорусский национальный технический университет, г. Минск, Беларусь Предлагается преобразование различных систем координат с использованием метода наименьших квадратов. Приводятся результаты анализа точности пре- образования в различных случаях, которые могут иметь место на практике. Комплексные инженерные изыскания наряду с другими включают в себя экологические [2]. Крупномасштабные топографические планы являются основой для отображения всех видов изысканий. Современные информа- ционные и цифровые технологии картографирования существенно расши- ряют возможность применения баз данных в режиме реального времени. При этом, естественно, возникает проблема установления взаимосвязи разнообразных систем координат, в которых работают всевозможные ве- домства в различные периоды времени. Один из возможных путей реше- ния проблемы предлагается в нашей статье. При этом следует отметить существенный для практики факт, что здесь не нужно знать «ключей», связывающих системы координат, необходимы лишь связующие точки. Вследствие разработки месторождений полезных ископаемых происходит деформация земной коры. Это приводит как к экологическим, так и к тех- ническим проблемам. Происходит просадка земной поверхности, дефор- мация пород над горными выработками и под отвалами, повышается сейс- мическая активность, образуются провалы, пустоши, овраги, нарушается гидрогеологический баланс, плодородный слой почвы, происходит ее эро- зия. Деформация почвенного слоя приводит к сбою процессов, происхо- дящих в нем и, как следствие, к его деградации, истощению, что в свою очередь оставляет негативный отпечаток на сельском хозяйстве. Деформация земной поверхности так же является одной из проблем марк- шейдерско-геодезических служб горных предприятий, так как пункты маркшейдерского обоснования претерпевают значительные по величине изменения пространственных координат. В результате необходимо прово- дить постоянный мониторинг их положения и проверять геометрические связи между ними. Обычно при создании опорной маркшейдерской сети горного предприятия применяется условная система координат, а опорны- ми пунктами являются пункты государственной геодезической сети. Как правило, возникает проблема установления связи между этими системами координат. Необходимы формулы и правила, по которым координаты точек одной системы можно получить в другой (такие «ключи», по разным причинам могут отсутствовать и часто оказываются труднодоступными). 361 По нашему мнению для решения этой задачи маркшейдерско- геодезическим службам целесообразно применять статистические методы. Одним из таковых является метод наименьших квадратов. Он представля- ется одним из эффективных методов, находящих самое широкое примене- ние. Достоинство метода наименьших квадратов в том, что он дает не только количественные вероятнейшие значения неизвестных величин, но и их интервальные оценки. Допустим, что существует некоторая система YXO  . Необходимо преоб- разовать координаты точек этой системы в другую систему OXY . Алго- ритм исследования приведен в статье [1] . Зависимость между координатами точек устанавливается с помощью из- вестных формул аналитической геометрии:     bmyxy amyxx )cossin( )sincos(   , (1) где x и y  - координаты системы YXO  ; х и у – координаты системы OXY ; - угол разворота систем координат; a и b – координаты центра системы YXO  в системе OXY ; m – масштаб преобразования. Так как надо найти 4 неизвестных величины: mba ,,,  центра одной сис- темы в другой, то значения параметров преобразования находятся по двум связующим точкам, приводящим к системе из четырех уравнений вида (1), отсюда следуют их вероятнейшие приближенные значения:                   0 21 0 21 0 21 0 0 21 0 21 0 21 0 022 22 0 cos 2 sin 22 sin 2 cos 22 ;      yyxxmyyb yyxxmxxa tgm yyxx yxxy yx yx (2) где yxyx   ,,, - обозначения приращений координат для двух связую- щих точек. Если число связующих точек больше 2-х, то, используя принцип наи- меньших квадратов, находятся поправки к измеренным величинам mba  ,,,  . В результате находятся вероятнейшие значения парамет- ров преобразования: 362 mmm bbb aaa     0 0 0 0  (3) Далее вычисляются поправки в координаты системы YXO  для преобра- зования в систему OXY ix и iy :     yiyiyii xixixii LbmBAy LamBAx   (4) где yixiyixiyixi LLBBAA ,,,,, – обозначения, приводящие уравнения, правые час- ти которых разложены по формуле Тейлора, системы (1), к стандартному виду параметрических уравнений. В завершении вычисляются вероятнейшие значения координат условной системы в системе OXY . Статистическая оценка производится с помощью стандартов: n n BB AA n yx b a n yixim n yixi n ii xy                1 22 1 22 1 22 )( )( )1(2 )( (5) Исследования проведены на моделях, вычисления выполнены в программе Excel. Сначала было рассмотрено 8, затем 16 пунктов с известными координата- ми в системе OXY (рис. 1). Были взяты точные параметры преобразования m, a, b, , относительно которых вычислили точные значения координат данных пунктов в услов- ной системе O’X’Y’. С помощью генератора случайных чисел исказили эти значения. По предложенному методу нашли приближенные значения па- раметров преобразования, затем вероятнейшие поправки в координаты и, после введения этих поправок в искаженные значения координат в систе- 363 му O’X’Y’, получили вероятнейшие значения координат условной системы для преобразования в систему OXY . а) б) Рис.1. Расположение пунктов в системе OXY а) 8 пунктов; б) 16 пунктов 364 Рассматривали различные положения связующих пунктов (и близкое и далекое относительно друг друга и остальных пунктов) (рис. 2). а) б) в) г) Рис. 2. Расположение двух связующих точек относительно остальных пунктов системы OXY 365 Результат исследования приведен в табл. 1 и 2. Таблица 1 – Результат исследования Рассматриваемые случаи Значения параметров преобразования а b m  а точные 1000,000 1500,000 1,000000 01200 приближенные 999,775 1500,521 0,998920 00839 вероятнейшие 999,989 1500,045 0,999896 01100 б точные 1000,000 1500,000 1,000000 01200 приближенные 1000,191 1500,034 0,996796 01047 вероятнейшие 1000,020 1500,027 0,999755 01120 в точные 1000,000 1500,000 1,000000 01200 приближенные 1005,130 1502,397 0,980012 02447 вероятнейшие 999,996 1500,009 0,999988 01136 г точные 1000,000 1500,000 1,000000 01200 приближенные 1002,034 1500,445 0,973119 01322 вероятнейшие 999,993 1500,013 1,000025 01127 366 Таблица 2 – Вероятнейшие ошибки параметров связи Рассматриваемые случаи Ошибки параметров преобразования а , м b , м m  ,   а до обработки 0,225 0,521 0,001080 00321 после обработки 0,011 0,045 0,000104 00100 б до обработки 0,191 0,034 0,003204 00113 после обработки 0,020 0,027 0,000245 00040 в до обработки 5,130 2,397 0,019988 01247 после обработки 0,004 0,009 0,000012 00024 г до обработки 2,034 0,445 0,026881 00122 после обработки 0,007 0,013 0,000025 00033 Проведенные исследования позволили сделать следующие выводы: 1. Работает известный принцип метода наименьших квадратов примени- тельно к данной ситуации. Значительно приближаются искаженные значе- ния параметров преобразования и координат пунктов к истинным. 2. Существенное увеличение числа связующих пунктов не оказывает зна- чительного влияния на точность преобразования. 3. Расположение связующих точек влияет на значения поправок к коорди- натам и параметрам преобразования. Чем дальше удалены связующие пункты друг от друга по координатам, тем точнее параметры преобразова- ния и ближе к истинным значения координат пунктов. Литература 1. Подшивалов, В. П. Оценка параметров преобразования координат на плоскости методом наименьших квадратов / В. П. Подшивалов // Автоматизированные техно- логии изысканий и проектирования. – М., 2010. - № 7. – С. 69-71 2. Подшивалов В.П. О проблемах комплексных инженерных изысканий при пере- ходе к использованию современных научно-технических возможностей / В.П. Подшивалов, А.С. Назаров // Инженерные изыскания – М., 2010. - № 11. – С. 60-62 367 УДК 622.333.012 КОНЦЕПТУАЛЬНЫЕ ОСНОВЫ ИСПОЛЬЗОВАНИЯ ИНВЕСТИЦИОННОЙ МОДЕЛИ РЕСТРУКТУРИЗАЦИИ В УСЛОВИЯХ УГОЛЬНОЙ ОТРАСЛИ УКРАИНЫ Сердюк А.С. Донецкий национальный технический университет В статье предложена концепция инвестиционной модели реструктуризации, которую целесообразно использовать в условиях угольной отрасли Украины. Под- робно описаны и рассмотрены формы государственно-частного партнёрства, на которых основывается данная модель. Спрогнозированы преимущества и пользы, полученные в результате использования инвестиционной модели реструктуриза- ции угольной отрасли. Каждая страна мира имеет ряд соответствующих экономических и соци- альных особенностей. В связи с этим, использование одинаковых моделей для реструктуризации различных отраслей экономики в этих странах не- возможно. Не исключением является угольная отрасль, процесс реструк- туризации которой представляет собой сложный процесс внутренних и внешних преобразований, направленных на улучшение работы отрасли и как следствие, состояния экономики в целом. Процесс реформирования угольной промышленности заключается в совокупном использовании отдельных форм реструктуризации в определенной последовательности. Порядок использования этих форм зависит от многих внешних и внутрен- них факторов, влияющих на процесс реформирования отрасли в целом. Как показывает зарубежный опыт, в условиях трансформации экономики реструктуризация заключалась преимущественно в закрытии убыточных угледобывающих предприятий и приватизации перспективных. Таким образом, угольная промышленность полностью переходила в частную собственность и государство не имело влияния на работу отрасли. Такой сценарий реструктуризации является эффективным в высокоразвитых странах с рыночной экономикой, когда государство за счет бюджетных средств может предоставить в полном объеме социальную помощь высво- божденным рабочим и имеет полную независимость от собственного угля. В условиях Украины такое развитие событий неприемлемо потому, что: во-первых, государственный бюджет Украины не в состоянии выделить достаточно средств для физической ликвидации шахт и предоставления социальной помощи высвобожденным рабочим, во-вторых, государство в значительной мере зависит от собственного угля, особенно в современных условиях, когда имеет высокую цену на газ. Поэтому, основная цель рест- руктуризации угольной отрасли Украины заключается, в сохранении и развитии собственных угледобывающих предприятий. 368 Современные экономические условия не позволяют финансировать все потребности угольной отрасли в полном объеме. Также на данном этапе государство не имеет возможности инвестирования необходимого количе- ства средств для развития угледобывающих предприятий. Учитывая необходимость сохранения собственной угольной промышлен- ности и неспособность государства предоставить средства для развития предприятий, возникает вопрос о поиске альтернативных источников при- влечения инвестиций в отрасль. Выходом из этой ситуации может быть широкое внедрение модели государственно - частного партнерства в мас- штабах всей угольной отрасли Украины. Данная модель предусматривает привлечение частных инвестиций посредством использования соответст- вующих форм государственно - частного партнерства, а именно: концес- сии, аренды добывающих участков, аренды предприятий, бесплатной при- ватизации. На основе использования этих четырех основных форм, бази- руется разработанная нами инвестиционная модель реструктуризации угольной отрасли. Итак, вначале рассмотрим каждую форму государст- венно - частного партнерства, которые входят в основу инвестиционной модели реструктуризации. Концессия. В общем смысле концессия - это передача государством в управление любой зарубежной или отечественной фирме части своих при- родных богатств, предприятий и технологических комплексов, других объектов. Важным отличием концессии является то, что стороной в право- отношениях является государство, а разрешение на деятельность связано с государственным монопольным правом на определении ресурсы или на осуществление определенной деятельности, которая является прерогати- вой (монополией) государства [1]. В современных условиях внедрения концессионной формы собственности в угольную промышленность позволит, в первую очередь, прекратить дотирование предприятий отрасли со стороны государства, тем самым уменьшив нагрузку на государственный бюджет, а также за счет инвести- ционных средств переоборудовать шахты, следовательно, улучшить усло- вия труда. Значительным преимуществом предоставления предприятий угольной отрасли в концессию является то, что концессионеру передается целост- ный имущественный комплекс, то есть вместе со своей социальной сферой - больницей, детским садом, клубом. А еще после подписания договора концессионер берет на себя все долги и обязательства предприятия (уплата налогов, и расчеты с кредиторами, если таковые имеются) [2]. Главное отличие концессии от приватизации и аренды заключается в том, что имущество, предоставленное инвестору в концессию, остается в госу- дарственной собственности, и после завершения срока действия оно воз- 369 вращается уполномоченному государственному органу. При этом все но- вое и модернизированное оборудование также передается государству, то есть договор концессии не является основанием для перехода имущества из государственной собственности в частную [2]. Следовательно, предоставление предприятий в концессионную форму собственности позволяет привлечь частные средства для развития отрасли в целом, при этом сохраняя государственное право собственности. Кроме того, средства, полученные от концессии, значительно больше, чем сред- ства от аренды или приватизации. Аренда угледобывающего предприятия. Аренда - это передача государством во временное пользование частному лицу, части своих природных богатств, предприятий, технологических комплексов и других объектов. При этом юри- дически объект аренды остается в государственной собственности. В случае передачи в аренду угледобывающего предприятия, арендатор вправе по своему усмотрению организовывать работу на предприятии (кроме случа- ев, предусмотренных в договоре аренды), добытый уголь является его собст- венностью. В свою очередь арендатор обязан своевременно вносить арендную плату и соблюдать установленные в договоре аренды условия. Аренда угледобывающих участков. Сущность данной формы государст- венно-частного партнерства заключается в передаче частному лицу, участ- ка шахтного поля и основных средств производства, в пользование. Осо- бенностью этой формы является то, что арендатор работает в рамках дей- ствующего государственного предприятия и постоянно взаимодействует с государственными исполнителями. В случае передачи в аренду добычного участка, арендатор вправе организовывать и управлять работой арендо- ванного объекта. Добытый на этом участке уголь является собственностью арендатора. В свою очередь, арендатор обязуется кроме арендной платы выплачивать амортизацию, если он арендует участок с имущественным комплексом. Также арендатор платит шахте за пользование шахтной ин- фраструктурой (выработками, рельсовыми путями, конвейером, стволом). В этом случае государственная шахта является поставщиком услуг по эксплуатации собственной инфраструктуры, которые заключаются в сле- дующем: поддержание в рабочем состоянии основных горных выработок, транспортировки угля с арендованного добычного участка на поверхность, обеспечение участка электроэнергией, проведение вспомогательных выра- боток (если это оговорено в договоре аренды). Преимуществом этой формы реструктуризации является то, что государ- ственные шахты могут рассчитать свое финансовое положение на пред- стоящий период. Прибыль шахты не будет зависеть от уровня добычи, так как согласно действующему законодательству арендатор обязан выплачи- вать установленную договором арендную плату независимо от последст- 370 вий своей деятельности. Итак, шахта будет иметь стабильные условия су- ществования на установленный период времени. Бесплатная приватизация угледобывающего предприятия. Данная форма предложена как альтернатива ликвидации. На сегодняшний день, в Украи- не функционирует определенное количество шахт, на которых себестои- мость угля в 2-3 раза превышает цену реализации. Содержание данных предприятий за счет государственного бюджета, нецелесообразно. Ликви- дация этих шахт также невозможна, потому что: во-первых, нет достаточ- но средств для выполнения ликвидационных мероприятий в полном объе- ме, во-вторых, нет возможности предоставления полного пакета социаль- ной помощи высвобожденным рабочим, в-третьих, отсутствует возмож- ность трудоустройства всех высвобожденных работников. Еще одной, наиболее важной причиной невозможности ликвидации нерентабельных шахт, является то, что даже убыточные предприятия которые дотируются со стороны государства, приносят большую пользу регионам, где они рас- положены. Это связано с тем, что предоставляя дотации, государство под- держивает не только производство, но и социальное положение населения прилегающих районов. Поэтому государственные дотации в угольную отрасль, следует рассматривать как своеобразное социальное финансиро- вание. Учитывая вышесказанное, отметим, что сохранение как можно большего количества угледобывающих предприятий, должно быть основ- ной идеей предстоящей реструктуризации. Именно поэтому мы предлага- ем, наименее перспективные и нерентабельные шахты передавать в бес- платную приватизацию. Бесплатная приватизация является своеобразным стимулирующим факто- ром, который побуждает частное лицо к инвестированию средств в пред- приятия, которые имеют низкий уровень инвестиционной привлекательно- сти. Но при передаче подобных предприятий в бесплатную приватизацию, лицо которое получает объект, должно взять на себя ряд обязанностей по его развитию. Первым пунктом обязательств, должно быть сохранение имеющегося количества работников с соответствующим уровнем заработ- ной платы. Второй пункт должен содержать положения о дальнейшем функционировании и развитии предприятия. Третий пункт должен огова- ривать социальные гарантии и защиту работников. В случае невыполнения какого-либо из этих пунктов, договор о бесплатной приватизации должен быть аннулирован. Рассматривая бесплатную приватизацию как альтернативу ликвидации, отметим, что использование данной формы государственно-частного партнерства позволяет рационально решать проблемы угледобывающих предприятий, которые имеют низкий уровень инвестиционной привлека- тельности. В чем же концептуальное отличие бесплатной приватизации от 371 обычной. В том, что первая предполагает более тесное взаимодействие между государством и собственником предприятия. Государство устанав- ливает обязательства для владельца и контролирует их соблюдение, то есть постоянно наблюдает за ходом работ. Именно поэтому мы определи- ли бесплатную приватизацию как форму государственно-частного парт- нерства и включили ее в состав инвестиционной модели реструктуризации. Итак, особенностью инвестиционной модели реструктуризации угольной отрасли является то, что главная ее цель состоит в сохранении и развитии угледобывающих предприятий за счет частных инвестиций. Основная концепция данной модели, построена на взаимовыгодном сотрудничестве между государством и представителями частного капитала, на основе ис- пользования соответствующих форм государственно-частного партнерст- ва. Выбор формы сотрудничества зависит от текущего состояния конкрет- ного предприятия. Чем ниже инвестиционная привлекательность шахты, тем более выгодную для предпринимателя форму сотрудничества предла- гает государство. Данный подход выравнивает шансы всех предприятий на получение инвестиций. Выбор соответствующей формы государственно-частного партнерства осуществляется путем группировки шахт по уровню инвестиционной при- влекательности и анализа каждого предприятия по различным аспектам деятельности. На основе общего соотношения этих факторов, принимается окончательное решение. Таким образом, на основе совокупного использования соответствующих форм государственно-частного партнерства, формируется инвестиционная модель реструктуризации. Правовой механизм функционирования, кото- рой предусматривает временную передачу части государственных полно- мочий в частные руки, с целью привлечения инвестиций. Комплект пре- доставленных полномочий зависит от выбранной формы. Комплекс меро- приятий по реконструкции и модернизации предприятия, определяется в индивидуальном порядке в процессе составления и подписания соответст- вующего договора. Государственное регулирование инвестиционной модели реструктуриза- ции осуществляется на основе совокупного использования администра- тивных и экономических инструментов. Обычно их использования обу- словлено состоянием и потребностями определенного предприятия, опи- раясь на которые, государство определяет отдельную форму реструктури- зации и комплекс мероприятий относительно его. Инвестиционная модель реструктуризации предусматривает принципи- ально новый подход к решению вопросов, связанных с возникновением негативных последствий в процессе реструктуризации. Решению этих вопросов способствуют такие экономические факторы, как: сохранение 372 основного количества угледобывающих предприятий, которые обеспечи- вают страну углем и платят значительные налоги; регулярная уплата в государственный бюджет соответствующих платежей (концессионный, арендный) получения местными бюджетами дополнительных финансовых поступлений. Таким образом, на основе этих факторов повышается общая инвестиционная привлекательность региона в целом. Таблица - Цели и задачи инвестиционной модели реструктуризации угольной отрасли Субъекты Цели Задачи Показатели эф- фективности Государство - Создание рен- табельной уголь- ной отрасли - Увеличение уровня добычи угля - Создание но- вых рабочих мест - Разработка про- граммы реструкту- ризации - Создание благо- приятных условий для инвестора - Контроль за со- блюдением инве- сторских обяза- тельств - Прибыльное функционирование отрасли - Высокий уро- вень добычи - Высокая заня- тость населения Бизнес - Добыча собст- венного угля - Уменьшение себестоимости - Получение прибыли от про- дажи угля - Получение пред- приятия в аренду или концессию - Модернизация и переоснащение производства - Создание новых производственных мощностей - Добыча собст- венного топлива - Выгодная про- дажа на рынке угля Регион - Привлечение инвестиций в регион - Занятость населения - Повышение благосостояния населения - Способствование инвесторской дея- тельности на мест- ном уровне - Высокие налого- вые отчисления в местный бюджет - Высокое благо- состояние населе- ния - Развитие малого бизнеса Кроме улучшения экономических показателей отрасли, инвестиционная модель реструктуризации позволяет решать вопросы социального характе- ра, такие как: создание новых рабочих мест, повышения благоустройства населения за счет повышения рентабельности угледобывающих предпри- ятий, развитие малого бизнеса в регионах, увеличение объемов финанси- 373 рования объектов социальной инфраструктуры городов находящихся на балансе шахт, повышение суммы налоговых отчислений в местные бюд- жеты и т.д.. Итак, анализируя методологические основы инвестиционной модели рест- руктуризации угольной отрасли, отметим, что взаимодействие власти, бизнеса и общества опирающееся на концептуальные основы этой модели, позволяет комплексно решать вопросы, которые бы удовлетворяли их общим интересам (табл.). Таким образом, каждый из субъектов государственно-частного партнерст- ва будет иметь стимул к надлежащему исполнению возложенных на него функций. От эффективности выполнения, которых будет зависеть конеч- ный результат реструктуризации угольной отрасли. Поэтому данную мо- дель можно представить как своеобразный трехсторонний договор, где каждый субъектов имеет определенные права и обязанности, а также раз- граничены сектора ответственности. Литература 1. Электронный юридический словарь [Электронный ресурс]: Режим доступа: http://yurist-online.com/uslugi/yuristam/slovar/k/2883.php 2. Тимощук Н. Концессия угольных предприятий как путь к инвесторам / Н. Ти- мощук // Голос Украины. – 2011. - №78. – С. 3 УДК 332.1 О ПРОБЛЕМАХ, ВОЗНИКАЮЩИХ ПРИ ВЕДЕНИИ ГОСУДАРСТВЕННОГО КАДАСТРА НЕДВИЖИМОСТИ НА СОВРЕМЕННОМ ЭТАПЕ 1 Устинова Е.А., 2 Хвалей Н.Е. Тульский государственный университет, ФГБУ «ФКП Росреестра» по Тульской области В статье рассмотрены проблемы, возникающие при ведении государственного кадастра недвижимости в Тульской области, и способы их устранения Понятие государственного кадастра недвижимости (далее – ГКН) опреде- лено основным законом в сфере государственного кадастрового учета – Федеральным законом от 24.07.2007 № 221-ФЗ «О государственном када- стре недвижимости (далее – Закон о кадастре). На территории Тульской области органом кадастрового учета является филиал федерального государственного бюджетного учреждения «Феде- ральная кадастровая палата Федеральной службы государственной регист- рации кадастра и картографии (ФГБУ «ФКП Росреестра»), который пре- доставляет следующие государственные услуги: 374  осуществление государственного кадастрового учета недвижимо- го имущества, в том числе ведение ГКН;  предоставление сведений, внесенных в ГКН;  прием документов на государственную регистрацию прав на не- движимое имущество и сделок с ним, выдача документов после проведе- ния государственной регистрации прав на недвижимое имущество и сде- лок с ним;  прием документов на предоставление сведений из Единого госу- дарственного реестра прав на недвижимое имущество и сделок с ним, выдача документов, в виде которых предоставляются сведения, содержа- щиеся в Едином государственном реестре прав на недвижимое имущество и сделок с ним. Рассмотрим проблемы, возникающие при осуществлении данной деятель- ности. 1. При ведении ГКН выявляются случаи наличия пересечения и наложения границ земельных участков, что согласно нормам действующего законода- тельства является причиной отказа в предоставлении сведений ГКН в виде кадастрового паспорта при обращении заинтересованных лиц. Причинами возникновения таких ошибок являются:  Изменение подхода к осуществлению кадастрового учета земель- ных участков ответственного ведомства (Росземкадастр – Роснедвижи- мость - Росреестр) и, соответственно, различие его реализации в про- граммных комплексах. Так, например, при ведении базы данных в ПК ЕГРЗ отсутствовала автоматическая настройка по определению допусти- мой величины пересечения земельных участков. В ПК АИС ГКН установ- лена настройка параметров пространственного анализа пересечения гра- ниц земельных участков, которая составляет 0.01 м. Данные случаи пересе- чения границ ранее учтенных или учтенных земельных участков определяются как кадастровые ошибки в сведениях ГКН.  Осуществление государственного кадастрового учета земельных участков, образованных в результате раздела, перераспределения земель- ных участков или выдела из земельных участков. Согласно п. 4 ст. 22.2 Федерального закона № 122-ФЗ от 21.07.1997г. «О государственной реги- страции прав на недвижимое имущество и сделок с ним», государственная регистрация прав осуществляется одновременно в отношении всех зе- мельных участков, образуемых при разделе, перераспределении земельных участков или выделе из земельных участков. В соответствии с п. 53 По- рядка ведения государственного кадастра недвижимости, утвержденного Приказом Минэкономразвития РФ «Об утверждении Порядка ведения государственного кадастра недвижимости» от 04.02.2010 №42, в отноше- нии образованных объектов недвижимости «временный» статус кадастро- 375 вых сведений изменяется на «учтенный», а в отношении преобразуемых объектов недвижимости — на «архивный» в случае поступления в порядке информационного взаимодействия от органа, осуществляющего государ- ственную регистрацию прав, документов о зарегистрированных вещных правах на все образованные объекты недвижимости. Однако если осуществлена регистрация прав на один или несколько зе- мельных участков, образованных вышеуказанным способом, а на какой- либо из вновь образованных земельных участков регистрация прав не осуществлена, то основания для присвоения исходному земельному участ- ку статуса «архивный» отсутствуют. В данном случае определяется нало- жение границ исходного земельного участка и границ образованных из него «учтенных» земельных участков.  Наличие кадастровых и технических ошибок в сведениях о место- положении границ земельных участков. В соответствии с Приказом Управления Росреестра по Тульской области от 28.09.2011 № П/223 «О местной системе координат МСК-71.1» с 10.10.2011г. на территории Туль- ской области для ведения ГКН, выполнения кадастровых работ и проведе- ния землеустройства установлена местная система координат МСК-71.1. До проведения работ по пересчету координат узловых и поворотных точек земельных участков в единую систему координат ведение ГКН осуществ- лялось в разных системах координат. В частности, для населенных пунктов были установлены местные системы координат, для межселенных терри- торий – СК 63 года. В связи с чем, выявить пересечение границ земельных участков при постановке на учет не представлялось возможным. Также отсутствие в ГКН границ населенных пунктов не позволяло выявить нали- чие кадастровой ошибки при установлении местоположения границ зе- мельных участков. Таким образом, у органа кадастрового учета отсутство- вали основания для принятия решения о приостановлении или отказе в постановке на государственный кадастровый учет объекта недвижимости или государственном кадастровом учете изменений объекта недвижимо- сти. После осуществления работ по пересчету координат в единую мест- ную систему координат в сведениях ГКН выявлены случаи пересечения ранее установленных границ учтенных и ранее учтенных земельных участ- ков. Например, содержащиеся в базе данных ГКН сведения о границах на ме- стности и координатах поворотных точек единого землепользования с К№ 71:09:010101:140, в состав которого входят обособленные земельные уча- стки с К№ 71:09:010101:143 и 71:09:010101:144, и землепользования с К№ 71:09:010101:121 определяют пересечение границ данных земельных уча- стков (рисунок). А именно: одна из границ обособленного земельного участка с К№ 71:09:010101:143 пересекает границу земельного участка с 376 К№ 71:09:010101:121, а границы обособленного земельного участка с К№ 71:09:010101:144 накладываются на земельный участок с К№71:09:010101:121. Таким образом, формирование и выдача сведений ГКН в виде кадастрового паспорта земельного участка с К№71:09:010101:140 и земельного участка с К№ 71:09:010101:121 не представляется возможным. Для устранения причин отказа в выдаче кадастрового паспорта необходи- мо проведение ряда кадастровых работ по ликвидации причин пересечения границ земельных участков. В данном случае в соответствии с ч. 1 ст. 28 Закона о кадастре воспроизве- денная в ГКН ошибка в документе, на основании которого вносились све- дения в ГКН, является кадастровой ошибкой. Кадастровая ошибка в сведениях подлежит исправлению в порядке, уста- новленном для учета изменений соответствующего объекта недвижимости (если документами, которые содержат такую ошибку и на основании кото- рых внесены сведения в ГКН, являются документы, представленные в соответствии со статьей 22 Закона о кадастре, либо на основании всту- пившего в законную силу решения суда об исправлении такой ошибки (ч.4 ст. 28 Закона о кадастре), а также исправление ошибок в местоположении границ ранее учтенных земельных участков осуществляется с учетом ре- комендаций, изложенных в Письме Минэкономразвития России от 27.03.2009 N 4448-ИМ/Д23. Рисунок. Публичная кадастровая карта Формирование и выдача кадастрового паспорта земельного участка с К№ 71:09:010101:140 возможны только после внесения изменений в сведения ГКН, устраняющих пересечение границ земельных участков, на основании документов об исправлении кадастровой ошибки по земельному участку с 377 КН 71:09:010101:140, либо по земельному участку с КН 71:09:010101:121 – межевого плана, либо, вступившего в законную силу решения суда. 2. При обращении граждан и в рабочем порядке филиалом ФГБУ «ФКП Росреестра» по Тульской области постоянно проводится работа по выяв- лению и удалению из ГКН дублирующих сведений о земельных участках. Это проблема ранее учтенных земельных участков. До вступления в силу Закона о кадастре данные об одном и том же объекте недвижимости могли быть внесены при проведении в 2006 году массовой оценки земельных участков, на основании Перечней ранее учтенных земельных участков в границах кадастрового квартала, которые составлялись на основании вто- рых экземпляров правоустанавливающих документов (свидетельства, го- сакты, постановления, решения), имеющих юридическую силу и храня- щихся в настоящее время в территориальных отделах Управления Росрее- стра по Тульской области, и на основании документов, поступивших в филиал ФГБУ «ФКП Росреестра» по Тульской области от заявителей. Данная ситуация возникала вследствие отсутствия у этих ранее учтенных земельных участков сведений о координатах узловых и поворотных точек, что не позволяло определить графическое расположение объекта и свое- временно выявить наложение границ земельных участков. Однако в ряде случаев при отсутствии полной идентичности характеристик земельных участков удалить дублирующие сведения о земельных участках не пред- ставляется возможным. 3. С 01.01.2013г. вступили в силу положения Федерального закона от 21.07.1997 № 122-ФЗ «О государственной регистрации прав на недвижи- мое имущество и сделок с ним», касающиеся исключения обязанности представления заявителями кадастровых паспортов на объекты капиталь- ного строительства для осуществления государственной регистрации. Филиалом ФГБУ «ФКП Росреестра» по Тульской области совместно с Управлением Росреестра по Тульской области проводится активная работа по организации внутриведомственного взаимодействия в этом направле- нии. Отметим проблемы, возникающие в ходе реализации указанной но- веллы законодательства и препятствующие выдаче кадастровых паспортов органом кадастрового учета. Во исполнение Приказа Министерства экономического развития РФ от 14.10.2011 №577 «О порядке осуществления государственного кадастро- вого учета зданий, сооружений, помещений, объектов незавершенного строительства в переходный период применения Федерального закона «О государственном кадастре недвижимости» к отношениям, возникающим в связи с осуществлением государственного учета зданий, сооружений, объектов незавершенного строительства» с 01.09.2012г. осуществлена передача полномочий филиалу ФГБУ «ФКП Росреестра» по Тульской 378 области по осуществлению государственного учета зданий, сооружений, помещений, объектов незавершенного строительства и предоставлению сведений об объектах капитального строительства. Сведения об объектах капитального строительства переданы в филиал ФГБУ «ФКП Росреестра» по Тульской области из Тульского филиала «Ростехинвентаризация – Федеральное БТИ» в рамках выполнения работ по государственному контракту № 165Д от 07.12.2011 г. по теме: «Обеспе- чение условий перехода к государственному кадастровому учету зданий, сооружений, помещений, объектов незавершенного строительства к 2013 году (I, II, III, IV, V этапы)». Однако при поступлении запросов заинтересованных лиц о предоставле- нии сведений о здании, сооружении, помещении, объектов незавершенно- го строительства в сведениях ГКН выявлены случаи отсутствия данных о запрашиваемых объектах по причине того, что сведения Тульским филиа- лом «Ростехинвентаризация – Федеральное БТИ» на 01.09.2012 г. были переданы не в полном объеме. Сроки рассмотрения запросов о предоставлении сведений ГКН в виде кадастровой выписки об объекте недвижимости и кадастрового паспорта об объекте недвижимости установлены п.8 ст. 14 Закона о кадастре и пре- доставляются в срок не более чем пять рабочих дней со дня получения органом кадастрового учета соответствующего запроса (максимальный срок), если иное не установлено настоящим Федеральным законом. В слу- чае отсутствия в ГКН сведений о запрашиваемом объекте учета во избе- жание нарушения сроков, установленных действующим законодательст- вом, филиалом ФГБУ «ФКП Росреестра» по Тульской области формирует- ся и выдается заявителю Уведомление об отсутствии в Реестре запраши- ваемых сведений с одновременным направлением запроса в Тульский филиал «Ростехинвентаризация – Федеральное БТИ» о предоставлении отсутствующих данных. Кроме того, представленные БТИ данные не все- гда корректны (не верно указаны литеры в сведениях о жилом доме, квар- тире). В I квартале 2013 года в орган кадастрового учета поступило 21 456 запро- сов о предоставлении сведений ГКН об объектах капитального строитель- ства, в результате рассмотрения которых было подготовлено 7 152 уве- домления об отсутствии в ГКН запрашиваемых сведений, что составляет около 34 %. Данная ситуация вызывает недовольство со стороны заявите- лей. Особенно возросло количество жалоб в 2013 году в связи с введением платы за предоставление сведений об ОКС. Вопросы передачи информации обо всех учтенных объектах недвижимо- сти и об изменениях сведений об объектах недвижимости обсуждались на совместных совещаниях региональных рабочих групп Управления Росрее- 379 стра по Тульской области, органа кадастрового учета и органа техническо- го учета, рабочих совещаниях, координационных совещаниях, в ходе кото- рых вырабатывались пути решения существующих проблем, методика взаимодействия органа кадастрового учета и технической инвентаризации при передаче информации для внесения в государственный кадастр недви- жимости сведений об объектах капитального строительства. В целях оперативного и регламентированного взаимодействия между Управлением, филиалом ФГБУ «ФКП Росреестра» по Тульской области, и Тульским филиалом «Ростехинвентаризация – Федеральное БТИ» 14.02.2013г. подписано трехстороннее соглашение о взаимодействии. Литература 1. Федеральный закон РФ от 24.07.2007 г. N 221-ФЗ «О государственном кадастре недвижимости» (ред. 01.10.2013). 2. Федеральный закон РФ от 21.07.1997 № 122-ФЗ «О государственной регистра- ции прав на недвижимое имущество и сделок с ним» (ред. 01.10.2013). 3. Приказ Минэкономразвития РФ от 04.02.2010 г. № 42 «Об утверждении поряд- ка ведения государственного кадастра недвижимости» . 4. Приказ Минэкономразвития РФ 14.10.2011 г. № 577 «О порядке осуществления государственного кадастрового учета зданий, сооружений, помещений, объектов незавершенного строительства в переходный период применения Федерального закона «О государственном кадастре недвижимости» к отношениям, возникающим в связи с осуществлением государственного учета зданий, сооружений, объектов незавершенного строительства» . 5. Письмо Минэкономразвития РФ №4448-ИМ Д23 от 27.03.2009 «Об устранении несоответствий в местоположении границ земельных участков». УДК 69.05 ГЕОИНФОРМАЦИОННОЕ МОДЕЛИРОВАНИЕ И ЭЛЕМЕНТЫ БИЗНЕС-ПРОГНОЗИРОВАНИЯ РЕЗУЛЬТАТОВ ОРГАНИЗАЦИОННОЙ ЭФФЕКТИВНОСТИ УЗЛОВОГО СТРОИТЕЛЬСТВА Шульженко С.Н. Тульский государственный университет, г. Тула, Россия В статье рассмотрены методологические подходы и оценки результатов органи- зационной подготовки застройки территории по узлам сосредоточенного строи- тельства. Приведены варианты геоинформационного моделирования с учетом надежности вариантов подготовки. Методы основаны на теории вероятностных состояний систем. Теоретические основы оценки уровня и показателей надежности в строи- тельном производстве разработаны учеными А. А. Гусановым, Б. В. Пры- киным и другими. В их трудах проведен анализ и систематизированы по- казатели надежности. Используя их терминологию можно выделить две 380 группы показателей, посредством которых можно выполнять оценку на- дежности функционирования систем организационной подготовки в строительстве с использованием ГИС: группа показателей инженерной подготовки территорий организационно–технологической надежности и показателей стабильности информационного обеспечения. Современная практика проектирования сводных конструкций календар- ных планов на подготовительный период предусматривает наличие зако- нодательно оформленной земельной территории под застройку объектами различного функционального назначения (Из). Эти объекты относятся к отраслевой группе с разными характеристиками продолжительности и нормами задела. Информацию по данным нормативам назовем как услов- но постоянную (Иу.пос.). Вместе с тем возможные варианты инженерной подготовки отдельных объектов и их параметры в сводном календарном плане можно обобщить информационными потоками как условно- переменные (Иу.п.). В рамках выполнения настоящих исследований в качестве объекта внедре- ния был принят типовой промышленный кластер МО г. Новомосковск, при организации подготовки которого, изучались технологические процессы возведения конструкций подземных сооружений и инженерных коммуни- каций. При этом в качестве основных производственных показателей ис- пользовались: - производительность труда рабочих (единица объема в единицу времени); - эксплуатационная производительность строительных машин (единица объема в единицу времени); - стоимость труда рабочего (руб. в единицу времени); - стоимость эксплуатации строительных машин (руб. в единицу времени); Для оценки преимуществ технологических процессов вычислялись сле- дующие критерии: - продолжительность производства заданного объема работ; - стоимость выполнения работ; - затраты труда на единицу или весь объем строительства; - вероятность (надежность) выполнения работ в заданный срок; - запас мощности специализированной подрядной организации или коэф- фициент организационно-технологической адаптации; - темпы роста производительности труда (эффективность использования производственного потенциала подрядной организации). Оценка надежности выполнения изложенных показателей выполняется на основании вычисления надежности (вероятности) расчетных показателей производительности, используемых для определения стоимости и продол- жительности выполнения СМР. Методы теории вероятностей предполага- ют наличие массива статической информации. Такая информация собира- 381 ется в результате анализа отчетных документов или при помощи натурных наблюдений. Массив исходных количественных значений первоначально представляет- ся в виде столбиковой диаграммы (рис.1). После этого строится суммарная диаграмма, отражающая физический смысл поведения исследуемого тех- нологического процесса (рис.1). По значениям суммарной диаграммы строится зависимость, при помощи которой находится вероятность того, что фактическое значение производительности будет не ниже расчетного. Следует заметить, что аналитическая зависимость подбирается с высоким уровнем достоверности (не ниже 97%) и с ее помощью решаются две ос- новные задачи: - прямая задача: нахождение вероятности для расчетного значения произ- водительности; - обратная задача: нахождение минимального значения производительно- сти, соответствующего заданному значению вероятности. На практике расчетные значения производительности используются для прогнозирова- ния продолжительности строительства. Рис.1. Графическое представление исходных данных и зависимости для нахождения вероятности расчетных значений производительности труда. Вычисление достоверности расчетной продолжительности строительства имеет большое значение при управлении производственными процессами. 382 Использование блок-схемы позволяет использовать соответствующие веро- ятностные характеристики применительно к значению продолжительности в зависимости от расчетной формулы интенсивности. Представляется доста- точно корректным использовать вероятность расчетных значений (средств механизации или рабочих) по отношению к продолжительности (Т), по- скольку в формуле для вычисления интенсивности объем работ (V)- величина постоянная для организационной подготовки зоны строительства. Одним из основных выводов, используемых в настоящей работе, является определение рационального значения надежности (вероятности). Это зна- чение находится в интервале 0,75-0,85. Используя исходное состояние каждой подрядной организации центра, представленное на рис.1, находится расчетное значение, соответствующее вероятности 0,8. Исполнителям рекомендуется устанавливать сменную про- изводительность труда не менее полученного расчетного значения. Актуализацию базы данных, описывающих изменение производительно- сти труда, рекомендуется выполнять не реже одного раза в неделю. Таким образом, за один календарный год может быть получено дополни- тельно не менее 50-и значений. Если предположить, что подрядная орга- низация выполняла рекомендации и производительность принимала зна- чение не ниже рекомендованных, то через четыре года производитель- ность труда может возрасти в 1,16 раза. Динамика изменения производительности по годам показана в таблице 1 и представлена на рис.2. Более наглядно ежегодная динамика изменения роста производительности труда описывается математическими выражениями зависимости значений вероятности от расчетной производительности: min 21 cos( ) 2T T AP P P P      где P - значение вероятности, соответствующее расчетному значению производительности ( P Т );  - потенциальные возможности технологического процесса по показате- лю производительности; A - постоянная, характеризующая совокупность исследуемых значений производительности; minP - минимальное значение вероятности для имеющейся совокупности значений производительности. 383 Таблица 1. Динамика изменения производительности труда, обеспечивающая надежность 0,8 Год Производительность Прирост Значений в % Исх. 2,67 0,00 100 1 2,94 0,27 110 2 3,00 0,33 112 3 3,06 0,39 114 4 3,11 0,44 116 Рис.2. Динамика изменения базы исходных значений Использование внутренних ресурсов технологического процесса наиболее эффективно до получения расчетного значения, соответствующего 0,75 от максимального значения в выборке. Расчет объема выборки проводится следующим образом: заданные значе- ния вероятности отклонения оценочных показателей P подставляются в функцию Лапласа, и при помощи таблиц этой функции определяется воз- можная точность оценки среднего значения искомой величины при опре- деленном объеме выборки. Нам требуется при использовании этих данных 384 определить вероятность выполняемой энтропии и негэнтропии по каждой отраслевой зоне застройки строительной организации, по которым опреде- ляется уровень надежности сводных календарных планов организацион- ной подготовки с использованием упрощенной формулы определения энтропии, состояний участков и выполнения этапов по центру в целом, определяется так: max 49 2.3806 21 H   Из числа показателей положительного состояния, при котором наличие условно постоянной информации, отвоз земли подтверждены в плане объ- ектной подготовки, вероятность обеспечения каждого оценочного показа- теля определяется по формуле: ( )iП x N  где N – количество случаев выполнения оценочных показателей;  - число раз выполнения каждого оценочного показателя. На основании энтропии выполнения оценочных показателей согласно формулам показателя по подготовке каждого объекта определяется вели- чина энтропии центра. Таким образом, совершенствование проектирования технологических про- цессов организации подготовки возведения зданий и сооружений должно опираться на оценку их производственного потенциала. Предложенные принципы и методы обеспечат более надежные и адекватные условия про- изводства работ в период организационной подготовки. Для специализиро- ванных подрядных организаций предложен алгоритм сбора информации, описывающий ежесменный объем выполненных работ, количество рабочих, тип и количество машин и механизмов, а также используемые технологиче- ские процессы. Современная компьютерная техника способна до минимума уменьшить усилия по формированию базы исходных значений. Для повышения эффективности строительного производства, ежедневные сменные задания должны назначаться на основании рекомендаций, полу- ченных при помощи предлагаемой методики. Реализация такой методики в виде программного продукта позволяет с высокой степенью достоверности определять адаптационные возможности любого технологического процесса, имеющего некоторый массив значе- ний производительности. Полученные принципы и методы обеспечивают получение вероятностных характеристик для производственных показателей простых технологиче- ских процессов выполнения строительно-монтажных работ. Использова- 385 ние коэффициента адаптации позволяет формировать решения, снижаю- щие издержки по обеспечению заданного уровня надежности строительст- ва в целом. Таблица 2. Рассмотрение возможных состояний системы организационной подготовки с использованием ГИС Вариант информационного обеспечения наличие + отсутствие - Отвоз земли Наличие условно- постоянной информации Наличие условно- переменного объема информации Наличие оптимального плана организационной подготовки 1 + + + + 2 + + + - 3 + + - + 4 + - + + 5 - + + + 6 + + - - 7 + - - + 8 + - + - 9 - - + + 10 - + + - 11 - + - + 12 - - - - 13 - - + - 14 - + - - 15 + - - - 16 - - - - Оценочные показатели Настоящий подход может быть использован для прогнозирования измене- ния основных производственных показателей методами экстраполяции и интерполяции. Литература 1. Крашеников А.В. Градостроительное развитие жилой застройки. Исследование опыта западных стран. Архитектура: учебн. пособие. – М., 2005. – 112 с. 2. Рыбальский В.И. Автоматизированные системы управления строительством. – Киев: Высшая школа, 1979. – 480 с. 386 УДК 71-72:94.711.433 ПРОБЛЕМЫ ПРИГРАНИЧНЫХ ТЕРРИТОРИЙ СЕЛЬСКИХ МУНИЦИПАЛЬНЫХ ОБРАЗОВАНИЙ Куликов В.В. Тульский государственный университет Затрагиваются проблемы обслуживания населения и историко-культурного на- следия приграничных территорий сельских муниципальных образований Тульского региона. Как пример, - МО Белевский район. Выявляя характер проблем организации приграничных территорий, оче- видно, необходимо исходить из категории самих границ, которые могут быть: - межгосударственными /государственными/, определяющими, в частности, территорию и границы Российской Федерации; - межсубъектными, определяющими территории и границы субъек- тов Российской Федерации (республик, округов, краев, областей); - внутрисубъектными, определяющими территории и границы районов и муниципальных образований внутри субъектов Российской Федерации. В данном случае предметом исследования является последняя из перечис- ленных категорий границ, конкретно по одному из субъектов Российской Федерации - Тульской области, где на протяжении нескольких историче- ских этапов происходили административные изменения, определявшие границы Тульской земли на разные временные периоды. При первом разделении России на 8 губерний Петром I в 1708г. местные города и их уезды были отнесены к разным административным территори- ям: Московской губернии - Тула, Алексин, Венев, Богородицк, Епифань, Кашира, Крапивна; Смоленской - Одоев; Азовской - Ефремов, Чернь; Ки- евской - Белев, Новосиль. В 1719 г. территории губерний были разделены на провинции. В Москов- ской губернии была утверждена Тульская провинция, в которую вошли со своими уездами города Алексин, Богородицк, Венев, Дедилов, Епифань, Крапивна. Кашира была отнесена к Московской провинции. Одоев и Лих- вин входили в Калужскую провинцию Московской губернии. В Елецкую провинцию Воронежской (Азовской) губернии вошел Ефремов. В качестве административных единиц были сохранены волости и станы. В целях укрепления власти и более оперативного управления государст- вом правительством Екатерины II в 1775г. издается указ «Учреждения для управления губерний», согласно которому в России учреждалось 50 гу- берний. В их число входило и вновь образованная Тульская губерния в составе 12 уездов с центрами - Тула, Алексин, Белев, Богородицк, Венев, Епифань, Ефремов, Кашира, Крапивна, Новосиль, Одоев, Чернь. 387 Размежевание границ новой административной единицы Российской им- перии – Тульской губернии – проводилось в период 1775 – 1777 годов и в общих чертах дошло до 20-х годов XX в. Этим же указом на базе двух-трех губерний создавались наместничества. Тульское наместничество с центром в Туле было сформировано в 1777 году. В него, кроме Тульской губернии, вошли Рязанская и Калужская губернии. К концу того же года официально открыты новые управленче- ские учреждения-присутственные места: наместническое и губернское правление, казенная палата, приказ общественного призрения, судебные палаты. Впервые появилась должность губернского архитектора. В ходе этих преобразований губернский центр - Тула, а также все уездные города получили официальные эмблемы - гербы и «регулярные» планы застройки. В 1796 году наместничество было упразднено, а Тульская губерния в со- ставе 12 уездов продолжает быть как самостоятельная административно - территориальная единица империи. В послереволюционное время (1917-1924 гг.) возникла необходимость в реформе административно-территориального деления. Декретом Совета Народных Комиссаров от 27 января 1918 годы разрешалось местным Со- ветам изменять границы губерний, уездов и волостей. В Тульской губер- нии за 1917-1924 годы некоторые волости были укрупнены и переимено- ваны. Каширский уезд в составе 14 волостей 10 мая 1923 годы был переве- ден в состав Московской губернии. 22 октября 1923 года Тульским губис- полкомом принимается решение о районировании: в пределах 11 уездов были созданы 56 районов. В дальнейшем с целью сокращения управленче- ского аппарата осуществляется неоднократное укрупнение их. Постанов- лением ВЦИК от 6 июля 1925 года Новосильский уезд в составе 6 районов был передан в состав Орловской губернии. В 1925-1926 годах уезды, как административно - территориальные едини- цы были ликвидированы. Был осуществлен переход к трехступенчатой системе управления: сельсовет, райисполком, губисполком. В 1927 году стало только 30 районов. Постановлением ВЦИК от 12 июля 1929 года была образована Московская (промышленная) область в составе 10 округов, в том числе и Тульского. С созданием Тульского округа губерния была ликвидирована. В это время Тульский округ имел 27 районов. 26 сентября 1937 года Московская область Постановлением СССР разде- лена на Тульскую, Рязанскую и Московскую области. С этого времени Тульская область приобретя самостоятельность в управлении, продолжает совершенствование в формировании районов. К моменту следующего 388 реформирования в 90 - е годы число районов оставалось тем же - 23, - как на 1967 год (при численности населения области 1928 тыс. человек). Последние административно - территориальные изменения с появлением муниципальных образований происходили на основе закона (устава) Туль- ской области от 19.01.96 № 25 – ЗТО. На основе данного закона на территории области стало 25 крупных район- ного масштаба муниципальных образований, из которых 23 районных и 2 городских («Город – герой Тула») и «Донское муниципальное образова- ние»). Районные муниципальные образования стали при этом называться, например, так: «Город Алексин и Алексинский район», «Поселок Арсень- ево и Арсеньевский район», «Село Архангельское и Каменский район» и т.д. В дальнейшем произошло разделение и стало «МО город Алексин» и «МО Алексинский район» и т.п., кроме этого территории районов были поделены на более мелкие муниципальные образования в основном сель- ского типа. Таким образом, на территории Тульской области стало в итоге 179 муниципальных образований различных уровней: городских, район- ных, сельских поселений. После некоторых усовершенствований в управ- лении или с корректировками территорий их стало в общей сложности 172, в том числе 23 муниципальных района, 3 городских округа. При этом районные муниципальные образования созданы на базе существо- вавших административных образований - районов, с сохранением их границ, названий, территорий и подчинения областному центру. Сельские муници- пальные образования организованны на принципе самоуправления. За столь длительный период формирования внешних границ и территорий внутренних компонентов Тульского региона было множество различных проблем, да и сами проблемы становились причиной все новых и новых изменений. Таково нынешнее состояние внутренних составляющих компонентов Тульской области, внешние границы которой были установлены и узако- нены еще в начальный период её формирования. Давно установились и хозяйственные отношения с прилегающими областями. Установились отношения и между районами внутри области. Но ... возникли проблемы на приграничных территориях вновь образованных сельских муниципаль- ных образований. Чаще всего эти проблемы вызваны волевым назначени- ем границ между муниципальными образованиями. Границы устанавлива- лись в кабинетах соответствующих ведомств администрации области на основе принципа примерного равенства территорий и населения муници- пальных образований. Были случаи, когда граница, назначенная механиче- ски по дороге, разделяла деревню на две части: одна часть деревни оказы- валась в одном муниципальном образовании, а другая - в другом. 389 Весьма обострились проблемы обслуживания приграничных территорий, где находятся, как правило, неперспективные, а проще - вымирающие населенные пункты. В пору укрупнения колхозов и совхозов население неперспективных нас. пунктов переводилось на центральные усадьбы. Процесс этот проходил весьма болезненно: не все хотели сниматься с на- сиженных мест от могил своих предков. И те, кто остался, доживают свой век вдали от центров обслуживания. На сегодня в каждом сельском МО от 5 до 10 деревень, где проживает от 1 до 5 человек, и это означает, что в ближайшие годы эти деревни прекратят существование. Их обслуживание - только посредством автолавок. Но для этого нужны дороги, которых либо нет, либо они в очень плохом состоянии. В этих населенных пунктах, находящихся, как правило, в приграничных территориях муниципальных образований, имеются объекты культурно- исторического наследия: памятники истории, архитектуры, бывшие уса- дебные и церковные постройки, боевой славы (воинские захоронения вре- мен ВОВ), которые обречены на невнимание и разрушение. И это стано- вится еще одной проблемой нашего времени. В своем большинстве эти памятники местного значения, находящиеся в ведении администрации сельских муниципальных образований, у которой средств на их поддержи- вание практически нет. Контроль за сохранностью отсутствует. На практике установление границ происходило по определенным точкам, координаты которых засекречивались, их можно было получить только по спецдопускам. По этой причине руководители хозяйств в большинстве случаев не знают точных границ своих хозяйств. Анекдотичный случай: руководитель хозяйства дал задание трактористу вспахать участок. На поверку оказалось, что вспахана часть земли соседнего хозяйства. При разработке проектов схем территориального планирования районов и генеральных планов сельских поселений проектировщики постоянно стал- киваются с тем, что даже главы муниципальных сельских образований не могут дать сведения по границам владений, что становиться проблемным при установлении различного рода зонирования территории. Особенно остро эти проблемы встают при разработке проектов и правил землепользования и застройки. Остается надеяться, что подобные проблемы как «издержки роста» вре- менного характера и будут в перспективе устранены. Вот только при этом проблемы, означенные здесь, касающиеся объектов культурного наследия, решены быть не могут (по крайней мере в ближайшей перспективе). Это означает, что эти объекты в большинстве своем обречены. Показательно-доказательным примером является МО Белевский район, где наиболее отчетливо проявились все вышеуказанные проблемы. Здесь, по данным статистики на период 2008 – 2012 гг. числилось 143 населенных 390 пункта. Из них нас. пунктов, где проживало по 1 человеку – 9, по 2 челове- ка – 9, по 3 человека – 8. Итого – 26 из 143, что составляет 18,0 %. Более конкретно по сельским муниципальным образованиям Белевского района картина сложилась на этот период следующая: - МО Жуковское – 44 нас. пункта всего, из них, где проживало по 1 чело- веку – 2, по 2 человека – 2, по 3 человека – 4. За период с 2002 по 2008 г. исчезли 3 нас. пункта (Передель, Сальково, Монастырский); - МО Бобриковское – 48 нас. пунктов всего, из них, где проживало по 1 человеку – 3, по 2 человека – 2, по 3 человека – 1. За период с 2002 по 2008 г. исчез 1 нас. пункт (д. Коптево); - МО Болотское – 26 нас. пунктов всего, из них, где проживало по 1 чело- веку – 1, по 2 человека – 2, по 3 человека – 2; - МО Кужуровское – 25 нас. пунктов всего, из них, где проживало по 1 человеку – 3, по 2 человека – 3, по 3 человека – 1. За период с 2002 по 2008 год исчез 1нас. пункт (д. Киселевка). Большинство нас. пунктов с минимальным количеством человек (от 1 до 5), находятся в приграничных территориях этих муниципальных образова- ний, где ныне наиболее остро стоит вопрос обслуживания населения. В значительной части этих, по сути вымирающих, нас. пунктах имеются объекты историко-культурного значения, в том числе памятники боевой славы (братские захоронения и отдельные могилы воинов времени Вели- кой Отечественной Войны), досмотр за которыми становится невозмож- ным. Встает вопрос об эксгумации с перенесением праха на кладбища в крупные населенные пункты, центры МО. И эта проблема не только Бе- левского района, а и других районов региона. И ее предстоит решать. Литература 1 Районная планировка: Справочник проектировщика. М., 1986 2 Руководство по комплексной оценке и функциональному зонированию терри- торий и районной планировке. М., 1982 3 Владимиров В.В., Фомин И.А. Основы районной планировки. М., 1995 4 Авдотьин Л.Н., Лежава И.Г., Смоляр И.М., Градостроительное проектирование. М.: Стройиздат, 1989 5 Федеральный закон об объектах культурного наследия 2002 г. 6 Куликов В.В. Основные принципы новой культурной политики в вопросах использования историко-культурного наследия в Тульском регионе,- Тула: Изд. ТулГУ. Сборник «Строительство, архитектура и реставрация», вып.9, 2006 7 Куликов В.В. Этапы формирования системы расселения на территории Туль- ского региона. Состав населения. - Тула: Изд. ТулГу. Сборник «Строительство, архитектура и реставрация», Вып. 12,2008 391 УДК 528.715:629.734 РАЗВИТИЕ И ОБЛАСТИ ПРИМЕНЕНИЯ ГЕОГРАФИЧЕСКИХ ИНФОРМАЦИОННЫХ СИСТЕМ Картунова С.О. ФГБОУ ВПО «Магнитогорский государственный технический университет» Статья посвящена геоинформационным системам бурно развивающемуся направ- лению современных информационных технологий. Цель статьи показать некото- рые примеры практического применения ГИС и обзор наиболее популярных ГИС. Во все времена знания о пространственной ориентации физическихобъек- тов или их географическом положении, были очень важны для людей. Прикладная география в виде карт и информации опространстве помогала совершать открытия, способствовала торговле. Наиболее часто наши зна- ния из области географии применяются к решению повседневных задач, таких как, поиск нужной улицы в незнакомом городе или вычисление кратчайшего пешего пути до места своей работы. Пространственная ин- формация помогает нам эффективно производить сельскохозяйственную продукцию и промышленные товары, добывать тепло и электроэнергию, а также полезные ископаемые из недр земли. Последние тридцать лет про- шлого столетия человечество интенсивно развивало инструментальные средства, названные географическими информационными системами (ГИС), призванные помочь в расширении и углублении географических знаний. ГИС помогают нам в накоплении и использовании пространствен- ных данных. Некоторые компоненты ГИС исключительно технологиче- ские; они включают в себя современные хранилища пространственных данных, передовые телекоммуникационные сети и усовершенствованную вычислительную технику. Хотя есть и другие методы ГИС, которые очень просты. Например, использование простого карандаша и листа бумаги для верификации карт. Как и многие аспекты нашей жизни в последние пятьдесят лет, процесс накопления и использования пространственных данных был сильно трансформирован интенсивным развитием микроэлектроники. Программ- ное обеспечение и аппаратная платформа ГИС – это главный технологиче- ский результат, так как получение и обработка пространственных данных значительно ускорилисьза прошлые три десятилетия, и продолжает неус- танно развиваться. История ГИС берет своё начало с конца пятидесятых годов прошлого столетия. За пятьдесят лет пройдено несколько этапов, позволивших создать самостоятельно функционирующую сферу – сферу геоинформационных технологий. Основные достижения в геоинформаци- онной картографии были, к сожалению, получены в США, Канаде и Евро- пе, а не в России. Россия и бывший СССР не участвовали в мировом про- цессе создания и развития геоинформационных технологий вплоть до 392 середины 1980-х годов. Тем не менее, наша страна имеет свой, пусть не- большой, опыт развития геоинформационных систем и технологий. В ис- тории развития геоинформационных систем выделяют четыре периода: 1. Новаторский период (поздние 1950 - ранние 1970 гг.) 2. Период государственного влияния (ранние 1970 - ранние 1980 г.г.) 3. Период коммерциализации (ранние 1980-е - настоящее время) 4. Период потребления (поздние 1980-е - настоящее время) Ключевую роль в развитии ГИС, вконце 60-х сыграло Бюро переписи США, разработало формат GBF-DIME (Geographic Base File, Dual Independent Map Encoding). В этом формате впервые была реализована схема определения пространственных отношений между объектами, назы- ваемая топологией, которая описывает, как линейные объекты на карте взаимосвязаны между собой, какие площадные объекты граничат друг с другом, а какие объекты состоят из соседствующих элементов. Впервые были пронумерованы узловые точки, впервые были присвоены идентифи- каторы площадям по разные стороны линий. Это было революционное нововведение. Формат GBF-DIME позже трансформировался в TIGER. Большой вклад в этот процесс внесли математик Джеймс Корбетт (James Corbett), программисты Дональд Кук (Donald Cooke) и Максфилд (Maxfield). Технологию в формате GBF-DIME использует множество со- временных ГИС. Многие важные идеи, касающиеся ГИС, возникли в сте- нах Лаборатории компьютерной графики и пространственного анализа Гарварда. Из этой лаборатории вышло несколько ключевых фигур ГИС индустрии: это Говард Фишер (Howard Fisher) – основатель лаборатории и программист Дана Томлин (Dana Tomlin), заложившая основы картогра- фической алгебры, создав знаменитое семейство растровых программных средств Map Analysis Package - MAP, PMAP, aMAP. Наиболее известными и хорошо зарекомендовавшими себя программными продуктами Гар- вардской лаборатории являются: • SYMAP (система многоцелевого картографирования); • CALFORM (программа вывода картографического изображения на плоттер); • SYMVU (просмотр перспективных (трехмерных) изображений); • ODYSSEY (предшественник знаменитого ARC/INFO). Геоинформацион- ные системы (ГИС) в настоящее время широко применяются во всем мире и России во многих областях знаний, промышленности, а также в марк- шейдерско-геодезических работах и изысканиях. В настоящее время рабо- тают две спутниковые системы - американская Navstar (Navigation System using Timing And Ranging), больше известная нам как GPS (Global Positioning System), и отечественная «ГЛОНАСС». Принципы их работы во многом схожи. Главная задача спутников, входящих в состав этих сис- тем, заключается в постоянной передаче сигналов, которые принимают 393 наземные (авиационные, корабельные, автомобильные, ручные и т. д.) приемники. Системы построены так, что приемник одновременно «видит» несколько спутников. Сравнивая задержки в приходе сигналов от разных спутников, приемник вычисляет расстояние от себя до них, а затем решает систему уравнений, чтобы определить свои координаты. Что же такое ГИС сегодня? Это: ГИС - это программно-машинный комплекс по приему, обработке, хране- нию, анализу и передаче любой территориально распределенной инфор- мации; ГИС - это возможность оперативного реагирования на любую возникаю- щую ситуацию по какой-либо территории, с получением по ней всей необ- ходимой картографической и тематической информации; ГИС - это наложение разнообразной тематической информации на один и тот же пространственный контур и получение новой информации о терри- тории; ГИС - это аналитическое и картометрическое исследование и анализ, с одновременным построением любых карт, планов и схем; ГИС - это моделирование тех или иных процессов, явлений и изучение изменения их состояния во времени; ГИС - это визуализация пространственной информации и возможность ее представление в динамическом режиме; ГИС - это управление ресурсами и территориями; ГИС - это скорость, качество и точность; ГИС - это наука, технология и бизнес в одном лице; ГИС - это революция в картографии, картометрии и, соответственно, в средствах пространственного анализа. И в конечном итоге, можно смело утверждать, что: ГИС - это новое формируемое мировоззрение и новое мышление, постро- енное на пространственной идеологии. Важно отметить, что ныне ГИС объединены с другой мощной системой получения и представления гео- графической информации - данными дистанционного зондирования Земли (ДЗЗ) из космоса. Космическая информация в сегодняшнем мире стано- вится все более разнообразной и точной. Возможность ее получения и обновления - все более легкой и доступной. Десятки орбитальных систем передают высокоточные космические снимки любой территории нашей планеты. За рубежом и в России сформированы архивы и банки данных цифровых снимков очень высокого разрешения на огромную территорию земного шара. Их относительная доступность для потребителя (оператив- ный поиск, заказ и получение по системе Интернет), проведение съемок любой территории по желанию потребителя, возможность последующей обработки и анализа космических снимков с помощью различных про- 394 граммных средств, совместная работа с ГИС-пакетами и ГИС-системами, превращают сообщество ГИС-ДЗЗ в новое мощное средство географиче- ского анализа. Это первое и наиболее реальное направление современного развития ГИС. Второе направление развития ГИС - совместное и широкое использование данных высокоточного глобального позиционирования того или иного объекта на воде или на суше, полученных с помощью сис- тем GPS или ГЛОНАСС. Эти системы, особенно GPS, уже сейчас широко используются в морской навигации, воздухоплавании, геодезии, маркшей- дерии, военном деле и других отраслях человеческой деятельности. При- менение же их в сочетании с ГИС и ДЗЗ образуют мощную триаду высо- коточной, актуальной (вплоть до реального режима времени), постоянно обновляемой, объективной и плотно насыщенной территориальной ин- формации, которую можно будет использовать практически везде. Третье направление развития ГИС связано с развитием системы телекоммуника- ций, в первую очередь международной сети Интернет и массовым исполь- зованием глобальных международных информационных ресурсов. В этом направлении просматривается несколько перспективных путей. Первый путь будет определяться развитием корпоративных сетей круп- нейших предприятий и управленческих структур, имеющих удаленный доступ, с использованием технологии Интернет. Этот путь подкреплен серьезными финансовыми ресурсами этих структур и теми проблемами и задачами, которые приходится решать им в своей деятельности с исполь- зованием пространственного анализа. Второй путь зависит от развития самой сети Интернет, которая распространяется по миру огромными тем- пами, вовлекая каждый день в свою аудиторию десятки тысяч новых поль- зователей. Этот путь выводит на новую и пока неизведанную дорогу, по которой традиционные ГИС из обычно закрытых и дорогих систем, суще- ствующих для отдельных коллективов и решения отдельных задач, приоб- ретают новые качества, объединяются и превращаются в мощные интегри- рованные и интерактивные системы совместного глобального использова- ния. При этом такие ГИС сами станут: -территориально распределенными; -модульно наращиваемыми; -совместно используемыми; -легко и постоянно доступными. Поэтому можно предполагать возникновение на базе современных ГИС, новых типов, классов и даже поколений географических информационных систем, основанных на возможностях Интернет, телевидения и телеком- муникаций. И вот здесь, на этом этапе развития ГИС из технологии, безус- ловно, перерастет в мировоззрение. 395 Исходя из имеющейся сейчас информации и отслеживая современные тенденции развития геоинформационных систем и технологий, уже сейчас есть возможность наметить некоторые черты будущих географических информационных систем и их применения: ГИС-II - (ГИС второго поколения). Второе поколение геоинформационных систем, вероятно, будет представлять собой совокупность различных ГИС, сочетая их модульность и обладая возможностью постоянного наращива- ния. Собранные из модулей в определенные блоки эти системы приобре- тут новые качества и новые возможности. Отличительной особенностью ГИС-II от современных ГИС будет то, что организация и работа с инфор- мацией в системах нового поколения будет переведена на другой уровень и, во-вторых, это будут простые и открытые системы c удаленным доступом и интерактивными возможностями. Кроме технологической стороны они будут нести большую информационную (содержательную) нагрузку и иметь возможность совместного (модульного) использования. ГИС-ТВ - (ГИС-телевидение). Вероятно, эти системы станут новым клас- сом ГИС, которые будут сочетать возможности современного телевиде- ния, а также традиционных и специализированных ГИС и Интернет. От- дельные предпосылки возникновения некоторых черт таких систем уже появились и используются на российских телевизионных каналах (напри- мер, канал Метео ТВ, который готовит обзоры погоды и т.д.). Особенно плодотворно работает в этом направлении московская группа Меркатор с их анализом результатов различных выборов, оперативным отображением объектов и событий и их привязкой к территории и другими проектами с использованием на телеэкране пространственной информации и различ- ных электронных картографических изображений. Большой потенциал у ГИС-ТВ прослеживается в сфере дистанционного образования и образова- тельного телевидения, где, используя функции и возможности ГИС-систем и ГИС-технологий можно было бы уже сейчас организовывать и трансли- ровать разнообразные передачи и уроки, построенные на пространствен- ной идеологии. Не малое значение для образовательных целей могут иметь и компьютерные видеоролики, с помощью которых можно подготовить любой видеоряд и затем разворачивать его или в локальной сети ПК или используя кабельное телевидение. При этом надо иметь в виду, что ис- пользование разнообразной пространственной информации на телеэкране с помощью средств ГИС, значительно увеличивает аудиторию потенци- альных ГИС-пользователей, прививая и постепенно развивая у них основы ГИС-мировоззрения. ГИС-II - (ГИС о ГИС или "ГИС в квадрате"). Этот новый тип геоинформа- ционных систем, обладает возможностью изучения и анализа не только самой территориальной информации, а значительной массы уже сущест- 396 вующих и территориально распределенных ГИС, созданных и используе- мых в разных направлениях человеческой деятельности. ГИС - II могут и должны стать определенными навигаторами по просторам ГИС-систем, и пространственной информации, а возможно и других информационных ресурсов, которые уже появились или появятся в ближайшее время в ог- ромном числе и их количество, будет увеличиваться с каждым годом. Данный тип, безусловно, будет развиваться, и распространяться в сети Интернет, так как именно здесь появляется необходимость в нем и есть потребность и возможность в изучении и анализе различных ГИС. · ГЛОБ-ГИС - (Глобальная ГИС). В конечном итоге на базе перечислен- ных нами систем, сети Интернет, а также телевидения возникнет единая телекоммуникационная Глобальная Географическая Информационная Система, у которой будут сотни миллионов пользователей во всем мире. Во многих отечественных и зарубежных научных публикациях широко обсуждаются вопросы и проблемы перехода от Web-картографирования, развитого уже сейчас, к Интернет-ГИС, которая интегрировала бы в себе достоинства геоинформационных и телекоммуникационных технологий. Причем отдельные предпосылки к созданию такой глобальной системы уже вполне наметились и постепенно реализуются. Суммирование же возможностей ГИС - ДЗЗ - GPS - Интернет составит мощнейший квартет пространственной информации, новых технологий, каналов связи и предос- тавляемых услуг, которые будут реализовываться как в Глобальной ГИС, обладающей различными уникальными возможностями, так и в отдельных специализированных ГИС различного типа и класса. Все охарактеризованные выше тенденции, перспективы, направления и пути развития приведут в конечном итоге к тому, что ГИС в XXI веке будут представлять собой систему знаний, опирающуюся на пространственную идеологию и использующую самые современные технологии по переработ- ке огромного объема любой пространственной и иной информации и широ- ко распространенную среди мирового информационного общества. Литература: 1. Электронная библиотека ГАГУ, http://e-lib.gasu.ru/ 2. Геоинформационные системы, http://www.dataplus.ru/ 3. Журкин И. Г., Шайтура С. В. Геоинформационные системы. — Москва: КУДИЦ-ПРЕСС, 2009. — 272 с. 4. Геоинформационные системы, http://www.gisok.spb.ru/ 5. Санкт-Петербургский Университет, факультет географии и геоэкологии, http://www.geospb.ru/index.html 397 ГОРНЫЕ МАШИНЫ И ОБОРУДОВАНИЕ УДК 622.232.52 РАЗРАБОТКА БУРОВОГО ИНСТРУМЕНТА ДЛЯ ПЕРЕКРЕСТНОЙ ГИДРОСТРУЙНОЙ ТЕХНОЛОГИИ ЗАКРЕПЛЕНИЯ НЕУСТОЙЧИВЫХ ГОРНЫХ ПОРОД Головин К.А., Сапронов И.В., Афонский И.В., Ковалев Р.А. Тульский государственный университет, г. Тула, Россия Рассматривается буровой инструмент для реализации технологии перекрестной гидроструйной цементации неустойчивых горных пород. В конце 1980-х годов, представлена новая концепция инновацион- ного развития гидройструйных технологий, а именно, двойные струи стал- кивающиеся друг с другом, с целью ограничения их разрушительной спо- собности, обеспечив тем самым точное получение необходимого диаметра в независимости от типа почвы [1,2]. Технология перекрещивающейся струйной цементации – это метод, который используется для разрушения горной породы и последующего создания колонн диаметром от 2 до 2.5 метров, путем фокусировки водо- цементного потока выходящего из насадок, направленных под определен- ным углом, в точке пересечения, обычно лежащей на расстоянии одного метра от выходных отверстий. В точке столкновения, размывающая энер- гия струи рассеивается, что значительно снижает усилие резки. В почвах, обладающих большой вязкостью, переменной прочностью, или очень стратифицированных, технология дает важное преимущество в виде из- вестной геометрии закрепленного массива и однородности требуемого закрепляющего материала. Подробное изучение данной технологии позволило оценить все преимущества и недостатки представленных на рынке буровых мониторов со встроенными струеформирующими насадками. В ходе проведения ис- следований на экспериментальной установке на базе кафедры ГиСПС ТулГУ, были выявлены основные технологические параметры, которые необходимы для эффективного закрепления массива горной породы [2 - 4]. На основании этих исследований, был создан вариант конструктив- ного исполнения бурового става, реализующего перекрестную гидро- струйную цементацию, представленный на рис.1. 398 Рис. 1. Инструмент для перекрестной гидроструйной цементации (конструктивная схема): 1 – клапанное устройство; 3 –нижняя секция со струеформирующей насадкой; 4 –промежуточная секция; 5 – верхняя секция со струеформирующей насадкой; 6 – водоцементный канал; 7 – промывочный канал; 8 – буровой инструмент Данный буровой инструмент состоит из клапанного устройства, струеформирующих насадок, расположенных под заданным углом (в дан- ном случае угол равен 15 градусам) и разнесенных на определенном рас- стоянии друг от друга с целью получения точки пересечения струй на расстоянии 1 метра от буровой колонны, так же в состав входят промы- вочный канал, водоцементный канал, который разделен на две секции, что бы давление раствора равномерно распределялось между насадками, и сама буровая головка. Клапанное устройство срабатывает при превышении давлением водоцементной суспензии определенного значения. Данный инструмент для перекрестной технологии был разработан на базе сущест- 399 вующих конструкций и совместим с имеющимися образцами бурового оборудования. Представленная модель имеет нерегулируемые струефор- мирующие насадки, что дает значительное преимущество с точки зрения надежности конструкции, в отличие от регулируемых насадок. Для изме- нения угла наклона необходимо использовать секции с различными угла- ми наклона насадок, а для варьирования точки пересечения струй исполь- зуются промежуточные секции, за счет которых изменяют расстояние между насадками, и как следствие, диаметр полученного грунтобетонного массива. Основные конструктивные размеры схожи с имеющими образца- ми оборудования, так как схожи реализуемые ими давления, что позволяет использовать и монитор, и отдельные его узлы на другом оборудовании. Применение перекрестной струйной цементации с данным испол- нением бурового монитора возможно для следующих видов работ: - укрепление разрушающихся фундаментов зданий; -устройство защитных конструкций при проходке вертикальных и горизонтальных горных выработок без остановки производственных работ; - сплошное укрепление массива неустойчивых горных пород путем возведения взаимно пересекающихся закрепленных участков массива для последующего проведения проходческих работ по устойчивой породе с заданными физико-механическими свойствами; - устройство маячковой системы при возведении метро; - укрепление откосов при проведении открытых работ; Все эти вид работ, возможно, производить в сложных горно- геологических условиях, где имеет место высокая прочность и вязкость закрепляемой породы. Литература 1. Бройд, И.И. Струйная геотехнология: Учебное пособие. / И.И. Бройд – М.: Издательство Ассоциации строительных вузов, 2004 - 448 с. 2. Головин,К.А. Обоснование параметров и создание оборудования для гидро- струйной цементации неустойчивых пород в горном производстве: Дис. докт. техн. наук / К.А. Головин .– Тула, 2007 г. - 250 с. 3. Копылов, А.Б. Краткий анализ современного состояния скважинной геотехно- логии / А.Б. Копылов, О.В. Коновалов, В.С Сальников, - Тула: Известия тульского государственного университета. Науки о земле., 2010 -№ 1- С. 189-194. 4. Головин, К.А. О применении метода гидроструйной цементации пород в гор- ном деле / К.А. Головин, Р.А. Ковалев, А.Е. Пушкарев - Горный журнал, 2008 - № 6 - С. 60-62. 400 УДК 622.331.002.5 ПРИНЯТИЕ РЕШЕНИЯ ПО ВОЗДЕЙСТВИЮ НА ТЕХНИЧЕСКОЕ СОСТОЯНИЕ ТЕХНОЛОГИЧЕСКОЙ МАШИНЫ НА ОСНОВЕ ИСПОЛЬЗОВАНИЯ АГРЕГАТИВНОЙ МОДЕЛИ Горлов И. В., Полетаева Е.И. Тверской государственный технический университет, г. Тверь Предлагается новый подход к процессу принятия решений при эксплуатации тех- нологических объектов на основе моделей машин, что обеспечивает наивысшую эффективность их использования в сезон добычи. Система планово-предупредительного обслуживания и ремонтов, которая в настоящее время используется при эксплуатации различных технологических машин в нашей стране, не обеспечивает оптимального использования ресурсов, так как не учитывает квалификацию операторов, индивидуальное состояние каждой машины и влияние неблагоприятных погодных факторов. Оптимальное решение задачи по распределению ресурсов при экс- плуатации МДТ (машины для добычи торфа) возможно только при моде- лировании функционирования технологического объекта и использования специальных технических средств диагностики, обеспечивающих качест- венный сбор и обработку информации. В процессе эксплуатации любая технологическая машина взаимо- действует с окружающей средой, оператором и объектом работы, при этом она теряет свою работоспособность, что требует затрат на восстановление, которые особенно велики в случае непредвиденных отказов торфяных машин, когда нарушается технологический процесс добычи. Поэтому в период эксплуатации необходимо максимально использовать благоприят- ные для добычи торфа дни, обеспечивая безотказную работу технологиче- ских машин на месторождении. Отказы технологических машин являются результатом воздействия большого количества факторов, как объективных, зависящих от состояния и изменения параметров элементов конструкции, так и субъективных (ор- ганизация работ, воздействия операторов на объект с целью поддержания его работоспособности и др.). Эти факторы воздействия (ФВ) необходимо учитывать при эксплуатации МДТ, т.к. они влияют не только на сам тех- нологический объект, но и на технологическую систему в целом. Влияние всех этих факторов необходимо учитывать при создании модели технического объекта, на которой можно отработать возможные ситуации, возникающие при реальной эксплуатации торфяных технологиче- ских машин, в том числе с учётом случайного распределения ФВ во времени. 401 Математическая модель технологической машины представляет со- бой информационную систему, состоящую из модулей, имеющих опреде- лённое назначение с точки зрения учёта какого-либо ФВ, влияющего на эксплуатацию МДТ. Математическая модель имеет интерфейс, связываю- щий её с оператором и позволяющий вводить исходные данные (внешние условия, влияющие на эксплуатацию МДТ). Эти данные поступают на входы соответствующих программных модулей – агрегатов, которые об- рабатывают внешнюю и/или внутреннюю (поступающую от других про- грамм системы) информацию, выдавая на выходе уведомление в соответ- ствующей форме для формирования задачи другим модулям системы или выдачи конечного результата вычисления оператору. На рис. 1 показана общая схема функционирования модели техно- логической системы. Рис. 1. Общая схема функционирования модели технологической системы 402 Для работы модели системы необходимо ввести дату начала расчё- тов, что позволяет определить количество оставшихся рабочих дней в сезоне добычи торфа и текущий месяц, по которому будет определяться число метеонеблагоприятных дней. Если технологическая машина новая или из капитального ремонта, то в ячейку «Наработка» вводится Ø, если машина – не новая, то вводится наработка основных агрегатов (в случае их замены или ремонта) в моточасах. Интерфейс предусматривает ввод информации об операторе, который будет работать на этой машине. Если оператор имеет высокую квалифика- цию, то при расчёте возникновения отказа используется понижающий ко- эффициент (0,8), в противном случае используется повышающий коэффици- ент (1,2). При отсутствии информации об операторе расчёт будет проходить по средним показателям, установленным для соответствующего предприятия. Далее вводится количество рабочих дней в сезон добычи торфа (зави- сит от региона добычи) и коэффициент перехода от дней к наработке в ча- сах, который зависит от сменности конкретной машины и коэффициента внутрисменного использования (по статистике предприятия). Также необхо- димо ввести количество неблагоприятных дней по метеоусловиям в соот- ветствии с месяцем эксплуатации и среднее число простоев по организаци- онным причинам (по статистике предприятия). Для конкретной машины вводится периодичность и трудоёмкость технического обслуживания (ТО). После ввода внешних данных устанавливаются условия расчёта: с учётом совпадения дней ТО и ремонтов с метеонеблагоприятными днями, без их учёта или с учётом смещения наработки до ТО и ремонта. В программе, реализующей разработанную модель, внутреннее со- стояние технологической системы меняется дискретно через один час. Модуль «Погода» с помощью генератора случайных чисел определяет состояние погоды на текущий час. Если погода неблагоприятная, то про- должительность таких условий определяется по среднестатистическим данным для региона и учитывается при переходе системы на следующий шаг (час). Если погода благоприятная, то модуль выдаёт соответствующее сообщение в основную программу, где по данному параметру формирует- ся команда о возможности эксплуатации технологической системы. В модуле «Организационных потери» генератор случайных чисел определяет возможность эксплуатации машины. Если эксплуатация не- возможна, то продолжительность такого состояния определяется по сред- нестатистическим данным предприятия и учитывается при следующем шаге изменения состояния системы. Количество организационных потерь связано со средним временем перебазирования техники с участка добычи торфа на другой участок и средней продолжительностью добычи на месторождении. 403 Модуль «Восстановления работоспособности» осуществляет про- верку состояния основных элементов системы, влияющих на безотказ- ность технологической машины. Для каждого элемента генератор случай- ных чисел устанавливает состояние: исправен или неисправен. Вероят- ность возникновения неисправности зависит от наработки элемента, если наработка менее 50 % ресурса, то вероятность отказа невысокая (берётся из статистических данных соответствующего узла для установленной на- работки). Если наработка от 50 до 70 %, то вероятность отказа возрастает, а если наработка более 70 % от ресурса узла, то вероятность отказа – самая высокая. В том случае, если элемент неисправен, то формируется соответ- ствующее сообщение и трудоёмкость восстановления в часах. Отказ одновременно нескольких элементов возможен, если они влияют друг на друга. Например, выход из строя подшипника опорного колеса может привести к поломке сопряжения подшипника с опорной осью и самого колеса. В остальных случаях считается, что одновременный отказ двух не связанных между собой элементов невозможен. Трудоёмкость восстановления элементов системы зависит от кате- гории отказа. Отказ первой категории может быть устранен непосредст- венно оператором машины без применения дополнительных средств вос- становления. Отказ второй категории может быть устранён ремонтной бригадой непосредственно на месторождении с использованием специаль- ного оборудования. Отказ третьей категории может быть устранён только в условиях ремонтных мастерских, то есть требуется эвакуация машины с месторождения, что приводит к самым большим потерям. Информация о трудоёмкости восстановления конкретного элемента системы и возможная связь с другими элементами хранится в специальной базе данных системы. Модуль «Восстановление работоспособности» проверяет состояние всех элементов системы и формирует сообщение: «Работоспособен» или «Неработоспособен». Если система неработоспособна, то формируется код отказа и трудоёмкость восстановления работоспособности, которая учиты- вается при последующих шагах работы системы. После выполнения расчётов по определению состояния системы на текущее время выполняется следующий шаг программы, при этом опреде- ляется новое состояние системы. Расчёты продолжаются до времени окон- чания сезона добычи торфа. По результатам расчёта система выдаёт коли- чество часов добычи и количество простоев из-за влияния ФВ на техноло- гическую систему за сезон добычи. Достоинством предлагаемой модели является возможность получе- ния и анализа информации работы технологической машины за сезон с учётом как внешних факторов (погодные условия, организационные поте- 404 ри и др.), так и внутреннего состояния объекта (отказы и обслуживание элементов) (рис. 2). Здесь, если машина достигла наработки t1, то требуется проведение ТО-1, но при этом узел N1 имеет остаточный ресурс до предельного со- стояния t2 - t1 (его не достаточно до следующего ТО). Если при проведе- нии ТО-1 узел N1 не обслужить или отремонтировать, то при наработке t2 технологическую машину нужно ставить на ремонт. При этом нарушается технологический процесс добычи торфа и машина, которая могла бы рабо- тать в метеоблагоприятных условиях, будет находиться на ремонте. Если узел N1 отремонтировать при проведении ТО-1, то весь установленный ресурс он не отработает, т.е. часть его стоимости будет потеряна, но в этом случае машина будет работать в метеоблагоприятных условиях. Рис. 2. Возможное распределение во времени состояния МДТ Если стоимость произведённых машиной работ выше остаточной стоимости узла, то информационная система предложит провести ремонт или обслуживание при наработке t1 в процессе соответствующего ТО. Если наработка машины будет t3, то диагностируемый элемент торфяной машины N2 достигнет состояния, когда его надо будет обслужить. Допус- тим, что данный элемент имеет возможность превышения наработки до обслуживания на 10% свыше установленной нормы (например, регулиров- ка зазора в подшипнике), в этом случае выгоднее доработать до t4, когда будут неблагоприятные метеоусловия для работы машины и провести обслуживание этого элемента. Для таких элементов в модели предусмот- рена специальный ключ, и при расчёте технического состояния технологи- ческой машины в конкретный момент времени система разрешит продол- жить эксплуатацию, выдав соответствующее сообщение в диалоговом окне (если расчёт ведётся со смещением наработки до ТО). Модель технологической машины работает с шагом в один час, то есть состояние объекта может изменяться через один час, а внутри часа состояние машины считается стационарным. Просчитав на модели все возможные варианты состояния техноло- гического объекта можно с высокой долей вероятности принять правиль- ное решение об условиях эксплуатации реальной машины. Отработка на модели возможных вариантов решений при эксплуатации торфяных тех- нологических машин может существенно увеличить эффективность их 405 использования, что обеспечит повышение конкурентоспособности всей торфяной индустрии. Литература 1. Павлов В.В. CALS – технологии в машиностроении (математические модели) - М.: Издательский центр МГТУ «СТАНКИН», 2002. 328 с. УДК 623.223 УСЛОВИЯ ВЫХОДА БУРИЛЬНОЙ КОЛОННЫ В УСТАНОВИВШИЙСЯ РЕЖИМ ШНЕКОВОГО БУРЕНИЯ 1 Казаченко Г.В., 1 Нагорский А.В.,1 Басалай Г.А., 2 Шульдова С.Г. 3 Ярмолинский В.К. 1 Белорусский национальный технический университет, 2 Институт управления, г. Минск, 3 ЧУП “Институт горного дела“, г. Солигорск Целью работы является теоретическое обоснование соотношений между кон- структивными и режимными параметрами буровой установки, позволяющими в конкретных геолого-технических условиях обеспечивать максимально возможную механическую скорость бурения[1]. В данных материалах приведено обоснование соотношений между геометрическими и кинематическими параметрами шнековой бурильной колонны и физическими свойствами породы, обеспечивающих выход буро- вой установки в установившийся режим бурения. Процесс шнекового бурения включает в себя разрушение породы на забое скважины путем ее взрыхления или резания буровым долотом и одновременное транспортирование продуктов разрушения из скважины шнековым буровым ставом. Движение разрыхленной породы относитель- но вращающегося шнекового бурового става вверх обусловлено подпором ее со стороны долота и превосходством силы трения породы о стенку скважины над силой трения о винтовую поверхность шнека. В результате этого порода, проскальзывая относительно вращающейся винтовой по- верхности шнека, поднимается ею к устью скважины. Из практики буре- ния известно[2], что эффект транспортирования породы шнеком начинает наблюдается только при скоростях вращения бурильной колонны больших некоторого критического значения. При меньших угловых скоростях, по- рода вращается вместе со шнековым ставом, но вверх не поднимается. Необходимыми условиями выхода буровой установки в установив- шийся режим бурения, при котором весь объем выбуренной породы ста- бильно выносится шнеком из скважины, являются достаточный запас мощности привода бурильной колонны и балансовое соответствие произ- водительности шнекового транспортера производительности бурового 406 долота по объему разрушенной породы с учетом ее разрыхления [1]. При этом производительность шнекового транспортера, в зависимости от скла- дывающихся в процессе бурения уровней балансовых соотношений, должна быть большей или, в крайнем случае, равной производительности долота. Это условие по разрыхленной породе может быть записано в виде дш QQ  , ሺ1ሻ где Qш – объемная производительность шнека; Qд - объемная производительность долота. Выразим из (1) необходимые соотношения между конструктивными и режимными параметрами бурильной колонны, обеспечивающие в рабо- чем процессе выполнение этого условия. Производительность долота по объему разрушенной породы в ее массиве 2 2RvQ nд   , (2) где vn – скорость подачи бурильной колонны на забой; R2 – радиус скважины, который может быть принят равным наруж- ному радиусу шнекового става. Производительность шнека выразим через объем транспортируемой им в осевом направлении разрыхленной породы с учетом степени запол- нения породой рабочего пространства шнека   oc p Vш vRRK K Q 21 2 2   , (3) где KV – коэффициент заполнения рабочего пространства шнека породой; Kр – коэффициент разрыхления породы; 1R - внутренний радиус шнекового става бурильной колонны; vос – скорость перемещения породы в осевом направлении. Скорость перемещения породы можно определить исходя из допу- щения о постоянстве соотношения между угловой скоростью породы и угловой скоростью шнека. Очевидно, что устойчивое транспортирование породы предполагает выполнение такого соотношения. В этом случае можно записать      в п впввп   1 , (4) где ωп –угловая скорость породы; ωвп – угловая скорость шнека относительно породы, находящейся на витках шнека; 407 ωв – угловая скорость шнека. Обозначим    в п , а    11 в п , (5) где φ - коэффициент скольжения; ψ – коэффициент циркуляции. С учётом этих обозначений осевая скорость породы относительно шнека    2212 ввввввпосв hhhv  , ሺ6ሻ где vосв – скорость перемещения породы относительно шнека в осевом направлении; hв – шаг винтовой линии шнекового конвейера. Тогда осевая скорость породы относительно стенки скважины     2 21 пвв nосвoc vhvvv  , (7) а производительность шнека по транспортируемой породе ос р с сш vК КSQ  , (8) где  2122 RRSc   – площадь сечения шнека плоскостью, перпендику- лярной оси вращения; Кс – коэффициент заполнения этого сечения породой. Учитывая, что увеличение объёма, занимаемого разрушенной поро- дой, возможно только в осевом направлении, считаем Кс = КV. Тогда условие (1) выхода бурильной колонны в установившийся режим бурения по материальному балансу породы принимает вид 2 22 1 RvvhК К S nnвв р с c       . (9) В итоге из (9) получаем предельное соотношение между угловой скоростью вращения и скоростью подачи на забой шнековой бурильной колонны с заданными конструктивными параметрами, обеспечивающее выполнения условия (1) 408           2 1 2 2 2 21 1 2 RRK КR h v c р в п в   . (10) Требование (10) к угловой скорости бурильной колоны не является единственным, т. к. эффект передвижение породы по винтовой поверхно- сти шнека вверх наблюдается только при угловых скоростях больших некоторого критического значения [2]. Это обусловлено тем, что при зна- чениях угловой скорости больших критического центробежные силы, дей- ствующие на породу, превышают силы трения ее о несущую поверхность шнека. В результате порода сдвигается в радиальном направлении по по- верхности шнека и прижимается силами инерции к стенке скважины, что делает возможным ее передвижение шнеком вверх, со скольжением по поверхности шнека и поверхности стенки скважины одновременно. Значение критической угловой скорости вращения бурового става, может быть определено из условия превышения давления сил инерции над напряжением сил трения породы о винтовую поверхность шнека ни pfp  1 , (11) где ри – давление породы на стенки скважины, обусловленное действием на нее центробежных сил инерции; f1 – коэффициент трения породы о винтовую поверхность шнека; 222 sin pfpн  + p m - суммарное давление породы на винтовую по- верхность шнека; f2 – коэффициент трения транспортируемой породы о стенки скважи- ны; р2 – давление породы на стенку скважины; 2 2 2 R harctg в  -угол подъема направляющей винтовой линии поверхно- сти шнека; cp слт hgр   cos  - давление на винтовую поверхность сил тяжести породы; слh - средняя высота слоя породы на винтовой поверхности шнека без учета ее разрыхления. Давление породы на стенки скважины от сил инерции, возникаю- щее при ее вращении, зависит как от угловой скорости вращения, так и от положения центра масс витка породы относительно оси вращения. Радиус Rn положения центра масс витка породы (рисунок) найдём из условия, что половина массы породы сосредоточена на радиусах, мень- ших Rn, а вторая – на радиусах, больших Rn. Это условие запишем в виде 409     n n R R R r сл I сл I hdrdrhdrdr 1 2)2( 0 )2( 0   , (12) где рК  - плотность разрыхленной породы. Откуда находим 2 2 1 2 2 RRRn  . (13) Тогда дифференциал силы инерции транспортируемой горной мас- сы (рисунок)   nслnnи rdhddrrRdmdP  22  . (14) Этот дифференциал можно определить и иначе     dhRRdP сли  2212221 . (15) Тогда давление на стенки скважины от центробежных сил инерции    22 1 21 2 22 2 2 1 2 2 2 RR R RR dS dPp вии   , (16) где dRhdS сл  22 - дифференциал площади соприкосновения транспор- тируемой породы со стенкой скважины с учётом разрыхления породы. Среднюю высоту слоя породы на лопасти шнека определим из ус- ловия (рисунок) вслс hhК  , (17) где Кс согласно (9) определяется выражением     пввnpc vhRR RvK K     21 2 2 1 2 2 2 2 . (18) Таким образом:     nвв вpnсл vhRR hRKv h     21 2 2 1 2 2 2 2 , (19) Поле подстановки в (11) выведенных соотношений (16) и (19) усло- вие сдвига породы центробежными силами по несущей поверхности шне- ка в радиальном направлении и появления давления породы на стенку скважины принимает вид nслв hgf RR R RR  cos 22 1 1 2 1 2 2 2 2 1 2 222  , (20) 410 где γ п – средний угол винтовой траектории подъёма породы . Приняв всл hh  и определив   221222 2 1 2 2 2 2 2 cos в n hRR RR       , можно в итоге определить значение критической угловой скорости шнека     2212222122 2 21 . 2 2 в в крв hRRRR Rhgf      , (21) или то же самое по более простой приближённой формуле 22 2 2. 2 2 в в крв hR hgf      . (22) Рисунок. К методу определения средней высоты слоя породы на несущей поверхности шнекового бурового става Входящий в расчётные зависимости коэффициент заполнения рабо- чего пространства шнека можно определить расчётным путём по извест- ной высоте витка породы на шнеке. Действительно, коэффициент запол- нения определяется отношением А А А - А hсл hв R1 R2 α Rп dβ 411 в сл Vс h hKК  . (23) С другой стороны 22  tgRhh слв  , (24) где α – угол сектора отсутствия породы в сечении, перпендикулярном оси вращения. Таким образом:   2  вслв hhh , (25)       2 1всл hh . (26) Тогда   2 1сK , где       в слслв h h tgR hh 12 22  . (27) Полученные соотношения позволяют найти расчётное значение ко- эффициента скольжения породы по винтовой поверхности из равенства производительности бурильной колонны по ее осевой подаче и по транс- портируемой породе. Действительно, приравняв (2) и (10) найдём  2122 2 2 RRК КRv v с рn ос    . (28) Используя (7), имеем      ввс срnввc срn hК ККv hRRK RRКRКv        2121 2 1 2 2 2 1 2 2 2 2 (29) Таким образом, определены основные соотношения между конст- руктивными и режимными параметрами шнековой бурильной колонны и физическими величинами, характеризующими процесс взаимодействие породы со шнековым транспортером и стенкой вертикальной скважины в установившемся режиме бурения. Эти соотношения в совокупности с ранее сформированными[1] соотношениями, выведенными из условия соответствия суммарных затрат мощности на проходку скважины уста- новленной мощности привода, образуют замкнутую математическую мо- 412 дель установившегося процесса шнекового бурения. Основываясь на по- лученных зависимостях представляется возможность разрабатывать алго- ритмы расчета режимов бурения, обеспечивающих максимальную меха- ническую скорость проходки вертикальных скважин в заданных геолого- технических условиях. Литература 1. Казаченко Г.В. Исследование процесса шнекового бурения / Г.В. Казаченко, А.В. Нагорский, Г.А. Басалай//Горная механика и машинострое- ние. -2012.- № 3.с. 65-74. 2.Кардыш В.Г. Бурение неглубоких скважин/В.Г. Кардыш, Б.В. Мурзаков, А.С. Окмянский. -М.: Недра, 1971.- 240 с. УДК 621.01.001.02 К ВОПРОСУ СНИЖЕНИЯ КОНТАКТНЫХ НАПРЯЖЕНИЙ В ЗАЦЕПЛЕНИИ КОЛЕСО-РЕЙКА В ШАХТНЫХ ЭЛЕКТРОВОЗАХ Лукиенко Л.В., Исаев, В.В. ФГБОУ ВПО РХТУ им. Д.И. Менделеева В работе предложено использовать зубчато-реечные передачи для расширения области применения шахтных электровозов, что позволит эксплуатировать электровозы в выработках с большим углом падения. Описана конструкция пред- лагаемого технического решения и представлены результаты анализа нагружен- ности тягового органа. Шахтный электровоз – является одним из основных видов транс- порта осуществляющего процесс перевозки полезных ископаемых от забо- ев по подземным выработкам к стволу шахты и далее к пункту погрузки в железнодорожные вагоны. В связи с тем, что на шахте работает, как правило, не один, а не- сколько очистных и подготовительных забоев одновременно подземный транспорт характеризуется большой разветвлённостью путей, а также тем, что рабочее расстояние, по которым осуществляются перевозки, составляет от нескольких сотен метров до нескольких десятков километров. Пути рудничного транспорта в соответствии с неравномерностью залегания пласта полезного ископаемого имеют сложную конфигурацию, с чередованием горизонтальных и наклонных участков. При этом угол подъёма выработки не может превышать 9 градусов из-за необходимости преодоления силы трения. Отличием шахтных электровозов от транспорта других отраслей промышленности, является работа в стеснённых горных выработках не- большого сечения. Это предъявляет к конструкции подземного транспорта 413 особенные требования и в значительной степени усложняет эксплуатацию: высокая степень безопасности, меньшая стоимость эксплуатации, трудо- ёмкость – наиболее важные требования, которые предъявляются к руднич- ному транспорту на сегодняшний день. Расширения области применения шахтных электровозов можно до- биться за счёт использования зубчато-реечных передач в приводе, что позволит значительно поднять допустимый угол подъёма выработки. С этой целью на выходном валу двухступенчатого, коническо- цилиндрического редуктора дополнительно должно быть установлено зубчатое колесо, которое обкатывается по зубчатой рейке, установленной по оси симметрии рельсового пути. Причём линейная скорость точек коле- са, взаимодействующих с рейкой по делительному диаметру должна быть равна линейной скорости точек колеса, обкатывающегося по рельсу. Для обеспечения постоянства межосевого расстояния в паре колесо-рейка на рейке выполнены продольные пазы, по которым обкатываются опоры качения конструктивно увязанные с приводным редуктором. Анализ применения зубчато-реечных передач [1] показал, что рас- пространено большое количество конструктивных вариантов реек. В ре- зультате проведенных аналитических исследований [2 - 4] показано, что зубчатые рейки (рис. 1), в силу особенностей своей геометрии более пер- спективны по сравнению с цевочными (рис. 2). Кроме того, все они очень технологичны с точки зрения изготовления. Применение зубчато-реечных передач для работы в сложных условиях при значительных нагрузках, имеющих динамический характер, позволяет создавать конкурентоспособные компактные высоконадёжные механизмы подачи технологических машин.  Ввиду сложного характера нагружения, ранее для определения их рациональных параметров применялись экспериментальные методы, определявшие значительные материальные, временные и трудовые затраты. В условиях рыночной экономики целесообразно использовать менее затратные способы и средства решения задачи по определению рациональных параметров зубчато- реечных механизмов подачи с учётом тяжелого характера нагружения. Одно из направлений решения таких задач – применение современ- ных методов исследования, требующих значительных ресурсов ЭВМ. Проведённый анализ существующих программ (LabView, SIMULIA Ab- aqus, Ansys, Nastran) показал, что отечественная система APM WinMachine – CAD/CAE система автоматизированного расчета и проектирования ме- ханического оборудования и конструкций в области машиностроения, разработанная с учетом последних достижений в вычислительной матема- тике, области численных методов и программирования, а также теоретиче- ских и экспериментальных инженерных решений в наибольшей степени 414 отвечает решению поставленных задач с учётом критерия стои- мость/возможности. Рис. 1. Конструктивный вариант зубчатой рейки Рис. 2. Конструктивный вариант цевочной рейки С целью определения наиболее рациональных параметров проекти- руемых передач по соотношению габаритных и прочностных показателей при помощи пакета прикладных программ APM WinMachine 9.7 была разработана твердотельная расчётная модель зубчатой рейки (Рис. 3) (ма- териал – сталь 45Х, шаг зацепления 138 мм, тангенциальная составляющая усилия на приводном зубчатом колесе – 250 кн) шириной 70 мм, в основе которой лежит четырёхугольный тетраэдр со стороной 7 мм. Её исследо- вания проведены с использованием метода конечных элементов. 415 Рис. 3. Твердотельная модель зубчатой рейки Рис. 4. Распределение эквивалентных напряжений в зубчатой рейке Анализ распределения эквивалентных напряжений показывает дос- таточность выбранных геометрических параметров. Однако, для оконча- тельного выбора геометрических параметров рейки необходимо проведе- ние достаточно большого количества исследований с оптимизацией ре- зультатов по критериям минимизации изнашивания и скольжения. По результатам расчёта перемещений по оси х (рис. 5) определена изгибная жёсткость рейки: Q=F/Sx=250000/0.00104=240384.6 кН/мм 416 Рис. 5. Перемещение элементов рейки в результате действия тангенциальной составляющей усилия в зацеплении колесо – рейка Таблица 1. Результаты расчёта различных конструктивных вариантов зубчатых реек Наименование показателя Вариант 1 Вариант 2 Вариант 3 Вариант 4 Вариант 5 Шаг зацепления, мм 138 138 138 138 120 Высота зуба, мм 75 75 75 75 60 Ширина зуба рейки, мм 80 80 70 60 50 Масса, кг 84,05 84,05 80,091 76,46 66,3 Материал 30ХГС 45Х 35Х 30Х 20Х Величина на- грузки, кН 250 250 100 100 100 Максимальные эквивалентные напряжения, МПа 451,05 451,05 208 249 293 Коэффициент запаса по пределу текучести 1,851 1,851 3,53 2,75 2,16 Максимальные суммарные пере- мещения, мм 0,237 0,237 0,104 0,118 0,127 417 В результате проведённых исследований предложена конструктив- ная схема, которая позволит значительно расширить область применения шахтных электровозов. Литература: 1. Бойко Н.Г. Динамика очистных комбайнов. Донецк: Изд-во ДонНТУ, 2004. 206 с. 2. Смирнов С.Н. Разработка методов исследования и проектирования зубчато- реечных систем подачи, обеспечивающих повышение эффективности очистных комбайнов: дис. ... докт. техн. наук. Тула, 1991. 572 с. 3. Силовые зубчатые трансмиссии угольных комбайнов. Теория и проектирование / П.Г. Сидоров [и др.]. М.: Машиностроение, 1995. 296 с. 4. Стационарные и тормозные режимы работы бесцепных систем перемещения очистных комбайнов / В.А. Бреннер [и др.]. Тула: Изд-во Тул. гос. ун-та, 2007. 220 с. УДК 631.372:622.232 ВЫБОР ТРАКТОРА ДЛЯ РАБОТЫ С ОБОРУДОВАНИЕМ ДОБЫЧИ КУСКОВОГО ТОРФА Таяновский Г.А., Ромашко Ю.В. Белорусский национальный технический университет, Минск В статье приведены методические положения выбора трактора для работы в составе торфяного машинно-тракторного агрегата (МТА) с навесным фрезфор- мующим оборудованием. Введение. Рациональный подбор трактора, на базе которого составля- ется навесной фрезерующе-формующий машинно-тракторный агрегат (МТА), предназначенный для получения сформованного торфяного топливного куска, во многом определяет не только производительность, рабочую скорость дви- жения, удельную энергоемкость процесса, но и, как показала практика, вооб- ще способность агрегата осуществлять его. В связи с закупкой торфяной отраслью зарубежного фрезерующее- формующего навесного оборудования для агрегатирования с отечествен- ными колесными тракторами той же мощности, что и штатный зарубеж- ный, на практике оказалось, что такие МТА не достигают эксплуатацион- ных показателей МТА, как с зарубежным трактором. Поэтому актуальной стала задача рационального агрегатирования тракторов МТЗ с упомяну- тым торфяным оборудованием. Так как покупное оборудование дорабатывать нецелесообразно, то модель трактора, схему его ошиновки и параметры шин, полную массу и мощность трактора, рабочие передачи в коробке передач, рабочие частоты вращения вала отбора мощности, параметры балластировки трактора не- обходимо выбирать таким образом, чтобы непрерывно обеспечивать близ- кий к оптимальному режим работы навесного фрезформующего оборудо- 418 вания, независимо от изменения характеристик залежи по пути движения МТА. В данной статье изложены разработанные авторами предложения по выбору колесного трактора МТЗ для агрегатирования с новым зарубеж- ным навесным фрезерующе-формующим оборудованием, предназначен- ным для добычи топливного торфяного куска, а также предложения о ра- циональном законе управления ходовой системой и фрезой при изменении условий движения машинно-тракторного агрегата на торфяной карте. Объект исследования. Эффективность применения колесных трак- торных энергетических средств в составе агрегата для добычи мелкокус- кового коммунально-бытового торфяного топлива может быть достигнута при выборе рациональных параметров технологической части и парамет- ров агрегатирования звеньев МТА. Для обеспечения высокой надежности в работе такие агрегаты создаются на базе полноприводных тракторов. Ходовые системы их оснащаются колесами с шинами специальной ком- плектации, в том числе сдвоенными, с целью создания необходимого запа- са грузоподъемности ходовой системы, высоких тягово-сцепных свойств и проходимости агрегата, при работе с тяжелым навесным оборудованием, каким является фрезерующее-формующее. Навесное оборудование вклю- чает приводной от независимого ВОМ торфяного МЭС моноблок с при- соединенными модулями дисковой фрезы и винтового перерабатывающе- го пресса с формующим одно- или многоручъевым мундштуком (Рис. 1). Рис. 1. Фрезерующе-формующий МТА с характеристиками: производительность, га/день – 1,5…2,5; рабочая скорость, км/час 0,9…2,5; привод от ВОМ, об/мин – 1000 Дисковая фреза при встречном фрезеровании режущими элемента- ми экскавирует торфяную массу из торфяной залежи и подает в приемное окно пресса, далее она, перемещаясь витками шнека вдоль канала пресса, подвергается перемешиванию, дополнительной диспергации и перетира- нию, уплотнению, удалению газовой фазы, а затем получает цилиндриче- 419 скую форму, при выдавливании через ручьи мундштука, обламывается на выходе под действием собственного веса в виде сформованных кусков некоторой длины и выстилается на поверхность торфяной залежи, где сохнет в естественных условиях, а затем готовое кусковое топливо убира- ется. Данная работа направлена на создание положений выбора трактора для агрегатирования с заданной, например зарубежной, навесной маши- ной, предназначенной для получения мелкокускового топливного торфа, на основании которых возможно решение задачи научно обоснованного выбора модели из числа выпускаемых тракторов МТЗ, параметров агрега- тирования машины и трактора, рационального алгоритма управления ра- бочими органами агрегата. Динамика и эксплуатационные показатели МТА. Изменение нормальных нагрузок на мосты тракторного агрегата из-за навешенного оборудования, изменение давления воздуха в шинах и их комплектации приводят к перераспределению крутящих моментов в разветвленном при- воде к ведущим колесам и к активным рабочим органам (АРО) – дисковой фрезе и винтовому перерабатывающему прессу. Все это сказывается на показателях эффективности работы движителя агрегата. Случайный ха- рактер возмущений со стороны торфяной залежи на движитель и диско- вую фрезу МТА вносят свой вклад в динамику движения агрегата и его эксплуатационные показатели. В полевом сезоне 2012 года авторами про- ведены эксплуатационные полевые испытания МТА на базе тракторов МТЗ-2022 и МТЗ-2522 с зарубежным навесным на трактор кусковым обо- рудованием модели PK-1S и близким по конструкции отечественным аналогом - оборудованием КТД-1. Как установлено в результате испыта- ний на практике показатели работы МТА на базе трактора МТЗ-2022В.3- 17/32 существенно ниже, чем при работе с трактором МТЗ-2522 как по производительности, так и по расходу топлива на единицу производитель- ности. Отмечалось повышенное буксование колес первого трактора. По разработанной оригинальной методике испытаний определялось сопро- тивление подаче фрезы при работе, скорость движения, буксования веду- щих колес обоих мостов трактора, радиусы качения колес, полная и оста- точная деформации залежи, частота вращения коленчатого вала и мощ- ность двигателя, техническая производительность по сформованной массе, влажность и плотность выстланного куска, сменный расход топлива и сменная производительность. Выполнен также расчетно-теоретический анализ рабочего процесса исследуемых МТА. Результаты расчетов и на- турных опытов показали, что реализованные в настоящее время режимы работы движителя, фрезы и пресса в испытанных агрегатах далеки от ра- циональных, чем и объясняются низкие эксплуатационные показатели 420 МТА. В процессе испытаний выявлялись практические возможности из- менения упомянутых режимов, с целью приближения их к рациональным. Параметры некоторых активных рабочих органов, навески, давле- ние воздуха в шинах колес и комплектацию шин можно менять, а, значит, и управлять КПД ходовой системы и эффективностью навесного агрегата в целом. Поэтому представляло также научный и практический интерес установление закономерностей динамики полноприводного тягово- энергетического средства, работающего в составе фрезформующего на- весного агрегата, в зависимости от упомянутых факторов, что и рассмат- ривалось ранее в работах авторов данной статьи [1 - 3]. Методический подход к выбору рациональных параметров АРО и параметров агрегатиро- вания МТА в целом основывается на результатах анализа динамики МТА. При создании таких агрегатов следует учитывать, что максималь- ные значения КПД ходовой системы полноприводной машины с блокиро- ванными межосевыми связями достигаются при сведении к минимуму кинематического рассогласования между ведущими колесами [2]. При буксованиях каждого ведущего колеса, характерных для близкого к ли- нейному участка зависимости удельных касательных усилий от буксова- ния колеса, потери в ходовой системе меньше, чем на нелинейных участ- ках упомянутых зависимостей [2]. Из этого следует, что имеет смысл по- ставленную задачу решать в пределах участков кривых буксования веду- щих колес, близких к линейным [3], путем управления скоростями колес и фрезы до достижения требуемых балансовых соотношений. К режимам работы, определяющим показатели эксплуатационных свойств фрезформующего колесного тракторного агрегата относятся: трога- ние и разгон, движение с установившейся скоростью по неровностям опор- ной поверхности торфяной карты при работе фрезформующего навешенно- го на трактор оборудования, поворот и маневрирование, торможение. Моде- лирование и анализ перечисленных режимов рабочего процесса фрезфор- мующего агрегата при исследовании динамики МТА необходимы, так как позволяют выявить его свойства, с целью проведения анализа и последую- щего выбора рациональных конструктивных параметров проектируемого МТА. Среди определяющих факторов, подлежащих анализу, наиболее важ- ные - конструктивно-компоновочная схема, параметры кинематики привода, дисковой фрезы, винтового перерабатывающего пресса МТА, тягово- сцепные характеристики шин, масса, мощность и характеристики элементов подрессоривания трактора, а также микропрофиль пути и характеристики сопротивления подаче фрезы со стороны торфяной карты, определяющие характер входного воздействия на динамическую систему МТА [1-3]. Многообразие случайных сочетаний параметров и свойств торфя- ной карты приводит к существенным изменениям текущих рабочих режи- 421 мов двигателя трактора и технико-экономических показателей рабочего процесса и качества формуемого торфяного куска. В частности, изменение буксования ведущих колес трактора, при имеющих место на торфяной карте колебаниях состояния поверхности движения и сопротивления пода- че фрезы, приводит к рассогласованию балансового соотношения произ- водительностей МТА по ходу и по активным рабочим органам, а также - к отклонению степени переработки торфяной массы от целесообразной, что ухудшает качество получаемого топлива, особенно на пнистых торфяных залежах со средней и более высокой степенью разложения торфа и на за- лежах так называемых крошащихся торфов [2]. При повышении буксова- ния ведущих колес, как показали испытания, существенно растут расходы топлива, ухудшается проходимость, снижается производительность агре- гата, значительная часть экскавированной торфяной массы забрасывается назад в образовавшуюся за фрезой щель. Изменением конструктивных и режимных факторов можно в из- вестной степени влиять как на эксплуатационные показатели МТА, так и на качество торфяного куска. Поэтому возможно решение задачи опера- тивной «настройки», в процессе движения МТА, параметров привода его активных рабочих органов, обеспечивающих минимизацию удельных энергозатрат при стабилизации производительности и качества формуемо- го торфяного куска, в рамках выбранной на стадии проектирования рацио- нальной структурно-компоновочной схемы агрегата (см. рис. 1). С этой целью авторами предложено несколько патентоспособных технических решений, которые расширяют эксплуатационную гибкость современного фрезерующее-формующего торфяного оборудования. Определение параметров трактора для навесного фрезерующе- формующего МТА. Важный вопрос выбора рациональных параметров трактора заключается в принятии критерия, по которому такой выбор бу- дет производиться. От этого зависят результаты работы агрегата и его эксплуатационная эффективность. Интегральным проявлением эффектив- ности МТА при заданной средней скорости движения (то есть при посто- янной производительности по ходу) на гоне может служить расход топли- ва, он зависит от степени загрузки двигателя и особенностей протекания скоростных характеристик его на внешнем и частичных режимах. Значит должна быть оптимальная для наилучшей эффективности загрузка двига- теля, которую необходимо установить и поддерживать. Но так как внеш- ние факторы при движении МТА непрерывно изменяются, то также изме- няются и режимы двигателя. Это означает, что в условиях эксплуатации требуется автоматическая оптимизация режимов работы МТА. Многими учеными: Кацыгиным В.В., Гуськовым В.В., Киртбая Ю.К., Иофиновым С.А., Болтинским В.Н., Киселевым И.И., Агеевым Л.Е. 422 и др. предложено значительное число формул для определения оптималь- ной загрузки двигателя для обеспечения наибольшей экономичности и производительности тяговых и тягово-приводных МТА [5-7]. Большинст- во из таких формул степень оптимальной загрузки двигателя (по сути – матожидание загрузки) связывают со значением неравномерности тягового сопротивления, что объективно физически имеет смысл. В этом можно убедиться, рассмотрев многопараметровую характеристику двигателя (см. в качестве примера рисунок 2). Линия ab соответствует минимальным удельным эффективным расходам топлива. Поэтому оптимальными за- грузками двигателя можно принять те загрузки, которые соответствуют этой линии. По этой характеристике можно наглядно представить возмож- ные стратегии управления МТА, целью которых должно быть наиболее близкое приближение к линии ab в случае ухода от нее при изменении внешних факторов во время движения МТА по торфяной залежи за счет управления подачей топлива, передаточными отношениями к ведущим колесам и к фрезе непосредственно во время движения, а также за счет «настроек на залежь» ходовой системы трактора и фрезерующе- формующего оборудования перед началом движения [2]. Важным является выбор массы трактора для тягово-приводного МТА, а не тягового класса, значение которого у современных тракторов, оснащенных мощными двигателями с протяженными участками постоян- ной мощности на внешней скоростной характеристике, сейчас не во всем определяет его тягово-энергетические возможности. Топливно- экономические характеристики таких двигателей, оснащенных новыми топливоподающими системами, например commom rail, отличаются от характеристик старых моделей двигателей. Поэтому упомянутые формулы оптимальной загрузки двигателя не всегда соответствуют действительно- сти. Предположим, что такая формула установлена как функция степени неравномерности тягового сопротивления от навесного фрезерующе- формующего оборудования и параметров модели скоростной характери- стики двигателя. На практике это означает, что для обеспечения высокой топливной экономичности за счет использования автоматической системы непрерывного поддержания оптимальной (по критерию удельного эффек- тивного расхода топлива) загрузки двигателя, необходим двигатель соот- ветствующей большей номинальной мощности. Эксплуатационную массу трактора тягово-приводного навесного фрезерующе-формующего агрегата определим на основе выражения, предложенного Ю.Е. Атамановым [8], в котором необходимо учесть зави- симость коэффициента φ от схемы сдваивания или страивания колес трак- тора при работе на торфяной карте, а также то, что в состав полной массы 423 входят и массы самих дополнительных колес, оборудованных шинами, и масса навесного оборудования. Рис. 2. Многопараметровая характеристика тракторного дизельного двигателя Тогда масса тракторного агрегата определится из выражения gдвижителясхемыfдвижителясхемы Fvvk m кpэнер )]sincos)_(()_([ ))(1)(5,01( 22     , где нерk – коэффициент неравномерности тягового сопротивления навес- ного оборудования; - коэффициент увеличения тягового сопротивления при повышении рабочей скорости; эv - «эталонная» скорость, которая предусмотрена паспортом навесного оборудования;  - коэффициент на- грузки ведущих колес у неполноприводного трактора; крF - тяговое сопро- тивление навесного оборудования передвижению трактора[4];  - угол подъема рельефа торфяного поля. При этом зависимости коэффициента использования сцепления )_( движителясхемы , соответствующего максимуму тягового КПД агрегата, и коэффициента сопротивления каче- нию колес )_( движителясхемыf аналитически определяются на основе моделирования тяговых сил шин трактора на конкретной залежи, находя- 424 щейся в наихудшем состоянии, при котором имеет смысл производить добычу куска на практике. Массой можно управлять за счет балластирова- ния трактора и заполнения сдваивающих шин водой, устройство для кото- рого защищено патентом авторов. Выражение для определения эксплутационной массы трактора учи- тывает изменение средней величины тягового сопротивления подаче фре- зы, увеличение его при повышении скорости по сравнению с заданной для движения на рабочем гоне и изменение состояния опорной поверхности и рельефа торфяной карты. При проведенных испытаниях и в работах дру- гих авторов отмечалась тесная корреляция степени неравномерности сило- вых факторов на карданном валу привода рабочих органов с неравномер- ностью тягового сопротивления оборудования[4, 5, 7]. Потребная мощность тракторного двигателя определяется из выра- жения          опт 22 1 1)( 11 sincos 3600 k k wMwM Fvvk mgfv P нер пр прпр фр фрфр крэнер дд тр дв                     , кВт где v - рабочая скорость МТА;  - КПД буксования движителя; тр - КПД привода колесного движителя; Mфр , фрw - крутящий момент и уг- ловая скорость фрезы [2]; Mпр , прw - крутящий момент и угловая ско- рость вала винтового перерабатывающего пресса[2]; фр - КПД привода фрезы; пр – КПД привода пресса; оптk - коэффициент оптимальной загруз- ки двигателя. Для отслеживания изменения эксплуатационных показателей иссле- дуемого МТА при изменении внешних воздействий на него со стороны залежи во время рабочего хода использовалась разработанная авторами методика. Методика основана на использовании математической модели исследуемого МТА [1], которая учитывает различные условия движения, параметры фрезформующего оборудования, трактора и позволяет опреде- лять: загрузку двигателя; буксование и тягу колес движителя; время и ускорения, а также возможность осуществления разгона; скорость движе- ния после окончания разгона; крутящие моменты на валах трансмиссии; динамическую нагруженность фрикционных элементов. Разработанная математическая модель позволяет учесть влияние буксования колес дви- 425 жителя на рабочий процесс фрезы и пресса, производить оценку взаимного влияния параметров агрегата и режимов нагружения рабочих органов на эксплуатационные показатели агрегата, с целью выбора их рациональных значений и разработки системы управления активными рабочими органа- ми для существенного снижения удельных энергозатрат. С помощью вир- туальной модели МТА, реализованной на ПЭВМ как программное прило- жение в системе символьной математики MathCAD, выполняется расчет- ный анализ показателей агрегатирования колесного трактора, при различ- ной комплектации шинами колес движителя, c фрезформующим оборудо- ванием различных компоновочных схем и параметров, с целью выбора наилучшего по показателям удельных энергозатрат и другим показателям качества рабочего процесса параметров навесного оборудования и пара- метров агрегатирования звеньев в составе МТА. Заключение. Авторами разработаны предложения по выбору глав- ных параметров трактора МТЗ для рационального агрегатирования с зару- бежным фрезерующе-формующим оборудованием, методика анализа рабо- чего процесса исследуемого МТА, предложены новые технические решения. Проведенный анализ процессов МТА на разработанной математиче- ской модели [1], проведенные натурные испытания фрезерующе- формующего МТА с зарубежным и полным отечественным вариантом- аналогом этого же навесного оборудования позволили установить причи- ны плохой работы оборудования с тракторами МТЗ. Кроме того, упомяну- тые виртуальные и натурные испытания позволили получить необходимые данные для обоснования закона регулирования скоростно-силовых режи- мов рабочих органов, двигателя и движителя для поддержания близких к оптимальным по критериям удельных (на единицу производительности) энергоемкости и расхода топлива, при обеспечении проходимости и за- данной производительности МТА в зависимости от состояния залежи по ходу движения МТА. Литература 1. Ромашко Ю.В. Технические аспекты получения качественного мелкокускового торфяного топлива./ Ромашко Ю.В., Таяновский Г.А. // Современные проблемы механики торфа в процессах добычи и переработки: сб. трудов научн.-техн. конф. / БНТУ. – Минск: УП «Технопринт», 2002. – с.114-119. 2. Таяновский Г.А., Ромашко Ю.В. Динамика МТА в составе колесного трактора и навесного фрезформующего оборудования. Доклады МНТК «Тракторы, автомоби- ли, МЭС: проблемы и перспективы развития» 11-14 февраля 2009 г. – 557 с., с. 341-347. 3. Таяновский Г.А., Ромашко Ю.В. Исследование динамики рабочего процесса навесного почвофрезерующего тракторного агрегата. Jornal of research and aapplica- tions in agricultural engineering. Poznan, 2010, Vol. 55(1), - 127 page., p 113-116. 4. Ветров Ю.А. Резание грунтов землеройными машинами. М.: Машиностроение. – 1971. 426 5. Агеев Л.Е. Основы расчета оптимальных и допускаемых режимов работы ма- шинно-тракторных агрегатов. Л.: Колос, 1978. - 296с. 6. Гуськов В.В. Оптимальные параметры сельскохозяйственных тракторов. М.: Машиностроение, 1966. -195 с. 7. Киртбая Ю.К. Элементы теории оптимальных параметров с.-х. агрегатов. Трак- торы и с.-х. машины. №12, 1966, с.19-22. 8. Атаманов Ю.Е., Плищ В.Н., Поварехо А.С., Равино В.В., Таяновский Г.А. Моде- лирование характеристик дизельного двигателя. Учебно-методическое пособие для студентов специальностей 1-37 01 03 «Тракторостроение»,1-37 01 04 «Многоцеле- вые гусеничные и колесные машины»,1-37 01 05 «Городской электрический транс- порт». Минск, БНТУ, 2013. –114 с. УДК 622.232 ОБОСНОВАНИЕ КОНСТРУКТИВНОЙ СХЕМЫ И СИСТЕМЫ ДОПУЩЕНИЙ ПРИ РАЗРАБОТКЕ МАНИПУЛЯТОРА ДЛЯ ЗАКРЕПЛЕНИЯ ГОРНОЙ ВЫРАБОТКИ ПРИ ЕЕ ПРОХОДКЕ Лукиенко Л.В., Гальченко К.В. Новомосковский институт РХТУ им. Менделеева В работе проведён выбор конструктивной схемы манипулятора для крепления горных выработок при проходке на основе анализа существующих конструкций крепеукладчиков. Обоснованы допущения, которые будут использованы при разра- ботке математической модели манипулятора Проведение горных выработок является одной из наиболее трудо- ёмких операций, которые до настоящего времени недостаточно механизи- рованы. Для выполнения одной из наиболее трудоёмких операций – креп- ления выработок не разработано единого конструктивного решения, по- зволяющего механизировать эту операцию и снизить трудозатраты обслу- живающего персонала. Этот недостаток может быть устранён применени- ем манипуляторов, работающих с проходческими комбайнами, либо в составе щитовых проходческих комплексов, для крепления выработок. Поэтому проведение научно-исследовательских работ в этом направлении является актуальным. Для выбора наиболее перспективной схемы манипулятора для креп- ления горных выработок проведём анализ применяемых в настоящее время в составе щитовых комплексов крепеукладчиков. Распространение получи- ли следующие конструктивные схемы [1]: рычажный (с подъёмной опорой вала, а также с опорой вала на подвижной тележке); кольцевой (на наруж- ных опорах; на внутренних опорах); канатный; дуговой; кондукторный. Основным недостатком используемых схем рычажных крепеуклад- чиков (рис. 1) является ограничение зоны обслуживания плоскостью, в которой установлен манипулятор. 427 Рис. 1. Конструктивная схема рычажного крепеукладчика Применение кольцевых крепеукладчиков сопряжено с возможно- стью возникновения значительных погрешностей позиционирования из-за значительной сложности конструкции крепеукладчика. В качестве одного из основных недостатков канатного, дугового и кондукторного крепеукладчиков можно назвать сложность их конструк- ции, возможность возникновения погрешностей позиционирования, а так- же ограниченность зоны обслуживания. От этих недостатков свободна конструкция манипулятора, представ- ленная на рис. 2. Её практическое применение позволит значительно расши- рить зону обслуживания при простоте конструкции манипулятора. Рис. 2. Принципиальная схема манипулятора (1, 2, 3, 4 - шарниры, соединяющие звенья манипулятора) В качестве привода, определяющего поворот манипулятора, может быть использован гидропривод, реализованный, например, в виде высоко- моментного гидромотора, либо нескольких аксиально поршневых гидро- 428 моторов, на выходных звеньях которых смонтированы зубчатые колёса, взаимодействующие с цевками закреплёнными на опоре базового звена манипулятора. Для определения факторов, действующих на манипулятор во время его работы, целесообразно выделить два различных этапа: - период доставки объекта манипулирования (элементов обделки выработки) до заданной точки по сложной пространственной траектории. Этот период может быть охарактеризован участком возрастания ускорения, движением с постоянной скоростью и участком с замедлением скорости. - период непосредственного закрепления объекта манипулирования (элементов обделки). Основной характеристикой работы манипулятора в этот период является усилия, затрачиваемые на удержание объекта мани- пулирования в заданной точке. При этом необходимо обеспечить точность позиционирования закрепляемого объекта манипулирования. Ввиду того, что в процессе работы манипулятора при закреплении гор- ной выработки при ее проходке, осуществляется как прямолинейное, так и вращательное движение, суммарная погрешность имеет вид [5]: где ∆S - составляющая погрешности от степени подвижности, осуществ- ляющих прямолинейное движение; ∆φ - составляющая погрешности от степени подвижности, осуществляющих вращательное движение; [∆]=∆Σ/K∆, (K∆- коэффициент запаса; ∆Σ- величина определяемая требова- ниями точности установки объекта манипулирования). К основным динамическим погрешностям можно отнести следую- щие: вибрации, вызванные силами инерции при перемещении манипуля- тора; вибрации, вызванные силой взаимодействия манипулятора с внеш- ней средой при захвате и отпускании объекта манипулирования; вибрации, вызванные переменными составляющими усилия привода, неустойчиво- стью работы привода. Анализ проведённых исследований [1 - 5] позволил установить, что в работах [2 - 5] представлены математические модели для определения геометрических, кинематических и позиционных параметров роботов – манипуляторов. Инерционные параметры рассматриваются как сосредото- ченные в точках или сечениях звена, а податливость звена представляется как упругая связь между этими массами или моментами инерции. Кроме того, разработанные модели не учитывают полностью параметров сжи- маемости жидкости, податливости звеньев манипулятора и рассеяния энер- гии. 429 В работе [2] справедливо отмечено, что одной из основных задач, которые приходится решать при проектировании роботов – повышение их динамической точности. В работе [2] предпринята попытка разработать модель для исследования динамических характеристик проектируемого робота-манипулятора. Однако, двухмассовая динамическая модель, опи- санная в работе не отражает в полной мере распределение сил и масс в пространственных механизмах робота. В статье [3] представлена разработанная математическая модель для описания работы манипулятора с гидроприводом, эксплуатируемого в лесной промышленности. В работе исследованы вопросы совмещения движения трёх звеньев манипулятора. Необходимо отметить, что данная модель не обладает универсальностью, так как составлена под конкретную кинематическую схему. Для учёта особенностей работы гидропривода использованы уравнения расхода рабочей жидкости, учитывающие утечки в гидросистеме. Проведённый в работе [4] анализ исследования динамики гидропривода лесных манипуляторов позволил установить, что рабочие процессы механизмов подъёма стрелы сопровождаются большими нагруз- ками, вызывающими значительные динамические изменения давления рабочей жидкости в переходных режимах. Захват переносимых материа- лов не всегда осуществляется по центру их тяжести, поэтому при останов- ках манипулятора в промежуточных положениях происходит раскачива- ние груза, которое вызывает колебательные процессы и знакопеременные напряжения в металлоконструкции, что снижает их надежность и произво- дительность. Отказы в работе гидропривода составляют 30 % от общего количества отказов по машинам манипуляторного типа. Проведённый анализ конструктивных схем манипуляторов и прове- дённых в этом направлении исследований позволяет сформулировать ряд допущений, которые целесообразно принять при разработке математиче- ской модели манипулятора, предназначенного для крепления горных вы- работок: утечка из полостей силового цилиндра, перетечками между по- лостями силового цилиндра пренебрегаем; подводимое давление постоян- ное; тепловой режим работы - установившийся; волновыми процессами в трубопроводах и полостях силового цилиндра пренебрегаем; движение жидкости в соединительных трубопроводах турбулентное; нагрузка на поршень такова, что не вызывает разрыва столба рабочей жидкости в по- лостях силового цилиндра; силой сухого трения на поршне пренебрегаем; коэффициент упругости столба рабочей жидкости постоянный. Представленные результаты будут использованы при проведении дальнейших исследований разработанной конструкции манипулятора для крепления горных выработок. Литература 430 1. Бреннер, В.А. Щитовые проходческие комплексы [Текст]/ В.А. Бреннер, А.Б. Жабин, М.М. Щеголевский, Ал.В. Поляков, Ан.В. Поляков// М.: Изд-во «Горная книга», 2009. - 447 с. 2.Червяков, Г.Г. Основы автоматизации технологических процессов [Текст]/ Г.Г. Червяков // Международный журнал фундаментальных и прикладных исследова- ний, 2012. - №9. - 96 с. 3. Хуако, З.А. Теоретическое описание движений звеньев гидроманипулятора без учета податливости рабочей жидкости и элементов гидропривода [Текст]/ З.А. Хуако // Научный журнал КубГАУ, 2012. - №80(06). - 5 с. 4. Сидоров, А.А. Обоснование и оптимизация параметров демпфера механизма подъема стрелы лесного манипулятора сортиментовоза [Текст] / А.А. Сидоров // Автореферат дисс. К.т.н. Воронеж, 2011. - 16 с. 5. Воробьев, Е.И. Механика промышленных роботов [Текст] / Е.И. Воробьев, А.В. Бабич, К.П Жуков, С.А. Попов, Ю.И. Семин // М.: Изд-во «Высшая школа», 1989. - Том 3. - 382 с. УДК 621.879:622.271.4 ВЛИЯНИЕ ФАКТОРОВ ЭКСПЛУАТАЦИИ КАРЬЕРНЫХ ЭКСКАВАТОРОВ НА ИХ ТЕХНИЧЕСКОЕ СОСТОЯНИЕ Шибанов Д.А., Иванов С.Л., Звонарев И.Е. Национальный минерально-сырьевой университет «Горный» В статье рассмотрены особо значимые факторы эксплуатации карьерных экска- ваторов влияющие на их техническое состояние. В условиях рыночной экономики основными источниками сущест- венного повышения конкурентоспособности, рентабельности и прибыль- ности предприятия является внедрение новых технологий и снижение эксплуатационных затрат на производстве. Однако пополнение этих ис- точников невозможно без учета эффективности работы оборудования при повышении его технологической надежности и в частности долговечности и ремонтопригодности. В процессе эксплуатации карьерных экскаваторов на его техниче- ское состояние и, как следствие, эффективность использования влияет большое количество факторов и внешних воздействий. Влияние этих фак- торов вызывает как положительный так и негативный эффект во-первых на ресурс деталей и узлов, во вторых на межремонтный период, следуя модной тенденции ориентированности на Запад так называемый MTBF (англ. Mean time between failures) – среднее время между аварийными по- ломками, часов (наработка на отказ), MTTR – (англ. Mean Time to Restoration) среднее время, необходимое для восстановления нормальной работы после возникновения отказа, часов). 431 Основные факторы влияющие на работу экскаватора можно разде- лить на 6 групп (табл. 1). Таблица 1. Факторы влияющие на работу карьерного экскаватора № п/п Наименование фактора Состав/критерии фактора 1. Техническое состояние экскаватора 1.1. Уровень технического обслуживания; 1.2. Соблюдение плана профилактических и ремонтных воздействий; 1.3. Качество ЗИП; 1.4. Квалификация ремонтного персонала. 2. Качество подготовки забоя и горной массы 2.1. Проработка подошвы уступа; 2.2. Уклон рабочей площадки; 2.3. Выход негабарита 3. Управления экскавато- ром 3.1. Квалификация и опыт машинистов экскаваторов; 3.2. «Совестливое» отношение машиниста; 3.3. Приемы в работе; 3.4. Стратегия (Машинист-помошник / оператор) 4. Горногеологические и горнотехнические фак- торы 4.1. Физико-механические свойства гор- ных пород; 4.2. Категория пород по трудности экска- вации; 4.3. Условия и сложность залегания гор- ных пород; и пр. 5. Организация ведения горных работ 5.1. Ритмичность подачи транспорта; 5.2. Периодичность ведения взрывных работ; 5.3. Частота и расстояние перегонов экс- каваторов; 5.4. Прочие 6. Климатические факторы 6.1. Климат (перепады температуры окру- жающей среды); 6.2. Влажность воздуха; 6.3. Количество осадков; 6.4. Прочие Конечно, все они связаны между собой и имеют большое влияние друг на друга. С целью определения степени влияния факторов эксплуатации на техническое состояние карьерного экскаватора был проведен экспертный 432 анализ на одном из железорудных предприятий РФ. Были опрошены ма- шинисты экскаваторов, руководители и специалисты (ИТР) как эксплуа- тирующих, так и ремонтных подразделений. При проведении экспертного анализа, было выявлено что доля влияния качества подготовки забоя и квалификация машинистов составляет порядка 70 % от общего объема. Из них линейные руководители и ИТР относят 40 % на квалификацию маши- нистов и 25 - на качество подготовки забоя. В тоже время результаты оп- роса машинистов экскаваторов распределяются как 40 % качество подго- товки забоя и 28 % - квалификация машинистов. Понятно, что на качество подготовки забоя с большой степенью влияют в свою очередь горногеологические и горнотехнические условия. Качество забоя одноковшового экскаватора регламентируется требова- ниями ОСТ [1] и эксплуатационной документацией на карьерный экскава- тор [2]. В этом отношении контраст проявляется при анализе условий эксплуатации отечественной и импортной техники, особенно явно при эксплуатации гидравлической техники. На практике при эксплуатации отечественных карьерных экскаваторов в процессе работы машинисты «разбирают» негабариты рабочим оборудованием ЭКГ, в некоторых слу- чаях время затраченное на данную операцию составляет порядка 80 % смены. Практика эксплуатации импортной техники показывает следующее. Во - первых, в большинстве случаев, эксплуатирующее предприятие поку- пает экскаватор с пакетом технического сервиса, как минимум на период гарантии, тем самым обеспечивается авторский надзор и технический контроль условий эксплуатации. Характерным является четкое соблюде- ние требований эксплуатационной документации со стороны эксплуати- рующего предприятия. В противном случае техника безоговорочно снима- ется с гарантии и не принимаются никакие рекламации в отношении про- дукта. Ввиду этого для импортной техники создаются все условия для ее номинальной работы. Эксплуатация карьерного экскаватора в забое с качеством ниже рег- ламентируемого документацией заводов изготовителей приводит к преж- девременному выходу из строя узлов и агрегатов машины, то есть сокра- щению MTBF и в целом приводит к росту доли аварийных ремонтов. Сверхдопустимые нагрузки при разборке негабаритов приводят к поломки рабочего оборудования - это в первую очередь трещины на рукояти, стреле и седловом подшипнике. Работа экскаватора с продольно-поперечным уклоном рабочей площадки больше допустимого приводит к неравномер- ному износу опорно-поворотного устройства, повышенной нагрузке на центральную цапфу, образованию трещин на поворотной платформе. 433 Существенное влияние на техническое состояние карьерного экс- каватора оказывает квалификация машинистов. От правильных и квали- фицированных действий машиниста, а так же от его отношения к технике зависит как техническое состояние машины в целом, так и результатив- ность ее работы. Зачастую машинист не понимает, что своими действиями он буквально «уничтожает» экскаватор. Примером тому служат чаще все- го встречающиеся случаи: копание с поворотом на выгрузку, работа сверхдлительное время в стопорных режимах электроприводов и т.д. Немаловажными и зачастую определяющим факторам является подход к техническому обслуживанию карьерных экскаваторов. Все чаще горнодобывающие предприятия с целью снижения затрат переходят на западную систему эксплуатации техники, то есть экскаватором управляет оператор в одно лицо. В результате замещается система «машинист экска- ватора – помощник машиниста». Кроме того, имеется тенденция оптими- зации рабочего времени машиниста экскаватора. Например: вывод работ по ежесменному техническому обслуживанию на аутсорсинг (во время обеда машиниста проводится ЕТО). Из этого возникает проблема отсутст- вия мотивации и полной потери заинтересованности со стороны машини- ста в поддержании работоспособного технического состояния экскаватора. Основной персонал постоянно находится рядом с оборудованием, поэтому именно они первыми определяют отклонения от правильной работы и играют значительную роль в его первичном обслуживании, диагностике и предупреждении неисправностей. В результате удается повысить эффек- тивность использования оборудования, существенно снизить затраты на его обслуживание и ремонт, уменьшить аварийность и травматизм на про- изводстве. Все вышесказанное дает возможность сделать следующий вывод: влияние различных факторов эксплуатации на техническое состояние карьерного экскаватора могут быть снивелированы правильной эксплуата- цией карьерной техники, согласно руководству по эксплуатации, так назы- ваемой «совестливой» эксплуатацией. Литература 1. ОСТ 24.072.11-87 Забои одноковшовых экскаваторов. Показатели качества. 2. Экскаватор карьерный гусеничный ЭКГ-18Р. Руководство по эксплуатации. 3550.00.00.000 РЭ, ИЗ-КАРТЭКС, г. Колпино, 2010 г. 434 УДК 622.331:648.6 ПНЕВМОУБОРКА ФРЕЗЕРНОГО ТОРФА ИЗ ПРИМЯТОГО РАССТИЛА Давыдов Л.Р., Кислов Н.В. Белорусский национальный технический университет, Минск, Беларусь Рассмотрено влияние конструктивных особенностей пневмоуборочных машин на эффективность уборки фрезерного торфа В настоящее время интерес к пневматической уборке фрезерного торфа из расстила возрастает. Это связано с необходимостью интенсифи- кации добычи торфа, постоянно возрастающими требованиями к качеству продукции и охраной окружающей среды. Целесообразно при этом обес- печить широкое использование в торфяной отрасли воздушного потока для перемещения фрезерного торфа и возврат к применению пневмоубо- рочной техники при добыче фрезерного торфа. Наиболее приемлемыми в этом случае являются прицепные к энергонасыщенным тракторам пневмо- уборочные машины [1]. Процесс пневматической уборки фрезерного торфа во многом опре- деляется состоянием расстила. Важно, чтобы перед началом уборки на расстил не оказывалось механического воздействия и он оставался взрых- ленным. Поэтому у самоходных пневмоуборочных машин (например, серия БПФ) принято переднее расположение рабочих органов - сопл, а у прицепных (серия ППФ) – их боковое расположение. В последнем случае из-за бокового расположения сопл усложняется схема работы машины. Расположение сопл в прицепном варианте впереди трактора значительно усложняет воздухопроводную сеть и управление машиной, увеличивает сопротивление пневматической системы. При разработке прицепного пневматического комбайна принята схема расположения сопл между трактором и машиной, что позволило с одной стороны не усложнять воздухопроводную сеть, но с другой привело к тому, что двумя соплами из шести уборка торфа ведется из уплотненного примятого гусеницами трактора расстила. Поэтому важно знать, как это обстоятельство сказывается на эффек- тивности работы комбайна, в частности – на величине сборов торфа. Заме- тим, что при работе машины ППФ на каждой карте один рабочий проход совершается по примятому расстилу. Исследования проводились в полевых условиях на верховой залежи со степенью разложения R = 20 %. Во время проведения экспериментов комбайн работал без фрезерного барабана на поступательной скорости vn = 7,37 км/ч. Для определения потерь торфа от приминания гусеницами тягача на карте закладывались три контрольных площадки по ширине захвата ком- байна. Каждая такая площадка делилась условно на 3 части (полосы): пер- 435 вая против сопла № 1, вторая – против сопл № 3 и № 4, третья – против сопла 6. Сопла № 3 и № 4 были расположены позади гусениц трактора. Определялось количество торфа на каждой из полос до уборки и ос- татки торфа после уборки. По сравнительной величине остатков торфа на второй полосе (где торф приминается гусеницами трактора) и на первой и третьей полосах (где приминания нет) можно судить о влиянии примина- ния расстила фрезерной крошки гусеницами трактора на величину сборов. Сбор торфа на каждой из полос 100 1 21 q qqq  %, (1) где q1 – количество торфа в расстиле перед уборкой, кг; q2 – количество торфа в расстиле после уборки, кг. Необходимым условием, обеспечивающим чистоту проведения опытов по выбранной методике, было обеспечение одинакового аэродина- мического режима во всех соплах. Можно считать, что это условие выпол- нялось, так как неравномерность скоростей воздуха во входных каналах сопл не превышала ± 5 %. Всего было проведено 66 опытов. Расчет параметров эмпирического распределения, а также сравнение эмпирических и теоретических функций распределения по критерию согласия Пирсона Х2, показали, что распределение сборов торфа подчиняется нор- мальному закону как при уборке из нетронутого расстила (Х2 = 12,23; Р(Х2) = 0,094), так и при уборке из примятого расстила (Х2 = 5,54; Р(Х2) = 0,7). Средняя величина сбора торфа при уборке из нетронутого расстила составила q = 80,9 % и при уборке из примятого расстила q = 58,9 %, то есть потери торфа увеличились более чем в два раза. В пересчете на ширину захвата комбайна 6,4 м дополнительные по- тери составят около 7,5 %. Эта величина получена для средних эксплуата- ционных условий. Можно предположить, что на верховой залежи малой степени раз- ложения вследствие значительной просадки гусениц тягача потери возрас- тут, а на низинной залежи высокой степени разложения – уменьшается. Таблица иллюстрирует влияние потерь торфа от приминания рас- стила на величину сборов. Так, при расчетной поступательной скорости комбайна vn = 7,37 км/ч фактический сбор оказался меньше планового циклового сбора. При vn = 6,35 км/ч плановый сбор выполнялся, что объ- ясняется, очевидно, сокращением потерь торфа при меньшей поступатель- ной скорости. Увлажнения убираемой продукции при уборке из примятого расстила не происходило. Влажность убранного торфа практически всегда 436 была меньше влажности торфа в расстиле перед уборкой, что является обычным при использовании пневматики. Таблица – Технологические показатели Поступа- тельная скорость, vn, км/ч Характеристика торфа в расстиле Характеристика убранного торфа Примечание Влага торфа ऻ, % Сбор торфа qc, т/га ऻ, % qc, т/га при wнат при wусл 7,37 39,7 25,2 39,3 9,0 9,1 Степень разложения торфа R = 20 %, Пнистость П = 1,6 %, Плановый сбор 9,8 т/га 39,7 25,2 35,8 9,3 10,0 37,8 19,95 36,4 9,2 9,8 38,1 32,3 37,6 8,6 8,9 39,7 25,2 38,1 9,6 9,9 ср. 9,1 9,5 7,37 40,0 21,8 39,7 6,3 6,35 R =5-10 %, П<1%, Плановый сбор 6,7 т/га 40,0 21,8 38,3 6,3 6,5 6,35 42,4 25,8 39,0 9,7 9,9 R = 20 %, П = 1,6 %, Плановый сбор 9,8 т/га 38,7 25,0 37,1 10,1 10,6 47,5 24,1 47,1 11,8 10,4 46,8 24,1 46,9 10,1 9,0 42,4 31,4 41,7 10,8 10,5 42,3 26,0 37,3 10,6 11,0 ср. 10,5 10,2 6,35 42,5 31,8 39,1 10,3 10,4 R = 5-10 %, П< 1%, Плановый сбор 6,7 т/га 47,5 31,8 40,9 9,0 8,9 ср. 9,7 9,7 Следует отметить, что относительная величина потерь торфа зави- сит от ширины захвата уборочной машины и определяется следующей зависимостью   10012 L l   %, (2) где l – ширина примятой полосы, м; 437 L – ширина захвата машины, м; β1–потери торфа при уборке из нетронутого расстила; β2 − потери торфа при уборке из примятого расстила. Так, например, при ширине захвата 4,8 и 9,6 м в тех же условиях до- полнительные потери торфа составят соответственно около 10 и 5 %. Таким образом, с целью уменьшения потерь торфа надо стремиться к увеличению ширины захвата машины. Литература 1. Справочник по торфу. – М.: Недра, 1982. – 760 с. УДК 629.331 ИССЛЕДОВАНИЕ НЕКОТОРЫХ ВОПРОСОВ СТАТИЧЕСКОЙ УСТОЙЧИВОСТИ ГОРНЫХ МАШИН НА ШАГАЮЩЕМ ДВИЖИТЕЛЕ 1 Казаченко Г.В., 1 Басалай Г.А., 1 Ефимович В.А., 2 Неверовская Я.Б. 1 Белорусский национальный технический университет, 2 ОАО «Белгорхимпром», г.Минск, Республика Беларусь Отражены особенности горных машин на шагающих движителях и представле- ны их модели в неподвижном относительно поверхности состоянии. Показано, как распределяется давление под опорной базой при соблюдении закона Гука для её материала. В настоящее время для добычи полезных ископаемых открытым способом и складирования отходов на предприятиях горноперерабаты- вающей промышленности [1, 2] широко используются полноповоротные одноковшовые экскаваторы и отвалообразователи на шагающих движите- лях. Эти машины представляют собой сложные и массивные электромеха- нические системы, проектирование и расчет которых в большинстве слу- чаев базируется на исследовании и решении уравнений их движения. Уравнения движения в зависимости от задач исследований и расчетов могут быть составлены различными способами и в различных формах [1]. Это в полной мере относится не только к самим машинам, но и к различ- ным их частям. В настоящей работе рассматривается и исследуется равно- весие базы машины. При составлении уравнений движения и равновесия рассматриваем подобные машины (рис. 1, 2) как динамические системы, состоящие из следующих частей: - база (абсолютно жесткое тело); - поворотная платформа (абсолютно жесткое тело); - механизмы, установленные на поворотной платформе; - стрела; 438 - канаты, ванты (элементы, связывающие между собой основные части). За основную часть системы выберем базу, а движение остальных частей рассматриваем относительно нее. Таким образом, сначала необхо- димо рассмотреть движение базы. Опорная база отвалообразователя воспринимает все нагрузки, дей- ствующие на машину, и передает их на опорную поверхность. При ста- ционарном режиме работы конвейера эти нагрузки включают силы тяже- сти, ветровую нагрузку, а также нагрузки, возникающие вследствие раз- рушения и перемещения горной массы, находящейся на конвейере или в ковше. Под действием их, как показывает опыт, база совершает малые движения относительно начального положения. Рис. 1. Схема отвалообразователя 1 - база; 2 — поворотная платформа; 3 - отвальная консоль; 4 — приемная консоль; 5 - подвес приемной консоли; 6 - подвес стрелы (отвальной консоли); 7 - ванты стрелы; 8 - конвейер; 9 - механизм шагания Рис. 2. Схема одноковшового экскаватора 1 - база; 2 — поворотная платформа; 3 –стрела; 4 - ковш (драглайн); 5 - противовес; 6 – тяговые лебедки; 7 – подвес стрелы; 8 - механизм шагания 4 6 8 3 7 21 5 6 439 Для получения достаточно простых уравнений и, в отдельных слу- чаях, аналитических решений примем ряд допущений, которые не проти- воречат условиям задач, решаемых в работе: - база находиться на малодеформируемой поверхности; - трение между базой и опорной поверхностью изотропно, а коэф- фициент трения - величина постоянная; - упругие силы, действующие на базу со стороны опорной поверх- ности, линейно зависят от деформации последней; - внешние нагрузки считаем заданными. Конфигурация базы определяется тремя координатами центра масс и тремя углами Эйлера, определяющими ее сферические движения. Для определения углов Эйлера введем следующие системы координат , центр которой перемещается вместе с центром масс базы, а оси остаются параллельными осям неподвижной системы координат , подвижный триэдр , который поворачивается относительно . Оси триэдра расположим следующим образом: – перпендикулярно продоль- ной оси поворотного строения; - вдоль по ходу машины, параллельно опорной плоскости; - перпендикулярно плоскости вверх. Углы введем подобно углам, взятым академиком А.Н.Крыловым [3] для определения ориентации корабля в пространстве, и позволившим получить достаточно простые уравнения качки корабля. Определение этих углов произведем по способу, изложенному проф. А.И.Лурье. Для этого назна- чим (рис. 3) основные оси и , основные плоскости и построим два вспомогательных триэдра: полунеподвижный , и полу- подвижный . Тогда искомые углы определяются так, как это показано на рис.2. Эти углы называются соответственно углами рысканья, поперечного и продольного крена. Таблицу косинусов между осями и подвижными осями определим произведением трех мат- риц, осуществляющих последовательно повороты вокруг оси на угол , вокруг линии узлов на угол , вокруг оси на угол . Эти матри- цы, которые обозначим соответственно , имеют вид (1) 440 (2) (3) Рис. 3. Ориентация подвижных осей Произведя умножение, находим матрицу направляющих косинусов между подвижными и неподвижными осями (4) Так как по условию база совершает поворот на деформируемой по- верхности, то углы малы. Для малых углов справедливы приближенные равенст- ва , , и . Учитывая эти соотношения и пренебрегая членами, содержащими произведения малых величин, получаем приближенную таблицу направляющих косинусов 441 (5) Декартовы координаты любой точки базы теперь определятся по известным формулам                           (6) где x, у , z - координаты этой точки в подвижной системе осей. Рассмотрим сначала равновесное положение машины. В этом поло- жении некоторые машины, например отвалообразователь, работают боль- шую часть рабочего времени. Если к тому же машина не поворачивается вокруг оси Оz, т.е. = 0, то база находится в равновесии под действием вертикальной нагрузки со стороны поворотной платформы и реакций опорной поверхности. Условия ее равновесия в этом случае можно запи- сать в виде                                    (7) где р - давление под опорной базой; Pz - нормальная к опорной поверхности нагрузка, передаваемая со стороны базы; F - опорная площадь базы; Rд - радиус центра давления. Рассматриваем базу как круглый стержень, находящийся под дейст- вием сжимающей силы, смещенной относительно её оси. Тогда давление на опорную поверхность при соблюдении закона Гука где и - моменты внешних нагрузок относительно соответствующих осей Ох и Оу; - моменты сопротивления опорной площади относительно тех же осей. Как известно [4], одним из критериев статической устойчивости машин в таких случаях можно считать положение центра давления отно- 442 сительно ядра сечения опорной площади. Для круглой опорной площади ядро сечения [5] - круг радиусом (9) где D – наружный диаметр базы. Таким образом, центр давления машины должен располагаться в круге, радиус которого составляет четверть радиуса базы. Представляет интерес с целью увеличения размеров ядра сечения рассмотреть другие конструктивные формы опорной базы, прежде всего, кольцевую форму, вследствие очевидного требования полной симметрии. Определим размеры ядра сечения в этом случае. Моменты внешних нагрузок можно определить через координаты центра давления (10) где и - координаты центра давления опорной площади. Причем радиус положения центра давления   Рис. 4. Ядро сечения кольцевой базы а давление в этом случае распределено по закону (12) 443 Для того, чтобы полностью использовать опорную поверхность ба- зы, необходимо выполнение условия (13) В предельном положении центра давления, обеспечивающем вы- полнение этого условия, имеем, приравнивая нулю левую часть (12) (14) где хд тах и уд тах - координаты границы ядра сечения. Если центр давления смещается вдоль оси Оу, что не нарушает общности результата, то имеем уравнение для определения радиуса ядра сечения (15) или (16) Для кольцевой базы: (17) где R и r - соответственно наружный и внутренний радиусы кольца. Под- ставив это выражение в (16) получим: (18) где C=r/R . Таким образом, использование опорной базы в форме кольца увели- чивает радиус ядра сечения, а значит повышает устойчивость машины. При этом необходимо обеспечить значение среднего давления на опорную поверхность не большее, чем дает база в форме круга. Это требо- вание при равной массе отвалообразователей выражается соотношением: (19) где Rкр - радиус круговой базы. Для выбора радиусов кольцевой базы необходимо использовать в качестве необходимых условий соотношения (18) и (19). Эти условия не являются единственными. Так, например, можно потребовать равной ма- териалоемкости и прочности обоих баз. 444 Рассмотренные в работе вопросы позволяют разрабатывать доста- точно подробные модели машин на шагающих движителях, модернизиро- вать конструкции их опорных баз. В частности, исследование статической устойчивости показывает, что база кольцевой формы превосходит тради- ционную базу в форме круга. Литература: 1. Волков Д.П. Динамика и прочность многоковшовых экскаваторов и отвалообразовате- лей / Д.П. Волков, В.А. Черкасов. - М.: Машиностроение, 1969. - 408 с. 2. Падерни Р.Ю. Горные машины / Р.Ю. Падерни. - М.: Недра, 1980. - 390 с 3. Казаченко Г.В. Определение пространственной ориентации горных машин / Г.В. Казаченко // Горная механика. - 2007. - № 4. - С. 85-89. 4. Опейко Ф.А. Торфяные машины // Ф.А. Опейко. - Минск: Вышэйшая школа, 1968.-408 с. 5. Рудицын М.Н. Справочное пособие по сопротивлению материалов / М.Н. Рудицын, П.Я. Артемов, М.И. Любошиц. - Минск: Вышэйшая школа, 1970. - 638 с. УДК 629.331 ОЦЕНКА ЭНЕРГОЕМКОСТИ РЕЗАНИЯ ГОРНОЙ ПОРОДЫ С ПОМОЩЬЮ ЭКСПЕРИМЕНТАЛЬНОЙ УСТАНОВКИ ТИПА ДИНАМОМЕТРИЧЕСКОГО СВЕРЛА Басалай Г.А., Лютко Г.И., Казаченко Г.В. Белорусский национальный технический университет, г. Минск, Беларусь Приведено описание экспериментальной установки типа динамометрического сверла для оценки энергоемкости резания горных пород. Измерительная система позволяет измерить четыре величины, характеризующие процесс разрушения массива породы сверлением: крутящий момент, силу подачи сверла на забой, угло- вую скорость вращения сверла и скорость его подачи, с регистрацией этих вели- чин в памяти ПЭВМ и обработкой в программной среде Powergrahp. Удельные затраты мощности при разрушении массива горной поро- ды являются одним из основных показателей качества исполнительных органов добывающих машин горного производства. На снижение величи- ны этого показателя направлены усилия всех производителей горнодобы- вающего оборудования. Эта задача решается различными путями, начиная со способов разрушения массива породы и заканчивая выбором их опти- мальных параметров с точки зрения энергоемкости. При механическом разрушении массива энергоемкость зависит от большого числа факторов, в перечень которых входят группа прочностных показателей породы, свой- ства и геометрия элементов инструмента разрушения, характер их взаимо- действия с породой и т. п. Основными способами механического разруше- ния являются резание и удар, а также их комбинации. При резании породы резцами, как показывает практический опыт и результаты многочислен- 445 ных исследований для большинства горных пород, на величину сил взаи- модействия между резцами и породой наибольшее влияние помимо проч- ностных свойств породы оказывают размеры кусков, образующихся при этом горной массы. Эти размеры можно оценить различными способами [1 - 3], например, средней толщиной снимаемой резцами слоя породы (глубина резания (толщина стружки). Этот параметр является удобным как для расчетов (в большинстве случаев легко рассчитывается), так и для проведения экспериментов (можно достаточно просто задать и измерить в процессе эксперимента). В связи с изложенным и техническими возмож- ностями нами спроектирована и изготовлена экспериментальная установка (рис. 1) для исследования кинематических и силовых параметров процесса разрушения горных пород методом резания. Рис. 1. Общий вид экспериментальной установки 446 Установка создана на базе сверлильного станка и включает сам ста- нок, позволяющий создавать несколько режимов движения режущего ин- струмента за счет изменения его скоростей подачи и вращения, специаль- ное сверло для бурения шпуров в массиве калийных руд, и измерительную систему. Датчики частоты вращения и подачи сверла смонтированы на корпусе и шпинделе станка. Для фрезерования породы сверло оснащено стандартной двухперой коронкой, используемой в буровых станках для сверления шпуров в пластах калийной соли. На стол станка устанавлива- ются слесарные тиски, датчик УДМ с закрепленной на нем площадкой для позиционирования образца горной породы. В качестве испытуемых образцов используются монолитные кубики размером 100-120 мм, вырезанные из блоков горной породы, доставлен- ных из рудников в лабораторию института горного дела (г. Солигорск) для проведения испытаний на прочность. Измерительная система позволяет измерить четыре величины, ха- рактеризующие процесс разрушения массива породы сверлением: крутя- щий момент, силу подачи сверла на забой, угловую скорость вращения сверла и скорость его подачи, с регистрацией этих величин в памяти ПЭВМ и обработкой в программной среде Powergrahp. Схема измеритель- ной системы приведена на рис. 2. Рис. 2. Принципиальная схема измерительной системы: 1 – датчик угловой скорости (индуктивный); 2 – датчик перемещения (потенциометрический); 3 – УДМ; 4 – блок коммутации; 5 – тензоусилитель; 6 – адаптер USB; 7 – персональный компьютер; ПО – программное обеспечение Powergrahp. Предварительная серия экспериментов подтвердила надежность ра- боты установки, позволила определить характер и уровни нагрузочных режимов при сверлении горной породы, включающей различные пропла- сты по содержимым минералам. Результаты экспериментов в реальном режиме времени отображаются на мониторе компьютера в следующем виде (рис.3). 3 1 2 4 5 6 7 ПО 447 Рис. 3 Фрагмент отображения на ПЭВМ показаний частоты вращения 1 и подачи 2 сверла, а также осевой силы 3 и крутящего момента 4 Методика обработки данных экспериментов направлена на энерге- тическую оценку процесса резания массива породы сверлом и включает измерение некоторых непосредственных характеристик и обработку этих величин для расчета энергетических показателей. В первую очередь мож- но определить полную мощность на работу установки nn vPMN   , (1) где М – крутящий момент на сверле; Рп – усилие подачи; ω – угловая скорость сверла; vn – скорость подачи сверла на забой. Объемная производительность определяется по геометрическим пара- метрам выработки (Рис.4) и величине скорости подачи   nvdDQ  224 , (2) где D и d – диаметры основной и пилотной выработок. Рис. 4. К определению производительности D d Н vn 3 4 12 448 Тогда удельные затраты мощности на резание   nр vRR MQ N e   2 1 2 2  , (3) где Nр – мощность для резания породы. С другой стороны, удельные затраты мощности на резание можно определить расчетным путем по формуле 2 1 C p hCe  , (4) где С1 и С2 – коэффициенты, характеризующие прочностные свойства породы (С1) и степень влияния толщины снимаемой инструментом струж- ки (С2) на удельные затраты мощности; h – толщина стружки, снимаемой режущими элементами инструмента при проведении эксперимента. Величина h определяется расчетом z vh n   2 , (5) где z – число режущих кромок на поверхности резания (число заходов сверла). Экспериментальные данные, полученные при двух режимах сверле- ния, позволяют найти значения коэффициентов С1 и С2. для этого прово- дится серия экспериментов по определению ep при различных значениях толщины стружки (достаточно двух надежных экспериментов) и находятся пары значений толщины стружки и удельных затрат мощности. После этого составляется система уравнений { 2 2 222 111 C p C p hCe hCe   , (6) которая разрешается относительно коэффициентов С1 и С2. Для удобства решения системы следует преобразовать её путем ло- гарифмирования, т. е. записать { 2212 1211 lnlnln lnlnln hCCe hCCe p p   , (7) и решить полученную линейную систему относительно показателя степени С2 и ln C1. 449 Определив коэффициенты С1 и С2 можно оценивать потребные за- траты мощности на резание породы и подачу инструмента на забой. Помимо нахождения коэффициентов С1 и С2 , характеризующих влияние толщины снимаемой стружки (глубины резания) на энергоемкость процесса разрушения и экспериментального определения нагрузок на ре- жущий инструмент установка позволяет находить и другие параметры процесса разрушения, например, зависимости между силами резания и силами подачи. Литература 1. Солод, В.И. Проектирование и конструирование горных машин и комплексов / Солод, В.И., Гетопанов В.Н., Рачек В.М. - М.: Недра, 1982. -354 с. 2. Опейко, А.Ф. Тофяные машины / Ф.А. Опейко. - Минск: Вышэйшая школа, 1968. -408 с. 3. Казаченко, Г.В. Оценка распределения расчётных значений толщин стружки при измельчении руды проходческими и очистными комбайнами. / Г.В. Казаченко, Н.В. Кислов, Г.А. Басалай, П.В. Цыбуленко // Горная механика и машиностроение. - 2013. №1. -С. 46-55. УДК 622.063.23 ШУМОВЫЕ И ВИБРАЦИОННЫЕ ХАРАКТЕРИСТИКИ ПНЕВМОПЕРФОРАТОРА С УДАРНОЙ СИСТЕМОЙ «ПОРШЕНЬ-БОЕК-ИНСТРУМЕНТ» 1 Пивнев В.А., 2 Юнгмейстер Д.А., 2 Лавренко С.А., 2 Исаев А.И. 1 ОАО «Апатит», г. Кировск, 2 Национальный минерально-сырьевой университет "Горный" В статье дано описание методики проведения испытаний модернизированного перфоратора. Проведен анализ результатов измерения шума и вибрации, полу- ченных при бурении и даны рекомендации по работе с перфоратором. Конструкция и рудничные испытания модернизированного перфо- ратора ПП-54 с ударной системой «поршень-боек-инструмент» достаточно полно изложены в трудах 3-ей Международной Конференции по пробле- мам рационального природопользования, проходившей в г. Тула (2012 г.) [1], а также работах [2]. В указанной конструкции перфоратора после пер- вого удара поршня по бойку, боек между сближающимися поршнем и штангой совершает убыстряющиеся высокочастотные колебания, при этом зафиксировано увеличение скорости бурения в сравнении со стандартным перфоратором не менее, чем на 25 %. В данной статье приводятся результаты шумовых и вибрационных замеров работы модернизированного перфоратора ПП-54С2. 450 Модернизированный перфоратор ПП54С2 в ходе замеров показал улучшение многих параметров и показателей по сравнению со стандартным. Кроме роста скорости бурения и энергии удара модернизированный перфоратор показал лучшие шумовые и вибрационные характеристики. Исследования вибрации модернизированного ПП-54С2. Мето- дика проведения исследований включает в себя исследование уровня шума стандартным шумомером и проведение замеров уровня вибрации ком- плектом ВАСТ [3]. При сравнении замеров шума (рис. 1) при работе перфоратора видно, что у модернизированного перфоратора уровень шума на 2 dB ниже. Рис. 1. Результаты замера шума перфораторов: а – измерение шума перфоратора ПП-54 стандартный; б – измерение шума перфоратора ПП-54 модернизированный а) б) 451 При сравнении замеров вибрации корпуса стандартного перфорато- ра (замеры №6, рис. 2 а, 2 б) и модернизированного перфоратора с ударной системой «поршень-боек-штанга» (замеры №7, рис. 2 в, 2 г) видны разли- чия в спектрах: 1. Максимальная амплитуда (мм): Замеры №6 – 0.75 (рис. 2 а); Замеры №7 - 0.28 (рис. 2 в). Таблица 1 – Технические характеристики перфораторов Параметры перфоратора Стандартный перфоратор Стандартный перфоратор иностранной фирмы Модернизиро- ванный перфо- ратор со сдво- енной ударной системой Тип ПП-54 (ОАО «Пневматика», РФ) BBD 44L («At- las Copco», Швеция) ПП-54С2 со сдвоенной ударной систе- мой (РФ) Энергия удара, Дж 54 57*(для f=10) Не менее 64 Частота ударов поршня, с1 38 42 38 Диаметр шпура, мм 46 46/33** 46 Средняя скорость бурения апатито- нефелиновых руд по эксперимен- тальным данным, мм/мин 250…300 — 400…600 Средняя скорость бурения по рас- четным данным, мм/мин — 405* (для f=10) — Масса, кг 32 23,5 33 2. Максимальный уровень скорости вибрации (мм/с): 452 Замеры №6 на интервале 0-28 Гц – 35 мм/с, на рабочей частоте поршня (около 30 Гц) –48 мм/с (рис.2 б); а) б) в) г) 453 Рис. 2. Результаты замеров уровня вибрации специалистами Санитарно-гигиенической лабораторией: (смещение и виброскорость). Замеры №7 на интервале 0-28 Гц – 10 мм/с, на рабочей частоте поршня (около 30 Гц) – 55 мм/с (рис.2 г). Как показали результаты замеров вибрации (рис. 2), разница в виб- рации (смещение, мм) и в скорости вибрации (мм/с) для модернизирован- ного перфоратора и стандартного значительно отличаются. Максимальное смещение на рукоятке стандартного перфоратора со- ставляет 1,5 мм и более, в то время как максимальное смещение рукоятки перфоратора с бойком не превышает 0,55 мм. Виброскорости для стан- дартного и модернизированного перфоратора составляют соответственно 81 мм/с и 60 мм/с. Снижение показателей вибрации для перфоратора с бойком скорее всего объясняется важным свойством ударных систем «поршень – боек – штанга» - демпфированием или переотражением отра- женных от забоя в штангу и в перфоратор волн сжатия-растяжения, возни- кающих при ударе поршня в штангу. При этом ударная система «насыща- ет» забой напряжениями повышенного уровня, а дребезг бойка препятст- вует прохождению переотраженных волн из штанги, полученных от за- боя, в корпус перфоратора. Работу по созданию серийного образца переносного перфоратора ведет ООО «ЗУМК-Трейд», которому передан комплект конструкторской документации. Литература 1. Юнгмейстер, Д.А. Промышленные испытания модернизированного перфорато- ра ПП-54 с ударной системой «поршень-боек-штанга/ Д.А. Юнгмейстер и др. // 3 Международная конференция по проблемам рационального природопользования. – Тула. –2012. – С. 102-104. 2. Платовских М.Ю., Пивнев В.А., Юнгмейстер Д.А., Непран М.Ю., Судьенков Ю.В., Соколова Г.В. Экспериментальные и теоретические исследования перфора- тора с ударной системой «поршень-боек-штанга»// Горное оборудование и элек- тромеханика. 2011. №7. С. 9-14. 3. Юнгмейстер Д.А. Модернизация ударных буровых механизмов/Д.А. Юнгмей- стер, Л.К. Горшков, В.А. Пивнев, Ю.В. Судьенков //СПб.: Политехника-сервис, 2012. – 149с. 454 УДК 622.232.8 ИСПОЛЬЗОВАНИЕ СМЕННЫХ ИСПОЛНИТЕЛЬНЫХ ОРГАНОВ КОМПЛЕКСА ДЛЯ ПРОВЕДЕНИЯ СПЕЦИАЛЬНЫХ ВЫРАБОТОК В ШАХТАХ «МЕТРОСТРОЙ» СПБ Юнгмейстер Д.А., Лавренко С.А., Исаев А.И. Горный университет, г. Санкт-Петербург В статье представлен вариант конструкций модернизированного проходческого комплекса со сменным оборудованием, для сооружения специальных выработок. Представлен график производительности комплекса. Для устранения ручного труда при сооружении спецвыработок мет- ро необходимы средства механизации разработки забоя. Специалисты Управления механизации «Метрострой» СПб и ЗАО «Метрокон» разрабо- тали проходческий комплекс КПШ-6, который позволяет проходить выра- ботки диаметром 6 м и монтировать кольца тюбинговой крепи тоннеля. Такой комплекс включает следующие машины и механизмы (рис. 1): от- бойно-погрузочная машина 1 (модернизированный комбайна 4ПУ), крепь с опорой 2 для закрепления кровли и лба забоя выдвижными шандорами, техно- логическую тележку с манипулятором 3 для монтажа тюбингового кольца, таль 4 для подачи тюбингов в зону монтажа. При разработке забоя комплексом порода подается с помощью ков- ша на стол с нагребающими лапами и далее на скребковый конвейер ком- байна далее – в ковш погрузочно-доставочной машины, используемой для доставки породы к стволу. Рис. 1. Проходческий комплекс с шандорной крепью КПШ-6 Проходческий комплекс с шандорной крепью КПШ-6 во время ис- пытаний показал недостатки работы: сложность погрузки породы, излиш- няя многозвенность стрелы, недостаточное усилие распора крепи, пробле- ма отработки забоя со сложной структурой. Для увеличения диапазона крепости, разновидности отрабатываемой породы, а также разработки забоев с различными по крепости включениями, необходимо модернизи- 455 ровать исполнительный орган проходческого комбайна. Модернизация заключается в изменении конструкции стрелы комплекса путем удаления одного звена для устранения негативной вибрации, возникающей при раз- рушении породы, и использования исполнительных органов различного типа. В качестве сменного оборудования отбойно-погрузочной машины используются фрезерные и ударные типы исполнительных органов (рис. 2). Ударный исполнительный орган выполнен в виде сдвоенных ударников образующих между собой челюстной захват (рис. 2 в) Рис. 2. Сменное оборудование отбойно-погрузочной машины а – фрезерный исполнительный орган; б – исполнительный орган ударного действия (сдвоенные ударники) вид справа; в – исполнительный орган ударного действия (сдвоенные ударники) главный вид. Сдвоенные ударники выполнены в виде челюстного захвата и имеют переменное расстояние между продольными осями, что эффективно сказы- вается при отработке пород разной крепости с разным количеством включе- ний. При проходческих работах по породам малой крепости, челюсти ис- полнительного органа регулируется на максимальный угол захвата, а для отбойки крепких пород, угол захвата челюстей для зарубки уменьшается. Анализируя график на рис. 3 можно заметить что при крепости гли- ны f=1÷5 необходимо использовать фрезерный исполнительный орган, а при f>5 эффективней всего вести отработку ударными исполнительными органами, в данном случае выполненными в виде сдвоенных ударников образующих между собой челюстной захват. При использовании сменного оборудования повышается диапазон крепости и разновидности отрабатываемой породы, что обеспечивает эф- фективную работу комплекса не только при сооружении специальных выработок на шахтах Санкт-Петербургского метрополитена, где работы ведутся по кембрийским глинам (f=1÷4), но и на шахтах Московского метрополитена, а так, же для различных тоннелестроительных работ. а) б) в) 456 Рис. 3. График производительностей проходческого комплекса со сменным оборудованием 1 – Производительность фрезерного исполнительного органа; 2 – производительность ударного исполнительного органа при максимальной частоте ударов; 3 – производительность ударного исполнительного органа при минимальной частоте ударов; 4 – диапазон производительности при работе ударным исполнительным органом в виде сдвоенных ударников. Стоит отметить, что при совместном использовании предложенного комплекса с погрузочно-доставочными машинами возможно достичь: • различной производительности транспортировки отбитой горной породы, за счет наличия ПДМ с различными вместимостями ковша; • исключения на шахтах Метростроя оборудования такого, как за- рядные устройства, трансформаторные и преобразовательные подстанции; • повышения безопасности проведения строительных работ, из-за отсутствия контактного провода и рельсового пути. Конструкция предложенного комплекса позволяют механизировать все операции и, главное, работать по забоям любого состава для условий пород, разрабатываемых в шахтах ОАО «Метрострой» СПб. Литература 1. Основы термомеханического разрушения горных пород / Галяс А.А., Полуян- ский С.А. // Киев: Наук.думка, 1972. – 290 с. 457 2. Заявка на изобретение № 2012123029. Комплекс для проведения коротких выработок с тюбинговой крепью / Иванов А.В., Юнгмейстер Д.А., Соколова Г.В., Лавренко С.А. 3. Механика подземных сооружений. Пространственные модели и мониторинг / Протосеня А.Г., Огородников Ю.Н., Деменков П.А., Карасев М.А., Лебедев М.О., Потемкин Д.А., Козин Е.Г. // СПб: СПГГУ-МАНЭБ , 2011. – 355 с. 4. Эксперементальное исследование влияния параметров удара на показатель разрушения горных пород / Коняшин Ю.Г. // Научные сообщения ИГД им. А.А. Скачинского: Сборник научных трудов т. 21, М., Госгортехиздат, 1963. 5. Анализ использования проходческого комбайна в составе комплекса «КПШ-6» в условиях шахт ОАО «Метрострой» Санкт-Петербург./Юнгмейстер Д.А., Лавренко С.А., Иванов А.В.//журнал «Горное оборудование и электромеханика» №3, 2012 г. УДК 622.23.054.2:622.271.64 РАСШИРЕНИЕ ОБЛАСТИ ПРИМЕНЕНИЯ ПОРОДОРАЗРУШАЮЩЕГО ИНСТРУМЕНТА ДЛЯ МАШИН ГОРИЗОНТАЛЬНО НАПРАВЛЕННОГО БУРЕНИЯ Пушкарев А.Е., Колесников В.В., Чеботарев П.Н. Тульский государственный университет Тула, Россия Предлагается для расширения области применения способа горизонтально на- правленного бурения использовать в работе инструмента машины встроенный генератор гидродинамических колебаний на основе эффекта Польмана-Яновского и явление кавитации для создания продольно вибрационного ускорения. Ускоренные темпы роста объёмов строительства и освоения под- земного пространства, повышение требований к экологической безопасно- сти ведения горных работ при устройстве тоннелей и прокладке инженер- ных коммуникаций в условиях небольших глубин и наличия на поверхно- сти зданий и сооружений обуславливают необходимость создания техни- ческих средств, обеспечивающих образование выработок с минимальным воздействием на окружающий массив. В значительной степени этим усло- виям отвечают машины реализующие технологию проходки выработок малого сечения методом бестраншейной прокладки при помощи техники горизонтально направленного бурения (ГНБ). При этом обеспечивается сохранение устойчивости и целостности вмещающих пород, комплект оборудования компактен и мобилен, не требует значительных площадей и времени для подготовки и выполнения работы [1]. Сущность технологий ГНБ и прокола заключается в последователь- ном выполнении трех технологических операций (рис. 1). На первом этапе работ осуществляется проходка пилотной скважи- ны. Технически проходка осуществляется при помощи породоразрушаю- 458 щего инструмента (исполнительного органа) – головной секции со скосом в передней части. Головная секция соединена с пилотным ставом, что позволяет управлять процессом проходки скважины и обходить выявленные препят- ствия в любом направлении в пределах естественного изгиба протягивае- мой рабочей нити. Исполнительный орган может иметь отверстия для подачи бурового раствора, который закачивается в скважину и образует суспензию с размельченной породой. Буровой раствор уменьшает трение на исполнительном органе головке и штанге, предохраняет скважину от обвалов, охлаждает породоразрушающий инструмент и очищает скважину от ее обломков, вынося их на поверхность. Рис. 1. Технологический цикл работы установки ГНБ Строительство пилотной скважины завершается выходом исполни- тельного органа в заданной проектом точке. 459 После завершения проходки пилотной скважины производится ее расширение. При этом головная секция отсоединяется от става и вместо нее присоединяется риммер – расширитель обратного действия. Приложе- нием тягового усилия с одновременным вращением риммер протягивается через створ скважины в направлении буровой установки, расширяя пилот- ную скважину до необходимого для протаскивания трубопровода диаметра. Третий этап работ заключается в протягивании трубопровода по проектной траектории. Однако работоспособность инструмента ограничена прочностью разрушаемых пород, что препятствует широкому использованию данного способа. В настоящее время основной спектр инструмента, присутствую- щий на рынке ГНБ, предназначен для работ по породам малой и средней крепости. Это, во-первых, связано с дешевизной, и как следствие, доступ- ностью инструмента, а во-вторых, большая часть требуемых проколов не требует высокотехнологичного инструмента. Одним из перспективных путей повышения эффективности работы породоразрушающего инструмента является придание воздействию на массив динамического характера (кратковременные ударные импульсы) [2, 3]. В частности, продольно вибрационные ускорения, возникающих в инструменте при колебаниях жидкости, и кавитация, протекающая в буро- вом растворе способны повысить его работоспособность по крепким по- родам и расширить область применения такой техники. Коллективом кафедры геотехнологий и строительства подземных сооружений ТулГУ была разработана гидромониторная бурильная головка [4] (рис. 2) с встроенным генератором гидродинамических колебаний, включающая в себя буровую головку с каналами и соплами, управляющую поверхность и переднею поверхность. Рис. 2. Экспериментальный образец гидромониторной бурильной головки в разобранном (а) и в собранном (б) виде 460 Внутри корпуса наконечника находится диск с входными струе- формирующими каналами, резонирующими элементами в виде пластин, консольно закрепленными в диске с выходными отверстиями, фиксирую- щими винтами, обжимным кольцом, штифтами крепящимися к хвостовой части, с внутренним каналом. Каждая резонирующая пластина которого находится напротив соосного с ней струеформирующего канала. В процессе работы, при набегании буровой жидкости происходит интенсивное воздействие на резонирующие элементы, появляются возму- щения жидкости, пульсирующая кавитационная область, возбуждение в резонирующих элементах изгибных колебаний, появление вибрации пере- дающихся на бурильную головку. С целью повышения интенсивности колебаний необходимо настроить частоту собственных колебаний резони- рующих элементов на частоту собственных колебаний поступаемой жидкой среды для создания резонанса, реализуя эффект Польмана-Яновского [5-7]. Данное устройство может быть использовано для прокладывания пилотной скважины, применяясь, как головная часть исполнительного органа установки ГНБ, совместно с растворами, применяемыми в работе при бестраншейной прокладке трубопровода. Экспериментальный образец гидромониторной бурильной головки с встроенным генератором гидродинамических колебаний прошел испыта- ния, которые подтвердили его работоспособность и эффективность. Так снижение нагрузки на инструменте составило около 30% при достижении резонансного режима колебаний пластинчатых элементов и собственных колебаний поступаемой жидкой среды (промывочной жидкости). Литература 1. Рыбаков А.П. Основы бестраншейных технологий. Теория и практика. Издатель- ство: ПрессБюро, 2005. – 304 с. 2. Меламед Ю.А. Гидроимпульсная технология: большие возможности и широкий спектр применения. Журн.: Разведка и охрана недр. № 6. – М: Недра, 1993. – С.17 - 19. 3. Дзоз Н.А., Жулай Ю.А Интенсификация процессов бурения с использованием гидродинамической кавитации. Журнал:Горный информационный - аналитический бюллетень – М: Горная книга, с. 290 - 296. 4. Колесников В.В., Лежебоков А.В., Пушкарев А.Е. Особенности конструкции гидромониторной бурильной головки, Известия ТулГУ. Технические науки. Вып. 4. Тула: Изд-во ТулГУ, 2013. – С. 240 - 246. 5. Бергман Л. Ультразвук и его применение в науке и технике. – М: ИИЛ, 1956. – 726 с. 6. Неволин В.Г. Опыт применения звукового воздействия в практике нефтедобычи Пермского края – Пермь, 2008. 54с. 7. Назаренко А.Ф. Гидродинамические излучающие системы и проблема интенси- фикации некоторых технологических процессов.- Дис. докт. тех. наук. – Одесса, 1980. – 383 с. 461 УДК 621.785 TECHNOLOGY OF CREATION OF COMPOSITE MATERIALS FOR MANUFACTURING HIGH-LOADED EQUIPMENT AND TOOL 1 Basalay I.A., 2 Pavlovskaya L.F. Belarusian National Technical University, Minsk, Belarus Université Cheikh Anta Diop, Dakar, Senegal The article presents the results of studying of composite materials on boron basis on carbon steels from developed powder environment with application of various activators of treatment process and coverings properties analysis - hardness, microhardness, ten- dency to spelling, wear resistances in conditions of hydroabrasive wear and sliding friction. As operational life of tool and equipment is determined first of all by physicochemical and mechanical surface properties the purpose of the given work was development of technology of surface hardening high-loaded equip- ment and tool use boride coverings with the set characteristics on carbon steels surface, management of their structure and phase compound. The analysis of the domestic and foreign literature [1 - 3] has shown ap- plication perspective of thermodiffusion hardening of the tool and industrial equipment used in the mining industry, building materials manufacture: The industrial equipment and the tool which is using in these productions work in the conditions of intensive abrasive wear and high pressures. Level of protective properties of a covering is defined by its phase structure. Efficiency of use of coverings with boron will be defined by correctness of a choice like covering (single-phase or two-phase). The operational properties of coverings, the structure and chemical com- position of the phases have been investigated using Microscopy, X-ray spectral analysis. Thermodiffusion coverings on boron basis have been received from powder mixes prepared without electric power consumption by method of out- of-furnace metallothermy of metals, nonmetals and aluminum oxides [4-5]. From the research of effect of initial components composition of powder mix and thermite additive compound necessary for initiation of their reactivation, to thermal-kinetic parameters of metallothermic reaction behavior have been de- termined conditions of receipt on carbon steels boride coverings of various phase and chemical composition: single-phase (Fe2B), two-phase (FeB + Fe2B) and single-phase chromium alloyed (FeCr)B, differing by chemical compound and physicomechanical properties [6]. The microstructures of the boride layers obtained on the steel 45 are represented on fig. 1 462 а b c Fig. 1. Microstructures of thermodiffusion boride layers produced on carbon steel 45 а- a single-phase boride layer (Fe2B); b –a two-phase boride layer c – a single-phase boride layer (FeCr)B Numerical researches of not isothermal borating modes and mathemati- cal modeling have confirmed, that at sufficiently high chemical potential of boron-containing mix variants both single-phase and two-phase borating are possible and at various heating rates of mix at its identical compound it is possi- ble to receive both single-phase and two-phase layers as well. From the research of formations kinetics of thermo diffusion coverings with boron on carbon steels from developed powder environments with applica- tion of various activators of treatment process and coverings properties analysis - hardness, microhardness, tendency to spelling, wear resistances in conditions of hydroabrasive wear and sliding friction it has been determined: - use of developed powder environments has allowed to receive on car- bon steels diffused single-phase boride layers thickness up to 160 microns, two- phase - up to 400 microns and single-phase chromium alloyed coverings - up to 500 microns; - The highest surface hardness - up to 2200 kg /mm2 – single-phase chromium alloyed coverings bear; - Minimal tendency to spelling and ultimate ductility have single-phase boride coverings and single-phase chromium alloyed coverings; - At work in conditions of sliding friction at low speeds the greatest re- sistance have shown single-phase boride layers, at high speeds – two-phase and single-phase chromium alloyed layers and in conditions of hydroabrasive wear - single-phase chromium alloyed layers. Production tests of some types of the tool and details of the equipment with thermal diffusion coverings on the basis boron (Fig. 2) showed increase in term of operation by 2-2,5 times. 463 Fig. 2. Some types of industrial equipment and the cutting tool with coverings on the basis boron Results of conducted theoretical researches, laboratory and production researches showed that thermal diffusion boride coverings on carbon steels possess a high complex of physicomechanical characteristics. They can be used with success for hardening highly - the loaded fast-wearing-out details of con- struction cars and mechanisms, tool and industrial equipment at the industrial enterprises for production of various construction materials. Literature 1. Uslu, I. Evaluation of borides formed on AISI P20 steel /H. Comert, M.Ipek,O. Oz- derimir, C.Bindal // Mater. and Des. 2007. 28, №1, р.55-61. 2. Genel, K. Kinetcs of boriding of AISI W1 steel /I. Ozbek, C. Bindal//Mater. Sci. and Eng. A. – 2003.-V. 347, № 1-2.- Р. 311-314. 3. Genel K. Boriding kinetics of H13 steel / K.Genel// Vacuum. 2006. 80, №5, с. 451-457. 4. Хина, Б.Б. Определение фазового состава алюмотермических смесей для бори- рования / Б.Б. Хина, Н.Г. Кухарева, В.Ф. Протасевич - Литье и металлургия, 2010. - № 4. – с.20-24. 5. China, В. Termodynamiczne modelowanie syntezy proszków do borowania / B.China, N.Kuchariewa, I.Basałaj // Obróbka cieplna I cieplno-chemiczna stopów metali (Poznań)– 2010.- p.35-41. 6. Kuchrieva, N.G. Badania wpływu składu proszków na strukturę I budowę fazową warstw borowanych dyfuzujnie / N.G. Kuchrieva, Galanskaia N.A., Petrovwić S.N., Babul T // Nowoczesne procesy obróbki cieplnej w produkcji narzędzi, Krakow.-2010 г.- с.49-58 464 УДК 621.644.01 ОПТИМИЗАЦИЯ ПОТЕРЬ ДАВЛЕНИЯ В РАСПРЕДЕЛИТЕЛЬНЫХ ГАЗОПРОВОДАХ Медведева О.Н. Саратовский государственный технический университет им. Гагарина Ю.А., г. Саратов, Россия В статье предлагается решение задачи по оптимальному распределению перепа- дов давления в распределительной сети газоснабжения.  Как показывают результаты исследований [1], располагаемый пере- пад давлений в распределительных газопроводах от шкафных ГРП нахо- дится в следующих пределах: - для газовых приборов с номинальным давлением прибномР = 1300 Па; РР = 596÷914 Па; - для газовых приборов с номинальным давлением прибномР = 2000 Па; РР = 150÷600 Па. Обоснование оптимального перепада давлений в распределительных газопроводах требует проведения технико-экономических исследований. В качестве целевой функции задачи рассмотрим годовые приведен- ные затраты в систему газоснабжения по комплексу: распределительный газопровод – газовый прибор. Полагая, что затраты в сооружение и эксплуатацию газоисполь- зующих установок не зависят от величины расчетного перепада давлений в газовых сетях, переменную часть целевой функции можно представить в виде следующего уравнения [1]:   min)(  РТРЗЗ ГС , (1) где З – затраты в систему газоснабжения, руб/год·кв.; ГСЗ – затраты на газовую сеть, руб/год·кв.; Т – прирост годовой стоимости расходуемого топлива за счет снижения КПД газоиспользующих установок, руб/год·кв. Приведенные затраты в сооружение и эксплуатацию газовой сети определяются по формуле lbdaЗГС )(  , (2) где d – диаметр газопровода, см; l – длина газопровода, м; a – стоимостной коэффициент газопровода, руб/(год·м); b – стоимостной коэффициент газопровода, руб/(год·см·м). Численные значения коэффициентов а и b в зависимости от мате- риала газопровода и способа прокладки приводятся в [2]. Согласно [3], диаметр газопровода определяется по формуле: 465 21.0 368.021.0      P l Vd p , (3) где  – коэффициент пропорциональности, численные значения которого определяются видом газа и величиной шероховатости стенок трубопрово- да; V – расход газа по трубопроводу, м3/ч; ∆P – потеря давления в газопро- воде, Па; pl – расчетная длина газопровода, м. На величину КПД газоиспользующей установки Г существенное влияние оказывает величина давления газа перед газовым прибором ГР . Чем больше отклонение указанного давления от номинальной величины прибномР , тем ниже КПД использования газа [4]. Согласно результатам исследований, приведенным в [5], экспери- ментальная зависимость относительного КПД газоиспользующей установ- ки от относительного давления газа перед прибором аппроксимируется следующим выражением 553,199,2423,4 765,0066,3355,2514,0 2 3456   отнотн отнотнотнотнотн РР РРРР . (4) Абсолютные значения КПД газоиспользующей установки находятся пересчетом по формулам: номотнГ  00 , (5) номГотнГ  , (6) где ном – КПД газоиспользующего прибора при работе на номинальном давлении газа. Топливную составляющую целевой функции следует определять по формуле:      0 11 ГГ номгодГ VСТ , (7) где годV – годовой расход газа при работе газоиспользующей установки на номинальном режиме, м3/год; ГС – удельная стоимость газа, руб/м3. Система уравнений (1)÷(7) формирует экономико-математическую модель задачи. Связь между давлением газа перед газоиспользующим прибором ГР и потерей давления в распределительном газопроводе уста- навливается следующими уравнениями: - при максимальном давлении на выходе из регулятора 466 РРРР счрегГ  max , (8) - при минимальном давлении на выходе из регулятора РРРР счрегГ  min . (9) Сложный характер целевой функции (1) затрудняет применение для её анализа строго математических методов (методы первой и второй про- изводных). Поэтому для нахождения оптимального значения управляюще- го параметра optP воспользуемся методом вариантных расчетов. В целях численной реализации экономико-математической модели (1)÷(9) были проведены соответствующие расчеты. В качестве объекта газоснабжения принята отопительная котельная, оборудованная чугунны- ми секционными котлами. Снабжение котельной газом осуществляется от шкафной газорегуляторной установки с минимальной величиной регули- руемого давления регРmin . Котлы эксплуатируются при постоянном расходе газа, близком к номинальной величине. Изменение теплопроизводительно- сти котельной в зависимости от температуры наружного воздуха обеспе- чивается путем автоматического включения (выключения) котлов по тем- пературному графику тепловой сети. В расчетах использовались следующие исходные данные и предпо- сылки: 1. Расчетная теплопроизводительность котельной Q = 500 МДж/ч. 2. Номинальное давление газа перед котлами прибномР = 1300 Па. 3. КПД отопительных котлов при работе в номинальном режиме ном = 86 %. 4. Годовое число часов использования максимума тепловой нагруз- ки год = 2500 ч/год. 5. Длина распределительного газопровода l = 60 м. 6. Прокладка газопровода – подземная из стальных труб. 7. Удельная стоимость газа ГС = 10 руб/м3. Результаты соответствующих расчетов представлены на графике (рис. 1). Как видно из графика, минимальным приведенным затратам в систему газоснабжения minЗ = 20917 руб/год соответствует оптимальная потеря давления в газопроводе optP = 120 Па. Указанная величина значи- тельно меньше предельно допустимого значения ( pPmin = 596 Па). 467 Рис. 1. Зависимость приведенных затрат в систему газоснабжения от потери давления в газопроводе Оптимизация потерь давления в распределительных газопроводах обеспечивает значительную экономию затрат в сооружение и эксплуата- цию системы газоснабжения. Так, например, при расчетной потере давле- ния pPmin = 596 Па, согласно рис. 1, имеем З = 29733 руб/год. Таким образом, оптимизация потерь давления снижает приведенные затраты в сооружение распределительных на 42,2 %, при этом, экономия газового топлива составит 9931,7 м3/год. Литература 1. Курицын Б.Н., Медведева О.Н., Иванов А.А. Режимы давления газа в системах газоснабжения от шкафных газорегуляторных установок// Научно-технические проблемы совершенствования и развития систем газоэнергоснабжения: Сб.научн.трудов. – Саратов: изд-во СГТУ, 2009. – С. 53-57. 2. Курицын Б.Н., Медведева О.Н., Фролова О.А. Оптимизация поселковых систем газоснабжения на базе шкафных газорегуляторных установок// Теоретические основы теплогазоснабжения и вентиляции: Материалы Международной научно- технической конференции. – М.: МГСУ, 2005. – С. 268-272. 3. Ионин А.А. Газоснабжение. – М.: Лань, 2012. – 439с. 468 4. Курицын Б.Н., Медведева О.Н., Иванов А.А. Влияние давления газа на эффек- тивность его использования// Приволжский научный журнал. – Н.Новгород: ННГАСУ, 2009. – №3 (11). – С. 65-69. 5. Курицын Б.Н., Медведева О.Н., Иванов А.А. Исследование тепловой эффек- тивности водогрейных аппаратов, работающих на газовом топливе// Вестник Юж- но-Уральского гос. ун-та, серия «Строительство и архитектура». – выпуск 8. – №16. – Челябинск: Издательский центр ЮУрГУ, 2009. – С. 54-57. УДК 621.187 ПРОЕКТНАЯ ОЦЕНКА ИЗМЕЛЬЧЕНИЯ КАЛИЙНОЙ РУДЫ В УДАРНО-ЦЕНТРОБЕЖНЫХ ДРОБИЛКАХ Таяновский Г.А., Худайназаров К. Белорусский национальный технический университет, Минск, Беларусь В статье рассмотрена математическая модель процесса измельчения калийной руды и предложено универсальное выражение селективной функции измельчения На сильвинито-обогатительных фабриках уже имеются примеры использования ударно-центробежных дробилок. Среди устройств, исполь- зуемых для измельчения калийной руды при подготовке к флотации, та- ких как молотковые дробилки, стержневые мельницы, ударно- центробежные дробилки, последние имеют существенное преимущество из- за обеспечения более узкого фракционного состава измельченного продукта, что особенно важно при необходимости наиболее полного извлечения хлор- калия во флотационных машинах и уменьшения его выноса со шламом. Меняя степень измельчения руды путем выбора режима работы, можно влиять как на технологические параметры производства калийных удобрений, так и на их свойства. При этом измельчение калийной руды на центробежно-ударных дробилках позволяет получать продукт требуемого гранулометрического состава при минимальных эксплуатационных затра- тах. Благодаря ударному методу измельчения продукт, получаемый в про- цессе измельчения, отличается узким гранулометрическим составом. При этом снижается энергоемкость процесса измельчения в кВт*ч/т и намол металла в готовый продукт, в сравнении с другим применяемым для этих же целей оборудованием. На гранулометрический состав измельченного продукта не оказывает влияния износ рабочих органов дробилки. Круп- ность готового продукта можно регулировать в процессе работы без оста- новки оборудования. Использование центробежно-ударных дробилок по- зволяет измельчать минеральное сырье с различными свойствами для про- изводства широкой гаммы продуктов. Учеными установлена тесная связь между размером частицы и рас- ходом энергии на ее разрушение. Измельчение требует затрат энергии тем больших, чем выше требуемая степень измельчения. Центробежно- 469 ударный способ дробления по схеме «камень о металл» известен доста- точно давно и в последнее время находит все большее применение в про- цессах дробления и измельчения рудных и нерудных материалов, благодаря тому, что практически вся подводимая к дробилке энергия используется для сообщения кинетической энергии измельчаемому материалу, а последние достижения изобретателей существенно повысили технический уровень таких дробилок. Центробежно-ударные дробилки имеют большой КПД, высокий коэффициент измельчения и достигнутая надежность в работе обусловливают достаточную экономическую эффективность их примене- ния. При разработке центробежно-ударной дробилки необходимо еще на стадии проектирования оценивать наиболее вероятный гранулометри- ческий состав дробленого продукта. Однако анализ научных публикаций показал, что применительно к дроблению калийной руды таких работ не- достаточно [1-8]. В работе Денисова Д.Г. [6] предложена математическая модель процесса измельчения калийной руды в центробежно-ударных дробилках на основе известной балансовой модели измельчения [3, 6, 7] где P(ξ) - селективная функция измельчения; F(δi,ξ) - распределительная функция; fo(δ) - плотность распределения исходного материала; f(δ) - плотность распределения дробленого материала; δ – размер частиц, мм. Математическое моделирование процесса передела дисперсного ма- териала по балансовой модели состоит в определении материальных балан- сов для всех классов крупности до и после разрушения на основе расчета селективной и распределительной функций для каждого фракционного клас- са. На основе анализа известных выражений селективной функции рас- пределения массовых долей классов разрушенных частиц измельченного минерального сырья [5 - 7] в данной работе предложено, на наш взгляд, достаточно универсальное выражение селективной функции, в сравнении с другими известными выражениями, применительно к различным видам дробилок: 470 , где α, λ – постоянные параметры селективной функции для конкретного измельчаемого материала и конструкции дробилки; δ – размер разрушае- мых частиц минерала, мм. Это моделирующее выражение расширяет возможности опытной идентификации параметров селективной функции с необходимой точно- стью по результатам испытаний подобных разрабатываемой эксперимен- тальных образцов дробилок. Параметр α зависит от производительности и конструкции дробильного устройства, изменяется в диапазоне 0<= α <= 10 и может быть представлен двухчленном (k*Q+c), где k – коэффициент влияния производительности Q, в (т/ч)-1; c – параметр конструкции дро- бильного устройства. Параметр λ имеет размерность м-1, определяется физико-механическими свойствами измельчаемого материала и имеет значения в числовом формате λ=x,xxx*10-n, где x,xxx – мантисса числа, n – показатель степени от 1 до 6. Селективная функция P(δ) характеризует вероятность разрушения частиц размера δ и численно равна массовой доле в дробленом продукте частиц класса δ [5, 6]. Характер предложенной селективной функции, в сравнении с пред- ложенной в работе [6] (рис. 1 в) ), при различных значениях параметров, показан на рис. 1 а), б). Значения идентификаторов с греческой буквой ν представляют некоторые базисные значения, характерные для дробилок различных видов. Рис. 1. Селективная функция распределения при различных ее аналитических выражениях и значениях параметров 471 Кривые на рис. 1а) и 1в) характерны для центробежно-ударных дро- билок, а на рис. 1б) – для конусной дробилки. Предложенное моделирующее выражение селективной функции обеспечивает описание характера протекания кривых, имеющих место на практике (рис. 2 и 3). Рис. 3. Изменения фракционного состава материала в центробежной дробилке Титан Д-250 (опыт) [6] 472 Распределительная функция F(δi,ξ) характеризует распределение осколков дробленого продукта, получающихся из частиц различных фрак- ций исходного питания, по классам меньшего размера ξ и может быть описана моделирующим выражением [6]: , где m, q – параметры кривой распределения; δi , δmin- параметры положе- ния кривой распределения, мм. Графически преобразование фракций ис- ходного полидисперсного минерального сырья в дробленый продукт мо- жет быть представлено трехмерной поверхностью. Приведенные выражения позволяют на основе результатов натурно- го эксперимента с разрабатываемой центробежно-ударной дробилкой на- строить моделирующие выражения и получить значения параметров, вхо- дящих в них, а затем использовать их для выбора проектных параметров разрабатываемой дробилки, обеспечивающей требуемое качество дробле- ного продукта. Литература 1. Тарасик В.П. Математическое моделирование технических систем: Учебник для вузов. – Мн.: ДизайнПРО, 1997. – 640 с. 2. Алабужев П.М. и др. Теории подобия и размерностей. Моделирование. М.: Высшая школа, 1968. - 205 с. 3. Андреев С.Е., Товаров В.В., Перов В.А. Закономерности измельчения и исчисле- ния характеристик гранулометрического состава. М.: Металлургиздат, 1959. - 437 с. 4. Вентцель Е.С. Теория вероятностей. М.: Гос. издательство физико- математической литературы, 1958. - 464 с. 5. Ржевский В.В., Новак Г.Я. Основы физики горных пород. М.:Недра, 1984. - 360 с. 6. Денисов Д.Г. Моделирование процесса измельчения в дробилках ударного действия. -Журнал «Вестник ИГЭУ», Вып. 2, 2006 г. , с.1-4. 7. Качанов Л. М. Основы механики разрушения. — М.: Наука, 1974. — 312 с. 8. Веденяпин Г.В. Общая методика экспериментального исследования и обработ- ки опытных данных. М. «Колос» 1967 212 с. 473 УДК 629.331 ОСОБЕННОСТИ РАСЧЕТА ЗАБОЙНЫХ КОНВЕЙЕРОВ Казаченко Г.В., Басалай Г.А., Русак А.О., Элясов М.А. Белорусский национальный технический университет, г. Минск Рассмотрены эксплуатационные показатели скребковых конвейеров при их ис- пользовании в составе очистных комплексов в подземных горных выработках. Приведена методика расчета забойного конвейера. Конвейеризация транспорта в шахтах осуществляется, в основном, тремя типами конвейеров: скребковыми, ленточными и пластинчатыми. На выбор типов конвейеров, их конструкций и параметров, решающее влияние оказывают условия работы и требо-вания, которые предъявляются к конвейерному транспорту при эксплуатации в угольных и рудничных шахтах.Скребковые конвейеры в настоящее время являются, по существу, единственным типом забойного конвейера, применяемого при принятой в рудничных шахтах системе разработки длинными столбами (лавами). Они наиболее технологично вписываются в забойный механизированный комплекс. Современный забойный конвейер комплексно-механи-зированной лавы обеспечивает: -транспортирование горной массы из лавы и подачу ее на последующие транспортные средства; -поддерживание и направление комбайна в процессе его перемещения; -перемещение конвейера совместно с комбайном посредством воздействия комплекса крепи на место нового рабочего хода; -направление передвижения секций механизированной крепи, сохраняяпостоянство шага секций по длине лавы; -защиту от возможных перегрузок. Скребковый конвейер (Рис.1), как правило, включает в себя: - цеп- ной тяговый орган со скребками; - рештачный став; -навесное оборудова- ние; -приводные и натяжные станции. Навесное оборудование служит для системы подачи комбайна, связи кон- вейера с секциями крепи и ряда других функций. Рештачные ставы забойных конвейеров состоят из рештаков, связь между которыми осуществляется болтами или резьбовыми стержнями, и допус- кает небольшие повороты рештаков относительно друг друга. Как рештачный став, так и тяговые цепи, а также приводы конвейе- ра работают в условиях больших и изменяющихся нагрузок, что предъяв- ляет к ним особые требования, которые необходимо учитывать при проек- тировании конвейеров. 474 Рис.1. Схема забойного скребкового конвейера Исследования и некоторые результаты Основная особенность забойных скребковых конвейеров, как меха- нических систем, заключается в том, что они представляют собой механи- ческие системы переменной массы. Причем при поступлении массы на конвейер последняя приобретает поступательную скорость равную скоро- 475 сти конвейера. Поэтому тяговое усилие цепей конвейера можно предста- вить в виде: , (1) где Ртр - сила трения перемещаемой породы о став конвейера; Pg - составляющая силы тяжести при работе конвейера на наклонных к горизонту лавах; Ри - инерционная сила, как следствие разгона поступающей на конвей- ер горной массы; - часть тягового усилия, возникающего от изменения массы пере- двигаемой породы; Рхх - усилие холостого хода. Для определения составляющих тягового усилия, связанных с вели- чиной массы породы, перемещаемой конвейером, воспользуемся теоремой об изменении количества движения применительно к перемещающимся элементам конвейера. , (2) где m – масса перемещающихся элементов конвейера; к - скорость их перемещения, равная скорости конвейера. Передвигаемая масса состоит из двух частей: , (3) где – масса подвижных частей конвейера, – масса передвигаемой породы. Учитывая, что масса породы на конвейера изменяется, имеем , (4) При постоянной стационарном режиме работы очистного комбайна: , (5) Тогда в соответствии с формулой (1) тяговое усилие цепей конвейера , Так как , а , (6) где Q – объемная производительность конвейера, ρ - плотность перемещаемой конвейером горной массы. Сила трения породы о желоб: 476 , (7) где φ – угол наклона конвейера; f – коэффициент трения породы о желоб. Масса передвигаемой конвейером породы изменяется и зависит от длинны его загруженной части. , (8) где F – площадь поперечного сечения слоя породы на конвейере; l – длина загруженной части. В предельном случае l равна длине лавы . Так как , то и при полностью загруженном конвейере: , (9) Таким образом, предельная сила трения , (10) Сила, необходимая для сообщения кинетической энергии посту- пающей на конвейер горной массе, может быть найдена из выражения: = , (11) где – мощность, необходимая для сообщения кинетической энер- гии породе, поступающей на конвейер. Запишем выражение для вычисления Т:. , (12) где Т – кинетическая энергия, приобретаемая горной массой, поступившей на конвейер. Учитывая теперь, что , (13) и принимая во внимание постоянство скорости конвейера, имеем , а (14) , (15) Тогда окончательно тяговое усилие цепей конвейера при его полной загрузке: , (16) Учитывая то, что производительность конвейера равна производи- тельности комбайна можно записать , (17) 477 где – коэффициент разрыхления породы режущим органом комбайна, п – скорость подачи комбайна, В – ширина захвата. H – мощность пласта породы, вынимаемого комбайном. Подстановка выражения (17) в выражение (16) дает возможность оценить влияние скорости комбайна на тяговое усилие конвейера. Дейст- вительно, в этом случае , (18) Это соотношение показывает, что тяговое усилие зависит от скоро- сти подачи комбайна, а также свойств самой горной массы и скорости самого конвейера. На рис. 2. приведены зависимости, иллюстрирующие влияние некоторых факторов на это усилие. Рис. 2. Влияние скорости конвейера и длины лавы на тяговое усилие Литература: 1. Морев, А.Б. Горные машины для калийных рудников / Морев А.Б., Смычник А.Д., Казаченко Г.В. -Минск: Интегралполиграф, 2009. -543с. 478 УДК 621.867.8:622.331 МЕТОДИКА ОПРЕДЕЛЕНИЯ ДЕЙСТВИТЕЛЬНЫХ РЕЖИМНЫХ ПАРАМЕТРОВ ПНЕВМОТРАНСПОРТА ИЗМЕЛЬЧЕННОГО ТОРФА Петренко С.М. Белорусский национальный технический университет, г. Минск Предложена методика численного определения действительных режимных пара- метров процесса пневмотранспорта измельченного торфа по расходным. Мето- дика позволяет определить такие важные для технологии действительные пара- метры как истинная концентрация торфяных частиц в потоке аэросмеси, дейст- вительные скорости воздуха и материала и относительное скольжение воздуш- ной и твердой фаз. Под режимными параметрами процесса пневмотранспорта сыпучих материалов понимаются факторы, изменение которых приводит к соответ- ствующему изменению потерь давления на единице длины пневмотранс- портного трубопровода. Анализ результатов теоретических и эксперимен- тальных исследований показывает, что к ним относятся: физические свой- ства, состояние и расход несущей воздушной фазы, массовая расходная концентрация или производительность по транспортируемому материалу, размерно-плотностные и аэродинамические характеристики транспорти- руемых частиц, а также геометрические размеры трубопровода и угол наклона его к горизонту. В соответствии с физической моделью регулирования силового взаи- модействия в потоке аэросмеси [1] изменение любого режимного параметра или их совокупности вызывает изменение условий взаимодействия в объеме аэросмеси поверхностных, массовых и инерционных сил, что приводит к переходу к режиму течения с другим значением истинной объемной концен- трацией материала и другими потерями давления на пневмотранспорт. Учет влияния всех режимных параметров на силовое взаимодейст- вие в потоке аэросмеси возможен при описании ее движения как течения двухфазной гетерогенной среды с использованием действительных ре- жимных параметров - истинной концентрации транспортируемого мате- риала и действительных (с учетом стеснения поперечного сечения трубо- провода частицами материала) скоростей несущей воздушной и твердой фаз [2]. Однако экспериментальное определение истинной объемной кон- центрации для определения действительных скоростей воздушной и твер- дой фаз достаточно сложно в отличие от регистрации так называемых расходных режимных параметров - приведенных (отнесенных ко всему поперечному сечению трубопровода) скоростей воздуха и витания частиц материала и расходной массовой концентрации. В данной работе представлена методика численного определения действительных режимных параметров вертикального пневмотранспорта 479 измельченного торфа по известным из опыта перепаду давлений на участ- ке пневмотранспортного трубопровода и расходным параметрам. Методи- ка основывается на математической модели [3] процесса пневмотранспор- та измельченного торфа при установившемся режиме. Уравнения неразрывности воздушной и твердой фаз: ,)1( SсQ ввв  (1) ,ScQ ммм  (2) где Qв и Qм - массовые производительности соответственно по воздуху и по измельченному торфу; c – истинная объемная концентрация торфяных частиц в объеме аэро- смеси; в и м – плотности соответственно воздушной и твердой фаз; S - площадь поперечного сечения трубопровода; в и м – действительные (с учетом стеснения поперечного сечения трубопровода частицами материала) скорости воздуха и торфяных частиц. Уравнения движения воздушной и твердой фаз: , 12 sin 2 взм в ввв Fc c D g L p    (3) , 2 sin 2 взм м ммм FD g L p   (4) где p - перепад давления на длине L участка пневмотранспортного тру- бопровода с вполне установившимся течением аэросмеси; g – ускорение свободного падения; в - коэффициент сопротивления воздушной фазы; м - коэффициент сопротивления перемещению частиц твердой фазы; α - угол наклона трубопровода к горизонту; Fвз - отнесенная к единице массы сила аэродинамического взаимодейст- вия несущей среды и твердых частиц. Уравнение состояния воздушной фазы при допущении об изотер- мическом процесс расширения воздуха: , 0 0 в pp   (5) где 0 – плотность воздуха в сечении трубопровода с давлением p0. 480 Среднее по длине участка L , на котором измеряется перепад давле- ния ∆p, давление воздуха         1/lg3,2 к н к ннср р р р ррр , (6) где pн и pк – соответственно давление в начале и конце участка, на кото- ром измеряется перепад давления, и расчетная плотность воздуха  ксрвкв рр  , (7) где вк - плотность воздуха при давлении pк. После последовательного исключения из уравнений (3) и (4) Fвз , затем ∆p/L они приводятся к виду: )(4 .0 )1(22 sin)( ' 22  c F DD g взммммввввм  Из последнего уравнения можно выразить м : 2 2 22 sin)1(2)1( 2 м в м в в м в м вз м м gD c FD        . С учетом выражения для силы межфазного взаимодействия: 2 )()( s мвмв вз AbsgF    , (8) где s - действительная (с учетом стеснения потока частицами транспор- тируемого материала) скорость витания 2 3 23 ))/(1()1( Ddc эsпs  , (9) sп - определяемая по методике [4] приведенная (т. е. без учета стесне- ния потока) скорость витания; dэ – эквивалентный диаметр торфяных частиц, получим (10) sin)1(2 )1( )()(2 2 2 222 м в м вв м в мs мвмв м м gD c AbsgD           )(3 , 22 )1(sin))1(( ' 22 D c D cgcgc L p м мм в ввмв   481 Действительная скорость воздуха определяется по известной из опыта приведенной (отнесенной ко всему поперечному сечению трубо- провода) скорости Vв =4Qв/D2в:  сVвв  1/ (11) Действительная скорость материала определяется по известной из опыта массовой производительности по материалу сD Q м мм  2 4 . (12) Коэффициент в сопротивления воздушной фазы определяется по эмпирическим зависимостям вида (Re)fв  , где Re = вDв/ - критерий Рейнольдса;  - динамическая вязкость воздуха. Алгоритм определения действительных режимных параметров по расходным следующий. Используются получаемые обычно в эксперимен- тах зависимости ∆p/L = f(Vв) при известной производительности по мате- риалу Qм или зависимости ∆p/L = f(µ) при постоянной приведенной ско- рости воздуха Vв (µ = Qм /Qв - массовая расходной концентрация). По известным степени разложения, степени механической перера- ботки, влажности и гранулометрическому составу образца фрезерного торфа определяются значения dэ, м и sп по эмпирическим зависимостям, приведенным в [4]. Среднее по длине L участка трубопровода давление и соответст- вующая этому давлению плотность воздуха определяются по известным значениям (∆p/L)оп по зависимостям (6) и (7). Для каждой опытной точки определяются пары значений (∆p/L)оп и Vв. При известном Qм для этих значений циклическими итерациями с изменением истинной объемной концентрации от cmax до cmin с заданным шагом dc по формулам (9), (11) и (12) вычисляются действительные скорости витания, воздуха и материала. Затем по действительной скорости воздуха вычисляется значение Re и коэффициент в сопротивления воздушной фазы. Полученные значения используются для вычисления по (10) коэф- фициента м сопротивления перемещению частиц твердой фазы. Далее вычисленные значения подставляются в (3') для определения расчетного значения (∆p/L)р при текущем значении истинной концентрации. Расчетное значение (∆p/L)р сравнивается с опытным (∆p/L)оп. Если абсолютное значение разности расчетного и опытного значений │(∆p/L)р - (∆p/L)оп превышает за- данную погрешность вычислений , текущее значение истинной объемной концентрации уменьшается на величину шага dc и вычисления продолжают- 482 ся. Если текущее значение истинной объемной концентрации достигло cmin и условие │(∆p/L)р - (∆p/L)оп │< =  не выполнилось, итерации повторяются с уменьшенным шагом dc до выполнения условия. Значение истинной объемной концентрации, при котором выполня- ется условие│(∆p/L)р - (∆p/L)оп │< = , удовлетворяет уравнениям (3) и(4) и соответствует реализуемой в данном конкретном случае пневмотранс- порта совокупности режимных параметров. По известному значению c и расходным параметрам можно опреде- лить действительные скорости воздуха и материала, влияние совокупности реализуемых в данном конкретном случае режимных параметров на вели- чину коэффициента сопротивления перемещению торфяных частиц м.. Далее легко определяются все важные для понимания закономерностей процесса пневмотранспорта действительные параметры: относительная скорость и относительное скольжение воздушной и твердой фаз, сила их аэродинамического взаимодействия, которая является движущей при на- правленном перемещении торфяных частиц. Можно определить потери давления только на перемещение торфяных частиц и только воздуха, их вклад в суммарные потери давления. Погрешность предложенной методики определения действительных режимных параметров по расходным прежде всего обусловлена погрешно- стями определения приведенной скорости витания полидисперсной смеси торфяных частиц, а также приведенной скорости воздушной фазы и давления, т. к. погрешность расчета может быть задана сколь угодно малой. Литература 1. Петренко, С.М. Формирование режимов движения аэросмеси при пневмотранс- порте сыпучих материалов/ С.М.Петренко // Машины и технология торфяного производства. – Минск: Вышэйшая школа, 1987. – Вып.16. –С.73-77. 2. Петренко, С.М. Уравнения движения двухфазной среды в пневмотранспортном трубопроводе / С.М.Петренко // Проблемы технологии и механизации разработки месторождений полезных ископаемых: сб. науч. тр. Междунар. научно – техн. конф., Минск, 20 -23 февраля 2009 г. / Часть 1. –Минск, 2009. –С. 106 – 109. 3. Петренко С. М. Математическая модель установившегося режима пневмотранс- порта измельченного торфа / С.М.Петренко // Процессы и средства добычи и пере- работки полезных ископаемых: сб. науч. тр. МНТК, Минск, 17 -20 апреля 2012 г. / Минск, 2012. –С. 243 – 247. 4. Кислов, Н.В. Аэродинамика измельченного торфа / Н.В. Кислов / под. ред. И.И. Лиштвана. – Минск: Наука и техника, 1987. -175 с. 483 УДК 621.867.8:622.331 ДЕЙСТВИТЕЛЬНЫЕ РЕЖИМНЫЕ ПАРАМЕТРЫ ВЕРТИКАЛЬНОГО ПНЕВМОТРАНСПОРТА ИЗМЕЛЬЧЕННОГО ТОРФА Петренко С.М. Белорусский национальный технический университет, г. Минск Численно определены важные для технологии и понимания физической сущности процесса пневмотранспорта измельченного торфа действительные режимные параметры – истинная концентрация торфяных частиц в аэросмеси, действи- тельные скорости воздушной и твердой фаз. Получены зависимости действи- тельных режимных параметров от легко регистрируемых расходных параметров – приведенной скорости воздуха и производительности по транспортируемому материалу. Действительные режимные параметры процесса вертикального пневмотранспорта фрезерного торфа определялись из экспериментальных данных, приведенных в [1] в виде зависимостей перепада давления от приведенной (отнесенной ко всему поперечному сечению трубопровода) скорости воздуха ∆p/L = f(V) в трубопроводах различных диаметров при различных производительностях Qм по транспортируемому материалу. Характерный вид зависимостей ∆p/L = f(V) представлен на рис. 1. Действительные режимные параметры определялись по методике, изложенной в материалах доклада «Методика определения действитель- ных режимных параметров пневмотранспорта измельченного торфа» (в настоящем сборнике). Для оценки влияния на действительные режимные параметры про- изводительности Qм при фиксированных значениях скорости воздуха экс- периментальные зависимости ∆p/L = f(V) аппроксимировались полинома- 100 200 300 400 500 600 700 800 5 10 15 20 25 30 Пе ре па д д ав ле ни я∆ P /L , П а/м Приведенная скорость воздухаV, м/с Рис. 1. 484 ми (величина достоверности аппроксимации R2 = 0,895..0,964). Значения ∆p/L для ряда значений приведенной скорости воздуха V вычислялись по аппроксимирующим уравнениям при разных значениях Qм. С увеличением приведенной скорости воздуха при постоянном значении Qм соответственно увеличиваются действительные скорости воздуха Vv, материала Vm, относительная скорость Vot = Vv-Vm и действительная ско- рость витания Vs. Характер изменения этих скоростей при пневмотранс- порте фрезерного торфа в трубопроводе диаметром D = 80 мм при Qм = 1кг/с представлен на рис. 2. Устойчивое направленное перемещение торфяных частиц вверх реализуется при приведенных скоростях воздуха, соответствующих усло- вию Vot > Vs (правые ветви кривых ∆p/L = f(V) на рис. 1. Разность скоростей Vot – Vs возрастает с увеличением V из-за увеличения торможения торфяных частиц вследствие более интенсивного взаимодействия их со стенками тру- бопровода при более высоких скоростях воздуха. Движущей силой при вертикальном пневмотранспорте является сила аэродинамического взаимодействия Fвз между несущей воздушной средой и торфяными частицами. Величина этой силы, отнесенная к едини- це массы, в области устойчивого транспортирования торфяных частиц вверх (правые ветви кривых ∆p/L = f(V) на рис.1. превышает минимально возможное для режима «витания » частиц с вертикальной скоростью Vm = 0 значение 9,81 Н. С увеличением приведенной скорости воздуха V сила аэродинами- ческого взаимодействия Fвз также возрастает за счет увеличения отноше- ния Vot /Vs (рис 3). Рис. 2. 485 Истинная объемная концентрация c торфяных частиц в объеме аэ- росмеси при Qм = const снижается с увеличением V, а коэффициент отно- сительного скольжения фаз  = Vm/Vv возрастает (рис. 4). Увеличение Vv = V(1- c) при возрастании V и соответствующем ему уменьшении истинной объемной концентрации объясняется незначи- тельным уменьшением c на фоне более существенного увеличения при- веденной скорости V. Влияние приведенной скорости воздуха V и производительности по материалу Qм на истинную объемную концентрацию в вертикальном тру- бопроводе диаметром D = 53 мм показано на рис. 5. На рис. 6 представлен характер зависимости коэффициента относи- тельного скольжения компонент от приведенной скорости воздуха V и производительности по материалу Qм. Рис. 3. Рис. 4. 486 Анализ влияния на величину коэффициента сопротивления переме- щению материала м (на диаграмме обозначен Lm) действительных ре- жимных параметров (относительной скорости фаз и скорости витания, скорости материала, истинной объемной концентрации, диаметра трубо- провода и плотности торфяных частиц) показал следующее. Коэффициент м отражает влияние совокупности реализуемых в каждом конкретном случае пневмотранспорта измельченного торфа действительных режим- ных параметров и не может использоваться в качестве константы, характе- ризующей измельченный торф. Целесообразно использовать для опреде- ления м критериальные зависимости, учитывающие влияние всех дейст- вительных режимных параметров. Рис. 6. 0,5 0,52 0,54 0,56 0,58 0,6 0,62 0,64 15 20 25 30 35 Ко эф фи ци ен т о тн оси тел ьн ого ск ол ьж ен ия Приведенная скорость воздуха,м/с Qm=0,55 кг/с Qm=0,89 кг/с Qm=1,30 кг/с Qm=1,74 кг/с Qm=2,10 кг/с Рис. 5. 487 Наиболее существенно м зависит от соотношения Vot/ Vs относитель- ной скорости воздушной и твердой фаз и действительной скорости витания. Характерный вид зависимостей м = f(V) при различных значениях Qм для условий взвешенного транспортирования одного из образцов из- мельченного торфа представлен на рис. 7. Для каждой конкретной совокупности реализуемых режимных па- раметров существуют значения истинной объемной концентрации cmin и коэффициента относительного скольжения min , при которых затраты энергии на пневмотранспорт минимальны. Характерный вид зависимости ∆p/L = f(c) при пневмотранспорте фрезерного торфа в трубопроводе диаметром D = 80 мм при Qм = 1кг/с представлен на рис. 8. Рис. 7. Рис. 8. 488 На рис.9 представлен характерный вид зависимости ∆p/L = f() для тех же режимных параметров (фрезерный торф, диаметр трубопровода D = 80 мм, Qм = 1кг/с). Потери давления на пневмотранспорт ∆p/L являются суммой потерь давления на перемещение материала dpm/dL и потерь давления на пере- мещение воздуха dpv/dL. При известных действительных режимных параметрах они могут быть определены по отдельности. Согласно [2], потери давления на перемещение материала , 2 sin)( 2 D cgc L p ммммм   (1) и потери давления на перемещение воздуха. , 2 sin)( 2 D cgc L p ммммм   (2) На рис. 10 представлены зависимости ∆p/L = f(V), dpv/L = f(V) и dpm/L = f(V) для одного из образцов фрезерного торфа со средним диамет- ром частиц d = 18 мм и плотностью частиц м = 845 кг/м3 при пнев- мотранспорте по трубопроводу. D = 80 мм с Qм = 1кг/с. С увеличением приведенной скорости воздуха потери давления на перемещение торфяных частиц уменьшаются вследствие снижения их истинной концентрации в аэросмеси, а потери давления на перемещение несущей воздушной фазы увеличиваются. Поэтому наиболее эффектив- ным по энергозатратам является процесс пневмотранспорта со скоростями Рис. 9. 489 воздуха, при которых значение истинной объемной концентрации немно- го меньше cmin . Литература 1. Бакшанский В. И. Исследование пневматического транспортирования измель- ченного торфа при повышенных концентрациях аэросмеси // Автореф. канд. дисс. / Минск, 1978. – 259 с. 2. Петренко, С.М. Уравнения движения двухфазной среды в пневмотранспортном трубопроводе / С.М.Петренко //Проблемы технологии и механизации разработки месторождений полезных ископаемых: сб. науч. тр. МНТК, Минск, 20 -23 февраля 2009 г. / Часть 1. –Минск, 2009. –С. 106 – 109. Рис. 10. 490 УДК 622.01 ТЕХНОЛОГИЧЕСКИЕ ОСОБЕННОСТИ ЛИКВИДАЦИИ АВАРИЙ И ОСЛОЖНЕНИЙ ПРИ БУРЕНИИ СКВАЖИН НА МЕСТОРОЖДЕНИЯХ ПРИПЯТСКОГО БАССЕЙНА Зайцев М.С., Долгих М.П., Басалай Г.А. Белорусский национальный технический университет, г. Минск Материал по технологическим особенностям ликвидации аварий и осложнений при бурении скважин представлен по результатам прохождения авторами рабо- ты производственных практик на буровых площадках на месторождениях нефти Припятского бассейна. Летом 2013 года автор работы Зайцев М.С. проходил производст- венно-технологическую практику на 1-ом Предречицком месторождении, где производилось бурение разведочной скважины на нефть и газ с помо- щью бурового станка «Bentec», с непосредственным предоставлением рабочего места помощника бурильщика (Рис.1). Рис. 1. Общий вид буровой установки Bentec По заданию на научно-исследовательскую работу проведен анализ тех- нологических особенностей проведения процесса строительства скважины и дана оценка эксплуатационным факторам, влияющим на стабильность 491 выполнения графика бурения в соответствии с геолого-технологическим нарядом. За время работы на буровой, происходили различные виды поломок и аварийных ситуаций. Это поглощения буровых и тампонажных раство- ров, нефтегазоводопроявления, выбросы пластовых флюидов с буровым раствором, прихваты бурильных и обсадных колонн, осыпи и обвалы гор- ных пород. В проектах на строительство буровых скважин предусматри- ваются возможности и условия появления осложнений, разрабатываются мероприятия по их предотвращению и ликвидации. Но эти расчеты не все- гда основаны на точной информации о горно-геологических условиях бурения. Проходка разведочных скважин нередко проектируется по инфор- мационным данным о горных породах и пластовых флюидах, полученным по соседним площадям. Именно этим объясняется возникновение ситуа- ций, когда основные технологические параметры становятся несовмест- мыми с условиями бурения. Определенная часть осложнений переходит в аварии. Аварией считается нарушение непрерывности технологического процесса строительства скважины, требующее для его ликвидации прове- дения специальных работ, не предусмотренных проектом. При бурении эксплуатационных и разведочных скважин самым рас- пространенным и наиболее тяжелым видом аварии является прихват бу- рильных и обсадных колонн. Прихватом называют непредвиденное при бурении скважины нарушение процесса, которое характеризуется потерей подвижности колонны и не может быть ликвидировано при приложении допустимых нагрузок. Допустимая величина натяжения для освобождения прихваченной бурильной колонны определяется из условия, что материал труб не может быть подвергнут напряжениям, равным пределу его текучести. Расчет допустимого натяжения Рдоп производится по формуле: kFP Tдоп   , где: σТ - предел текучести материала труб, кН; F - площадь поперечного сечения тела гладкой части бурильной трубы, м2; k - коэффициент запаса прочности, определяющий степень износа труб. Принимается равным 1,2-1,3. В качестве признаков возможного прихвата колонны при движении в стволе скважины служат ее затяжки и посадки. Затяжка колонны возни- кает при подъеме в виде значительного увеличения нагрузки на крюке сверх собственного веса труб. Посадка инструмента происходит при его спуске и выражается в существенном снижении нагрузки на крюке, отме- ченном гидравлическим индикатором веса (ГИВ). При прохождении суже- ний, желобных выработок, уступов иногда возникают ситуации, когда 492 колонна при технически допустимой разгрузке на крюке не идет вниз. Обыч- но прихват труб возникает не мгновенно, поэтому его можно предотвратить. Прихваты бурильной колонны обвалившимися неустойчивыми по- родами. Они характерны для интервалов, состоящих из глинистых пород, склонных к осыпям и обвалам, а также к пластическому течению. Из гео- логических факторов, способствующих потере устойчивости пород, следу- ет отметить наличие в разрезе перемятых, трещиноватых, тектонически нарушенных пород, склонных к быстрому набуханию под действием фильтрата бурового раствора. Технологические факторы включают: - низкое качество бурового раствора, прежде всего, большая величина фильтрации; - несоответствие типа бурового раствора разбуриваемым горным породам; - большие колебания давления промывочной жидкости в открытом стволе скважины, приводящие к поглощениям раствора и гидроразрывам пластов, следовательно, и к снижению уровня раствора и уменьшению противодавления на стенки скважины; - длительное оставление вскрытых малоустойчивых отложений без крепления их обсадными трубами; - механическое воздействие замковых соединений бурильной колонны на стенки скважины. Признаки осыпей следующие: - вынос во время циркуляции оскольчатого шлама, необработанного вооружением буровых долот; - посадки и затяжки инструмента, недохождение долота до забоя из-за накоплении осадка после проведения спуска колонны и наращиваний; - некоторое повышение давления на насосах при углублении скважины и проработках ствола; - интенсивный рост вязкости и содержания кусков породы в буровом рас- творе. Обвалы, в отличие от осыпей, имеют более объемный характер. Признаки обвалов таковы: - резкое повышение давления в нагнетательной линии, сопровождаю- щееся иногда поглощением раствора или потерей циркуляции; - большой интервал недохождения инструмента до забоя; - малая скорость проработки ствола. При прихвате инструмента бригада должна применить следующие ме- тоды по ликвидации: - установка жидкостных ванн, - встряхивание прихваченного участка колонны взрывом торпед; 493 - установка цементного моста и зарезка нового ствола; - применение ударных механизмов; - использование гидроимпульсного способа; - обуривание или фрезерование прихваченного участка колонны; - развинчивание бурильной колонии левым инструментом и подъем труб по частям; - снижение уровня бурового раствора в стволе скважины; - импульсно-волновое воздействие на трубы в зоне прихвата; - использование испытателей пластов; - расхаживание и проворот колонны ротором; - восстановление циркуляции и промывка скважины; - гидровибрирование колонны труб. Наибольшая эффективность при освобождении инструмента дости- гается в том случае, когда выбор способа ликвидации соответствует при- роде прихвата, т.е. его разновидности. В этом случае исполнители работ для конкретного случая выбирают наиболее эффективный способ и наме- чают последовательность применения и чередования различных способов. Первоначально должны быть применены способы, не требующие помощи буровой бригаде завозом дополнительных материалов и оборудо- вания. Например, гидровибрирование буровыми насосами параллельно с расхаживанием и отбивкой колонны ротором, организация гидроимпульса, снижения давления в интервале прихвата понижением уровня в затрубном пространстве. Вторым этапом плана работ будет реализация возможностей осво- бождения колонны без ее развинчивания над верхней границей прихвата, но с участием посторонних организаций (например, геофизиков) и достав- кой дополнительных материалов (нефти, кислоты, ПАВ). Производится выбор из следующих способов: установка жидкостной ванны, встряхивание инструмента импульсно-волновой способ. После выбора и применения наиболее эффективного метода, произ- водится освобождение колоны от прихвата, выполняется СПО (поднятие всего инструмента), осмотр и устранение неисправностей, после всего спуск инструмента и продолжение бурения по заданным характеристикам. За время прохождения производственной практики на производстве РУП «ПО Беларуснефть» Долгих М.П. в составе буровой бригады при использовании буровой установки 3Д-86 принимал непосредственное участие в ликвидации технологических осложнений в процессе строитель- ства скважины 210 Осташковического месторождения (Рис. 2). Оценка действий бригады по своевременному установлению при- чины отклонения от номинального режима работы буровой установки и 494 проведению последующих операций по ликвидации технологических ос- ложнений приведены автором ниже по тексту. Рис. 2. Бригада буровиков на рабочей площадке 3Д-86 выполняет спуско-подъемные операции При вскрытии намеченного по геолого-технологическому наряду (ГТН) нефтяного пласта, произошло отклонение бурового става в зоне забоя и вскрытие водного соляного бассейна. Факторы, предшествующие данному технологическому осложнению:  Уменьшение крутящего момента и увеличение давления рабочей жид- кости.  Увеличенная проходка забоя и быстрая подачи исполнительного органа.  Уменьшенный выброс шлама в зону очистки.  Изменение химического и физического (плотности) состава буровой жидкости. После вскрытия наблюдаются: отсутствие шлама в зоне очистки; уве- личение давления буровой жидкости; полное изменение физико- химических свойств буровой жидкости; Работы по устранению осложнения: 1. Производство каратажных работ; 2. Производство тампонажных работ забоя скважины; 3. Производство каратажных работ; 495 4. Проведение геолого-взрывных работ (определение наибольшей веро- ятности направление и ориентацию пласта); 5. Сборка и спуск отклоняющего клина буровой колонны и проведение кривильных работ (ориентация клина по азимуту и зинитному углу), спуск осуществляется на малой скорости; 6. Установка клина и его распорка; 7. Перекомпоновка буровой колонны; 8. Зарезание нового ствола скважина в обсадной трубе; 9. Установка уловителей разбуренной металлической стружки в зоне очи- стки бурового раствора; 10. Проведение кривильных работ става буровой колонны; 11. При окончании работ по зарезке, производится перекомпоновка КНБК и продолжение процесса бурения по ГТН. После окончания названных технологических работ процесс буре- ния скважины происходит в оптимальном режиме. При бурении скважины 210 Осташковического месторождения, также наблюдались прихваты буровой колонны, которые предписыва- лись наблюдением параметров: - увеличение крутящего момента на буровой колонне; - циклическое изменение крутящего момента (нарастание и уменьше- ние крутящего момента); - уменьшение осевой нагрузки (прихват буровой колонны и отсутствие линейного перемещение в малый период времени); - изменение расхода буровой жидкости. Методы устранения осложнения выполняются буровыми брига- дами в соответствии с общепринятыми рекомендациями [1, 2]: 1. Затяжки и небольшие прихваты обычно ликвидируются путем рас- хаживания (многократное, чередующееся опускание и подъем колонны) и проворачивания ротором бурильной колонны; 2. Применяется кислотная ванна; 3. Если нефтяная (кислотная или водяная) ванна не дала положитель- ных результатов, прибегают к сплошной промывке нефтью или водой. 4. Эффективным средством ликвидации прихватов различных типов является гидроимпульсный способ (ГИС). После проведения данных работ по устранению осложнения про- цесс бурения восстанавливается в номинальный режим. Литература: 1. Ильский А. Л., Миронов Ю.В., Чернобыльский А.Г. Расчет и конструирование бурового оборудования. Учеб. Пособие для вузов. -М.: Недра, 1985. – 452 с. 2. Бурение нефтяных и газовых скважин: Учебник для нач. проф. образования / Ю.В. Вадецкий. -М.: Издательский центр «Академия», 2003. - 352с. 496 УДК 622.647.2 ПРОДУКЦИЯ ЗАО «СОЛИГОРСКИЙ ИНСТИТУТ ПРОБЛЕМ РЕСУРСОСБЕРЕЖЕНИЯ С ОПЫТНЫМ ПРОИЗВОДСТВОМ» ДЛЯ ГОРНЫХ ПРЕДПРИЯТИЙ СТРАНЫ Щерба В.Я., Конопляник И.А. ЗАО «Солигорский Институт проблем ресурсосбережения с Опытным производством» Охарактеризована продукция ЗАО «Солигорский Институт проблем ресурсосбе- режения с Опытным производством», представляющая собой горно-шахтное, подъемно-транспортное и горно-химическое оборудование для горных предприятий Начиная с 1964 года в Беларуси началось освоение Старобинского месторождения калийных солей. Долгое время необходимое горное обо- рудование приходилось закупать за рубежом: в России, Германии, Поль- ше, Украине и в ряде других государств, так как в Беларуси отсутствовало его собственное производство. Условия разработки соляных руд Старо- бинского месторождения существенно отличаются от выемки большинст- ва пластовых месторождений полезных ископаемых. Поэтому зачастую зарубежную технику приходилось адаптировать под себя. Исходя из этого организация собственного производства горно-шахтного и горно- перерабатывающего оборудования в ЗАО «Солигорский Институт про- блем ресурсосбержения с Опытным производством» позволила решить целый ряд проблем. Это и существенное снижение зависимости от импорт- ных поставок, экономия валюты, снижение расходов на доставку и ремонт оборудования, создание дополнительных рабочих мест и многое другое. Большое разнообразие применяемых на наших калийных рудниках горных машин для механизации очистных и проходческих работ ведущих мировых производителей позволяет оценить эффективность, определить перспективность направления при создании и модернизации горного обо- рудования для калийных рудников, разработать стратегию обеспечения ими потребности калийной промышленности на длительный период. На предприятии ЗАО «Солигорский Институт проблем ресурсосбе- режения с Опытным производством» постоянно ведутся научно- технические исследования и проектно-конструкторские работы, на базе которых организовано производство горно-шахтного и подъемно- транспортного оборудования различного типа, предназначенного для ра- боты в подземных и наземных условиях. В ходе этих разработок решаются как технические, так и экономические задачи. Наиболее важные из них: снижение стоимости оборудования, его металло- и энергоемкости, умень- шение расходов на ремонт и обслуживание за счет повышения долговеч- ности быстроизнашивающихся узлов и создания ремонтной базы, обеспе- чивающей их оперативную замену. При этом особое внимание уделяется 497 ресурсо- и энергосберегающей направленности производства, повышению качества и надежности машин и оборудования. Это позволило обеспечить производство многих видов горно-шахтного оборудования, а также средств автоматизации, отличающихся высокими технико- экономическими характеристиками, максимально приближенными к тре- бованиям заказчика, и, в первую очередь, отечественных горных предприятий. К основным видам выпускаемой продукции ЗАО относятся: ком- байны проходческие, проходческие поддирочные, очистные, машины ще- ленарезные, экскаваторы шагающие, конвейеры скребковые, ленточные, катучие, винтовые, питатели скребковые, дозаторы, кратцер-краны стрело- вые, портальные и полупортальные, гидрокрепи, клети и скипы шахтные, шкивы копровые, прессы валковые, дробилки, элеваторы, смесители, кра- ны поворотные, лебедки буровые, комплексы оборудования для перевалки сыпучих материалов, линии по производству щебня, паркинги автомати- зированные, грузоподъемное оборудование, теплозвукоизоля-ционные материалы. Многие примененные технические решения отличаются науч- ной новизной и защищены более чем 270 патентами на изобретения и по- лезные модели Республики Беларусь, России и Украины. Безусловно, большим достижением коллектива является разработка и серийное производство проходческого и очистного оборудования, тех- нически сложного и дорогостоящего. Комбайны проходческие серии ПКС и КРП (рис. 1) предназначены для проведения подземных горных выработок арочной формы площадью сечения от 8 до 8,9 м2, с углом наклона до 150 по соляным породам с реологи- ческой сопротивляемостью резанию до 450 Н/мм и производительностью по проходке до 0,28 м/мин, а по добыче до 4,7 т/мин. . Рис. 1. Комбайн проходческий серии КРП 498 Проходческо-очистные комбайны КПО-10,5 (рис. 2), предназначены для проходки подземных горных выработок овально-арочной формы сече- ния, высотой до 2,6 м, площадью сечения до 10,5 м2, и для разделки камер и выемки руды камерной системой. Его производительность - 5 т/мин Рис. 2. Комбайн проходческо-очистной КПО-10,5 Проходческие комбайны избирательного действия (рис. 3) КИД- 220, предназначены для проведения и ремонта ранее пройденных подзем- ных горизон-тальных и наклонных выработок различных форм сечения от 7,5 м2 до 27 м2, а также для разделки в выработках сбоек, камер и ниш. Производительность комбайна – свыше 1,65 т/мин, максимальная высота выработки или камеры после ремонта - 4,84 м. Рис. 3. Комбайн избирательного действия КИД-220 499 Машины врубовые баровые МВБ-140 (рис. 4) предназначены для нарезки компенсационных щелей под любым углом по периметру гори- зонтальных и наклонных до 150 подземных горных выработок, высотой от 2,6 до 3 м. Машина МВБ-140 производит нарезку компенсационных щелей врубовым баровым исполнительным органом, режущим элементом кото- рого является цепь, движущаяся в жестком направляющем пазу бара. Ши- рина прорезаемой щели – 140 мм, глубина до 1,2 м, производительность – свыше 1,5 п. м/мин. Рис. 4. Машина врубовая баровая МВБ-140 Благодаря внедрению в производство конструкторских разработок специалистов ЗАО усовершенствована конструкция машины врубовой баровой, по сравнению с зарубежными аналогами. Для работы на пластах, склонных к интенсивному пылеобразованию, в конструкции машины пре- дусмотрена вентиляционная установка с направленной подачей воздуха в сторону зоны резания для обеспечения улучшенного обзора и снижения запыленности. Благодаря новой компоновке машины обеспечивается бес- препятственный обзор рабочей зоны машинистом, повысилась безопас- ность работы и в целом, улучшились условия его труда. Машины землеройные шагающие серии МЗШ (рис. 5) вместимо- стью ковша 6,5 м3 при длине стрелы 45 м и 11 м3 при длине стрелы 70 м. Машина землеройная шагающая МЗШ-6,5/45 и МЗШ-11/70 – это пол- ноповоротная электрическая землеройная машина с рабочим оборудовани- ем типа драглайн на шагающем ходу. Она предназначена для копания грунтов, как на уровне, так и ниже или выше уровня стоянки, крепостью от I до IV категории включительно, при производстве вскрышных работ по бестранспортной схеме с укладкой породы в выработанное пространство или на борт разреза. Машина может приме-няться на открытых разрезах в 500 угольной промышленности, черной и цветной металлургии, промышлен- ности строительных материалов, а также на строительстве каналов ирри- гационных систем и различных гидротехнических сооружений. Рабочее оборудование машины состоит из ковша, стрелы с подвеской, блоков управления. Ковш управляется тяговым и подъемным канатами, закреп- ленными на барабанах лебёдок. Для МЗШ разработана новая конструкция электропривода, построенного на модульном частотном преобразователе и асинхронных двигателях с короткозамкнутым ротором. Таким образом, обеспечена возможность перераспределения энергии между приводами (при сбросе энергии одним приводом другой ее потребляет, например, при спуске ковша и одновременном повороте платформы). КПД данной систе- мы электропривода достигает 92,8 %. Потребление энергии снижено на 18- 19 % по сравнению с приводом системы генератор-двигатель, кроме того, значительно снизился уровень шума и вибрации. Рис. 5. Машина землеройная шагающая серии МЗШ Коллективом ЗАО «Солигорский Институт проблем ресурсосбере- жения с Опытным производством» разработано и освоено производство шахтных скипов для подъема руды по вертикальным стволам (оборудо- ванным одно- и многоканатными подъемными установками); клетей одно- и двухэтажных для подъема людей и грузов; противовесов и соответст- вующих подвесных и прицепных устройств; шкивов копровых Ø 6 м для 501 скипового подъема и Ø 5 м для клетьевого подъема; армировка стволов. Призматические с неподвижным кузовом и донной разгрузкой скипы СН19, СН19,5 и СН35 вместимостью соответственно 19 м3, 19,5 м3 и 35 м3 позволяют осуществлять подъем руды с глубины более 900 м. Разработаны и внедрены одноцепные и двухцепные скребковые конвейеры забойные КС-300 и штрековые КС-310, предназначенные для транспортирования крупнокускового материала (до 300 мм) по горизон- тальным (в том числе криволинейным) и наклонным выработкам рудника. Указанные конвейеры могут применяться совместно с очистными комбай- нами типа СЛ, гидромеханизи-рованными крепями различных модифика- ций и другим горно-шахтным оборудованием. Производится более 10 типов ленточных конвейеров, в т. ч. руднич- ных универсальных, панельных, магистральных, телескопических и соле- отвальных. Улучшение эксплуатационных характеристик конвейеров дос- тигнуто благодаря созданию и внедрению ряда новых технических реше- ний. Разработаны и изготовлены конвейеры для транспортирования ка- лийной руды с Краснослободского рудника на СОФ-2 (2 Рудоуправление), производительностью 2000 т/ч и протяженностью до 3,5 км. Они смонти- рованы в крытой галерее для защиты транспортируемого продукта от внешних воздействий. Из фабрик отходы обогащения транспортируются солеотвальными конвейерами и отвалообразователями в отвал (рис. 6). Рис. 6. Солеотвальные конвейеры и отвалообразователи ЗАО «Солигорский Институт проблем ресурсосбережения с Опыт- ным производством» изготавливает кратцер-краны производи-тельностью до 1200 т/ч (рис. 7), а также комплексов по перегрузке и складированию сыпучих материалов, в том числе: станции разгрузки сыпучих продуктов из вагонов-минераловозов, хоппров, зерновозов производительностью до 1200 т/ч, включая маневровые устройства для перемещения до 12 желез- нодорожных вагонов одновременно; складские комплексы для сыпучих продуктов; конвейеры ленточные, скребковые и винтовые всех типов; эле- 502 ваторы ковшовые производительностью до 600 т/ч. Вышеуказанное обору- дование успешно работает в портах Клайпеды, Николаева, Мозыря (речной), а также в ОАО «Беларуськалий» (складские комплексы). В целом номенкла- тура выпускаемого подъемно-транспортного оборудования превышает 40 наименований. Рис. 7. Кратцер-кран портальный Кроме горных машин и подъемно-транспортного оборудования в ЗАО «Солигорский Институт проблем ресурсосбережения с Опытным про- изводством» налажено производство горно-химического оборудования. Установка для прессования и предварительного дробления хлори- стого калия, включающая пресс валковый (рис. 8), производительностью 65 т/ч, предназначенный для прессования мелкозернистого хлористого калия при производстве гранулированных удобрений. Линия по производству комплексных NPK-удобрений представляет собой конвейерную систему, доставляющую со складов гранулы разного вида удобрений, смешивающую их в строго определенной пропорции, в зави- симости от назначения, и фасующую в мягкие контейнеры. Однако производство таких удобрений имеет ряд существенных не- достатков. При смешивании гранул они сильно истираются друг о друга и об элементы винтового конвейера, а внесение в почву может быть нерав- номерным. Поэтому следующим шагом производства многокомпонентных сложных удобрений было производство удобрений сложного состава в одной грануле. В настоящее время по заказу ОАО «Беларуськалий» разработана линия по производству сложных NPK-удобрений в одной грануле произ- водительностью до 300 тыс. т в год. 503 а б в Рис. 8. Пресс валковый (а), валок (б) и спрессованная плитка удобрения (в) Например, для сложного удобрения, содержащего в одной грануле KCl, карбамид, аммофос и суперфосфат, спроектирована линия. содержа- щая технологическое оборудование, связанное транспортирующими меха- низмами. Исходные компоненты предварительно измельчают и подают в смеситель. Полученную в смесителе влажную шихту подогревабют до температуры 40-600, смешивают и подают шнековым загрузчиком во внутреннее пространство корпуса барабана-гранулятора, обеспечивая при этом равномерность и однородность потока. Заданная производительность барабана-гранулятора около 85 т/час. Она обеспечивается углом его на- клона в сторону выгрузки, который выбирают в пределах от 1 до 3о. В барабане-грануляторе происходит окатывание исходной шихты в гранулы, которые поступают в барабан-сушилку, а затем в барабан-охладитель и в грохот. Крупную фракцию измельчают в дробилке. Переизмельченный материал вместе с мелкой фракцией возвращают в начало технологическо- го процесса. Готовый продукт обрабатывают в барабане-кондиционере антислеживающим составом. Такое удобрение в каждой своей грануле содержит то количество компонентов, которое необходимо для конкрет- ной сельскохозяйственной культуры. Относительно новым направлением деятельности ЗАО «Солигор- ский Институт проблем ресурсосбережения с Опытным производством» является диагностирование технических устройств, применяемых на опас- 504 ных производственных объектах, на которых ведутся горные работы, а также работы в подземных условиях: рудничные электротехнические из- делия во взрывозащищенном исполнении и электрические части машин и механизмов во взрывозащищенном исполнении. Важное значение приоб- ретает разработка, производство и внедрение систем управления конвей- ерным транспортом, горными машинами, оборудованием по переработке полезных ископаемых, а также автоматизации объектов любой сложности. Разработаны и внедрены: системы измерения горного давления, системы управления вальц-прессами; системы управления конвейерами; системы управления кратцер-кранами; компактные станции управления электро- приводами проходческих и добычных комплексов во взрывозащищенном исполнении; взрывозащищенные трансформаторные подстанции. Основным рынком сбыта продукции ЗАО «Солигорский Институт проблем ресурсосбережения с Опытным производством» являются отече- ственные горные и другие предприятия: ОАО «Беларуськалий», РУП «Гранит», РУП «Белорусский цементный завод», РУП «Белорусский ме- таллургический завод», РУП «МАЗ», РУП «Белгеология». Однако мы все увереннее заявляем о себе и на рынках России, Украины, Прибалтики, экспортируя подъемно-транспортное, проходческое, очистное оборудова- ние и комплектующие. 505 СОДЕРЖАНИЕ РАЗРАБОТКА МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ Белогуб О.Ю. Наличие нарушений в выемочном поле лавы и их влияние на характер вывалообразования пород кровли……. 5 Борщевский С.В., Прокопенко Е.В. Комплексный подход к формированию техногенных месторождений в угледобывающих регионах …………………………………………………………….. 10 Кузнецов П., Борщевский С.В. Использование когенерацион- ных станций на загазованных шахтах Донбасса………………….. 16 Березовский Н.И., Воронова Н.П., Грибкова С.М., Попко С.В., Рухля И.Е. К вопросу обогащения сырья на осно- вании математического планирования эксперимента………......... 21 Головин К.А., Сапронов И.В.. Закрепление неустойчивых горных пород методом перекрестной гидроструйной цементации.. 29 Головин К.А., Сапронов И.В. Сравнение прочности закреп- ленного грунтобетонного массива для традиционной и перекре- стной гидроструйной цементации …………………………….. 35 Должиков П.Н., Ивлиева Е.О. Исследование условий поста- новки и деформирования искусственного основания методом конечных элементов………………………………………………… 39 Альжанов М.К., Койлыбаев Ж.А. Современное состояние открытой разработки рудных месторождений……………………. 46 Кассихина Е.Г. Оптимизация параметров стальных надшахт- ных копров многофункционального назначения…………………. 52 Коновал С.В. Повышение эффективности добычи нерудных строительных материалов на гранитных карьерах Украины…….. 59 Курехин Е.В. К оценке производительности колесных погруз- чиков при разработке вскрышных пород…………………………. 62 Масаев Ю. А., Мильбергер Н.В. Исследование закономерно- сти разрушения горной породы во врубе…………………………. 68 Мисников В.А., Шаманин А.В., Петровский Б.И., Тараканов В.А., Гарнишевский А.А. К вопросу о построении комплекс- ной системы мониторинга горного давления в лавах рудников Старобинского калийного месторождения………………………... 75 Кродкевски Й., Вальчински А., Псюк М. Kонтроль несущей способности зaбойной крепи c помощью беспроводной системы мониторинга давления FAMAC RSPC……………………………. 81 506 Поляков А.Л., Мисников В.А., Лутович Е.А., Ярмолинский В.К. О необходимости перехода на двухуровне- вое анкерное крепление подготовительных выработок рудников Старобинского месторождения………………………………......... 88 Мозговенко М.С., Пузанов Д.А. Использование специальных выработок при демонтаже забойного оборудования в лавах с вынимаемой мощностью не более 1,5 м ………………………….. 93 Назимко И.В., Цикра А.А. Комплексное применение меро- приятий по обеспечению устойчивости повторно используемых горных выработок на глубинах свыше 1000 метров……………… 101 Оника С.Г., Стасевич В.И., Халявкин Ф.Г., Семёнова М.В., Ганцовский Е.И. Исследование и обоснование увеличения допустимых углов откосов рабочих уступов на месторождении цементного сырья «Коммунарское»………………………….......... 108 Пеев А.М., Воробьев А.В. Влияние расположения инициаторов в скважине на проработку подошвы уступа и дробление горного массива………………………………………………………………. 112 Андреев Б.Н., Письменный С.В., Бровко Д.В. Перспективы поддержания производственных мощностей шахт и карьеров Кривбасса……………………………………………………………. 115 Плескунова Г.В., Хорева С.А. Рационализация технологии флотационного обогащения сильвинитовых руд…………………. 120 Поликарпова Н.Н. Актуальность научного направления «био- физика горных пород»……………………………………………… 125 Ремез Н.С., Вовк О.А., Вапничная В.В. Вопросы прогнозирова- ния и снижения опасности возникновения и развития динамиче- ских процессов в угольной промышленности…………………….. 132 Сахно И.Г., Молодецкий А.В., Исаенков А.А. Лабораторные исследования свойств невзрывчатой саморасширяющейся смеси в твердой фазе при объемном нагружении………………………... 140 Завьялова Е.Л., Шипика А.С., Скринецкая И.В. Анализ эффективности применения глино-графитной смеси для тепло- проводящих анкеров………………………………………………... 146 Соболевский Р.В. Разработка методов предварительного про- гнозирования, контроля и управления качеством блочного сырья на основе цифровой фотограмметрии…………………………….. 151 Соколова С.С., Рожков В.Ф. Уровень надежности как фактор работоспособности состояния системы теплоснабжения…………... 157 Столбченко Е.В. Выбор вентиляционного режима для профи- лактики и тушения эндогенных пожаров…………………………. 162 507 Федотова С.А. Течение сыпучего материала в сходящемся канале 165 Бабец М.А., Халявкин Ф.Г. Армирование фильтров скважин путем намораживания льда………………………………………… 168 Шпургалов Ю.А., Багинский М.А., Бокшиц В.Н., Лойко В.В. Способ оптимизации параметров технологии отработки участ- ков шахтных полей с использованием модели горно- геологических характеристик месторождения………………….… 176 Андреев Б.Н., Бровко Д.В., Хворост В.В. Оценка риска надеж- ности конструкций эксплуатируемых объектов горнопромыш- ленного предприятия……………………………………………….. 180 Белогуб О. Ю. Предпосылки формирования вывалов пород кровли в очистных забоях глубоких шахт………………………… 190 Курзо Б.В., Гайдукевич О.М. Влияние процессов заиления водоемов на запасы и качество озерных вод Беларуси…………... 195 Гайко Г.И., Горбатова Л.А. Крепь регулируемого сопротивле- ния для магистральных горных выработок с высокой функцио- нальной ответственностью…………………………………………. 203 Арутюнян А.В., Гречкин С.А., Гец А.К., Шпургалов Ю.А. К вопросу организации совместных работ тоннелепроходческих механизированных комплексов и немеханизированных проход- ческих щитов....................................................................................... 208 Горбатова Е.А., Колесатова О.С., Колкова М.С., Тимошен- ко А.Е. Технологическая минералогия текущих хвостовобога- щения колчеданных руд…....………………………………………. 213 Иванов Б.С., Бодуэн А.Я., Украинцев И.В. О возможности применения методов гидрометаллургии для кондиционирования медных концентратов………………………………………………. 218 Иудин М.М. Природное поле напряжений в массиве многолет- немерзлых горных пород…………………………………………… 224 Ковалевский В.Н., Дамбаев Ж.Г., Возгрин Р.А. Оценка газо- динамического взаимодействия взрыва зарядов при направ- ленном разрушении………………………………………………... 228 Колесатова О.С., Усманов А.Р. Производство маркшейдерских наблюдений за сдвижением земной поверхности на Октябрь- ском месторождении с применением спутниковых технологий… 231 Кологривко А.А., Иголка Д.А., Лукша Е.М. Методологиче- ский подход к исследованию влияния горного давления на стен- ки вертикальных шахтных стволов……………………………… 234 Журавков М.А., Шемет С.Ф., Кологривко А.А., Круподе- ров А.В., Коновалов О.Л. Формирование солеотвала из галито- вых отходов способом гидронамыва….....………………………… 246 508 Копылов С.И. Метод расчёта многослойной крепи ствола с учётом разномодульности горных пород и материала крепи……. 254 Копылов А.Б., Харламов А.Е. Методика прогнозирования тех- нологических параметров разработки угольных пластов…………… 259 Лукша Е.М., Иголка Д.А., Иголка Е.Ю. Камерно-столбовые системы разработки маломощных калийных пластов: технологические схемы, эффективность, возможность применения. 266 Мухина А.С., Колесник Н.А., Козловский Г.И. Мульда сдви- жения при отработке лав по диагональным к простиранию пласта направлениям……………….……………………………….. 272 Ниязбекова Р.К., Жарылгасова Л.А., Абиров А.А. Совершен- ствование технического контроля качества угля на шахте………. 278 Пашкова О.В. Сравнительный анализ напряженно-деформи- рованного состояния ствола в период реконструкции при рас- сечке камер загрузочных устройств……………………….............. 283 Пимоненко Л.И., Макеев С.Ю., Каргаполов А.А., Тка- ченко А.В. Применение теории фракталов при разработке диаг- ностических критериев безопасного ведения горных работ в условиях Донбасса………………………………………………...... 287 Плешко М.С., Вчерашняя Ю.В., Рожкова О.В. Эффективные геотехнологии освоения подземного пространства………………. 295 Прокопов А.Ю., Прокопова М.В., Склепчук В.Л. Исследова- ние динамики газовыделения из дренажных рассолов при про- ходке вертикальных стволов в условиях рудников «Айхал» и «Удачный»…………………………………………………………... 298 Рахимбеков С.М. Адаптация в горном деле……………………... 303 Семёнова М.В., Ганцовский Е.И. Прогнозирование и опера- тивный анализ устойчивости откосов уступов и бортов карьеров 310 Соколовский В.В. Оценка состояния сырьевой базы России… 313 Тулубаева М.Ф., Горбатова Е.А., Колесатова О.С. Геометри- зация качественных показателей для обеспечения рационально- го освоения медно-колчеданных месторождений………………… 316 Фролов А.А. Применение энергетического подхода для оценки действия взрыва при разрушении скальных массивов горных пород…………………………………………………………………. 322 Ягудина Ю.Р., Емельяненко Е.А. Особенности вещественного состава и технологических свойств медно-цинково-колчеданных руд западно-озерного месторождения…………………………….. 326 Кассихина Е.Г., Першин В.В., Бутрим Н.О. Пути повышения промышленной безопасности эксплуатации стальных надшахт- ных копров…………………………………………………………... 332 509 Полозов Ю.А., Лазебник А.Ю., Ягодкин Ф.И. Повышение надежности изоляции контрольно-стволовых скважин при про- ходке шахтных стволов на калийных месторождениях………….. 336 КАДАСТР И ГЕОИНФОРМАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ Басова И.А., Иванова Е.Ю. Особенности ведения единого осударственного реестра объектов капитального строительства в переходный период…………………………………………………. 345 Курехин Е.В. Оценка земельных ресурсов при открытой разра- ботке угольных месторождений с учетом снижения интенсивно- сти изъятия земель………………………………………………….. 352 Подшивалов В.П., Кузьмич В.А. Анализ результатов примене- ния метода наименьших квадратов для преобразования систем координат……………………………………………………………. 360 Сердюк А.С. Концептуальные основы использования инвести- ционной модели реструктуризации в условиях угольной отрасли Украины……………………………………………………………... 367 Устинова Е.А., Хвалей Н.Е. О проблемах, возникающих при ведении государственного кадастра недвижимости на современ- ном этапе…………………………………………………………….. 373 Шульженко С.Н. Геоинформационное моделирование и эле- менты бизнес-прогнозирования результатов организационной эффективности узлового строительства…………………………... 379 Куликов В.В. Проблемы приграничных территорий сельских муниципальных образований………………………………………. 386 Картунова С.О. Развитие и области применения географиче- ских информационных систем……………………………………... 391 ГОРНЫЕ МАШИНЫ И ОБОРУДОВАНИЕ Головин К.А., Сапронов И.В., Афонский И.В., Ковалев Р.А. Разработка бурового инструмента для перекрестной гидро- струйной технологии закрепления неустойчивых горных по- род………………………………………………………….....……… 397 Горлов И.В., Полетаева Е.И. Принятие решения по воздействию на техническое состояние технологической машины на основе использования агрегативной модели………………………............ 400 Казаченко Г.В., Нагорский А.В., Басалай Г.А., Шульдова С.Г. Ярмолинский В.К. Условия выхода бурильной колонны в установившийся режим шнекового бурения……………………… 405 Лукиенко Л.В., Исаев В.В. К вопросу снижения контактных напряжений в зацеплении колесо-рейка в шахтных электровозах... 412 Таяновский Г.А., Ромашко Ю.В. Выбор трактора для работы с оборудованием добычи кускового торфа ....……………………… 417 Лукиенко Л.В., Гальченко К.В. Обоснование конструктивной схемы и системы допущений при разработке манипулятора для закрепления горной выработки при ее проходке…............................ 426 Шибанов Д.А., Иванов С.Л., Звонарев И.Е. Влияние факторов эксплуатации карьерных экскаваторов на их техническое состояние 430 Давыдов Л.Р., Кислов Н.В. Пневмоуборка фрезерного торфа из примятого расстила…………………………………………………. 434 Казаченко Г.В., Басалай Г.А., Ефимович В.А. Неверов- ская Я.Б. Исследование некоторых вопросов статической ус- тойчивости горных машин на шагающем движителе……..……... 437 Басалай Г.А., Лютко Г.И., Казаченко Г.В. Оценка энергоем- кости резания горной породы с помощью экспериментальной установки типа динамометрического сверла……………………... 444 Пивнев В.А., Юнгмейстер Д.А., Лавренко С.А., Исаев А.И. Шумовые и вибрационные характеристики пневмоперфоратора с ударной системой «поршень-боек-инструмент»………………... 449 Юнгмейстер Д.А., Лавренко С.А., Исаев А.И. Использование сменных исполнительных органов комплекса для проведения специальных выработок в шахтах «Метрострой» СПб…………... 454 Пушкарев А.Е., Колесников В.В., Чеботарев П.Н. Расши- рение области применения породоразрушающего инструмента для машин горизонтально направленного бурения......................... 457 Basalay I.A., Pavlovskaya L.F. Technology of creation of compo- site materials for manufacturing high-loaded equipment and tool…… 461 Медведева О.Н. Оптимизация потерь давления в распредели- тельных газопроводах……………………………………………… 464 Таяновский Г.А., Худайназаров К. Проектная оценка измель- чения калийной руды в ударно-центробежных дробилках………. 468 Казаченко Г.В., Басалай Г.А., Русак А.О., Элясов М.А. Осо- бенности расчета забойных конвейеров…………………………... 473 Петренко С.М. Методика определения действительных режим- ных параметров пневмотранспорта измельченного торфа………. 478 Петренко С.М. Действительные режимные параметры верти- кального пневмотранспорта измельченного торфа………………. 483 Зайцев М.С., Долгих М.П., Басалай Г.А. Технологические особенности ликвидации аварий и осложнений при бурении скважин на месторождениях Припятского бассейна…………… 490 Щерба В.Я., Конопляник И.А. Продукция ЗАО «Солигорский институт проблем ресурсосбережения с опытным производст- вом» для горных предприятий страны………………………….. 496 Научное издание Социально-экономические и экологические проблемы горной промышленности, строительства и энергетики СБОРНИК НАУЧНЫХ ТРУДОВ 9-й Международной конференции по проблемам горной промышленности, строительства и энергетики Минск – Тула – Донецк 29–31 октября 2013 г. В 2 томах Том 1 Редактирование и компьютерная верстка И.А. Басалай Подписано в печать 11.12.2013. Формат 6084 1/16. Бумага офсетная. Ризография. Усл. печ. л. 29,70. Уч.-изд. л. 23,23. Тираж 50. Заказ 1295. Издатель и полиграфическое исполнение: Белорусский национальный технический университет. ЛИ № 02330/0494349 от 16.03.2009. Пр. Независимости, 65. 220013, г. Минск.