Разработка способа охраны подготовительных выработок с помощью компенсационных полостей при отработке мощных пологих угольных пластов Кузьмин Сергей Владимирович

Содержание к диссертации

Введение

Глава 1 Анализ проявлений пучения в горных выработках шахт и опыта борьбы с ним 10

1.1 Расположение выработок в разгруженных от горного давления зонах 11

1.2 Разгрузка пород от повышенного горного давления, производимая из выработки 13

1.3 Упрочнение пород и применение замкнутых крепей 17

1.4 Комбинированные способы 22

1.6 Способ охраны горных выработок с помощью компенсационных полостей 23

Выводы по главе 1 26

Глава 2 Исследование напряженно-деформированного состояния подготовительных выработок, охраняемых с помощью целиков и компенсационных полостей 27

2.1 Механизм влияния компенсационных полостей на вмещающий массив горных пород 27

2.2 Исследование проявлений характера горного давления в подготовительных выработках, охраняемых спаренными целиками на тонких пластах 30

2.3 Исследование проявления характера горного давления в подготовительных выработках, охраняемых спаренными целиками на пластах средней мощности 34

2.4 Исследование проявления характера горного давления в подготовительных выработках, проводимых с применением компенсационных полостей на мощных пластах 44

2.5 Оценка влияния компенсационной полости на НДС породного массива в окрестности горной выработки 46

2.5.1 Разработка численной модели прогноза НДС в окрестности горной выработки при отработке мощного угольного пласта с учетом проведения компенсационной полости 46

2.5.2 Результаты численного моделирования 51

Выводы по главе 2 77

Глава 3. Исследование закономерности изменения величины смещений кровли пластовых выработок на моделях из эквивалентных материалов 78

3.1 Основные принципы физического моделирования на эквивалентных материалах 79

3.2 Исходные данные для моделирования 82

3.3 Методика и технология подбора эквивалентных материалов

3.3.1 Подбор рецептуры эквивалентных материалов 84

3.3.2 Технология изготовления эквивалентных материалов

3.4 Модернизация установки УТС-1 91

3.5 Подбор измерительных средств для исследования влияния мощности пласта на смещения в выработке. 92

3.6 Методика изготовления модели 97

3.7 Отработка модели 98

3.8 Анализ полученных результатов моделирования на эквивалентных материалах 101

3.9 Исследование влияния мощности угольного пласта в зависимости от кратности перекрепления. 112

Выводы по главе 3 117

Глава 4 Обоснование методики расчета параметров анкерной крепи подготовительных выработок с учетом проведения компенсационной полости и мощности угольного пласта на примере условий шахты «Талдинская Западная - 2» АО «СУЭК-Кузбасс» 119

4.1 Горно-геологические условия залегания пласта 70 шахты «Талдинская-Западная - 2» 119

4.2 Исходные данные для расчета крепи 120

4.3 Расчет параметров крепи для кровли горной выработки

4.3.1 Расчет параметров анкерной крепи первого уровня

4.3.2 Расчет параметров анкерной крепи второго уровня 130

4.4 Определение параметров анкерной крепи боков горной выработки 134

Выводы по главе 4 137

Заключение 138

Список литературы 140

• Упрочнение пород и применение замкнутых крепей
• Исследование проявлений характера горного давления в подготовительных выработках, охраняемых спаренными целиками на тонких пластах
• Подбор рецептуры эквивалентных материалов
• Расчет параметров анкерной крепи первого уровня

Введение к работе

Актуальность работы. При разработке угольных пластов во всех основных угольных бассейнах Российской Федерации главным для подготовительных выработок является выбор рациональной конструкции и параметров крепи, обеспечивающих их безремонтное поддержание. Как известно, критерием этого выбора является смещение контура выработки. В настоящее время в основных угольных бассейнах одной из основных проблем, чрезвычайно осложняющих ведение горных работ, является пучение почвы.

Для обеспечения удовлетворительного состояния подготовительных выработок, подверженных влиянию очистных работ, наблюдается увеличение ширины охранных целиков (30-60 м), что приводит не только к значительным эксплуатационным потерям угля, что неоправданно с экономической точки зрения, но и часто к технической нецелесообразности, связанной, прежде всего, с необеспеченностью предотвращения поднятия (пучения) пород почвы.

При залегании в почве пластов, типичных для большинства угольных бассейнов аргиллитов и алевролитов с прочностью на сжатие 30-40 МПа, во многих случаях величина пучения почвы превышает 2000-2500 мм, что приводит к необходимости их трудоемкого и дорогостоящего ремонта с поддиркой пород почвы и заменой деформированной крепи.

При пластовой подготовке, обеспечивающей высокий темп ввода в действие и высокую нагрузку очистных забоев, подготовительные выработки располагаются в зонах влияния очистных работ. Поэтому важно разработать и использовать эффективный способ борьбы с проявлением горного давления и пучением пород почвы, при котором величина пучения не превышала бы 300-450 мм.

Анализ существующих способов борьбы с пучением пород почвы, позволил определить перспективный способ охраны подготовительных выработок на мощных угольных пластах с по-3

мощью компенсационных полостей, основанный на активном воздействии на напряженное-деформированное состояние массива вокруг выработок путем проведения компенсационной полости, расположенной параллельно подготовительной выработке и разделяющей целик на две неравные по ширине части (поддерживающий и охранный целик). Кроме того, проведение компенсационной полости повышает устойчивость подготовительной выработки, уменьшает эксплуатационные потери полезного ископаемого.

Вопросами поддержания горных выработок в условиях проявления пучения почвы занимались ученые: В.И. Барановский, М.И. Весков, В.М. Городничев, В.Т Глушко, А.Г. Протосеня, В.П. Зубов, А.П. Господариков, К.А. Ардашев, М.А. Розенбаум, И.Л. Черняк, В.А. Лыткин, В.Н. Рева, В.В. Райский, Л.К. Нейман, О.И. Мельников, А.Ф. Борзых, А.Н. Худяков и др.

Однако до сих пор не ясно, как повлияют размеры и расположение компенсационной полости на напряженно-деформированное состояние угольного массива и смещения кровли в охраняемой выработке, как определить необходимые размеры охранного и поддерживающего целиков, образованных при проведении компенсационной полости, как изменится величина смещения кровли в выработке при создании компенсационной полости и как она зависит от мощности пласта.

В связи с этим разработка способа и параметров охраны подготовительных выработок целиками и компенсационными полостями при отработке мощных пологих угольных пластов является актуальной научно-практической задачей.

Цель работы: разработка способа охраны подготовительных выработок целиками и компенсационными полостями при отработке мощных пологих угольных пластов.

Идея диссертационной работы: заключается в обеспечении допустимой потери площади поперечного сечения подготовительной выработкой, охраняемой с помощью целиков и компенсационных полостей.

Основные задачи исследований:

1. Выполнить анализ проявлений пучения в горных выработках шахт и опыта борьбы с ним.

2. Исследовать характер проявлений горного давления в подготовительных выработках, охраняемых с помощью целиков и компенсационных полостей, в зависимости от их размеров и местоположения относительно выработанного пространства.

3. Исследовать закономерности изменения величины смещений пород кровли в пластовых подготовительных выработках в зависимости от мощности отрабатываемого пласта, охраняемых анкерной крепью.

4. Разработать рекомендации по параметрам анкерной крепи подготовительных выработок с учетом проведения компенсационной полости при отработке мощных пологих угольных пластов.

Методы исследований: поставленные задачи решались с использованием комплекса исследований, включающего шахтные наблюдения, лабораторные исследования на моделях из эквивалентных материалов с применением методов математической статистики и стандартных компьютерных программ; численного моделирования.

Научная новизна работы состоит в следующем:

5. Установлена зависимость величины пучения пород почвы в подготовительной выработке на мощных угольных пластах (3,5-5 м) от расположения компенсационной полости относительно выработанного пространства.

6. Установлена зависимость величины подъема почвы подготовительной выработки от ширины компенсационной полости.

Основные защищаемые положения:

1. Обеспечение устойчивости подготовительных выработок, пройденных по мощным угольным пластам (3,5-5 м), в зоне интенсивных проявлений горного давления, достигается путем проведения на расстоянии не менее ширины выработки от нее компенсационной полости, параметры которой определяются шириной охраняемой выработки и мощностью пласта.

2. Для горно-геологических условий шахты «Талдинская-Западная – 2» величина пучения почвы подготовительной выработки на мощных угольных пластах пропорциональна ширине компенсационной полости.

3. При отработке мощных пологих угольных пластов ожидаемые смещения кровли пластовых выработок вне зоны влияния очистных работ зависят от положения выработки относительно контура пласта и могут превышать критические для анкерной крепи значения.

Практическая значимость работы:

1. Разработана методика определения параметров анкерного крепления кровли горных выработок, пройденных на мощных угольных пластах, позволяющая учитывать степень влияния компенсационной полости и мощности угольного пласта на проявление горного давления в подготовительной выработке.

2. Проведение компенсационной полости шириной 5 м и высотой, равной мощности угольного пласта, позволяет сократить потери полезного ископаемого на 17% по сравнению с потерями при охране одиночным целиком шириной 30 м на мощных угольных пластах.

Реализация результатов работы. Результаты использованы на шахтах АО «СУЭК-Кузбасс», в проектных и конструкторских организациях при проектировании горных работ, а также при составлении нормативно-методических документов, регламентирующих мероприятия по борьбе с пучением пород почвы в горных выработках.

Обоснованность и достоверность научных положений

подтверждается значительным объемом исследований, проведенных в натурных и лабораторных условиях на моделях из эквивалентных материалов (отработано 4 модели), применением современных методов численного моделирования.

Апробация работы. Основные положения диссертационной работы докладывались, обсуждались и получили положительную оценку на международных и российских научно-технических конференциях, симпозиумах, в том числе: на 21-й

научно-практической конференции в Ханойском горногеологическом университете (Ханой, Вьетнам, 2014 г.); на V Международной научной – практической конференции «Инновационные направления в проектировании горнодобывающих предприятий» (Санкт-Петербург, 2014г.); на II Международной научно-практической конференции «Промышленная безопасность предприятий минерально-сырьевого комплекса в XXI веке» (Санкт-Петербург, 2014 г.); на XXIII Международном научном симпозиуме «Неделя горняка – 2015» (Москва, 2015 г.).

Личный вклад автора заключается в постановке цели и задач исследований; в разработке методики проведения лабораторных экспериментов, в разработке численной геомеханической модели с помощью программы Abaqus 6.11; в обработке материалов экспериментов и получении научных результатов; в разработке методики расчета параметров анкерной крепи для способа охраны подготовительных выработок, проводимых на мощных пластах, с помощью компенсационных полостей.

Публикации. Основные результаты исследований представлены в 12 опубликованных работах; из них 7 в изданиях, рекомендованных ВАК Минобрнауки России, в прочих изданиях 5 работ.

Структура и объем работы. Диссертационная работа состоит из введения, четырех глав, содержащих 15 таблиц и 98 рисунков, заключения, списка литературы из 133 источников. Общий объем работы составляет 154 страницы.

Упрочнение пород и применение замкнутых крепей

Известен способ М.А. Комисарова [6]. Сущность его заключается в бурении в угольном пласте на некотором удалении от забоя проводимой выработки ряда скважин диаметром 200 – 300 мм с оставлением между ними целиков угля примерно такой же ширины. Если в выемочной выработке пучение пород начинается после прохода очистного забоя, то скважины можно бурить позади этого забоя. Рекомендуемые различными авторами длины скважины колеблются от 4 до 12 м.

Механизм рассматриваемого способа разгрузки пород состоит в уменьшении нагрузки, передаваемой на почву в боках выработки. Концентрация напряжений переносится дальше от выработки на расстояние, примерно равное длине разгрузочных скважин. Поскольку в зоне разгрузки действуют остаточные напряжения, то концентрация напряжений за ее пределами меньше, чем была около выработки до бурения скважин. Следовательно, пучение пород почвы будет снижаться как за счет снижения концентрации напряжений, так и в результате его распределения по большей площади, т.е. по ширине выработки и зонам разгрузки.

К сожалению, надежного метода для определения параметров этого способа борьбы с пучением не разработано, поэтому его испытания далеко не всегда приводят к положительным результатам. Для реализации способа требуется громоздкое оборудование, что препятствует его использованию в стесненных условиях проходческого забоя, поэтому он не нашел широкого применения. Кроме того, по условиям безопасности скважины необходимо заполнять инертным материалом, что дополнительно усложняет проведение этих работ.

Один из вариантов способа разгрузки пород из выработки был предложен еще в начале 60-х годов в ИГД им. А.А. Скочинского. Этот вариант был предназначен для выемочных выработок, проводимых позади очистного забоя при сплошной системе разработки, хотя его модификации можно применять и в других выработках. Согласно предложению, со стороны массива угля или целика извлекается часть пласта на глубину 4 – 6 м, и у края образующейся бермы выкладываются костры, заполняемые породой. Выработка крепится арочной крепью, которая устанавливается на костры, поэтому податливость системы обеспечивается сжатием костров.

Испытания способа в Донецком бассейне подтвердили его эффективность и правильность выбранных параметров, установленных на моделях из оптически чувствительных материалов. Однако из-за технических трудностей, большой трудоемкости, сложностей вентиляции очистного забоя и ведения в нем работ по выемке угля этот способ также не получил практического применения.

Широкое применение получил способ разгрузки пород при помощи берм (раскосок) при проведении магистральных выработок, например, уклонов или бремсбергов, охраняемых целиками или массивами угля. Опытно-промышленная проверка этого способа проведена на шахте им. 50-летия Октября [7] на опытных участках уклона длиной не менее 40 м. Ширина раскосок составляла 2,5; 5,0 и 7,5 м. Их крепили деревянными стойками с верхняками, а также спаренными бетонными блоками. В результате выполнения работы были установлены зависимости проявлений горного давления, в том числе и пучения, от ширины раскоски и сформулированы требования к крепи. Исследованиями на моделях из вальцмассы [8] установлено, что требуемая ширина раскоски находится в прямой зависимости от мощности пород непосредственной почвы.

Камуфлетное взрывание в почве выработки. Этот способ подвергался широкой проверке в условиях слабых пород Подмосковного бассейна [9], где он оказался довольно эффективным. Однако в более прочных породах эффективность способа вызывала сомнения.

Применение этого способа в Кузбассе дало положительные результаты, что отмечается в работах [10, 11]. В этих работах содержаться также предложения по расчету камуфлетных зарядов. При глубине шпуров 1,5 – 1,7 м в слабых трещиноватых аргиллитах и алевролитах рекомендуемая величина заряда составляет 200 – 300 г угленита, а в крепких аргиллитах и алевритах и слабых песчаниках – 300 – 400 г. В то же время в условиях Печорского бассейна камуфлетное взрывание оказалось неэффективным [12].

Механизм действия камуфлетного взрывания, по-видимому, различен. В глинах при взрыве камуфлетного заряда образуется полость, которая служит компенсационным объемом для поглощения пучащих пород. Одновременно с этим происходит уплотнение глин и увеличение их прочности. В более хрупких метаморфизированных породах при камуфлетном взрывании образуется зона разрушения, которая снижает действующие в породах напряжения и, следовательно, пучение.

Способ охраны разгрузочными скважинами, предложенный ДонУГИ [13]. При этом способе по пласту бурят один или несколько рядов скважин с таким расчетом, что «целички» между ними под действием горного давления постепенно разрушаются, в результате чего вокруг выработки создается зона разгрузки, а максимум опорного давления переносится на некоторое расстояние от выработки. По мнению авторов, максимальный эффект достигается при длине скважин 8 – 10 м, расстоянии между скважинами 0,8 – 1,0 их диаметра и бурении скважин недалеко от проходческого забоя. Как показали испытания [14], этот способ действительно значительно снижает пучение почвы при небольшом увеличении опусканий кровли, но при этом на маломощных пластах затрудняется доступ в очистной забой.

К способу разгрузки пород, производимому из выработки, можно отнести камуфлетное взрывание [15]. При этом способе в почве пласта под выработкой и вблизи ее контура при помощи буровзрывных работ создается зона разрыхленных пород, что также приводит к перемещению вглубь массива максимальных напряжений и снижению пучения почвы.

Основным недостатком этих способов является возобновление пучения после уплотнения разрыхленным взрывом пород, которое происходит через 3 – 10 месяцев [16].

Существует другой вариант способа разгрузки пород, производимый из выработки: он заключается в бурении шпуров в стенки или почву выработки и взрывания в них зарядов ВВ для образования в породах разрушенной более податливой зоны, наличие которой обеспечивает некоторую разгрузку почвы. Расчеты методом конечных элементов, в которых зона разрушения моделировалась материалом с меньшим модулем упругости, показали следующее: 1) вертикальные напряжения в стенках выработки уменьшаются, причем степень уменьшения зависит от податливости разрушенной зоны; 2) первичная зона концентрации напряжений перемещается на границу податливой и неподатливой зон; 3) с ростом податливости зоны разрушения размер зоны запредельного состояния в почве уменьшается, что ведет к снижению ее пучения; 4) уменьшение напряжений и размеров зоны запредельного состояния в почве наибольшее при ширине зоны податливости до 3 м.

Приведенные результаты были проверены в шахте Верхнесилезского бассейна на участке выработки длиной 120 м. Шпуры бурили в почву под стенки выработки и собственно в стенки. Опыты показали, что пучение почвы на участках с взрыванием зарядов ВВ в стенках выработки уменьшилось по сравнению с незащищенными участками в 2 раза; конвергенция пород в этом случае была в 3 раза меньше; снижение пучения в результате разгрузки начиналось через 10 суток после взрывания; повреждения крепи на защищенном участке были меньше.

Покровским Г.И. при определении параметров способа предполагалось, что в результате взрыва вокруг шпура образуется цилиндрическая зона разрушения радиусом.

В России описанный способ получил название взрывощелевой разгрузки [17]. Эту разгрузку обычно производят в стенках выработки. Установлена экономическая эффективность применения этого способа.

Один из вариантов этого способа [18] был предложен для применения при бесцеликовой разработке пластов в период, когда выработка расположена на границе с выработанным пространством. Согласно этому изобретению впереди очистного забоя в основную почву в сторону отрабатываемой лавы под углом 65 – 70 бурят скважины, в которых на расстоянии 6 – 8 м позади лавы взрывают заряды ВВ. При этом происходит как бы отделение пучащего слоя от его части, расположенной в выработанном пространстве, т.е. производится снятие горизонтальных напряжений, приводящих к пучению. По-видимому, эффективность этого способа определяется степенью уменьшения указанных напряжений. К достоинствам описанного способа следует отнести его относительную простоту. Однако проверка способа проведена в ограниченных масштабах, что не дает уверенности в его универсальности

Исследование проявлений характера горного давления в подготовительных выработках, охраняемых спаренными целиками на тонких пластах

Приведенные выше исследования указывают на положительный эффект применения компенсационных полостей (спаренных целиков) для охраны выработок от горного давления на тонких и средней мощности угольных пластах. Разработаны расчетные способы определения параметров охранных и поддерживающих целиков, изучен механизм перераспределения напряжений, установлены закономерности влияния параметров охранного и поддерживающего целиков на величину смещений кровли в охраняемой выработке, но вопрос о применимости этих закономерностей на мощных угольных пластах требует специальных исследований.

Возникает ряд вопросов, которые необходимо исследовать: как располагать компенсационные полости на мощном пласте; какой целик оставлять больше охранный или поддерживающий, что при этом будет с подготовительной выработкой, какими параметрами должен обладать охранный целик и полость.

В горной геомеханике основным объектом исследования является массив горных пород (МГП) и находящиеся в нем объекты (протяженные выработки, камеры, выработанные пространства, сооружения и т.д.). Он формируется под действием природных сил в течение геологического времени, что приводит к следующим его особенностям [85-87]: - структура и строение массива каждой характерной подобласти существенно различны; - свойства массива различаются от точки к точке и являются функцией координат; - массив изначально находится в предварительно напряженном состоянии; - свойства и структура и характеристики слагающих пород, как правило, труднодоступны для непосредственной оценки и измерений; - массив неоднороден и не является сплошной средой. Данные аспекты приводят к невозможности непосредственного (без упрощений) отображения массива горных пород в эксперименте и к необходимости его идеализации. Один из способов идеализации МГП – создание и последующее изучение его математической модели, упрощенной по сравнению с реальным МГП, однако достаточной для достижения цели исследования.

Численный (компьютерный) эксперимент в горной геомеханике представляет собой эксперимент над математической моделью объекта исследования на ЭВМ, который состоит в том, что по одним параметрам модели вычисляются другие ее параметры и на этой основе делаются выводы о свойствах объекта, описываемого математической моделью.

Учитывая многофакторность условий для решения такой сложной геомеханической задачи использовался метод конечных элементов [88]. Современные ЭВМ позволяют создавать математические модели сложных объектов и исследовать поведение этих моделей в различных условиях. Возможности компьютерного моделирования неизмеримо больше, чем возможности физического или аналогового моделирования [89-93].

Цель моделирования – разработка численной модели для определения параметров охранного и поддерживающего целика.

Задача моделирования – определить механизм перераспределения напряжений с помощью компенсационных полостей при различных расстояниях между выработками в охранном и поддерживающем целике при отработке мощных пологих угольных пластов. В настоящее время на рынке САЕ (Computer-Aided Engineering – программ или программных пакетов, предназначенных для инженерных расчетов, анализа и симуляции физических процессов) существует огромное количество программных пакетов конечно-элементного (КЭ) анализа прочности [94,95].

Разработка численной модели прогноза НДС в окрестности горной выработки при отработке мощного угольного пласта с учетом проведения компенсационной полости В работе рассмотрены вопросы численного моделирования изменения напряженно-деформированного состояния при ведении горных работ. Схема к расчету напряженного состояния представлена на рисунке 2.7. Породный массив состоит из вмещающей породы, пород основной кровли, пород непосредственной кровли, угольного пласта, пород ложной почвы и пород непосредственной почвы. Численное моделирование ведения горных работ направлено на изучения процессов пучения почвы выработки в зависимости от различных горнотехнических условий. Горно-геологические условия приняты шахты «Талдинская-Западная – 2» АО «СУЭК-Кузбасс» [71,73].

Горные работы включают в себя следующие основные процессы: – проведение компенсационной полости; – проведение подготовительной выработки; – проведение очистных работ.

Схема к оценке напряженно-деформированного состояния в окрестности подготовительной выработки Размеры компенсационной полости и подготовительной выработки при выполнении численного моделирования приняты одинаковыми 5х5 м. Физико-механические свойства горных пород приведены в таблице 2.4. Горные породы № 1-3, и № 6-7 рассматривались как упругая среда. Горные породы 4 и 5 рассматривались как упругопластическая среда согласно условию прочности Кулона-Мора. Таблица 2.4 – Физико-механические свойства горных пород N п/п Зона E, MПа , кг/м3 С, МПа 1 Вмещающие породы 10000 0,3 2400 - 2 Основная кровля (песчаник) 9000 0,3 2300 - 3 Непосредственная кровля (алевролит) 6000 0,3 2000 - 4 Пласт угля 1000 0,24 1340 2,5 35 5 Ложная почва 15 0,42 2200 0,2 зо 6 Непосредственная почва 4000 0,3 2000 - 7 Вмещающие породы 10000 0,3 2000 - 8 Зона очистной выработки 1000 0,3 1900 - Упругопластическая модель Кулона-Мора включает две упругих константы: модуль деформации E и коэффициент поперечной деформации v и три пластических параметра: сцепление , угол внутреннего трения и угол дилатансии . Упругое поведение среды можно представить в виде обобщенного закона Гука, который характеризует механическое поведение изотропного упругого материала [96].

Подбор рецептуры эквивалентных материалов

Традиционные методы физического моделирования геомеханических процессов базируются на теории подобия, теории размерности [102,103] и состоят в воспроизведении в определенном масштабе структуры и физико-механических характеристик массива, реального процесса добычи полезного ископаемого на заданной глубине залегания, определении качественных и количественных характеристик напряжений и деформаций в массиве, получении физической картины процессов сдвижения на различных горизонтах.

Основные принципы и теоремы теории подобия были сформулированы и доказаны Ж. Бертраном на основе динамического подобия Ньютона, А.О. Фидерманом, Д. Букингэмом и академиком М.В. Кирпичевым. На основе этих принципов в 1936 г. Г.Н. Кузнецов создал метод физического моделирования на эквивалентных материалах, получивший распространение более чем в 50 странах. Эффективность этого метода была подтверждена практикой решения самых различных геомеханических задач при разработке угольных и рудных месторождений полезных ископаемых. Первоначально, в созданной Г.Н. Кузнецовым во ВНИМИ лаборатории моделирования, метод позволял воспроизводить только равномерные эпюры давлений на границе модели и стенда, заданную слоистую структуру области массива, параметры трещиноватости, глубину ее залегания, физико-механические параметры пород, крепи, горные работы и оценивать закономерности изменения НДС, разрушения массива с помощью датчиков напряжений и деформаций, устанавливаемых на поверхности или внутри моделей в ходе их изготовления. В дальнейшем (1980-2010-е гг.) метод получил свое развитие в работах М.Ф. Шклярского, Ф.П. Глушихина, М.С. Злотникова, В.Н. Павлова, Б.Ю. Зуева (ВНИМИ), а также в работах О. Якоби и других зарубежных авторов.

Быстрое развитие методов компьютерного моделирования в 1990-2010-е гг. позволило решать большую часть геомеханических задач, являвшихся ранее прерогативой только методов физического моделирования. Однако при решении современных проблем горной геомеханики без применения методов физического моделирования в ряде случаев не обеспечивается получение надежных результатов.

Наибольшие сложности при исследовании геомеханических процессов в горных массивах при подземной разработке полезных ископаемых возникают в случаях, когда для решения поставленных задач необходимо учесть целый комплекс сложных горно-геологических условий и схем отработки полезных ископаемых. К таким условиям могут быть отнесены: блочная иерархическая нарушенность массива, большая глубина залегания месторождения, подвижки блочных структур и по разломам, динамические процессы с образованием новых трещин и разломов, наличие газового фактора и т.д. Решение таких нелинейных задач с помощью натурных экспериментальных методов исследований позволяют получать наиболее достоверную информацию о параметрах НДС в зонах массива, непосредственно прилегающих к выработкам, и обеспечивают текущий прогноз. Однако натурные методы исследования связаны с большими материальными затратами и с недоступностью глубинных областей массива, со сложностью выделения исследуемых влияющих факторов на фоне других. Эти методы не дают возможности изучить НДС во всей области в массиве горных пород и выявить общие закономерности их формирования и развития, что крайне важно для прогнозирования всей ситуации в целом, так как при этом из анализа практически «выпадает» область массива от выработок до дневной поверхности и до соседних боковых пород, которые оказывают определяющее влияние на формирование напряженно-деформированного состояния в окрестности выработок. Математические методы, в том числе и методы математического моделирования, сталкиваются с серьезными препятствиями, связанными с необходимостью учета таких факторов, как нелинейные реакции массива на природные и техногенные воздействия, разрывы его сплошности, эволюция структурных параметров блоков с блочно-шарнирными механизмами их взаимодействия с распорными явлениями, развитие процессов во времени, резкие динамические процессы, постоянно изменяющиеся граничные условия на контактах блоков и вероятностно-статистический характер формирования напряженно-деформированного состояния (НДС) массива. Кроме того, математические методы исследований часто не позволяют распознать глубинный механизм геомеханических процессов, связанный с накапливанием и выделением упругой энергии массива, ее преобразованием в другие виды энергий: тепловую, энергию сейсмических колебаний, в кинетическую энергию разрушенных блоков, с работой пластического деформирования и разрушения горных пород. Таким образом, задача не решается в общей постановке и поэтому разбивается на ряд частных задач посредством отсечения лишних условий и введения различных упрощающих допущений. 3.2 Исходные данные для моделирования

В соответствии с критериями подобия, обеспечивающими воспроизведение прочностных и деформационных характеристик пород, для моделирования использовались горно-геологические условия залегания пласта 9 шахты «Распадская». Распадское каменноугольное месторождение расположено в Томь -Усинском геолого-экономическом районе Кузбасса на территории муниципального образования «Город Междуреченск - Междуреченский район» Кемеровской области. В стратиграфическом разрезе пласт 9 залегает ниже пласта 10. С поверхности угленосные отложения перекрываются юрскими конгломератами и песчаниками, характеризующимися повышенной обводненностью. Гипсометрия пласта 9 пологоволнистая, углы падения составляют 6-10. Угольный пласт сложного строения, содержит 1-4 породных прослоя, представленных мелкозернистым алевролитом мощностью 0,05-0,25 м. Крепость породных прослоев /=2-3, асж = 13,5 МПа. Полная мощность пласта изменяется от 1,44 до 2,17 м. Междупластье пластов 9 и 10 имеет мощность 41-43 м и представлено алевролитами разнозернистыми маломощными и песчаниками. Мощность песчаников, являющихся преимущественно основной кровлей, изменяется от 27 до 32 м. Содержание песчаников в толще составляет 71-84%. Непосредственная кровля пласта представлена преимущественно мелкозернистым алевролитом мощностью 5-8 м, часто неустойчивым. Коэффициент крепости пород f=4-5, асж=40-50 МПа. Мощность пласта 9-го в рассматриваемом районе участка месторождения составляет в среднем 1,79 м. Междупластье пластов 9 и 10 мощностью от 38 до 43 м сложено разнозернистыми алевролитами и песчаниками. Мощность песчаников, являющихся основной кровлей пласта, изменяется от 26 до 38 м. Прочность песчаников основной кровли на сжатие осж = 67,8 МПа. Содержание песчаников в толще междупластья составляет в среднем от 65 до 95 %. Непосредственная кровля представлена мелкозернистым, неустойчивым алевролитом мощностью 2-5 м, в среднем 4 м. Прочность алевролитов непосредственной кровли на сжатие сж = 40,9 МПа; прочность угля на сжатие сж = 13,5 МПа. В почве пласта залегают мелкозернистые алевролиты. Прочность алевролитов почвы на сжатие сж = 51,6 МПа. На рисунке 3.2 представлена принципиальная схема моделирования, где указаны размеры моделируемого блока массива горных пород и выбранные свойства ЭМ. Коэффициент структурного ослабления 0,7.

Расчет параметров анкерной крепи первого уровня

Угольный пласт 70 пологого падения: в западной части 2-8, в центре шахтного поля 10-13, в восточной части до 18. Пласт относительно выдержанный, сложного строения, состоит из 5-7 угольных пачек, разделенных прослоями алевролита и песчаника мощностью 0,01-0,08 м. Мощность угольного пласта 4,23-5,04 м, средняя – 4,95 м. Уголь пласта характеризуется однородным петрографическим составом, сложен преимущественно полублестящими и блестящими разностями, с тонкими линзочками матовых углей. Структура угольного пласта от мелко- до крупнополосчатой. Уголь пласта трещиноватый, слабоустойчивый, склонный к кливажу, слабой и средней механической прочности, f=0,7-1,0. Расстояние до нижележащего пласта 69 – 50-65 м, до вышележащего пласта 71 – 29-46 м. Гипсометрия пласта волнистая. Ширина выработки 5 м, высота 5 м, глубина 350 м.

Основная кровля пласта – песчаник мелкозернистый, слаботрещиноватый, устойчивый f=3,4-6,3, мощностью 3,5-25,0 м; – толща переслаивающихся, взаимопереходящих пород (песчаник и алевролит), средней устойчивости f=2,1-5,3, мощность 19,2-36,0 м.

Непосредственная кровля пласта – алевролит мелкозернистый, трещиноватый, от слабоустойчивого до неустойчивого f=1,0-4,9, при увлажнении размокает, при обнажении обрушается, мощность 2,0-5,0 м. Местами имеется ложная кровля, представленная углистым аргиллитом, слабым, неустойчивым f=1,2, мощность 0,1-0,5 м. Непосредственна почва пласта – алевролит мелкозернистый, трещиноватый, слабоустойчивый, склонный к пучению, при увлажнении размокает, имеет низкую несущую способность f=1,0-4,9, мощность 6,7-29,0 м. Ложная почва – распространена почти по всей площади, представленная углистым аргиллитом, слабым, склонным к пучению f=1,5, мощность 0,3-0,5 м.

Гидрогеологические условия выемочного поля ожидаются сложными, прогнозный водоприток в лаву в среднем 90-120 м3/ч, повышение водопроявления до 250-300 м3/ч.

Исходные данные для расчета сопротивления анкерной крепи, длины анкеров и их податливости, количества анкеров в ряду и расстояния между рядами: – условия проходки, охраны и поддержания горных выработок; – расчетная ширина (В, м) и высота (h, м) горных выработок; – расчетная глубина расположения горных выработок от поверхности (Н, м); – тип строения пород кровли горных выработок; – класс устойчивости пород непосредственной кровли горных выработок; – сопротивление пород кровли горных выработок на одноосное сжатие, (Rc, МПа); – расчетная несущая способность анкеров, (N, кН). По условиям проходки, охраны и поддержания при расчете параметров крепи рассматривались следующие горные выработки: пластовые выемочные горные выработки, проводимые в массиве, охраняемые за отрабатываемой лавой целиком шириной не менее 15 м, а затем погашаемые за смежной лавой.

Расчетная ширина протяженных горных выработок принимается равной их максимальной фактической ширине в проходке и составляет 5 м.

Учитывая неоднородное строение пород кровли, определяем ее усредненную прочность на сжатие по формулам [100]: для кровли

При расчете сопротивления крепей и длины анкеров в кровле по строению пород в кровле выработок на высоту, равную их расчетной ширине, выделяют 4 типа кровли по обрушаемости в соответствии с таблицей 4.1.

Типы пород кровли по обрушаемости I тип кровли II тип кровли III тип кровли IV тип кровли Однородная кровля Неоднородная кровля. Однородная и Пачки угля из слоистых, Над непосредственной неоднородная кровля блестящего, преимущественно кровлей из слоистых с интенсивной полублестящего глинистых, песчано- сланцев мощностью от кососекущей полуматового, глинистых и 0 до 0,3В залегают трещиноватостью в матового с Rс 8 песчаных сланцев массивные песчаники, зонах тектонических МПа (аргиллитов и преимущественно с пликативных и алевролитов) с Rс 60 МПа разрывных Rс 60 МПа нарушений, а такжеиз неустойчивых пород сКс 30 МПа Для данных горно-геологических условий кровля относится к I типу по обрушаемости. При определении плотности установки анкеров, конструкции опор, затяжки, а также технологии крепления кровли при проходке для всех типов кровли по обрушаемости непосредственную кровлю над выработками следует разделять на 3 класса по устойчивости в соответствии с таблицей 4.2.

Обрушение кровли послеобнажения на расстоянии отзабоя до 1 м.Преимущественнотонкослоистые итрещиноватые глинистыесланцы с Rс 30 МПа Сохранение устойчивостипри обнажении кровли нарасстоянии от забоя от 1 мдо 3 м. Преимущественнослоистыемалотрещиноватыеглинистые и песчаныесланцы с 30 Rc 80МПа,уголь с Rc 6 МПа Сохранение устойчивостикровли при обнажении нарасстоянии от забоя свыше3 м. Преимущественномассивные нетрещиноватыепесчаникис Rс 80 МПа