Résumé d’apres le theme du travail de maitre
Contenu:
- 1. Actualité du le thème
- 2. Le but et problemes de recherche
- 3. Les moyens de durcissement des roches
- 3.1 La forage des puits de secours
- 3.2 Les dechargement explasifs
- 3.3 La réalization des fentes de compensation
- 3.4 La poussee préliminaire
- а) Schéma de DPI
- b) Schéma de MGI
- 3.5 Fixation
- 3.6 Le torpillage avancé
- 4. Les recherche actuels et planifiés d’après le thème
- Liste des sources
1. Actualité du le thème
Mines ukrainiennes environ 70% de fonctionnement supporté sont en mauvais état. L'augmentation de la profondeur de l'extraction du charbon conduit à une augmentation significative du deplacement des rohes il faut dans l’excavation, donc avoir des grandes sections. Les déplacement de roches dans l’excavation nécessite la réparation ( le soutènement et déchirant du sol ) qui augmente le coût.
Il existe plusieurs façons de contrôler l'état de la masse rocheuse autour d'un travail, ils peuvent réduire le déplacement des roches, mais nécessitent certains coûts. Par conséquent, la question des conditions économiques justifient l'utilisation de méthodes de contrôle de l'état de la masse rocheuse autour des tailles de développement préparatoire est une tâche scientifique et pratique réelle.
2.Le but et problèmes de recherche
Objectif: établir la méthode de relations mathématiques de modélisation de calcul des dépenses sur les moyens de controler l'état de la masse rocheuse autour de l' enceinte et l'excavation de roches, en utilisant les paramètres connus de l'impact de ces méthodes sur la performance des roches mouvants définir le champ d'application de chaque méthode en fonction de la profondeur de la conception et des roches la qualité.
L'idée de travail : consiste à utiliser la méthode de calcul de la modélisation des prix à élaborer des mesures de rendement pour influencer l'état de la masse rocheuse autour de l'excavation.
Les objectifs de recherche :
- 1.Composer des modèles de calculatrices des coûts pour effectuer des moyent bien connues pour contrôler l'état de la masse rocheuse autour des travaux de développement et prépuratoire . Effectuer des calculs d’influence de la profondeur du développement et les propriétés qualitatives des rochers sur les paramètres des roches de décalage de la production.
- 2.Composer des modèles informatiques de détermin ation du niveau inférieur du rapport de la profondeur de travail et les propriétés des roches sur la faisabilité économique de l'application d'une méthode pour contrôler l'état de la masse rocheuse autour des tailles de développement et préparatifs.
3. Les méthodes de durcissement des roches
3.1 La forage puits de déchargement
Cette méthode consiste à forer un puits de secours à partir du tableau ou du charbon pilier de la zone de pression de référence ( Figure 1.1 ). Déchargement des puits forés dans le charbon de diamètre ( d) mètres 0,25–0,5 longueur de 6–10 mètres , la distance entre les puits a été adopte ( 2–2,5 ) de diamètre. Après cet événement, sous l'influence de la pression d'appui entre les piliers de puits forés écrasé que vous pouvez compenser la forte pression en profondeur dans le tableau de référence est formé en conséquence de quoi la zone de décharge locale autour de l'excavation. Par conséquent les roches de toit sur les deux côtés pressent sur le boulonnage et il fonctionne en mode compatible et DonUGI on indique que la complexité du maintien de la production à diminué de 2-3 fois par rapport à l’absense de trous. C'est une meilleure façon d'appliquer à l'arrière de travail de la lave comme par un ordre direct du travail le forage minier peuvent entraver trous.
3.2 Le déchargement explosif
Ellle implique une explosion des charges explosives de dynamitage dans les trous de mine déchargement ( Fig.1.2 ) , foré LSH latéralement longue de production B =( 0,5–0,7 ), ou B est la largeur de travail, et à un angle à l'horizontale de 10 à 30 degrés. La distance entre le trou de la durée du développement habituellement de 0,5 à 2 mètres, et est calculée comme suit[3]:
Pour déterminer la distance entre les trous de déchargement est nécessaire pour calculer la masse d'une charge contenue par la formule [3]:
Après la détonation de charges explosives, une zone de la fissure élevée et la zone de décharge locale est formée qui permet de déplacer plus profondément dans les tableaux des concentrations maximales de contraintes locales. Le déchargement du massif des roches peut reduire le sol des roches de soulèvement à 2-3 fois au détriment des couches de coupe et conduit à la formation rapide de ZND (zone de déformation élastique ) avec sensiblement plus faible que dans l'absence du déchargement explosif. Mais ce déplacement est des roches du toir augmenté à 1.1-1.15 heures alors que latéralement à partir des espèces generatrices de compensation est presque inchangé.
Utilisation le déchargement explosif conduit aussi à une meilleure répartition de la charge autour du périmètre de la doublure.
Utilisation de cette méthode permet d'obtenir un avantage économique à 40-60% à 1 mètre par an du coût initial de la réunion . [1] Comme la pratique montre que le retard des travaux de déchargement explosif de genération d'abattage en général ne devrait pas dépasser 1–3 mois de temps. Depuis les travaux sur le déchargement explosif doit être effectué avant la formation de la zone de déformations inélastiques . Le non-respect de cette condition peut entraîner une augmentation de la taille de la zone de déformations inélastiques , qui sera sans doute conduire à une augmentation de la charge sur les supports .
3.3 La réalization des fentes de compensation
Fentes de compensation de processus de forage est la suivante: au cours de la prèmiere génération de déchirure du sol il faut percer des trous dans la génération intermédiaire . La longueur du trou est de 2 mètres et d'une distance entre 0,5 à 2 mètres. Avant de déchirure est réalisée dans un puits de mine contenues explosif. Écarts de compesation couperont sujettes à un gonflement des couches de roche, ca se passer jusqu'a ce que les bords de ces emplacements ne sont pas fermés, à la suite l'obtention des roches du sol sera absent totalement soit elle sera insignifiant.
3.4 La poussée préliminaire
Cette méthode implique l' installation de pieds hydrauliques sous l'arche du support principal de toit au moment de la production. Après l'installation des accessoires hydrauliques et de la oréation de la poussee on produit le serrage sur l'arc ,après quoi des accessoires hydrauliques sont supprimés. Effet utile de pré- poussée est activée le boulonnage rapidement du travail dans le corollaire augmente significativement la stabilité de la production en réduisant le ZND taille et conduit au déplacement du toit est de 1,4 fois . Les mines du Donbass 2 schema sont utilise de la prealable poussée: a) schéma de DPI et b ) schéma de MGI.
а)Schéma de PDI
b)Schéma de MGI
Le schéma de la propasition DPI cide du système MGI comme le schéma barre de pressage et le toit simultanée, et les jambes sont fixés a l'exposition du pedigree qui vous permet de creer un système de " boulonnage-raoche . " Cette méthode peut réduire le biais de 20–30%. [1]La méthode est perspective , mais plutôt laborieux .
3.5 Fixation
La résistance à la compression de la roche beaucoup plus grande résistance à la traction. Plus la résistance de la couche de roches de la contrainte de traction plus faible que les couches de déflexion ainsi que moins de chance que la chute de la fibre. Des couches de roches cousues ensemble commencent à travailler comme plus durable, que la couche plus puissant. C'est le principe de base de la résilience en développement, qui détiennent dans les roches stratifiées . Côté d'assemblage du boulonnage : abattage à effet tunnel ou à une courte distance de lui
Si dans le voisinage de la génération actuelle il ya des grès ou de calcaire robuste couches de roches devraient être ouvers pour les ancrages lui metalliques les ancrages de coin 2,5–3 mètres .[1]
Si les couches sont déposees sur l'élaboration des espèces les plus faibles, par exemple, le schiste de sable, il faut utilise ancrage chimique métallique ou polymère fixant le temps de solidification de 15–40 minutes en utilisant deux composants et 7–15 minutes sur un des composés de trois contraignants.[1]
Lorsque déposée sur l'élaboration de couches de schiste, il est nécessaire d'appliquer l'élément d'ancrage de forage d'acier torsadé. Le diamètre du trou doit être plus petit que le diamètre maximum de la barre creusé de 4–8 mm .[1]
Typiquement production réalisee par des couches de roches avec une force différente, de sorte qu'il suffit de durcir la couche faible. En raison de cela des roches d’extrude faible dans la production et ne sera pas augmenter la durée au-dessus des couches de roches, leur déviation n'est pas augmentée et ils ne sont pas détruits .
3.6 Le torpillage avancée
Essence du meilleur torpillage (Fig.1.6) est influence active sur l'état de la masse rocheuse du stress par le dynamitage de la toiture avant chantier ( torpilles ) Charges spéciales situées dans de longs puits , qui forment une fissure . Leur formation change la nature de la déformation et la destruction des principales roches de toit ; Abaisser le toit est fortement réduite , et la manifestation de précipité secondaire presque inexistante . On utilize le torpillage avancé pour éviter le charbon soudaine et gaz , la réduction de l'intensite de la subsidence des roches de toit en dans le chantier . Options de procédé de sablage du forage au torpillage avage de diamètre du puits — 76 ... 112 mm , longueur de puits — 30 ... 110 m ou plus de diamètre monocharge — 55 ... 70 mm , longueur du monocharge — 10 ... 55 mm ou plus , la masse de la charge dans le puits — 50 ... 210 kg ou plus. Torpille avancé - une opération complexe et très dangereux . Dynamitage dans les mines , les frais de trous de gaz et de poussière dangereux de la grande masse nécessite des installations techniques spéciales et des mesures visant à empêcher l'inflammation des mélanges de pylemetanovozdushnyh . Les inconvénients identifiés pendant le torpillage de la veine de charbon dans les perturbations géologiques est la nécessité pour le forage des puits de charbon explosion , ce qui n'est pas toujours possible , surtout dans les zones à forte explosif , et dans certains cas, l'auto forage dans ces domaines peut apporter à de brusques eclats de charbon et du gaz .
4. Les recherche actuels et planifiés le theme
A prêsent dans le dex maitre est envisage três pleinement, la mêthodologie de la modulation de calcul des couts a êtê utilise. A cet effet, nous avons dêveloppê un programme informatique de calcul des coûts , et qui plus tard a été transformé en modèle de calcul . Selon ce modèle , il a été conclu que l' installation de supports de poussée préliminaire peut être calculée en fonction de :
qui est affecté par :
1.type de support;
2.profondeur des ouvrages de référence;
3.la température ;
4.outburst - formation ;
5.les couches ivigués
Ce travail du maître est encore en développement et donc les résultats définitifs à ce sujet peut être obtenue après le 1er Janvier , 2015 ayant consuetant etudiants Batrak Vladimir Pavlovitch ou superviseurStrelnikova Vadim Ivanovitch ..
Dans cet article, nous prévoyons:
1.Etablir la dépendance des coûts aà la réparatiar des roches ;
2.Installer le montant des frais pour chaque procédé de renforcement massif rocheux autour d'un travail ;
3.Régler les conditions naturelles ( profondeur des travaux la resistance de la roche ) à laquelle une methode donnée de contrôler l'état du réseau est économiquement justifiée .
References
1.Управление состоянием массива горных пород: учеб. пособ.для студ./ С.С. Гребёнкин, В.Н. Павлыш, В.Л. Самойлов,и др. – Донецк:”ВИК”, 2010.– 191 с.
2.Методические указания к курсовому проекту по дисциплине «Управление состоянием массива горных пород» для студентов горного направления всех форм обучения . /Сост.: В.Л. Самойлов, С.В. Подкопаев, В.Е. Нефедов, В.И. Стрельников, Н.Н. Малышева. Под ред. Самойлова В.Л.-Донецк:ДонНТУ,2013.-140с.
3.Технологические схемы снижения напряженного состояния породного массива вокруг капитальных горных выработок(взрывощелевая разгрузка)/Кошелев К.В., Стрельцов Е.В., Косков И.Г. и др.-Харьков-Донецк:ВНИИОМШС,1979.-35с.
4.Проскуряков Н.М. Управление состоянием массива горных пород: Учеб.для вузов. М.: Недра, 1991. – 386 с.
5.Стандарт Мінвуглепрому України «Підготовчі виробки на пологих пластах. Вибір кріплення, способів і засобів охорони» СОУ 10.1.00185790.011: 2007. – Київ, 2007. – 113 с.
6.Указания по рациональному расположению, охране и поддержанию горных выработок на угольных шахтах СССР. – Л.: ВНИМИ, 1986. – 222 с
7.В.Г. Горохов. Методологический анализ системотехники. – М.: Радио и связь, 1982. – 160 с.
8.Терещук Р.Н. Состояние и перспективы применения анкерной крепи //Научный вестник. - 2000. - №2. - С.6-9
9.Кошелев К.В. Охрана и ремонт горных выработок / Кошелев К.В., Петренко Ю.А., Новиков А.О. – М.: Недра, 1990. – 218
10.Роенко А.Н. Новый подход к исследованию явления пучения пород для обоснования мер борьбы с ним // Уголь Украины. – 1997. №2-3.- С. 20-22.