andrus, 1 sciaga podziemka, Bezpośredni wpływ na wybór sposobu likwidacji zrobów ma rodzaj skał stropowych


Charakterystyka stropów wyrobisk eksploatacyjnych:

Bezpośredni wpływ na wybór sposobu likwidacji zrobów ma rodzaj skał stropowych.

- strop bezpośredni - zespół warstw zalegających bezpośrednio nad wybieranym pokładem, mających zdolność załamywania się w ślad za postępem robót wybierkowych.

- strop zasadniczy - tworzą warstwy sztywne i mocne zalegające na stropem bezpośrednim albo nad wybieranym pokładem, które po wybraniu pokładu załamują się trudno i w dużych odstępach.

- strop fałszywy - zwany stropem opadającym lub opadem - tworzy warstwa grubości 0,1 do 0,8 m bardzo słabych skał stropu bezpośredniego, którą bardzo trudno utrzymać i zwykle opada po odsłonięciu.

Dla ułatwienia wyboru systemu eksploatacji opracowano różne klasyfikacje skał stropowych. W Polsce przez wiele lat posługiwano się klasyfikacją skal stropowych przedstawioną w pracy W. Budryka. Według tej klasyfikacji wydzielono następujące klasy stropów:

klasa I — strop bezpośredni utworzony ze skał kruchych, łatwo się rabujących, przy czym miąższość ich jest większa, niż 5-krotna grubość pokładu,

klasa II —strop bezpośredni utworzony ze skal kruchych, łatwo się rabujących, przy czym miąższość ich jest mniejsza niż 5-krotna grubość pokładu,

klasa III — stropu bezpośredniego brak, strop zasadniczy nad pokładem utworzony z grubej warstwy skał mocnych i nie uginających się,

klasa IV — strop utworzony ze skał zdolnych do uginania się, a więc plastycznych lub drobno uwarstwionych.

Przy I klasie stropu zalecano stosowanie systemów z zawałem stropu, przy II klasie stropu systemów z zawałem częściowym z podtrzymywaniem stropu zasadniczego pasami podsadzki suchej, przy III klasie systemów z podsadzką hydrauliczną i przy IV klasie systemów z ugięciem stropu.

Późniejsze badania wykazały, że systemy z zawałem stropu można z powodzeniem stosować przy mniejszej grubości stropu bezpośredniego. Z wyjątkiem tej uwagi podana klasyfikacja dobrze ujmuje podstawowe zasady doboru sposobu likwidacji zrobów. Podana klasyfikacja ma charakter jakościowy — opisowy.

Likwidacja zrobów przez wywołanie zawału stropu

Systemy eksploatacji z zawałem stropu należy stosować wszędzie tam, gdzie pozwalają na to warunki geologiczne i nie zachodzi potrzeba ochrony obiektów podziemnych i powierzchnio­wych. Ten sposób należy do najtańszych technologii likwidacji przestrzeni pozłożowych. Pod pojęciem systemu z zawałem stropu rozumie się świadomy zabieg technologiczny zmie­rzający do odspojenia i opadnięcia stropu w ślad za postępującym przodkiem. Przy eksplo­atacji z zawałem stropu wydziela się wzdłuż osi głębokości następujące strefy

— strefę zawału,— strefę spękań,— strefę osiadania (ugięcia).

Strefa zawału obejmuje te warstwy skalne, które pozbawione podparcia opadają do wyrobi­ska wraz z obrotem brył i tworzą gruzowisko zawałowe, podpierające wyższe warstwy skalne. Przebieg zawału oraz stopień wypełnienia zrobów uzależniony jest od rodzaju skał stropowych oraz od ich uławicenia i łupności. Powierzchnie uławicenia powstały przy tworzeniu się skał osa­dowych i były pierwotnie poziome, a dopiero wskutek działania sił tektonicznych otrzymały one pewne nachylenie. W czasie procesów tektonicznych powstała tzw. łupność oraz uskoki. Nachy­lenie płaszczyzn łupności wynosi najczęściej 70-^-85°. Piaskowce mają bardzo rzadką sieć łupności i słabe uławicenie, stąd trudno ulegają zawałowi. Z reguły stanowią one strop zasadniczy w kopalniach węgla kamiennego. Strop bezpośredni stanowią najczęściej łupki lub inne skały z rozwiniętą siatką podzielności.

Wypełnienie wyrobiska gruzowiskiem zawałowym charakteryzuje tzw. wskaźnik rozluźnie­nia (dezintegracji) zawalonej skały Zależy on od kształtu i wielkości brył skalnych i wynosi orientacyjnie — dla piaskowca kruchego 2,0,— dla piaskowca i łupku 1,8,—dla łupku piaszczystego 1,75,— dla łupku ilastego 1,2+1,45.

Wynika stąd, że dla uzyskania pełnego podparcia stropu powinna ulec zawałowi warstwa skał o grubości 1,0 do 5,0 krotnej grubości złoża lub wybieranej warstwy, gdyż:

Technologia wywoływania zawału polega na usuwaniu podparcia stropu w wyrobisku eksploatacyjnym Strop pozbawiony podparcia powinien samoistnie ulec zawałowi. W przy­padku stosowania obudów indywidualnych strop pozbawia się podparcia poprzez rabowanie (usuwanie) obudowy w ostatnim polu obudowy od strony zrobów Jest to czynność niebezpieczna i wykonują ją najbardziej doświadczeni górnicy. Obudowę rabuje się odcinkami postępując ze wzniosem. Rabowanie polega na opasaniu liną lub łańcuchem rabowanych stoja­ków, poluzowaniu zamków w stojakach i wyciągnięciu obudowy przy użyciu kołowrotu usta­wionego w chodniku nadścianowym. W przypadku stosowania obudów zmechanizowanych za­wal następuje w momencie przesuwania sekcji obudowy do przodku czoła ściany.

Za szczególny należy uważać okres rozruchu ściany. Pod pojęciem rozruchu ścian rozumie się jej wybieg, po przekroczeniu którego następuje pierwszy wysoki zawał stropu. Przed po­wstaniem pierwszego wysokiego zawału obserwuje się gwałtowny przyrost konwergencji, której wielkość może przekraczać kilkakrotnie wielkość konwergencji obserwowaną w normalnym biegu ściany, Proporcjonalnie do przyrostu konwergencji pogarszają się warunki utrzymania wyrobiska. Okres rozruchu ściany należy traktować jako szczególnie niebezpieczny. Do czasu uzyskania pierwszego pełnego zawału muszą być zachowane szczególne środki ostrożności.

Wymuszanie zawału

W czasie rozruchu ścian lub w warunkach zawisania stropu poza linią zawału przy normal­nym biegu ściany stosuje się wymuszanie zawału. Polega to na wywierceniu otworów strzałowych w stropie między rzędami lub sekcjami obudowy i odpaleniu ładunków MW. Zasięg pionowy otworów strzałowych powinien wynosić co najmniej dwukrotną wysokość ściany. Roboty strzałowe w stropie mają w takich przypadkach charakter interwencyjny. Wymuszanie zawału stropu może być również normalną czynnością technologiczną, gdy w stropie zalegają skały trudno rabowalne o wysokich parametrach wytrzymałościowych. Przykładowo przez okres około 30 lat powszechnie stosowano w polskich kopalniach rud miedzi systemy komorowo-filarowe z wymuszanym zawałem skał stropowych. Stropy w tych kopalniach stanowią uwarstwione wapienie dolomityczne o wytrzymałości na ściskanie od około 50 do 130 MPa. Zawal wymu­szano w ostatnim rzędzie filarów i komór po przybraniu filarów do minimalnych resztkowych wymiarów Szerokość odcinka przeznaczonego do zawału była zatem równa sumie szerokości komory i filara (około 14 m) a długość odcinka sumie długości filara i szerokości komory (10 do 30 m.). W oddziałach zagrożonych tąpaniami stosowano strzelania wstrząsowe w odstępach wybiegu 50 do 80 m. W przypadkach strzelań wstrząsowych zwiększano w otwo­rach strzałowych ilość MW i wydłużano odcinki przeznaczone do wywołania zawału {30 do 60 m). Dla wywołania zawału w stropie wiercono długie otwory strzałowe o średnicy od 50 do 100 mm. Za optymalną uważano średnicę 76 mm. Otwory wiercono początkowo wiertnicami a następnie samojezdnymi wozami wiercącymi (DONG-2). Długość otworów wynosiła od 8 do 12 m. Otwory pochylone były w stronę zrobów pod kątem 60 do 75°, Otwory wiercono jako rów­noległe lub w układzie wachlarzowym. W układzie wachlarzowym uzyskiwano nierównomierne rozłożenie MW w masywie skalnym, ale zmniejszano ilość przemieszczeń wozu do wiercenia

Podsadzka hydrauliczna

Materiał podsadzkowy

Materiał podsadzkowy mogą stanowić niepalne i nietoksyczne ciała stale, spełniające wymagania określone w normie PN-93/G-11010. Najczęściej są to piaski, skała płonna i żwi­ry. Jako materiał podsadzkowy można stosować również odpady przemysłowe, np. żużle elektrowniane, odpady flotacyjne i inne, które z reguły stanowią dodatek do materiału piaskowego. Dodawanie materiałów odpadowych powoduje oszczędności piasku, którego pozyskiwanie jest stosunkowo kosztowne, oraz ogranicza problem składowania odpadów na powierzchni. Ilość dodawanych materiałów odpadowych jest ściśle określana, aby zachować wymagania fizyczne dla poszczególnych klas materiału podsadzkowego. Wydziela się trzy klasy materiału podsadz­kowego.

W przypadku występowania innych zanieczyszczeń toksycznych należy odnieść się do Rozporządzenia Ministra Ochrony Środowiska, Zasobów Naturalnych i Leśnictwa.

Na podstawie doświadczeń praktycznych ustalono, że ziarna materiału podsadzkowego nie powinny przekraczać wymiaru (średnicy) 60 mm, to jest 1/3 średnicy rurociągu podsadzkowego. Zależnie od klasy materiału podsadzkowego zawartość ziaren o wymiarach poniżej 0,1 mm nie powinna być większa od 10^20%. Drobne frakcje (< 0,1 mm) utrudniają odsączanie wody z ma­teriału osadzonego w otamowanej przestrzeni poeksploatacyjnej, wydłużają czas osadzania się materiału, zwiększają, ściśliwość materiału. W skrajnych przypadkach materiał za tamą może przez długi okres czasu występować w postaci ciekłej (tzn. kurzawki), wywierając duży napór natamy podsadzkowe i stwarza zagrożenie przerwania tam oraz zalania czynnych wyrobisk górni­czych Poza tym drobne frakcje materiału są wymywane przez odsączającą się wodę podsadz­kową i następuje szybkie wypełnienie szlamem osadników polowych i głównych. Skład ziarno­wy materiału ustala się na podstawie analizy sitowej. Badania przeprowadza się na próbkach ma­teriału wysuszonego w temperaturze 105°C.

Dla oznaczenia zawartości ziaren poniżej 0,1 mm pobiera się próbkę o masie 2000 g wsypuje do naczynia pomiarowego o pojemności 4 1, dolewa wody do pełna i dokładnie miesza wodę z materiałem. Następnie mieszaninę odsącza się na sicie z oczkami kwadratowymi o boku 0,1 mm, przepłukując materiał dodatkowo wodą. Pozostałość na sicie suszy się w temperaturze 105°C i waży z dokładnością 0,1 g.

Oznaczenie przeprowadza się co najmniej na trzech próbkach, przyjmując za wynik końcowy wielkość średnią arytmetyczną.

Urządzenia podsadzkowe

Głównym urządzeniem podsadzkowym jest podsadzkownia zlokalizowana na powierzchni, w zasadzie przy szybie wentylacyjnym. W kopalniach stosowano' różne konstrukcje podsadz-kowni. W zbiornikach podsadzkowych gromadzi się zapas materiału podsadzkowego, który dowożony jest pociągami lub samochodami. Pojem­ność zbiorników podsadzkowych ustala się tak, aby zapas materiału podsadzkowego wystarczał na jednodobowe zapotrzebowanie kopalni na materiał, z pewną dodatkową rezerwą wynikającą z płynności dostaw materiału oraz zagrożenia pożarowego. Zależnie od dobowego zapotrzebo­wania na materiał buduje się zbiorniki o pojemności od 600 do około 8000 m3. Odpowiednio do planowanej wydajności instalacji podsadzkowej buduje się obok podsadzkowni zbiorniki wody podsadzkowej. Rozwiązania konstrukcyjne w tym zakresie są różne, zależnie od źródła poboru wody — wody dołowe, z rzeki, stawu itp. Do zbiorników podsadzkowych przylegają pomiesz­czenia (budynek lub komora) z pompami i monitorami służącymi do zmywania i mieszania mate­riału podsadzkowego. Materiał zmieszany z wodą—mieszanina podsadzkowa — spływa grawi­tacyjnie poprzez kraty do leja podsadzkowego. Na kratach odbiera się nadziarno oraz zanieczysz­czenia występujące w materiale (korzenie, złom itp.). Nadziarno i zanieczyszczenia zsypuje się do wozów, wyciąga na powierzchnię i kieruje na zwałowiska powierzchniowe. Podsadzkownia połączona jest z szybem za pomocą kanału podsadzkowego (luneta). Kanał podsadzkowy jest wyrobiskiem korytarzowym w obudowie murowej. Nachylenie spągu wynosi 10 do 20°. Głębo­kość wlotu kanału do szybu wynosi 30-50 m, a długość kanału wynosi 30 do 100 m. Wlot kanału do szybu zabezpieczony jest stalowymi kratami. Jeżeli podsadzkownia usytuowana jest obok szybu wentylacyjnego, to w kanale zabudowane są dwie szczelne tamy stalowe z drzwiami.

Warunkami prawidłowej instalacji podsadzkowej są:

- dobre i jednolite przemieszanie materiału i wody z zachowaniem proporcji

— równomierne i ciągłe zasilanie rurociągu mieszaniną.

Zachowanie tych warunków jest trudne w przypadku ręcznego sterowania procesem miesza­nia np za pomocą monitorów w skarpowym zbiorniku podsadzkowym . W nowych rozwiązaniach podsadzkowni stosuje się rozwiązania z automatycznym dozowaniem materiału i wody . Dla pokazanego przykładu materiał podsadzkowy transportowany jest ze sta­cji wyładowczej przenośnikami taśmowymi do zespołu cylindrycznych żelbetowych zbiorni­ków. Obok zbiorników materiału podsadzkowego znajduje się zbiornik wody, która wykorzysty­wana jest do grawitacyjnego spłukiwania materiału z przesiewaczy. Dozowanie materiału odbywa się przez wloty dolne ze zbiorników zamykane klapą przepustową. Otwarcie klap regu­lowane jest z pulpitu sterowniczego dyspozytora. Pod wylotami zainstalowane są przenośniki stalowo-członowe, które podają materiał na przenośnik taśmowy wyposażony w urządzenie do ważenia transportowanego materiału. Przenośnik taśmowy podaje materiał na sito zmywcze (przesiewacz stały). Z przesiewacza stałego materiał spłukiwany jest wodą na przesiewacz wi­bracyjny. Nadziarno i zanieczyszczenia odbierane są z przesiewacza przez przenośnik taśmowy. Pod przesiewaczem wibracyjnym usytuowany jest lej podsadzkowy. Procesy płukania rurociągu, przygotowania mieszaniny i zasilania leja podsadzkowego regulowane są przez dyspozytora z pulpitu sterowniczego Po uzyskaniu żądanych parametrów mieszaniny i wielkości zasilania przechodzi się na automatyczne sterowanie ilości dozowanego piasku i wody. W pracy każdej instalacji podsadzkowej wydzielić można trzy etapy:

— wstępne przemycie instalacji wodą,

— właściwy transport mieszaniny podsadzkowej,

— końcowe przemycie instalacji u/nrla

Tamy podsadzkowe

Zadaniem tam podsadzkowych jest ogrodzenie przestrzeni poeksploatacyjnej, przeznaczonej do likwidacji. Każda tama podsadzkowa składa się z konstrukcji nośnej i pokrycia. Konstrukcją nośną może być obudowa podporowa przodku eksploatacyjnego lub specjalnie wykonana kon­strukcja drewniana lub stalowa. Zadaniem konstrukcji nośnej jest przejęcie naporu mieszaniny podsadzkowej z za otamowanej przestrzeni. W skrajnych przypadkach napór na tamy może być równy naporowi hydrostatycznemu mieszaniny podsadzkowej. Popularnym pokryciem tam pod­sadzkowych jest płótno podsadzkowe. Początkowo płótno podsadzkowe produkowano z włókien lnu i juty. Obecnie tkaniny pochodzenia roślinnego zastąpiono tkaninami polipropylenowymi, spełniającymi wymogi normowe (PN-91/P-85001). Najczęściej szerokość produkowanych pa­sów płótna wynosi 1,35 lub 2,7 m, ale można zamawiać płótno o żądanej szerokości. Zadaniem płótna podsadzkowego jest szczelne odgrodzenie otamowanej przestrzeni od czynnych wyro­bisk, z jednoczesnym zapewnieniem dobrego odsączenia wody z osadzającego się materiału pod­sadzkowego. Z uwagi na konstrukcję można wyróżnić tamy podsadzkowe:

— stałe, jednorazowego użytku, które pozostają w zrobach,

— powtarzalne, których konstrukcja pozwala na wielokrotne wykorzystywanie konstruk­cji nośnej i pozostawienie w zrobach tylko płótna podsadzkowego,

— przesuwne, współpracujące z sekcjami obu­dowy zmechanizowanej.

Podsadzka sucha

Wykonanie podsadzki suchej polega na wypełnieniu przestrzeni poeksploatacyjnej ma­teriałem skalnym pozyskiwanym na dole z wyrobisk górniczych lub dowożonym z po­wierzchni. Materiałem podsadzkowym mogą być również odpady produkcyjne poza górni­cze, np. żużle hutnicze. Materiał podsadzkowy dostarcza się do rejonu przodków eksploatacyj­nych klasycznymi środkami transportu dołowego, a więc wozami szynowymi, przenośnikami ta­śmowymi, samojezdnymi wozami odstawczymi itp. Wykorzystywanie do podsadzki suchej ma­teriału skalnego pozyskiwanego na dole kopalni jest operacją zalecaną i korzystną z uwagi na od­ciążenie głównych dróg transportowych (szybów) oraz unikanie składowania odpadów skalnych na powierzchni. Dostarczanie materiału podsadzkowego z powierzchni jest operacją uciążliwą i kosztowną. Transport materiału wymaga odpowiedniej koordynacji wykorzystania możliwości transportowych istniejących środków i urządzeń jak również budowy nowych środków transpor­towych i odpowiednich składowisk materiału.

W bliskim sąsiedztwie polskich rejonów przemysłu wydobywczego znajdują się wystar­czające zasoby piasku. Ten czynnik zdecydował o rozwoju podsadzki hydraulicznej w polskich kopalniach podziemnych. Zorganizowanie hydrotransportu piasku w wyrobiskach podziemnych jest czynnością prostą i nie narusza zasadniczej funkcji wyrobisk. Stąd w górnictwie polskim podsadzka sucha miała i ma marginalne znaczenie w likwidacji zrobów. Podsadzka sucha ma znaczący udział w likwidacji zrobów w zagranicznych rejonach górniczych, w których brak jest zasobów piasku. W przypadku transportu materiału podsadzkowego z powierzchni najtrudniej­szym ogniwem jest transport pionowy. W kopalniach o pełnej zdolności wydobywczej „wąskim gardłem" transportowym są na ogół szyby. Wykorzystanie urządzeń do opuszczania materiału może być brane pod uwagę przy istniejącej rezerwie wydajności tych urządzeń W przypadku braku takiej rezerwy pionowy transport można realizować grawitacyjnie rurociągami Przy trans­porcie grawitacyjnym materiał w rurociągach osiąga duże prędkości opadania. Jest to niekorzyst­ne z uwagi na rozdrabnianie materiału, zużycie rurociągów i zagęszczenie materiału w przyszybowym zbiorniku podziemnym. W rurociągach pionowych minimalna prędkość opadania wyno­si około 10 m/s a maksymalna nie powinna przekraczać 30 m/s. Zmniejszenie prędkości można uzyskać stosując pośrednie skrzynie hamujące lub leje pośrednie. W tym celu wykorzystuje się również strumień sprężonego powietrza skierowany przeciwnie do kierunku ruchu materiału. Do składowania materiału podsadzkowego w podszybiu i w rejonie prowadzonej eksploatacji buduje się zbiorniki materiału. Są to zbiorniki szybowe pochyłe, lub poziome, a ich celem jest zapewnie­nie ciągłości dostawy materiału i uniezależnienie od nierytmiczności transportu. Spełniają zatem taką samą rolę jak zbiorniki retencyjne dla urobku.. W szybie montuje się rurociągi stalowe o średnicy 250+300 mm —jeśli materiał ma uziamienie 80+100 mm lub 150+180 mm przy uziarnieniu do 40 mm. W odstępach co około 35 m montuje się leje pośrednie. Optymalna długość pionowego odcinka rurociągu wynosi do 250+300 m. Przy większych głębokościach zaleca się budowanie pochyłych przesypowych zbiorników podziemnych wykonanych pod kątem 55+75°. Żywotność rurociągów pionowych o średnicy 250 mm i grubości 8 mm wyrażona przepustowością materiału

podsadzkowego wynosi około 200 tys. mJ [6].

kach zachodzi potrzeba przesiewania materiału i kruszenia materiału grubego. Lokalizacja punk­tów przygotowania materiału zależy od przyjętej technologii, Mogą to być miejsca na pow.erzch-ni lub pod ziemią. Dobór sposobu układania materiału w pustkach poeksploatacyjnych zależy głównie od kąta nachylenia złoża i rodzaju środków transportowych w jakie wyposażone są przodki eksploatacyjne. W złożach silnie nachylonych i stromych (a > 30°) stosuje się grawita­cyjne sposoby układania materiału, wykorzystując naturalną cechę złoża i możliwość samosta-czania się materiału po spągu. W złożach (warstwach) poziomych i słabo nachylonych w pierw­szej kolejności rozważa się możliwość wykorzystania istniejącego wyposażenia przodków eks­ploatacyjnych do dostawy i ułożenia materiału podsadzkowego. W tym celu można wykorzysty­wać przenośniki taśmowe, ładowarki zgarniakowe, wozy ładująco-odstawcze, spychacze i inne. W przypadku braku możliwości racjonalnego wykorzystania istniejących środków podejmuje się decyzję o zastosowaniu specjalnych urządzeń, np. pneumatycznych maszyn podsadzkowych.

Podsadzka utwardzana

wykonanie podsadzki utwardzonej polega na wypełnieniu zrobów mieszaniną, wieloskładnikową,, która po pewnym czasie twardnieje i uzyskuje określoną wytrzymałość.Aby uzyskać mieszaninę wiążącą, należy do materiału podsadzonego dodać materiały wiążące takie jak cement, wapno, anhydryt, gips lub odpady przemysłowe wykazujące własno­ści wiążące. Podsadzka utwardzona stosowana jest przy eksploatacji cennych kopalin użytecz­nych oraz w przypadku konieczności ochrony obiektów powierzchniowych. Podstawową zaletą podsadzki jest możliwość wybrania złóż z minimalnymi stratami oraz ograniczenie deformacji górotworu. W ostatnich latach prowadzi się intensywne badania zmierzające do obniżenia kosz­tów podsadzania poprzez stosowanie materiałów odpadowych w charakterze wypełniaczy, jak też w charakterze materiału wiążącego. W wyniku tych prac wzrasta w świecie udział systemów eksploatacji z podsadzką utwardzoną.

Cementy są to spoiwa hydrauliczne, które po zmieszaniu z wodą tworzą mieszaninę pla­styczną, twardniejącą na powietrzu i pod wodą. Cementy szeroko stosuje się w budownictwie po­wierzchniowym i podziemnym. Najpopularniejszymi są cementy portlandzkie i hutnicze. Ce­menty portlandzkie uzyskuje się przez zmielenie klinkieru portlandzkiego. Klinkier portlandzki otrzymuje się przez spieczenie odpowiednio dobranych surowców składających się głównie z krzemianów wapniowych, w których skład chemiczny wchodzą: tlenek wapniowy (CaO) dwu­tlenek krzemu (SiO2), tlenek glinowy (A12O3) i tlenek żelazowy (Fe,O3). Cementy hutnicze są to mieszanki klinkieru portlandzkiego z żużlem wielkopiecowym i dodatkiem SOj Zasadniczą cechą cementów hutniczych w porównaniu do cementów portlandzkich jest większa odporność, cementu, określany w przyrządzie Vicata. Do pierścienia aparatu Vicata wlewa się badaną próbkę i swobodnie opuszcza metalową igłę o średnicy 1,1 m, zgodnie z instrukcją badawczą. Czas od chwili zmieszania cementu z wodą do chwili gdy igła zanurza się na głębokość 2-5-4 mm od dna pierścienia nazywamy początkiem czasu wiązania. Czas od początku zmieszania do chwi­li gdy igła zanurza się w próbce na głębokość nie większą niż 1 mm nazywamy końcem czasu wiązania. Po zakończeniu wiązania rozpoczyna się okres twardnienia zaczynu. Przyjmuje się, że proces twardnienia dla cementów zwykłych związany z przyrostem wytrzymałości na ści­skanie trwa 28 dni. Po tym okresie uzyskuje się pełną, docelową wytrzymałość na ściskanie. Z ce­mentów sporządza się zaprawy cementowe, betony oraz różnego rodzaju wyroby. Zaprawa ce­mentowa jest mieszaniną cementu, drobnego kruszywa (zwykle piasku) i wody. Zaprawy ce­mentowe używa się do łączenia elementów budowlanych (cegła, betonity, kamień itp.) oraz jako wyprawy (tynki) ochronne. Beton — sztuczny kamień — uzyskuje się przez zmieszanie ce

Urabianie mechaniczne

Urabianie w chodnikach

Wyrobiska korytarzowe wykonane w skałach zwięzłych łatwo urabialnych jak węgiel kamienny, łupki, sól kamienna, mogą być drążone za pomocą kombajnów. Kombajn jest maszyną urabiająco-ładującą. Ze względu na sposób urabiania calizny można wydzielić kom­bajny z urabianiem punktowym, liniowym, powierzchniowym

W górnictwie polskim uznanie i zastosowanie znalazły kombajny głowicowe, punktowe ze stożkowym organem urabiającym Zadecydowała o tym ich uniwersalność pod wzglę­dem możliwości drążenia wyrobiska o dowolnym kształcie w przekroju poprzecznym. Kom­bajny głowicowe składają się z kadłuba maszyny, osadzonego na dwu niezależnie napędzanych gąsienicach. Środkiem kadłuba przebiega podawarka zgrzebłowa zaczynająca się na głowicy ładującej. Głowica ładująca o szerokości 1,2 m do 2,4 m wyposażona jest w łapy nagarniające urobek na podawarkę zgrzebłową. Poszczególne mechanizmy kombajnu napędzane są silnikami elektrycznymi. W czasie pracy kombajnu obraca się głowica z prędkością około 60 obrotów/min. Głowica zaopatrzona w noże urabiające wcina się w caliznę. Pierwsze wcięcie wykonuje się przy spągu na głębokość do 500 mm a następnie urabia się caliznę warstwami poziomymi. Urobek opada na głowicę i zgarniany jest łapami na podawarkę zgrzebłową. Podawarka kombajnu podaje urobek na ciągnioną przez kombajn podawarkę taśmową, a ta na inny środek odstawy.

W kopalniach polskich, do roku 1990 stosowano wyłącznie produkowane w kraju licencyjne kombajny chodnikowe AM-50, które na przełomie lat osiemdziesiątych i dziewięćdziesiątych ubiegłego stulecia były modernizowane (AM-50z, AM50zW). Kombajny te pracują w kopal­niach do dnia dzisiejszego i mogą urabiać skały o wytrzymałości na ściskanie do 80 MPa. W latach 1990+2000 kopalnie zakupiły około 50 kombajnów chodnikowych produkowanych za granicą (AM-75, Dosco, Anderson i inne), które umożliwiają drążenie chodników w skałach o wytrzymałości na ściskanie rzędu 100+130 MPa. Jednocześnie podjęto prace projektowo-ba-dawcze w Polsce i wyprodukowano nowe kombajny (KR-150, KR-250) przeznaczone do drążenia wyrobisk chodnikowych i komorowych o przekroju poprzecznym 16+20 nr (ŁP-8 do ŁP-11), w skałach o wytrzymałości na ściskanie do 130 MPa. Dobowe postępy drążenia chodni­ków wymienionymi kombajnami dochodzą do około 12 m ale dąży się do osiągnięcia postępów do 25 m/dobę. Założenia takie wymuszają zwiększone postępy przodków ścianowych (koncen-

,,,m wydobycia) Główną przyczyną stosunkowo małych postępów drązema cnoanucow jest X o^ wydania czasu pracy kombajnu w przodku (30,35%) i dług, czas związ;; z wykonaniem obudowy podporowej (około 60%). Drugą przyczyną jest drążenie chodników, przyścianowych jako wyrobisk pojedynczych, co wyklucza możliwość zwiększenia efekts „ego czasu pracy kombajnu. W kopalniach zagranicznych (np. górnictwo amerykańskie, austra­lijskie), gdzie wyrobiska przygotowawcze drąży się jako wielonitkowe w obudowach kotwio-wych, osiąga się postępy drążenia rzędu do 40 m/dobę. Zalecanym kierunkiem rozwoju w zakre­sie drążenia wyrobisk korytarzowych w polskich kopalniach węgla kamiennego jest przejś­cie z obudowy łukowej na obudowy prostokątne, wzmocnione dodatkowo obudową kotwiową i w dalszej perspektywie, w dogodnych warunkach geologicznych, przejście na samodzielną obu­dowę kotwiową [119]. Mając na uwadze konieczność zwiększenia postępu drążenia chodników wyposaża się produkowane obecnie kombajny chodnikowe w dodatkowe urządzenia:

— urządzenia wiercące, przyspieszające przejście kombajnu przez strefy skał o wysokich parametrach wytrzymałościowych (konieczność urabiania MW),

— urządzenia wiercąco-kotwiace, które eliminują potrzebę stosowania kotwiarek przy obudowach podporowo-kotwiowych,

urządzenia hydrauliczne doprowadzające wodę do dysz wysokociśnieniowych wspoma­gających proces urabiania nożami skrawającymi lub narzędziami dyskowymi.

Kombajny ścianowe

W kopalniach podziemnych węgla kamiennego stosuje się obecnie kombajny bębnowe. Kombajny skrawają caliznę za pomocą noży osadzonych na obracających się zwojach ślimako­wych . Stosuje sieje w pokładach (warstwach) o grubości od 0,7 m do 3,5 m. Zabiór wynosi 0,6-^0,8 m. Mogą pracować przy kątach nachylenia do 12°. Przy większych kątach nachy­lenia należy je zabezpieczyć przy pomocy liny i kołowrotu. Podstawowymi członami kombajnu są: ciągnik, głowica (1 lub 2), silnik (1 lub 2), organ urabiający (1 lub 2), ramiona organów ura­biających, sanie, skrzynia aparaturowa (rys. 8.42). W nowych rozwiązaniach zlikwidowano sanie, wprowadzając kadłuby samonośne. Członowa konstrukcja kombajnów umożliwia dobór układu zespołów kombajnu zależnie od potrzeb, np. kombajn jedno- lub dwugłowicowy, jedno-lub dwuramionowy oraz ułatwia remonty i gospodarkę częściami zamiennymi. W kombajnach ścianowych stosuje się silniki elektryczne. Napięcie zasilania kombajnów stosowanych w Pol­sce wynosi 1000-6000 V. Energię elektryczną przesyła się sied-miożyłowym kablem oponowym z wyłącznika stycznikowego usta­wionego przy wejściu do ściany. Kabel doprowadza się do połowy długości ściany, a następnie wpro­wadza się do koryta zastawki prze­nośnika, w którym jest układany w ślad za przemieszczającym się kombajnem. Ciągnik kombajnu składa się z elemen­tów przekładni hydrostatycznych i mechanicznych umieszczonych w skrzyni wypełnionej olejem mineralnym. Służy do nadania kombajnowi posuwu wzdłuż czoła ściany. Torem jazdy dla kombajnów są przenośniki zgrzebłowe. Tylko w pokładach stromych kombajny ciągnione są po spągu. Kombajn ciągniony jest po przenośniku za pomocą zębatkowego mechanizmu posuwu. Schemat przesuwania kom­bajnu za pomocą łańcucha przedstawiono na rysunku. Obracające się koła łańcuchowe w ciągniku nadająruch kombajnowi w obu kierunkach wzdłuż ściany.. Koło zębate ciągnika wchodzi w zazębienia utworzone przez sworznie drabinki i wymusza przesuwanie kombajnu.

Głowica urabiająca jest przekładnią zębatą przenoszącą moment obrotowy z silnika elek­trycznego na organ urabiający. Głowica zakończona jest wałem, na którym osadza się organ urabiający. Głowica może być konstrukcją sztywną lub ramionową. W ścianach o wysokości powyżej 1,5 m stosuje się najczęściej kombajny dwubębnowe. Są one wyposażone w głowice urabiające ramionowe, umożliwiające przemieszczanie organów urabiających w płaszczyźnie pionowej. Umożliwia to wybieranie pokładów o większej grubości i dostosowanie organów urabiających do grubości wybieranego pokładu lub warstwy. Schemat głowicy ramionowej przedstawiono na rysunku 8.46. Elementem roboczym jest organ urabiający, skrawający węgiel za pomocą noży i zrzucający urobek na przenośnik zgrzebłowy (rys. 8.42). Noże urabiające są zbrojone trudno ścieralnymi węglikami spiekanymi i po zużyciu wymienia się je na nowe. Kombajny z głowicami zwykłymi (nieramionowymi) pracują efektywnie w ścianach o wyso­kości równej średnicy organów urabiających. Kombajny dwuramionowe mogą wybierać złoże o grubości do 3,5 m a w przypadku odpadającej łaty przystropowej nawet do 5 m. Kombajny dwuramionowe posiadają możliwość wcinania się w caliznę i nie wymagają wykonania wnęk. Najlepsze efekty uzyskuje się, gdy organ górny urabia około 75% calizny a pozostałą część urabia organ dolny. Konstrukcjęnośnąkombajnustanowiąsanie . Same spoczywająca na

czterech płozach stanowiących prowa­dzenie kombajnu po przenośniku. Skrzy­nia aparaturowa jest to ognioszczelne pomieszczenie na osprzęt elektryczny kombajnu. Ściana boczna skrzyni jest pulpitem sterowniczym kombajnu, na którym znajdują się przyciski sterowni­cze, przełącznik obrotów, lampki kontro­lne i inne.. Po urobieniu calizny do końca ściany wykonuje się zawrębia-nie dla umożliwienia urabiania w prze­ciwnym kierunku ściany. Na odcinku około 25 m od końca ściany przenośnik nie jest dosunięty do czoła calizny . Po zakończeniu skrawu zmienia się położenie ramion kombajnu. Następnie wycofuje się kombajn do tyłu, dosuwając stopniowo do calizny przenośnik zgrzebłowy. Następuje wcięcie się kombajnu pod kątem w caliznę węglową. Po wcięciu dosuwa się przenośnik do calizny. Obracające się bębny wcinają się w cali­znę a przenośnik ustawiony zostaje na linii prostej. Wówczas zmienia się położenie ramion i kie­runek jazdy kombajnu. Następuje urabianie skrawu końcówki ściany. Po dojechaniu do końca ściany można rozpocząć urabianie na całej długości ściany. Wymaga to ponownej zmiany położenia ramion i kierunku ruchu kombajnu.

W polskich kopalniach węgla kamiennego wykonuje się przeciętnie kilka skrawów w ciągu doby, a średnie postępy wynoszą 3,2 m/dobę. Maksymalne postępy dobowe wynoszą 17 m/dob

Urabianie strugami

Strug jest ścianową maszyną urabiającą przemieszczaną wzdłuż przenośnika zgrzebłowego za pomocą napędu łańcuchowego. Zasadniczym elementem jest głowica uzbrojona w noże, która ciągniona wzdłuż ściany i dociskana przez przenośnik powoduje skrawanie calizny węglowej . Głębokość skrawu wynosi od 5 cm do 30 cm. Strugi są przystosowane do dwu­kierunkowego urabiania na pełną wysokość ściany. Praktycznie mogą pracować w ścianach o wysokości od 0,4 m do 2,5 m. Zmianę wysokości urabiania uzyskuje się za pomocą nad­stawki umieszczonej w środku zasadniczej głowicy urabiającej (. Stosuje się różne rozwiązania konstrukcyjne prowadzenia głowicy struga wzdłuż przenośnika.. Ze schematu wynika, że strug jest funkcjonalnie i konstrukcyjnie związany z przenośnikiem. Na końcach przenośnika znajdują się dwa napędy; jeden do napędzania przenośnika a drugi do napędzania łańcucha stru­gowego. Podstawowym zaletami urabiania strugami są:

— możliwość urabiania bardzo cienkich pokładów,

— prosta konstrukcja urządzeń i łatwość ich obsługi,

— większy wychód grubych sortymentów.

— możliwość urabiania bardzo cienkich pokładów,

— prosta konstrukcja urządzeń i łatwość ich obsługi,

— większy wychód grubych sortymentów.

Strugów nie można jednak stosować w węglach trudno ura­bialnych. Poza tym wymaga­ne są dobre warunki stropowe i spągowe oraz brak pofałdowa­nia spągu. Docisk struga i przenośnika do czoła ściany są dokonywane indywidualnymi przesuw-nikami hydraulicznymi mocowanymi do zastawek przenośnika lub przesuwnikami obudowy zmechanizowanej. Prędkość robocza głowicy struga wynosi od 0,5 m/s do 1,7 m/s.

W pokładach cienkich i stro­mych, łatwourabialnych stosuje się różne urządzenia strugopodobne, np. tarany. Taran posiada odpo­wiednią konstrukcję głowicy, która w czasie ruchu powoduje dyna­miczne wyrywanie kęsów urobku od calizny. Głowica jest ciągniona wzdłuż ściany za pomocą łańcucha z prędkością 1,7 do 2,5 m/s. Przo­dek nie jest wyposażony w środek

W pokładach cienkich i stro­mych, łatwourabialnych stosuje się różne urządzenia strugopodobne, np. tarany. Taran posiada odpo­wiednią konstrukcję głowicy, która w czasie ruchu powoduje dyna­miczne wyrywanie kęsów urobku od calizny. Głowica jest ciągniona wzdłuż ściany za pomocą łańcucha z prędkością 1,7 do 2,5 m/s. Przo­dek nie jest wyposażony w środek odstawy, gdyż urobek samoczynnie stacza się po spągu do chodnika przyścianowego. Przy granicznych kątach samostaczania urobku do łańcucha przymocowuje się zgar-niak. Obudowę ściany wykonuje się po urabianiu calizny na głębo­kość kroku obudowy.

Formy złóż (geometryczny sposób wykształcenia złoża w skorupie ziemskiej)

1. Złoża foremne:

a) pokłady - forma złoża stanowiąca dogodne warunki jeśli chodzi o udokumentowanie złoża, przygotowanie do eksploatacji jak i samej eksploatacji,

b) soczewki - powstałe w szczególnych warunkach sedymentacji np. w obrębie jezior, Latochach mórz. Ich miąższość maleje we wszystkich kierunkach, aż do zaniku,

c) żyły proste - jest to wypełnienie użyteczną subst. mineralną szczeliny (pęknięcia) w górotworze, która powstała w wyniku ruchów górotwórczych.

2. Złoża nieforemne

a) żyły nieforemne złożone,

b) gniazda - zbliżone do złóż kulistych ale ich wymiary są zwykle małe,

c) masywy skalne - olbrzymie nagromadzenie kopaliny użytecznej o bardzo dużej głębokości (złoża wylewne np. marmury, bazalty)

d) sztokwerki - złoże zbudowane z cienkich żyłek substancji mineralnych

e) słup lub wysad

Nieregularności w zaleganiu złóż

1. Pierwotne - powstałe w trakcie kształtowania się złóż:

a) wyklinienie,

b) zgrubienie,

c) ścienienie,

d)rozszczepienie,

e) przerosty,

2. Wtórne - powstały po ukształtowaniu się złóż:

a) uskok - przerwanie ciągłości warstw ze zniesieniem na dół lub wyniesieniem do góry

b) pofałdowania złoża (siodło, niecka czyli łęk)

c) fleksura - przemieszczenie warstw skalnych przez przerwanie ciągłości warstw.

W wyniku robót poszukiwawczych gł. Wierceń poszukiwawczych ustala się warunki zalegania złoża (grubość, zasoby, kąt nachylenia, własności mechaniczne skał stropowych i spągowych, serii kruszconośnej, zagrożenia wodne i gazowe i wstrząsami górotworu itp.). wiercenia posz. Z powierzchni prowadzi się z reguły w siatce kwadratów, trójkątów lub rombów, przy czym odl. Między liniami poszukiwawczymi jest uzależniona od formy występowania złoża. W przypadku złóż foremnych odległości te mogą być duże (1000, 1500 m). Natomiast przy nieforemnych (np. gniazdowych), odstępy te są mniejsze np. do kilkudziesięciu metrów.

Najpopularniejsze trzy rodzaje obudów kotwiowych:

1) kotwie rozprężne, w których żerdź kotwiowa umocowania jest w górotworze za pomocą specjalnego zamka (głowicy rozprężonej).

2) kotwie wklejane, które umocowane śa w otworze za pomocą tworzywa klejącego, którym mogą być żywice, zaprawa cementowa lub inne substancje wiążące.

3) kotwie wbijane, których żerdzie jest na ogół rura rozprężona odpowiednio w otworze.

Obudowy rozprężne - zasadniczym elementem tych obudów jest żerdź stalowa, która z jednej strony jest nagwintowana a z drugiej jest zakończona łbem lub również jest nagwintowana. Długość żerdzi projektuje się ale najczęściej wynosi: 16 - 26 m

Łeb - wykonuje się przez kłucie (spęczenie). We łbie może być wykonany dodatkowo otwór. Żerdź bez łba jest z jednej i drugiej strony nagwintowana końcówkę żerdzi trzeba dokręcić tuleją.

Drugim elementem kotwi jest zamek.

W środku zamka jest klin mający trzy ściany, na klin nałożone są szczęki mające zewnętrzną powierzchnię werbowania. Żerdź powoduje, że klin przesuwa się w dół i powoduje rozpieranie.

Podkładki - zadaniem ich jest rozłożenie nacisku na większej powierzchni i zmniejszenie możliwości opadania skał do wyrob. i ograniczenie opadania skał między kotwiami.

Najprostsze podkładki z blachy o grub. 10 mm

Częściej stosuje się podkładki kształtowe:

a) podkładka kulista

Pojedyncza kotew z głowicą rozprężną: żerdź z łbem, głowica utwierdzająca, podkładka kształtna.

Zabudowując kotew w otworze w kotwi poprzez dokręcanie nadaje się tzw. naciąg wstępny rzędu 40 - 50 % nośności nominalnej kotwi. Średnica otworu kotwiowego musi być nieco większa (2 - 4mm) od średnicy zamka. Obudowę kotwiową z głowicami rozprężonymi zaleca się stosować w skałach o dobrych param. wytrz. z uwagi na punktowe utwierdzenie żerdzi w otworze. Przy stosowaniu tej obudowy powszechnie w górnictwie do wiercenia otworów kotwiowych oraz zabudowy kotew stosuje się tzw. samojezdne wozy kotwiące. Proces zabudowy jest zmechanizowany.

Kotwie wklejane - najpopularniejsze w Polsce i na świecie wklejane ładunkami żywicznymi. Kotwie wklejane posiadają żerdzie z jednej strony są odpowiednio ucięta i wyprofilowana a z drugiej może być nagwintowana lub zakończona łbem.

Tego typu żerdzie są utwierdzone w otworze ładunkami żywicznymi. Opakowane są tworzywami sztucznymi. Wewnątrz takiego ładunku znajduje się żywica wymieszana z wypełniaczem (mączka dolomitowa). Wewnątrz jest rurka szklana, gdzie znajduje się drugi składnik kleju (przyspieszacz). Do otworu kotwiowego najpierw wkłada się ładunki żywiczne.

Ilość składników utwardzacza, przyspieszenia i żywicy jest tak dobrana by związanie nastąpiło tuż po zabudowie żerdzi praktycznie po około 4 min od wymieszania następuje całkowite związanie kleju z górotworem i żerdzią i kotew uzyskuje pełną nośność. Po związaniu kleju (jeśli żerdź jest zakończona gwintem) zakłada się podkładkę i nakręca nakrętkę. Jeśli żerdź jest zakończona łbem proces zabudowy jest zmechanizowany przy użyciu samojezdnych wozów kotwiących. Dodatkowo na wozie montuje się pneumatyczne urządzenia do wstrzeliwania ładunków klejowych do otworów kotwiowych.

Obudowa kotwiowa wklejana może być utwierdzona na całej dł. otworu lub tylko na odcinku otworu. Więc obudowę to stosuje się w górotworze o niższych param. wytrz. w wyrobiskach długotrwałych oraz narażonych na wstrząsy górotworu.

Na dużych głębokościach stosuje się żerdzie kotwiowe o większych średnicach. Doświadczenia praktyczne i laboratoryjne wskazują, że produkowane obecnie ładunki wklejane i umożliwiają uzyskanie pełnej nośności już na dł. wklejenia rzędu 30 - 40 cm. W przypadku odcinkowego mocowania żerdzi kotwiowej kotwiom nadaje się naciąg wstępny.

Dla zmniejszenia kosztów obudowy kotwiowej zamiast ład. żywicznych można stosować ładunki produkowane na bazie cementów szybkowiążących. Są to ład., które są zewnętrznie podobne do ład. klejonych ale wewnątrz są wypełnione cementem szybkowiążących.

Dla spowodowania procesu mineralizacji cementu wodę do ład. można prowadzić na dwa sposoby:

1) polega na zanurzeniu ład. w wodzie na kilkadziesiąt sekund. Ład. takie są wykonane w opakowaniach z papieru o odpowiednim gatunku, aby możliwe było pochłanianie przez cement wody.

2) wewnątrz ład. cementowego może być umieszczona fiolka szklana lub z tworzywa sztucznego zawierająca odpowiednią ilość wody podczas wklejania niszczy fiolkę, następuje wylanie wody i nawet przy stosowaniu cementów szybkowiążących proces utwardzania jest dłuższy od ład. klejonych. Dlatego stosuje się często ładunki mieszane żywiczne i cementowe w jednym otworze. Zaczynając od dna stosujemy najpierw ład. żywiczne a później ład. cementowe. Obudowy cierne:

W tym przypadku żerdzią jest rura stalowa nacięta wzdłużnie na całej długości. Grubość ścianki rury = 3mm. Drugi koniec jest wzmocniony naciśnięta tuleją, która stanowi łeb kotwi. Kotwie cierne stosuje się zwłaszcza w warunkach jeśli przewiduje się poziome przemieszczanie warstw skalnych oraz jako obudowę wzmacniającą na odcinkach wyrobisk z osłabionym górotworem. Dla obudów na rys. wykonuje się otwory kotwiowe o mniejszej średnicy niż średnica żerdzi kotwiowej (około 7mm). W innych rozwiązaniach stosuje się ścianki cienkie i po włożeniu żerdzi do otworu utwierdza się taką żerdź w otworze poprzez rozszerzenie ścianek np. sprężonym powietrzem.

Obudowy podporowo - kotwiowe (mieszane) : stosuje się w trudnych warunkach geologicznych. W korzystnych warunkach zastosowanie obudowy mieszanej umożliwia zmniejszenie stalochłonności obudowy gdyż zabudowa kotwi między odrzwiami obudowy kotwiowej pozwala na zwiększenie odstępu między odrzwiami obudowy podporowej.



Wyszukiwarka