SOLUŢIONAREA PROBLEMELOR DE PROIECTARE A MINELOR

Capitolul 1

SOLUŢIONAREA PROBLEMELORDE PROIECTARE A MINELOR

Datorită complexităţii condiţiilor geo-miniere, pentru soluţionarea diverselor probleme ce apar la proiectarea unei mine se impune aplicarea unei game largi de metode.

Câteva dintre aceste metode sunt: adoptarea soluţiei având ca motivare indicaţiile-directivă; metoda variantelor; metoda experimentelor speciale de producţie sau de laborator; metoda analogiei; metode de modelare a soluţiilor tehnologice, constructive şi constructivo-arhitecturale; metoda analitică; metode grafice şi grafo-analitice; metoda statistică; metode de prognozare; metoda bilanţului pe ramură; metoda iraţionamentelor; metoda probabilităţii; metode de modelare economico-matematică.Dificultatea, complexitatea şi întrepătrunderea diverselor probleme necesită în

majoritatea cazurilor aplicarea concomitentă a mai multor metode.În stadiul alegerii prealabile a variantelor pentru comparare continuă se aplică metoda

analogiei, a raţionamentelor logice pe baza indicatorilor-directivă. Următorul stadiu de comparare prealabilă se realizează atât cu ajutorul metodelor grafică şi grafo-analitică cât şi cu cel al metodei de modelare. La alegerea finală se aplică metoda variantelor, a bilanţului de ramură, metoda probabilităţii şi a modelării economico-matematice.

Multe din aceste metode pot fi aplicate concomitent, completându-se una pe alta.

1.1. Metoda indicaţiilor-directivă

Indicaţiile-directivă sunt stipulate în tema de proiectare. În seria acestora intră fundamentarea construcţiei, adeseori capacitatea de producţie a intreprinderii, limitată în funcţie de investiţii, cheltuielile cu forţa de muncă şi altele. Pentru proiectanţi, astfel de probleme sunt decisive, iar îngrădirile sunt angajatoare la executarea lucrărilor de proiectare.

Indicaţiile-directivă prezentate în tema de proiectare sunt fundamentale, de regulă reieşind din calculele efectuate anterior, din cercetări şi alte materiale ce stau la baza schemelor aprobate pentr dezvoltarea ramurilor din industrie şi amplasarea forţei de muncă pe zone economice.

1.2. Metoda variantelor

Aceasta constituie cea mai sigură metodă în practica de proiectare a minelor, având aplicabilitatea cea mai largă.. Orice problemă, independent de importanţa şi complexitatea ei, de natura ei, de nivelele de ierarhie şi dificultate, poate fi soluţionată pe baza comparaţiei variantelor. Principiul metodei constă în alegerea celor mai sigure şi utile variante din totalitatea celor posibile pentru soluţionarea unei probleme. Pentru acestea se elaborează soluţii de proiectare şi se motivează criterii scop comune. Se determină, apoi, eficienţa economică a fiecărei variante şi se selectează cea optimă.

Metoda variantelor se foloseşte de obicei la alegerea mijloacelor şi sistemelor de exploatare, a metodelor şi schemelor de descopertare, deschidere şi pregătire, la determinarea

1

capacităţii de producţie a minei şi a hotarelor câmpului minier, la alegerea tehnicii şi tehnologiei raţionale. În plus, metoda variantelor se aplică pentru determinarea conţinutului limită, la întocmirea fundamentărilor tehnico-economice a condiţiilor, pentru stabilirea amplasamentului şantierului, compunerea planului general al intreprinderii şi altele. Prin aplicarea metodei variantelor se soluţionează toate problemele de bază din proiectul intreprinderii miniere. Avantajele principale ale acestei metode sunt universalitatea şi siguranţa ei.

Cele mai importante reguli şi condiţii de aplicare cu succes a metodei variantelor sunt următoarele:

alegerea corectă a variantelor pentru comparare, care se va baza pe analiza profundă a condiţiilor problemei şi a condiţiilor geo-miniere ale zăcământului;

alegerea criteriilor de evaluare care răspund în totalitate condiţiilor şi naturii problemei, precum şi a componenţei volumelor de lucrări miniere, a lucrărilor de construcţie–montaj şi a cheltuielilor pentru executarea lor;

pentru o precizie ridicată este necesar ca numărul de variante să fie cât mai mare; precizia şi compatibilitatea datelor iniţiale trebuie să asigure autenticitatea rezultatelor; variantele trebuie să se evalueze şi să se compare după valorile absolută şi relativă ale

criteriului de comparaţie.Îndeplinirea primelor două condiţii depinde în mare măsură de nivelul calificării şi

aptitudinilor creatoare ale specialiştilor. Toate rezultatele comparabile se vor prezenta în manieră comparabilă, potrivit tuturor particularităţilor (volum de producţie, calitate, termene de execuţie, efecte sociale, protecţia mediului), cu excepţie indicatorului de eficienţă economică, indicator care se calculează.

În funcţie de natura şi nivelul de soluţionare a problemei, de calitatea criteriului, se pot adopta atât indicatorii naturali (rezerve de substanţe minerale utile, cantitatea de masă minieră ce se extrage, conţinutul în componente minerale utile şi nocive din masa minieră, pierderi şi diluţie, productivitatea muncii, consumul specific de energie la tăiere, extracţia în procesele de preparare şi metalurgic) cât şi indicatorii de cost (exploatare, prelucrare, neprevăzute, profit, costul produsului final).

Pentru soluţionarea unor probleme este suficient să se stabilească optimul (maxim sau minim) unuia dintre aceşti indicatori, în timp ce pentru soluţionarea altor probleme sunt necesare criterii mai generale.

În funcţie de nivelul soluţionării problemelor, la metoda variantelor se aleg drept criterii economice de evaluare costul extracţiei şi prelucrării; profitul şi renta diferenţială. Uneori sunt necesari câţiva indicatori de calitate. De exemplu, la alegerea metodei de exploatare sau de deschidere a zăcământului nu este suficient numai criteriul cheltuielilor prevăzute, fiind necesară luarea în considerare şi a pagubelor datorate pierderilor de minereu, a situaţiei economice la punerea în exploatare a minei, precum şi a pagubelor survenite în urma schimbării destinaţiei terenurilor şi reducerii calităţii mediului ambiant.

Referitor la volumul de cheltuieli, în majoritatea cazurilor este necesară precizarea valorilor complete potrivit tuturor variantelor comparabile, pentru a exista nu doar o evaluare relativă, ci şi una absolută a fiecărei variante.

La efectuarea calculelor de variaţie fără aplicarea modelării matematico-economice este posibilă realizarea unei comparaţii doar în ce priveşte volumele şi cheltuielile, ceea ce exprimă deosebirea unei variante de alta.

Excluderea volumelor de lucrări miniere şi a cheltuielilor generale pentru fiecare variantă reduce complexitatea calculelor privind compararea variantelor, dar necesită volume mai mari de muncă calificată din partea proiectanţilor la raţionamentele logice de manifestare a fiecărei variante.

La o astfel de metodă a variantelor, soluţionarea problemelor cuprinde următoarele etape:

2

analiza condiţiilor geo-miniere, alegerea variantelor şi legarea fiecăreia din ele la condiţiile de zăcământ şi din mină;

compararea variantelor în scopul stabilirii particularităţilor de principiu privind tehnologia, volumul şi ordinea de executare a lucrărilor subterane şi a altor lucrări, cât şi al defalcării volumului de lucrări subterane şi cheltuieli pentru fiecare variantă;

alegerea indicatorilor de evaluare şi de comparare a criteriului (sume de cheltuieli, pagube şi profit la fiecare din variantele comparate);

efectuarea calculelor pentru determinarea profitului, cheltuielilor curente şi prevăzute, consumului de materiale, forţă de muncă, pagube în urma pierderilor şi diluţiei, daune privind poluarea mediului pentru fiecare variantă;

compararea rezultatelor calculelor pentru fiecare variantă şi alegerea valorii optime în funcţie de criteriul adoptat. De regulă, rezultatele calculelor se trec într-un tabel sau se reprezintă grafic.

Metoda variantelor se poate aplica corect numai dacă parametrii de bază (valoarea rezervelor, calitatea lor, capacitatea de producţie, volumul rezervelor din pilieri, pierderile şi diluţia etc.) au valori comparabile. Dezavantajul acestei metode este dat de cheltuielile ridicate cu munca specialiştilor care analizează fiecare variantă, manifestarea particularităţilor ei tehnologice, volumul de lucrări şi a cheltuielilor de executare a acestora. Uneori, o astfel de metodă poate duce la concluzii neargumentate în totalitate.

Desigur că, în cazul aceluiaşi zăcământ, la capacităţi de producţie comparabile se alege varianta de exploatare care conduce la cheltuieli mai reduse. Dacă, însă, cheltuielile sunt comparabile, se alege acea variantă care duce la obţinerea unei capacităţi de producţie mai mari.

1.3. Metoda experimentării soluţiilor tehnologice

Metoda se aplică mai ales la obiective mari, de importanţă crescută, în scopul unei cercetări mai aprofundate a problemelor neclare sau a celor studiate insuficient. Printre altele, este utilizată precizarea informaţiilor geologice, hidrogeologice, şi geo-inginereşti cu privire la zăcământ, studiul influenţei unor factori pentru tehnologia lucrărilor subterane.

Uneori, experimentele se fac în scopul încercării de tehnici şi tehnologii noi.În majoritatea cazurilor, pentru alegerea definitivă a sistemelor de exploatare, la

fiecare mină este necesar să se experimenteze permanent sisteme diferite, schimbând variantele, parametrii, tehnica şi tehnologia din subteran.

1.4. Metoda modelării

Această metodă se bazează pe confecţionarea de modele pentru studiul principalelor probleme de proiectare. Metoda prevede atât modelarea zăcămintelor cât şi a soluţiilor tehnologice, tehnice, constructive şi de construcţie arhitecturală. Metoda modelării se aplică în scopul prognozării procesului tehnic al fundamentării direcţiei posibile de dezvoltare a tehnologiei miniere. Într-o serie de cazuri, indiferent de mărimea cheltuielilor, metoda modelării permite atât evitarea unor erori cât şi reducerea termenelor de proiectare şi a cheltuielilor generale pentru proiect. În practica minieră, metoda modelării se aplică pe larg pentru cercetarea tehnologiei de execuţie a lucrărilor miniere, studierea problemelor de presiune minieră şi dirijarea acesteia.

1.5. Metoda analogiei

3

Analogia reprezintă asemănarea obiectelor din punct de vedere al calităţilor, relaţiilor, părţilor. Deducţia de analogie priveşte concluzia asupra anumitor indici de bază şi fixarea posibilităţii de comparare ce există între alţi indici. Schema obişnuită a deducţiei de analogie se obţine astfel: obiectul B posedă indiciile a, b, c, d, e; obiectul C posedă indiciile b, c, d ; prin urmare obiectul C posedă probabil indiciul a.

În practica de proiectare a minelor, metoda analogiei se aplică destul de frecvent. Dacă, de exemplu, pentru stabilirea capacităţii de producţie a unei mine presupunem că la unul din zăcămintele de bază, unde grosimea, direcţiile lor b şi c; unghiul de înclinare d; reducerea anuală a lucrărilor subterane a, asigură capacitatea de producţie A, atunci la alt zăcământ cu parametrii b, c, d, e, capacitatea de producţie a minei va fi, după toate probabilităţile, egală cu A.

Dacă un parametru al unui nou zăcământ diferă într-o anumită măsură de cel al zăcământului de bază, atunci se face o corecţie corespunzătoare care ţine seama de această deosebire.

Dezavantajul acestei metode este dat de necesitatea unui volum mare de muncă calificată şi calcule, pentru care se recomandă utilizarea tehnicii de calcul.

La realizarea soluţiilor de proiectare prin metoda variantelor, ordinea şi conţinutul lucrărilor sunt:

analiza condiţiilor geominiere şi alegerea variantelor potrivite pentru ele; stabilirea parametrilor şi a indicatorilor variantelor şi a limitei de variaţie posibilă a

lor; întocmirea unui grafic tehnologic de variante (schemă bloc); fundamentarea criteriilor de optimizare, a listelor cu volumele de lucrări şi a

cheltuielilor de executare a lor pe variante; stabilirea sistemului de limitare a graniţelor de variaţie a parametrilor şi a

indicatorilor şi de aplicare a variantelor de soluţii; compunerea unei funcţii cu scop determinat, care să reflecte în totalitate

particularităţile variantelor comparabile; calculul şi analiza rezultatelor.

Metoda analogiei se aplică frecvent atât la întocmirea informării iniţiale pentru lucrările de proiectare cât şi pentru realizarea şi adoptarea unor soluţii de proiectare. La acesată metodă se aleg asemănările soluţiilor de proiectare care se prezintă comparabil şi se confruntă pentru motivarea soluţiei optime.

Metoda analogiei se aplică pe larg în practica de proiectare a minelor, la studii aprofundate, înainte de proiectare sau pentru compararea indicatorilor unui obiectiv care se reproiectează după proiectul deja aprobat al unei mine care funcţionează în condiţii asemănătoare. În combinaţie cu metodele de calcul, metoda analogiei se aplică la determinarea numărului de puţuri, alegerea schemelor rampelor puţurilor şi organizarea lucrărilor din abataj. Pe baza acestei metode se aleg proiectele tip şi proiectele economice individuale, care se aplică repetat, atât pentru obiective separate cât şi pentru ansambluri unitare şi procese tehnologice.

Metoda raţionamentelor logice este în esenţă o metodă de evaluări experte, care, în proiectare, se aplică frecvent în etapa de alegere preliminară a variantelor admisibile pentru rezolvarea problemelor ce privesc alegerea metodei de exploatare, a schemei de deschidere, a sistemelor de exploatare, a tipului de utilaj, a schemei de amplasare a construcţiilor de la suprafaţă şi a instalaţiilor. Rezultatele acestei metode depind în mare măsură de experienţa şi capacitatea creatoare a proiectantului.

1.6. Metoda analitică şi grafo-analitică

4

Metoda analitică de rezolvare a problemelor în minerit se bazează pe stabilirea unor relaţii funcţionale între parametrii cercetaţi şi indicatorul de cost şi pe căutarea valorilor optime ale parametrilor necunoscuţi. Relaţiile funcţionale trebuie să aibă un caracter continuu, iar pe grafic să reprezinte fie o curbă convexă (dacă criteriul este profitul) fie o curbă concavă (dacă criteriul îl constituie cheltuielile).

Funcţia trebuie să fie derivabilă.Metoda analitică se poate aplica pentru calculele preliminare de alegere a capacităţii de

producţie, determinarea dimensiunilor preliminare ale perimetrului minier, a înălţimii etajului sau panourilor, la determinarea unor parametri ai sistemelor de exploatare, transport, alimentare cu energie electrică şi altele. La rezolvarea problemelor de optimizare a parametrilor prin metoda analitică se presupune că indicatorul de cost ct (cost sau cheltuieli prevăzute) depinde de parametrul necunoscut x, conform unei anume relaţii cunoscute, ca de exemplu:

unde: a, b, c sunt coeficienţi de cost constanţi;ct – costul totalEgalând cu zero derivata de ordinul întâi obţinem:

de unde:

La calculul diferenţei de investiţii (în cazul general) se va elabora funcţia cheltuielilor prevăzute.

Este necesară verificarea continuităţii funcţiei date. Funcţia este continuă şi are valoare extremă dacă derivata de ordinul doi nu este egală cu zero.

În condiţiile economiei de piaţă, cel mai bun criteriu de optimizare se consideră profitul.

Dacă suma profitului este egală cu:

unde: t este durata de exploatare a zăcământului, ani;Aij – capacitatea de producţie a minei în anul j, potrivit variantei i, t/an;Eij – valoarea extractibilă a masei de substanţă minerală utilă care se extrage, lei/t;

– cheltuieli de extracţie şi prelucrare, lei/t; atunci maximul de profit va corespunde condiţiei:

5

Dacă problema se rezolvă la extrem, cu două sau cu mai multe necunoscute, atunci, potrivit numărului acestora, se vor formula două sau mai multe ecuaţii.

În cazul unei ecuaţii cu două necunoscute, pentru a determina cheltuielile pentru deschiderea şi exploatarea unui câmp minier, este necesară determinarea derivatelor parţiale ale acestei ecuaţii, obţinând astfel două ecuaţii.

De exemplu, capacitatea de producţie A a unei mine se obţine din cele două aripi ale câmpului minier, dar costurile de producţie sunt diferite pe cele două aripi.

Cheltuielile de producţie pentru exploatarea pe o aripă se calculează cu relaţia:

iar pe cealaltă aripă:

Atunci suma totală a cheltuielilor pe mină va fi:

Pentru

se obţine:

Derivata de ordinul întâi este:

de unde:

iar

Pentru cercetarea continuităţii funcţiei, se determină derivata de ordinul doi în raport cu variabilele independente. Se va stabili dacă funcţia are punct de inflexiune. Funcţia are extrem doar în cazul în care cheltuielile vor prezenta mai întâi o scădere, urmată apoi de o creştere atât a lor cât şi a profitului. În caz contrar, când atât cheltuielile cât şi profitul prezintă fie doar o scădere fie doar o creştere, funcţia nu are extrem.

Dezavantajul acestei metode constă în fapul că ea oferă doar o valoare punctuală, care diferă uneori în limite largi de valorile învecinate. Mai mult, ea nu este aplicabilă funcţiilor discontinue.

Pentru efectuarea unei analize mai detaliate a naturii variaţiei funcţiei se aplică fie metoda grafo-analitică, în cadrul căreia se întocmesc grafice din domeniul optimului, fie metoda grafică, în cadrul căreia funcţia se reprezintă grafic. În ultimele două situaţii nu mai este necesar ca funcţia să fie continuă, ea putând fi şi discretă.

6

1.7. Metode statistice

Metodele statistice se aplică frecvent la analiza funcţionării minelor şi preparaţiilor pentru stabilirea următorilor indicatori:

valoarea investiţiilor şi a cheltuielilor de exploatare; indicatori de preparare a masei miniere extractibile, extracţia de concentrat şi

conţinutul de componenţi utili sau nocivi în concentrat; productivitatea pe mină, precum şi productivitatea mijloacelor de încărcare şi

transport; cheltuieli cu evacuarea negabaritelor sau cu a doua concasare în funcţie de parametrii

lucrărilor de perforare-împuşcare şi de consumul specific de exploziv la tăiere; productivitatea forajului în funcţie de adâncime, diametrul găurii şi alţi factori.În concordanţă cu condiţiile geo-miniere, cele mai răspândite relaţii empirice, stabilite

pe baza metodelor statistice, au forma funcţiilor liniare:

Pe lângă alegerea tipului de funcţie, este necesară determinarea valorilor constante a, b, şi c care o compun. În aceste sens este aplicată frecvent metoda celor mai mici patrate.

1.8. Metoda celor mai mici patrate

Metoda se bazează pe aflarea minimului sumei pătratelor abaterilor existente între datele experimentale şi cele teoretice, adică:

unde: yj este valoarea reală a indicelui j cercetat; valoarea nominală calculată la nivelul presupus;

n – numărul relizărilor de serie.Dacă ecuaţia se determină printr-o serie de coeficienţi a1, a2, …, at (unde t este numărul

coeficienţilor), iar funcţia corespunzătoare este

pentru ca toţi coeficienţii să respecte condiţia minimului este necesară egalarea cu zero a primelor derivate parţiale ale funcţiei în raport cu fiecare dintre coeficienţii aj, adică:

Se obţine un sistem de t ecuaţii cu t necunoscute, care se rezolvă uşor atunci când funcţia este liniară. Ca urmare, se determină toţi parametrii care asigură corespondenţa între datele de calcul şi cele reale. Dacă parametrii din seria iniţială au semnificaţie diferită, se va aplica metoda celor mai mici pătrate cu ponderi, caz în care funcţia va avea forma:

7

în care j este ponderea parametrului j.

1.9. Metode economico-matematice

Principiul acestor metode constă în stabilirea valorilor unor parametri de bază plecând de la câteva mărimi primare determinate pe baza experienţei. Aplicarea metodelor economico-matematice la rezolvarea unor probleme de decizie are la bază utilizarea diferitelor tipuri de modele prin care se reprezintă părţi ale sistemului şi subsistemului studiat.

La aplicarea acestor metode, o importanţă deosebită are stabilirea indicatorilor pentru măsurarea eficienţei. Indicatorii de eficienţă sau utilitate se definesc frecvent prin variabile dependente, ale căror valori urmează a fi maximizate sau minimizate.

Alegerea criteriilor de optimizarea nu este aşa simplă cum ar părea, mai ales pentru problemele de mare complexitate, aşa cum sunt cele miniere.

Modelul economico-matematic este elaborat de specialişti din domeniu, deoarece cu ajutorul acestuia se prognozează performanţele unei variante de funcţionare a sistemului proiectat. Validitatea modelului este determinată de precizia cu care acesta este capabil să prognozeze performanţele.

Succint, elaborarea unui model aconomico-matematic presupune elaborarea unor relaţii între indicatorii de eficienţă oricare ar fi ei şi variabilele prin care se defineşte sistemul.

Un model se bazează pe formularea unor relaţii logico-matematice de forma:

între variabilele controlabile xi şi variabilele necontrolabile yi.Cele prezentate mai sus sunt doar câteva din metodologiile aplicate la soluţionarea

problemelor miniere. Fără pretenţia de a fi epuizată întreaga gamă de soluţii indicate în literatura de specialitate, se poate lesne observa că în ultimele decenii specialiştii, apelând la aparatul matematic modern, au rezolvat foarte multe probleme, dar soluţii generale, universal valabile, nu se pot da.

Capitolul 2

TEHNOLOGII DE EXECUŢIE A GALERIILOR

La alegerea tehnologiei de execuţie a galeriilor se ţine seama de următorii factori: destinaţia lucrării, profilul şi secţiunea ei, proprietăţile fizico-mecanice ale rocilor ce vor fi traversate de lucrare etc.

Dacă lucrarea este amplasată în roci tari, compacte, derocarea acestora în interiorul profilului galeriei se va face prin perforare-împuşcare. Pentru simplificarea procesului se utilizează tehnologia de execuţie cu combina de înaintare, organele de tăiere şi încărcare ale acesteia realizând dislocarea şi evacuarea rocilor din frontul de lucru.

Amplasarea lucrării în roci neconsolidate sau slab consolidate necesită o susţinerea prealabilă corespunzătoare, caz în care se va aplica metoda cu palplanşe. Dacă, însă, lungimea lucrării este mare, se va aplica metoda cu scut.

8

Pentru execuţia lucrărilor care traversează roci neconsolidate, îmbibate cu apă, se aplică metodele cu palplanşe şi picoţi şi metoda cu scut.

În domeniul perforării au fost efectuate încercări experimentale privind dezagregarea rocilor cu ultrasunete, perforarea termică utilizând gaze de ardere cu temperatură ridicată în alternanţă cu jet de apă pentru răcire, precum şi peforare hidraulică.

Cu toate că derocarea rocilor a fost testată şi cu metode moderne, în ţara noastră metodele frecvent utilizate sunt prin perforare-împuşcare sau cu combina.

2.1. Săparea galeriilor prin perforare-împuşcare

Complexele de operaţii [55] care compun ciclul procesului de perforare-împuşcare sunt: copturirea frontului de lucru, perforarea găurilor, încărcarea şi evacuarea rocilor din front, susţinerea, încărcarea găurilor cu exploziv şi împuşcarea lor, aerajul frontului de lucru.

Curăţirea frontului de lucru este cunoscută sub numele de copturire.

2.1.1. Perforarea găurilor de mină

Perforarea găurilor de mină se execută cu ajutorul perforatoarelor. În funcţie de modul de realizare, perforarea poate fi percutantă, rotativă sau rotopercutantă.

Perforarea percutantă se execută cu perforatoare pneumatice sau electrice, a căror acţiune are loc prin lovirea axială a sfredelului, iar dezagregarea rocii se face discontinuu în timpul percuţiilor şi are randament scăzut. Pentru a îmbunătăţi acţiunea sfredelului prin micşorarea frecării cu pereţii găurii se utilizează substanţe tensioactive. În tabelul 1.1 sunt redate caracteristicile câtorva perforatoare percutante pneumatice.

Tabelul 2.1. Caracteristici tehnice ale perforatoarelor percutante pneumatice.

ŢaraTip

perforatorMasaKg

Lovituripe minut

Energiade lovire

J

Momentde rotire

J

Consumde aerNm3/

minRomânia P-90 28,4 2330 72 43 2,7

Rusia

PR-23PP-110PRT-8

PR-3 DVM

24,525,325,828

3000350034002930

50489660

18323830

4,52,96,4-

Suedia(Atlas Copco)

BBD-90 WBBE-12 BK

27,324

30004800

--

--

5,7-

Finlanda(Tampella)

S-100 22,7 3500 - - -

Caracteristica perforării rotative este dată de faptul că sfredelul execută două mişcări – de rotaţie şi de avans axial. Perforatoarele rotative pot fi pneumatice sau electrice, susţinute manual sau mecanic. În tabelul 1.2 sunt redate caracteristicile unor astfel de perforatoare.

Tabelul 2.2. Caracteristici tehnice ale perforatoarelor rotative.

ŢaraTip

perforatorMasa

kg

Consumde aerNm3/

min

PuterekW

Turaţierot/min

Momentde rotire

Nm

0 1 2 3 4 5 6

RomâniaPR-8

PEA-19 D919

3,2-

1,251,2

1500330/690

-18

Rusia SR-3ER-14 D-2 M

1416

3,5-

2,721,0

-860

6610,6

9

ERP-18 D- 2 M 24 - 1,4 300 400 1 2 3 4 5 6

PoloniaPW R-8VE-620

8,515,5

2,4-

1,841,1

-620

23-

Anglia E-59 15,3 - 1,0 430/720 -Germania HGD-80 14 - 1,3 700 -

Perforarea rotopercutantă reprezintă un procedeu recent şi se foloseşte la perforarea găurilor de mină în roci tari şi foarte tari, viteza de perforare fiind mai mare de aproximativ 4 ori faţă de cea de la perforarea percutantă. Funcţionarea perforatorului este asigurată de un motor pneumatic care roteşte axul principal al maşinii şi de un mecanism de lovire.

2.1.2. Determinarea parametrilor de perforare-împuşcare

Consumul specific de exploziv este indicatorul mediu [28, 55] al consumului de exploziv pentru derocarea unui metru cub de rocă şi depinde de următorii factori:

tăria rocii; odată cu creşterea tăriei rocilor creşte şi consumul de exploziv;secţiunea lucrării miniere; consumul specific de exploziv scade odată cu creşterea

secţiunii lucrării miniere, iar pentru secţiuni mai mari de 18 m2 se menţine constant;lungimea găurii de mină; creşterea lungimii găurilor peste o anumită valoare duce la

creşterea consumului specific de exploziv datorită rezistenţei sporite a masivului de rocă faţă de acţiunea de dislocare prin împuşcare;

capacitatea de dislocare a explozivului; cu cât concentrarea volumetrică a energiei explozivului este mai mare, cu atât scade consumul de exploziv;

diametrul cartuşelor de exploziv; consumul de exploziv scade corespunzător odată cu creşterea diametrului cartuşelor de exploziv până la dimensiuni de 40-45 mm.

În activitatea de proiectare, pentru stabilirea consumului specific de exploziv se utilizează o serie de relaţii empirice, însă valorile obţinute din calcule trebuie să fie corelate cu consumurile specifice realizate în practică în condiţii similare.

Stabilirea unui consum specific de exploziv mai mic faţă de valoarea optimă conduce la realizarea unui salt (pas de avans) redus şi la o conturare necorespunzătoare a profilului. Un consum specific mărit faţă de valoarea optimă determină creşterea costului lucrărilor de perforare-împuşcare, fisurarea intensă a rocilor înconjurătoare, instabilitatea profilului şi deteriorarea susţinerii.

Formula lui Protodiakonov :

(2.1)

unde : q este consumul specific de exploziv, kg/m3;e – coeficientul capacităţii de lucru:

520 cm3 – capacitatea de lucru a dinamitei gelatină 92% de fabricaţie sovietică;P – capacitatea de lucru a explozivului, cm3;f – coeficientul de tărie a rocilor (tabelul 1.3);S – secţiunea lucrării miniere, m2.

Tabelul 2.3. Clasificarea rocilor după M.M. Protodiakonov.

Categoriarocii

Gradulde tărie

Coeficientulde tărie, f

Denumirea rocii

IExtrem de

tari20

Cuarţite foarte tari şi altele excepţional de tari (bazalte)

10

II Foarte tari 15Roci granitice foarte tari, porfire

cuarţoase, granit foarte tare, minereuri de fier foarte tari

III Tari 10Granite compacte, gresii şi calcare

foarte tari, filoane cuarţifereIII a Tari 8 Calcare tari, granite, gresii tari

IV Destul de tari 6Cuarţite fisurate, gresii, minereuri de

fierIV a Destul de tari 5 Şisturi cuarţoase, gresii şistoase

V Semitari 4 Gresii, calcare, conglomerateV a Semitari 3 Marne compacte, minereuri de fier

VIDestul de

moi2

Şisturi moi, calcare moi, sare gemă, ghips, marnă, antracit

VI aDestul de

moi1,5

Şisturi dezagregate, pietriş sedimentat, cărbune tare, argilă

întărită

VII Moi 1Argile compacte, cărbune moale,

aluviuni întărite

sau

(2.2)

unde: c este un coeficient ce ţine seama de numărul suprafeţelor libere:c = 1 pentru o suprafaţă liberă;c = 0,6 – 0,72 pentru două suprafeţe libere.

Formula lui Ibraev:

(2.3)

unde: a este coeficient în funcţie de natura rocilor (a = 0,25-0,30);b – coeficient în funcţie de tipul explozivului:

b = 1,2 pentru explozivii de capacitate mare (dinamite);b = 0,8 pentru explozivii de capacitate mai mică.

Formula lui N.M. Pokrovski:

(2.4)

unde: V este coeficient de rezistenţă a rocilor faţă de acţiunea dislocării lor dinmasiv:

- pentru o suprafaţă liberă;

V = 1,2-1,5 - pentru două suprafeţe libere;g – coeficient de structură a rocilor (tabelul 1.4);e1 = 400/P.

Tabelul 2.4. Coeficientul de structură a rocilor.

Caracteristicile rocilorCoeficient destructură, g

11

Roci compacte şi elastice, sare, roci poroase 2Roci fisurate 1,4

Roci şistoase cu tărie variabilă, cu stratificaţie perpendiculară pe direcţia găurii

1,3

Roci masive sfărâmicioase 1,1Roci cu stratificaţie fină, compactă 0,8

Încărcătura pe gaura de mină reprezintă cantitatea de exploziv necesară pentru dislocarea rocii în vederea realizării unui salt (pas de avans) şi se determină cu relaţia:

[kg] (2.5)în care:

q reprezintă consumul specific de exploziv, kg/m3;S – secţiunea lucrării, m2;lg – lungimea găurii, m; coeficientul de rupere a găurilor.În medie, încărcătura de exploziv pe o gaură va fi:

[kg] (2.6)

unde N este numărul total de găuri din frontul de lucru.Încărcătura pe gaură se stabileşte în funcţie de destinaţia găurii astfel:

pentru găuri de sâmbure qs = (1,1-1,2)qg [kg];pentru găuri de lărgire ql qg [kg];pentru găuri de profilare qp = (0,9-0,95)qg [kg].Trebuie avut în vedere faptul că în fiecare gaură de mină se introduce un număr întreg

de cartuşe şi că în minele de cărbuni grizutoase încărcătura de exploziv pe gaură este limitată.Numărul de găuri. Stabilirea unui număr optim de găuri permite repartizarea raţională

a cantităţii de exploziv pe întreaga suprafaţă a frontului şi conturarea corespunzătoare a profilului lucrării miniere.

Numărul specific de găuri – numărul de găuri ce revine pentru metru cub de rocă dislocată sau pentru metru pătrat de suprafaţă de front – se calculează în funcţie de tăria rocii, secţiunea lucrării, lungimea găurilor de mină, consumul specific de exploziv şi diametrul cartuşelor de exploziv.

Din cercetările experimentale [30, 55, 63] au rezultat următoarele:în lucrările miniere cu secţiunea mai mare de 18 m2 şi cu lungimi de gaură peste 1,5 m,

numărul de găuri ce revine la 1 m2 suprafaţă de front rămâne constant;în lucrări miniere cu secţiunea mai mică de 18 m2, creşterea lungimii de gaură determină

numărul specific de găuri ce revine unei suprafeţe de front de 1 m2;mărirea diametrului cartuşelor peste 30 mm favorizează reducerea considerabilă a

numărului de găuri în cazul secţiunilor mai mari de 16 m2, în timp ce la secţiuni sub 16 m2 nu asigură obţinerea unui număr redus de găuri, întrucât numărul găurilor de profilare nu poate fi redus pe seama optimizării concentrării energiei explozive în găurile de mină.

Numărul de găuri se determină cu formulele redate în continuare.

Formula lui M.M. Protodiakonov:

(2.7)

12

unde: n reprezintă numărul de găuri pe metru pătrat;f – coeficient de tărie a rocilor;S – secţiunea lucrării, m2.

Formula lui Bogomolov:

(2.8)

în care N reprezintă numărul total de găuri.

(2.9)

unde: q este consumul specific de exploziv, kg/m3;c – coeficient de umplere a găurilor (raportul dintre lungimea încărcăturii de exploziv şi

lungimea găurii);dg – diametrul găurii, m.

Formula VNIIOMŞS:

(2.10)

unde: este coeficientul de rupere a găurilor (η = 0,8-1,0);dc – diametrul cartuşului de exploziv, m; – densitatea explozivului, kg/m3.

(2.11)

unde: lc este lungimea cartuşului de exploziv;Gc – masa unui cartuş de exploziv, kg.


(2.12)

în care K este coeficient de îndesare a cartuşelor de exploziv.

Formula lui Ibraev:

(2.13)

unde: a este coeficient în funcţie de tăria rocilor (a = 0,25-0,3);b – coeficient în funcţie de tipul explozivului (b=1,2 pentru explozivi de capacitate

mare; b=0,8 pentru explozivi de capacitate mai mică);

(2.14)

13

în care este încărcătura de exploziv care revine la 1 m de gaură, kg/m.

Formula lui Suhanov:

(2.15)

Repartizarea numărului total de găuri pe grupe de găuri se face în funcţie de raportul stabilit pentru condiţiile date ca fiind necesar între găurile de sâmbure (Ns), de lărgire (Nl) şi de profilare (Np):

Ns : Nl : Np = : b: c (2.16)

În general, în activitatea de producţie se întâlneşte următorul raport:1 : 0,5 : 2 pentru secţiuni mici şi tărie mare a rocii;1 : 1,5 : 2 pentru secţiuni mari.Cunoscând numărul total de găuri N şi raportul : b : c se determină numărul de găuri

din fiecare grupă:

numărul găurilor de sâmbure:

(2.17)

numărul găurilor de lărgire:

(2.18)

numărul găurilor de profilare:

(2.19)

Găurile de lărgire şi de profilare sunt găuri de rupere şi se notează astfel:Nr = Nl + Np (2.20)

Lungimea găurilor influenţează direct viteza de săpare şi productivitatea muncii, la determinarea ei luându-se în considerare o serie de factori, precum: proprietăţile rocilor, secţiunea lucrării, parametrii utilajului de perforat, amplasarea găurilor, tipul explozivului folosit, saltul (pasul de avans) necesar şi precizia de conturare impusă. Factorul hotărâtor îl reprezintă durata ciclului şi, ca urmare, este indicat ca lungimea găurilor să se stabilească în funcţie de parametrii care determină durata unui ciclu complet.

(2.21)

unde: lg este lungimea găurii de mină, m;v – viteza lunară de săpare, m/lună;nz – numărul zilelor lucrătoare pe lună;ns – numărul schimburilor pe zi;nc – numărul ciclurilor pe schimb.

14

Formula lui Bucinev:

(2.22)

unde: m reprezintă numărul de perforatoare care lucrează simultan;V – productivitatea la perforare, m/h;N – numărul de găuri;tpi – suma timpilor de pregătire şi încheiere a operaţiilor de perforare, încărcare şi

împuşcare, h.

Formula lui K.V. Pavlov:

(2.23)

unde: Tc este durata unui ciclu, h;tg – timpul de încărcare a unei găuri (0,04-0,05 h);ta – timpul de împuşcare şi aeraj (0,25-0,5 h);n – numărul de oameni care efectuează încărcarea găurilor;S – secţiunea lucrării, m2; – coeficient de rupere a găurilor; – coeficient care ţine seama de suprapunerea perforării cu cea a încărcării rocii ( =

0,6-0,9 la suprapunerea perforării cu încărcarea mecanizată; = 1 în cazul în care procesele respective nu se suprapun, ci se succed);

P – productivitatea maşinii de încărcat, m3/h;ts – timpul de montare a unui cadru de susţinere, minute;L – distanţa între cadrele de susţinere, m.Pentru cazurile când nu este necesară susţinere, relaţia devine:


(2.24)

unde: q este consumul specific de exploziv, kg/m3; – cantitatea de exploziv ce revine la 1 m gaură, kg;tc – timpul consumat datorită trecerii de la o operaţie la alta (0,3-0,5 h); – înclinarea medie a găurilor faţă de frontul de lucru, grade.

Lungimea de gaură calculată cu relaţiile anterioare trebuie verificată şi stabilită în final pentru condiţiile de săpare prin câteva împuşcări experimentale. De asemenea, trebuie avută în vedere corelarea lungimii de gaură cu pasul de susţinere, respectiv cu încărcătura explozivă maximă admisă în cazul minelor grizutoase.

Diametrul găurilor de mină are implicaţii atât asupra productivităţii la perforare cât şi asupra eficienţei lucrărilor de împuşcare. La utilizarea explozivilor încartuşaţi, diferenţa dintre

15

diametrul găurilor de mină şi diametrul cartuşelor trebuie să fie minimă, pentru a asigura densitatea maximă de încărcare. Pentru a nu reduce efectul exploziei, raportul între diametrul găurilor şi diametrul cartuşelor de exploziv este limitat la 1,25.

2.1.3. Încărcarea şi împuşcarea găurilor de mină

Lucrările de împuşcare se execută numai de persoane pregătite în acest sens şi autorizate ca artificieri.

Efectuarea lucrărilor de împuşcare presupune parcurgerea succesivă a trei etape şi anume: încărcarea găurilor cu explozivi, împuşcarea lor şi controlul locului de muncă după împuşcare.

Încărcarea găurilor constă în introducerea cartuş cu cartuş pe gura găurii de mină şi împingerea acestora spre talpa găurii. Cartuşul amorsat poate fi introdus primul, ultimul sau median, dar se pregăteşte numai în momentul introducerii în gaură.

La amorsarea spre gura găurii se asigură ruperea rocilor pe o rază mai mare, însă randamentul de folosire a găurilor este mai redus decât la amorsarea primului cartuş din talpa găurii.

Puterea maximă a exploziei se obţine la amorsarea unui cartuş median. În practică se întâlnesc următoarele procedee de amorsare a încărcăturilor de explozivi: cu capsă pirotehnică, cu capsă electrică cu fitil detonant şi cu detonator intermediar. La lucrările miniere, încărcăturile din găurile de mină se amorsează cu capse electrice şi, mai rar, cu capse pirotehnice.

După declanşarea exploziei se lasă timp pentru aerisirea frontului de lucru, apoi se controlează frontul şi se verifică rezultatul împuşcării.

Cantitatea totală de exploziv folosită la o împuşcare, Q, se calculează astfel: [kg/ciclu] (2.25)

unde: q este consumul specific de exploziv, kg/m3;S – secţiunea lucrării, m2;P – pasul de înaintare (m/ciclu).Această cantitate de exploziv nu se repartizează uniform pe toate găurile de mină, ci în

găurile de sâmbure şi în cele de talpă se încarcă o cantitate mai mare cu 15-30% faţă de restul găurilor.

Încărcătura medie pe gaură va rezulta ca medie ponderată a încărcăturilor din toate găurile.

Distribuirea cantităţii totale de exploziv Q pe cele N găuri, din care Ns sunt găuri de sâmbure, iar Nt sunt găuri de talpă, se face după calcularea numărului găurilor echivalente, NE

şi a consumului de exploziv pe gaură echivalentă, qE.

(2.26)

unde K = 0,15-0,30 este coeficientul care arată cu cât este mai mare masa încărcăturilor din găurile de sâmbure şi de talpă faţă de masa restului încărcăturilor.

Având valoarea încărcăturii echivalente, încărcătura din fiecare gaură de lărgire şi de profilare va fi egală cu aceasta, iar încărcăturile din găurile de sâmbure şi de talpă vor fi:

(2.27)

Încărcăturile rezultate pe găuri de mină în urma calculelor se rotunjesc la multiplu de 0,1 kg, întrucât cartuşele nu se pot divide.

Iniţierea încărcăturilor de explozivi din găurile de mină se face cu capse, iar ordinea de explozie a acestor încărcături se asigură prin ordinea de aprindere a bucăţilor de fitil Bickford la capsele pirotehnice sau prin folosirea unor capse electrice cu diferite trepte de întârziere. Intervalul de întârziere între trepte se alege în funcţie de felul sâmburelui şi tipul capselor.

16

2.1.3.1. Amorsarea încărcăturilor cu capse pirotehnice şi fitil Bickford

Iniţierea detonaţiei încărcăturilor explozive cu capse pirotehnice şi fitil Bickford este permisă numai în minele fără pericol de gaze şi praf explozibil, iar numărul încărcăturilor împuşcate deodată se limitează astfel: 8 găuri simultan atunci când artificierul este obligat să se retragă pe o direcţie perpendiculară pe suprafaţa frontului şi maxim 60 de încărcături pentru un artificier.

Lungimea fitilelor tuturor capselor care se folosesc la o împuşcare în acelaşi loc de muncă este aceeaşi. Ea trebuie să fie aleasă astfel încât timpul de ardere să depăşească suma timpilor pentru aprinderea tuturor fitilelor şi pentru retragerea artificierului la locul de adăpostire.

[cm] (2.28)

unde: Lcap este lungimea fitilului fiecărei capse, cm;Nfit – numărul încărcăturilor pe care le împuşcă artificierul;Tapr – timpul de aprindere a unui fitil, având valori de 3-10 s, în funcţie de poziţia

încărcăturilor;T ≥ 60 s – timpul pentru retragerea artificierului;vfit – viteza de ardere a fitilului ordinar (de obicei este egală cu 1 cm/s la fitilul cu ardere

normală şi 0,5 cm/s la fitilul cu ardere lentă).Din considerente de securitate, lungimea fitilului se ia mai mare de 1 m, dar nu mai

mare decât lungimea fitilului dintr-un colac.În România, la împuşcarea în galerii, lungimea minimă de fitil pentru o singură gaură

este de 120 cm, crescând cu câte 10 cm pentru fiecare gaură în plus.Numărul de încărcături care se pot împuşca simultan se determină cu relaţia:

[buc] (2.29)

iar consumul de fitil pentru împuşcarea unei serii de încărcături va fi:

(2.30)

unde: Lcon este lungimea fitilului capsei de control:

ncol – numărul de colaci de fitil care se consumă la o împuşcare.

2.1.3.2. Amorsarea încărcăturilor cu capse electrice

O reţea electrică de împuşcare trebuie să asigure transmiterea curentului electric de la sursă la rezistenţa electrică din tubul capsei. Într-o reţea electrică de împuşcare se disting: conductorii din detonatori (reofori), conductorii finali, conductori de sector, conductori de legătură şi conductori magistrali. Conductorii din detonatori au rezistenţa electrică integrată în valoarea rezistenţei capsei şi lungimea lr. Conductorii finali sunt cei de prelungire a reoforilor capselor până la gura găurilor, unde se leagă la conductorii de sector. Atunci când adâncimea de amplasare a cartuşului amorsat lam ≤ 0,7 lr , nu se folosesc conductori de prelungire.

Lungimea conductorilor finali ai unei capse se calculează cu relaţia:

17

[m] (2.31)

Legarea între doi conductori de sector marginali (la grupuri de încărcături distanţate) ori între reoforii capselor şi linia magistrală se face prin intermediul conductorilor de legătură, a căror lungime se stabileşte în funcţie de schema de împuşcare şi de amplasarea încărcăturilor. La încărcături uniform distribuite:

(2.32)

unde: a este distanţa între încărcături;N – numărul încărcăturilor.Conductorii principali fac legătura între locul de împuşcare şi punctul de dare a

focului. Lungimea unui conductor principal este dată de relaţia:

(2.33)

iar lungimea conductorilor magistralei se calculează astfel:

(2.34)

unde: lm este distanţa între locul de împuşcare şi punctul de dare a focului,lm≥100 m;K = 1,1 – coeficient de siguranţă a magistralei.

Rezistenţa electrică a conductorilor se calculează cu formula:

[] (2.35)

unde: ρ este rezistivitatea conductorului, Ω·m;l – lungimea conductorului, m;s – secţiunea conductorului, m2.Pentru calculul unei reţele de împuşcare cu capse electrice trebuie parcurse următoarele

etape:- se întocmeşte o schemă de principiu pentru legarea capselor în serie, paralel sau mixt;- se stabileşte rezistenţa electrică a tuturor conductorilor din circuit, precum şi lungimea,

secţiunea, materialul din care sunt realizaţi;- se marchează tipul, numărul şi rezistenţele electrice ale capselor utilizate;- se determină rezistenţa totală a reţelei electrice de împuşcare;- se determină intensitatea curentului furnizat întregii reţele electrice de împuşcare şi

fiecărei capse electrice.Legarea capselor în serie are utilizare frecventă deoarece se realizează uşor şi necesită o sursă de curent cu intensitate mică. La această schemă, reoforii capselor vecine (sau conductorii finali) se leagă între ei, iar doi reofori a două capse se leagă la conductorii principali fie direct, fie cu conductori de legătură.

Fig.2.1. Legarea capselor electrice în serie.

La legarea în serie, rezistenţa electrică a reţelei de împuşcare se determină astfel:

18

(2.36)

(2.37)

unde: rm, rleg, rsec, rfin sunt rezistenţele electrice pe 1 m de conductori principali, de legătură, de sector, respectiv finali, Ω·m-1;

rc – rezistenţa unei capse electrice, Ω.La legarea în serie capsele trebuie să aibă aceeaşi rezistenţă, iar rezistenţa totală a

reţelei de împuşcare nu trebuie să depăşească valoarea admisibilă a rezistenţei explozorului utilizat.

Intensitatea totală a curentului din reţeaua electrică de împuşcare este:

[A] (2.38)

în care U este tensiunea la bornele explozorului sau în reţeaua electrică, V.Intensitatea curentului care trece prin fiecare capsă va fi Ic = Itot.

Dacă la împuşcare se utilizează sursă de curent continuu, valoarea minimă a curentului Icap trebuie să îndeplinească următoarele condiţii:

Icap ≥ 1 A, atunci când se explodează simultan până la 100 capse electrice;Icap ≥ 1,3 A, atunci când se explodează simultan până la 300 capse electrice.Dacă se utilizează o sursă de curent alternativ, trebuie îndeplinită condiţia Icap ≥ 2,5 A

indiferent de numărul capselor care se explodează odată.Legarea capselor în paralel se realizează prin alimentarea separată a fiecărei capse de la

circuitul electric de împuşcare, necesitând un număr mare de legături şi o sursă de curent mult mai puternică. Această schemă nu permite verificarea continuităţii tuturor circuitelor de împuşcare, al căror număr este egal cu numărul capselor sau al grupurilor de capse.

Fig.2.2. Legarea capselor electrice în paralel.

Rezistenţa totală a reţelei de împuşcare se determină cu următoarea relaţie:

[Ω] (2.39)

unde: Rram este rezistenţa unei ramificaţii;Nram – numărul de ramificaţii.

Dacă ramificaţiile sau capsele au rezistenţe diferite, atunci rezistenţa totală a reţelei de împuşcare se calculează cu relaţia:

[Ω] (2.40)

Atunci când încărcăturile se aprind de la un explozor, rezistenţa limită admisibilă a reţelei la conectarea în paralel poate fi determinată cu relaţia:

19

[Ω] (2.41)

unde: Rct este rezistenţa explozorului, Ω;np – numărul capselor din reţea, legate în paralel.Posibilitatea explodării de la un explozor electric se verifică astfel:

În cazul conectării în trepte paralele, calculul reţelei electrice de împuşcare se poate efectua cu o eroare admisibilă conform următoarelor relaţii:

[Ω] (2.42)

în care nc este numărul capselor electrice din reţea.Lungimea conductorilor de sector se calculează cu relaţia:

[m] (2.43)

În cazul conectării paralele în trepte, prin fiecare capsă va trece un curent cu intensitate diferită. Intensitatea curentului mediu care trece printr-o capsă va fi:

[A] (2.44)

Dacă se conectează în paralel grupuri de capse legate în serie, intensitatea curentului la fiecare capsă va fi:

[A] (2.45)

iar

[A] (2.46)

în care Itot este intensitatea curentului din reţea.Legarea mixtă se aplică în două variante: serie-paralel şi paralel-serie. La legarea în

serie-paralel (fig.1.3) capsele se împart în grupuri în care legarea se face în serie, iar grupurile se leagă în reţea în paralel.

Atunci când ramificaţiile au rezistenţe egale, rezistenţa totală a circuitului electric de împuşcare se calculează astfel:

[Ω] (2.47)

Dacă ramificaţiile au rezistenţe diferite, rezistenţa totală se calculează astfel:

[Ω] (2.48)

20

În cazul general, rezistenţa unei ramificaţii cu ngr capse se calculează astfel: [Ω] (2.49)

Fig.2.3. Legarea în serie-paralel.

Intensitatea curentului în fiecare ramificaţie şi în fiecare capsă a grupurilor care au aceeaşi rezistenţă este:

[A] (2.50)

La legarea în paralel-serie (fig.1.4) capsele din grupuri se leagă în paralel, iar grupurile de capse sunt legate între ele în serie.

Rezistenţa totală a reţelei de împuşcare este dată de relaţia:

[Ω] (2.51)

unde: Rg este rezistenţa unui grup de capse legate în serie;Ng – numărul grupurilor de capse din reţea.

Fig.2.4. Legarea în paralel-serie.

Intensitatea curentului la fiecare capsă se determină astfel:

[A] (2.52)

2.1.3.3. Amorsarea non-electrică a încărcăturilor

21

Pentru prevenirea exploziilor intempestive au fost concepute, realizate şi experimentate sisteme de amorsare nonelectrice, destinate declanşării detonaţiei încărcăturilor explozive folosite în lucrările subterane şi de suprafaţă.

Completul detonant NONEL [30] are următoarea componenţă:tub detonant NONEL;distribuitoare detonante (elemente sau blocuri de conectare);capse detonante milisecundă tip Nitro-Nobel ;dispozitiv pentru declanşarea detonaţiei.În prezent, tubul NONEL este realizat în două variante: tip 3L-standard şi tip 3LHD.Tubul detonant NONEL de tip 3L-standard este confecţionat din masă plastică, cu

caracteristici superioare, având diametrul exterior de 3 mm şi cel interior de 1,5 mm. El este construit din trei straturi de masă plastică, fiecare având calităţi fizico-chimice diferite, după cum urmează:

stratul interior, care formează canalul central, are proprietăţi adezive pentru substanţa explozivă pulverulentă din interiorul canalului şi prezintă rezistenţă radială mare pentru prevenirea străpungerii tubului la transmiterea undei de şoc;

stratul de mijloc conferă rezistenţă la tracţiune şi la acţiunea agenţilor chimici şi petrolieri;

stratul exterior conferă rezistenţă la abraziune şi protecţie faţă de acţiunea razelor ultraviolete.

Substanţa explozivă care acoperă partea interioară a tubului se prezintă sub forma unei pulberi foarte fine, cu greutatea de 20 mg/m.

Tubul prezintă siguranţă împotriva efectelor de autodetonare, nu este bun conducător de electricitate şi arde sub acţiunea efectelor termice, dar nu explodează.

Încărcătura explozivă din interiorul tubului NONEL se amorsează cu uşurinţă şi detonează cu o viteză de 2000 m/s, ceea ce corespunde cu 0,5 milisecunde pe metru liniar de tub. Unda detonantă, fără influenţă asupra mediului înconjurător, se propagă în interiorul tubului şi este suficient de puternică pentru a provoca explozia unei capse detonante.

Tubul Nonel de construcţie obişnuită se foloseşte la temperaturi de până la +50C.Tubul detonant NONEL de tip 3LHD are diametrul exterior de 3,7 mm, este mai dur,

are rezistenţă mai mare la uzură şi tracţiune şi se foloseşte pentru lucrări speciale şi la împuşcările subacvatice.

Capsele detonante tip Nitro-Nobel sunt cu microîntârziere şi au intervale de întârziere de 25, 100 şi 150 ms. Capsele milisecundă cu interval de 25 ms au 18 trepte numerotate de la 3 la 20, cele de 100 ms au 6 trepte şi sunt marcate cu 24, 28, 42, 36, 40, 44 şi, în sfârşit, cele cu intervale de 150 ms sunt marcate cu 50, 56, 62, 68, 74 şi 80.

2.1.3.4. Amorsarea încărcăturilor cu fitil detonant

Iniţierea explozivilor cu fitil detonant se utilizează în minele de minereuri metalifere şi nemetalifere.

Fitilul detonant constă dintr-un miez format din explozivi de iniţiere (pentrită, ten, hexogen) cu o greutate de 3-100 g/m, prin centrul căruia trece un fir de bumbac şi un înveliş format din trei straturi de bumbac sau in, protejat în exterior de un înveliş de masă plastică. Pentru a se deosebi de fitilul Bickford, învelişul de masă plastică este colorat în roşu, verde, albastru sau portocaliu. Fitilul detonant transmite detonaţia pe diverse ramificaţii cu aceeaşi viteză şi în acelaşi timp. Are diametrul de 4,6-6,3 mm şi viteza de detonaţie de 6000-7000 m/s. Iniţierea lui se face cu o capsă detonantă pirotehnică sau electrică. Datorită izolaţiei sale, fitilul detonant îşi păstrează calităţile detonante şi în medii umede.

22

Tabelul 1.5. Fitile detonante utilizate în România.

Tipul fitilului

CaracteristiciViteza de detonaţie

m/s

Diametrul exterior

mm

Încărcăturag/m

DETOCORD P 12 (România) 6000-7000 5,3 12DETOCORD P 20 (România) 6000-7400 6,1 20DETOCORD H 20 (România) 6000-7400 6,3 20

DYNACORD (Germania) 6500 5,3 12DETONEX (Elveţia) 7000 5,2 12

NP-V (Cehia) 6000 5,5 12,5NPK (Germania) 6000-7400 5,0 12

În străinătate se fabrică fitile detonante cu încărcături explozive mărite (20-100 g/m) termorezistente, antigrizutoase, rezistente la solicitări mecanice şi presiuni mari.

Pentru împuşcări în masă deosebit de pretenţioase, se foloseşte fitilul detonant dublu.

2.1.4. Aerajul frontului de lucru

În urma efectuării împuşcării are loc aerajul frontului de lucru, care constă în preluarea unui debit redus din curentul principal de aeraj şi dirijarea lui în frontul de lucru în vederea diluării şi evacuării gazelor şi a prafului. Vehicularea aerului se poate realiza prin difuzie sau mecanic.

Aerajul prin difuzie este admis numai în mine negrizutoase şi pentru lucrări cu lungimea maximă de 10 m.

Aerajul mecanic se realizează prin introducerea unei coloane de tuburi pe lungimea lucrării în vederea antrenării aerului pentru a separa curentul de aer proaspăt de cel viciat. Acest tip de aeraj poate fi aspirant, refulant sau combinat.

Aerajul aspirant (fig.2.5, a) constă în evacuarea aerului viciat prin tuburi, locul lui fiind luat de aerul proaspăt vehiculat prin lucrarea minieră. În acest fel sunt localizate gazele şi praful, împiedicând formarea noxelor, însă are eficienţă redusă asupra frontului de lucru.

Aerajul refulant (fig.2.5, b) se realizează prin antrenarea aerului proaspăt prin tuburi şi evacuarea aerului viciat prin lucrarea minieră. Acest tip de aeraj nu este recomandat pentru lucrări miniere cu lungime mai mare de 200m, deoarece gazele se evacuează prin lucrarea minieră, iar personalul muncitor nu se poate apropia de frontul de lucru decât după încheierea aerisirii.

a b cFig.2.5. Scheme de aeraj parţial:

a – aspirant; b – refulant; c – combinat.

Aerajul combinat (fig.2.5, c) foloseşte o coloană de tuburi pentru vehicularea aerului proaspăt spre frontul de lucru şi o altă coloană pentru evacuarea aerului viciat.

23

Deoarece pe coloana de aeraj apar pierderi (tabelul 2.6), debitul ventilatorului (Qv) trebuie să fie mai mare decât debitul necesar:

[m3/min] (2.53)

unde: P este pierderea de debit, %;Qf – debitul de aer proaspăt necesar în frontul de lucru.

Tabelul 1.6. Valorile pierderilor de debit pe tuburi metalice noiDiametrul

tubului[mm]

Pierderile P [%] la lungimea coloanei [m]

100 200 300 400 500

300 13 26 39 49 58400 5 20 31 39 47500 – 9 23 29 37600 – 5 9 17 28700 – – 5 13 26

Pentru aerisirea lucrărilor miniere se folosesc ventilatoare axiale sau centrifugale cu acţionare pneumatică, electropneumatică sau electrică, iar tuburile de aeraj pot fi rigide (din oţel sau mase plastice) sau flexibile (din pânză impregnată sau cauciuc).

Debitul de aer proaspăt necesar în frontul de lucru, Qf, se calculează astfel :la aerajul aspirant:

[m3/min] (2.54)

la aerajul refulant:

[m3/min] (2.55)

unde: t – timpul afectat aerisirii frontului pentru a ajunge la o concentraţie degaze sub 0,008%, echivalată în CO convenţional, (t=15-30 min);A – cantitatea de exploziv folosită la o împuşcare, kg;S – secţiunea lucrării, m2;L1 – lungimea de împrăştiere a gazelor după explozie, (L1 = 2A+10);Lm – lungimea minimă a lucrării miniere pe care se diluează gazele sub limita admisă;

dacă Lm este mai mare decât lungimea lucrării, în calcule se va folosi lungimea lucrării:

unde K este coeficient de difuzie turbulentă, având valoarea proporţională cu distanţa de la coloana de aeraj la front şi invers proporţională cu diametrul tubului de aeraj, (K = 0,2-1).

2.1.5. Încărcarea şi evacuarea rocii

Încărcarea rocii se poate face fie manual cu lopata, fie mecanizat cu instalaţii de screper sau cu maşini de încărcat.

24

După modul de lucru, maşinile de încărcat pot fi: de tip lopată mecanică, cu cupă şi descărcare pe spate, cu cupă şi descărcare laterală, cu cupă şi transportor intermediar, maşini de încărcat şi transportat, maşini de încărcat cu acţiune continuă.

Tabelul 1.7. Maşini de încărcat şi transportat româneşti

CaracteristiciUnitatea

de măsurăTipul maşinii

MIS-1P MIT-1P MIT-2PCapacitatea de încărcare m3/h 8-20 15-45 60-150

Viteza de deplasare m/s 1,2 1,2 1,0Lungime, L mm 2960 2660 3570Lăţime, B mm 1430 1775 2170

Înălţime maximă, H1 mm 2085 2200 2680Înălţime de descărcare, C mm 460 320 650

Ampatament, A mm 900 1004 1200Masa netă kg 2500 3590 7240

2.1.6. Susţinerea galeriilor

Rolul susţinerii miniere este de a limita deformaţiile pe care tensiunile din masiv tind să le producă în rocile înconjurătoare şi de a menţine lucrarea minieră în stare funcţională.

Pentru a nu permite dezvoltarea în timp a deformaţiilor, lucrările miniere trebuie susţinute imediat după ce au fost executate.

2.1.6.1. Susţinerea metalică

Susţinerea metalică este destinată lucrărilor miniere de deschidere şi pregătire, construcţiile de susţinere din oţeluri aliate de calitate superioară având o extindere mare datorită numeroaselor avantaje pe care le oferă.

La susţinerea lucrărilor miniere, cea mai mare răspândire o au profilele de tip clopot şi cele de tip jgheab, cunoscute sub denumirea de profile TH (Toussaint – Heintzmann), ilustrate în fig.1.6.

25

Fig.1.6. Profile laminate:a – profil clopot AM-22; b – profil SG-18; c – profil SG-23.

Tabelul 1.8. Caracteristici comparative ale profilelor AM şi SG

ProfilSecţiune

cm2Greutate

kg/mIx

cm4Wx

cm3Iy

cm4Wy

cm3

AM-22 27,40 21,50 195,4 43,1 290 44,0SG-18 23,34 18,2 229,84 47,0 299,25 50,6SG-23 29,90 23,30 379,0 67,0 464,1 71,3

Cadrele de susţinere laminate se realizează din 2-4 elemente curbate sau, mai rar, drepte, care se asamblează la locul de montare cu ajutorul unor bride sau cu eclise şi şuruburi (fig.2.7).

Fig.2.7. Bride de strângere.

Din punct de vedere al particularităţilor constructive şi al comportării sub influenţa presiunii miniere, cadrele de susţinere din profile metalice pot fi elastice sau rigide.

Susţinerea elastică este destinată lucrărilor miniere de pregătire executate în strat sau în culcuşul stratelor aflate sub influenţa lucrărilor de abataj. Frecvent, precedă susţinerile definitive în calitate de susţinere provizorie. După numărul elementelor şi profilul lucrării se disting susţineri elastice din trei elemente pentru galeriile cu tavan boltit şi susţineri elastice din 3-4 elemente pentru galeriile cu profil circular.

Susţinerile elastice din trei elemente, denumite deseori şi susţineri culisante, sunt executate din profile TH clopot şi jgheab de diferite mărimi: 16, 21, 26, 29 şi 30 kg/m. Susţinerile elastice din trei elemente se construiesc într-o mare varietate de tipuri, în concordanţă cu direcţia din care presiunea se manifestă cu intensitate maximă. În funcţie de

acest factor se disting susţineri elastice cu amplasarea simetrică a elementelor de glisare faţă de axa verticală a secţiunii lucrărilor miniere şi susţineri elastice asimetrice (fig.2.8).

Fig.2.8. Susţineri elastice.

Susţinerile elastice cu amplasarea simetrică a elementelor de glisare (fig.2.9), executate din profile TH, sunt destinate lucrărilor miniere de pregătire situate în zona de influenţă a abatajelor. De asemenea, pot fi folosite în lucrările miniere de deschidere în calitate de susţineri provizorii. Exploatarea lor este raţională dacă presiunea se manifestă din tavanul lucrării miniere, deoarece elementele culisează în acelaşi sens cu direcţia de exercitare a presiunii.

26

Fig.2.9. Susţinere metalică TH cu aşezare Fig. 2.10. Galerie simplă cu tavan boltit susţinută cu simetrică a grinzii: 1 – dispozitiv de îmbinare; metal 2 – strângători; 3 – talpă de lemn; 4 – saboţi

GSM – 5,4.

Susţinerea constă din două elemente laterale arcuite sau drepte, care se îmbină cu elementul arcuit al grinzii (fig.2.10). În punctul de îmbinare, grinda pătrunde telescopic în stâlpii laterali pe o porţiune de 300-400 mm, unde se va strânge cu ajutorul a două bride sau coliere.

Pentru oprirea căderii rocilor între cadrele metalice, pereţii şi tavanul galeriei se bandajează cu material lemnos, cu tablă metalică, împletitură de sârmă, prefabricate din beton armat, plasă din materiale plastice ş.a.

Susţinerea circulară elastică din patru elemente egale (fig.2.11) este destinată lucrărilor miniere de pregătire amplasate în zona de influenţă a abatajelor, care preia presiuni complexe din tavan, pereţi şi vatră, pentru care nu se justifică utilizarea susţinerilor deschise din trei elemente. Datorită numărului mărit de puncte de îmbinare, gradul de cedare creşte până la 450-500 mm.

Fig.2.11. Galerie simplă circulară GSM-4,6.Dimensionarea [5, 40] susţinerilor metalice (fig.2.12) din profile TH se face conform

următoarei metodologii de calcul:

27

Fig.1.12. Schema de calcul pentru dimen-sionarea susţinerii în arce metalice.

Înălţimea bolţii de echilibru:

[m] (2.56)

unde: l este lăţimea de calcul a arcului, m;f – coeficient de tărie a rocilor.Intensitatea presiunii la tavan:

[tf/m] (2.57)

unde: γ este greutatea volumetrică;L – distanţa dintre cadrele de susţinere, m.

Împingerea orizontală:pentru susţinerea rigidă:

[N] (2.58)

pentru susţinerea elastică:

[N] (2.59)

unde: f0 este înălţimea de calcul a arcului, m;r – raza curburii grinzii metalice, m;

Qe – mărimea împingerii elastice a rocilor laterale (sarcina pe pereţii lucrării):

[N]

în care k este coeficientul împingerii elastice a rocilor laterale (orientativ se ia de 6-7 ori mai mare decât secţiunea transversală a lucrării miniere în lumină).

Reacţiunea în punctele de reazem (la baza stâlpilor):

[N] (2.60)

28

Momentul maxim încovoietor:pentru susţinerea rigidă:

[Nּm] (2.61)


[Nּm] (2.62)

în care x0 şi y0 sunt coordonatele punctului mn de pe contur supus la solicitare maximă.

x0 se determinată astfel:pentru susţinerea rigidă:

[m] (2.63)


[m] (2.64)

y0 se determină cu formula:

[m] (2.65)

Modulul de rezistenţă al arcului metalic:

[cm3] (2.66)

Verificarea rezistenţei la încovoiere a profilului:

(2.67)

în care: W1 este modulul de rezistenţă al profilului ales, cm3;F1 – secţiunea profilului ales, cm2;Nx – efortul de compresiune axial în secţiunea periculoasă:

pentru susţinerea rigidă:

pentru susţinerea elastică (culisantă):

29

în care h este lungimea cuprinsă între vatra lucrării şi centrul razei superioare.

2.1.6.2. Susţinerea cu beton

Susţinerea cu beton este rigidă şi, ca atare, este destinată lucrărilor miniere de deschidere cu durată mare de serviciu, amplasate în afara zonei de influenţă a abatajelor. O asemenea susţinere este ignifugă, cu rezistenţă aerodinamică redusă şi necesită un volum redus de lucrări de întreţinere.

Pentru ca betonul să preia preponderent sarcini de compresiune, profilul lucrării miniere se alege boltit.

Profilul cel mai frecvent utilizat pentru susţinerea lucrărilor cu presiuni din tavan este cu pereţi drepţi şi tavan boltit (fig.2.13). Atunci când lucrările miniere sunt amplasate la adâncimi mari sau în formaţiuni care dau naştere la presiuni multilaterale, se utilizează susţinerea cu profil circular, eliptic sau potcoavă şi vatra zidită ori betonată (fig.2.14).

Punerea în operă a betonului se poate face fie prin turnare în spatele unui cofraj, fie prin proiectare directă pe conturul lucrării, fără utilizarea cofrajului.

Fazele principale ale betonării cu cofraj sunt: construirea cofrajului, turnarea betonului şi decofrarea.

Cofrajul este compus din cintre de lemn sau metal aşezate în câmpuri de 0,8-1 m, peste care se aşază scânduri de brad sau tablă neagră. Cofrajele

metalice sunt concepute astfel încât să poată fi montate şi demontate în scurt timp.

Fig.2.13. Galerie dublă betonată (GDB – 9,0) având bolta cu trei centre.

30

Fig.1.14. Galerie dublă betonată cu radier.

Betonul se toarnă manual sau mecanic între suprafaţa exterioară a cofrajului şi rocă şi poate fi preparat la faţa locului sau la o staţie centrală de preparare a betonului.

Pentru creşterea vitezei şi productivităţii la betonare, refularea betonului în spatele cofrajelor se face cu ajutorul pompelor.

Betonarea fără cofraje include două procedee: mortarul de ciment stropit sau torcretat şi betonul stropit, cunoscut sub numele de şpriţ-beton.

Mortarul de ciment gras stropit sau torcretat este procedeul de refulare pneumatică pe suprafaţa profilului lucrării miniere a unui amestec de ciment, nisip şi acceleratori de priză. Dimensiunile maxime ale acestui amestec nu depăşesc 8 mm. În caz contrar, amestecul este numit beton proiectat sau şpriţ-beton.

Torcretul are următorii componenţi: ciment, nisip şi apă. Pentru obţinerea unui torcret de calitate se recomandă utilizarea cimenturilor superioare de marca 400-500. Cantitatea de ciment la 1 m3 de torcret depinde de granulometria nisipului, compoziţia amestecului şi direcţia jetului de torcret în raport cu suprafaţa rocilor. Nisipul pentru torcret trebuie să fie curat, să aibă umiditatea de 4-6 % şi granulometria cuprinsă între 0,15 mm şi 8 mm. Raportul apă-ciment se stabileşte experimental, valorile oscilând între 0,3 şi 0,35. Torcretul cu rezistenţă şi densitate ridicată se obţine prin utilizarea unei compoziţii cu valori cuprinse între 1:2 şi 1:4.

Torcretul este impenetrabil faţă de infiltraţiile de apă la presiuni mai mici de 6-8 atmosfere şi poate fi utilizat în calitate de susţinere provizorie şi definitivă. În calitate de susţinere provizorie, torcretarea urmăreşte îndeaproape avansarea frontului de lucru, iar grosimea stratului de torcret de 5 cm reuşeşte să protejeze rocile împotriva alterării, să împiedice infiltraţiile de apă şi formarea de copturi. În calitate de susţinere definitivă, grosimea stratului de mortar creşte până la 50-70 cm şi poate fi extinsă în lucrările miniere care străbat roci cu tărie medie şi mare, cu tendinţă de alterare.

În cazul rocilor cu tărie mică pentru care construcţiile miniere trebuie să aibă portanţă ridicată, torcretul poate fi asociat cu plase metalice, fixate cu ajutorul susţinerilor ancorate (fig.2.15).

Fig.2.15. Asocierea susţinerii torcretate cu susţinerea ancorată.

31

Tehnologia torcretării include efectuarea succesivă a următoarelor operaţii: copturirea pereţilor, curăţirea suprafeţei rocii de praf cu ajutorul unui jet de apă sau aer, umectarea prealabilă a rocii, fixarea plaselor metalice şi a susţinerilor ancorate şi refularea torcretului.

Operaţia de torcretare se realizează cu ajutorul maşinilor acţionate electric sau pneumatic. După principiul de funcţionare, acestea se împart în două categorii: maşini cu acţiune continuă şi maşini cu acţiune discontinuă. Maşinile din a doua categorie asigură obţinerea unei productivităţi mai ridicate cu 40% faţă de primele, reuşind să transporte materialul la distanţe de 10-30 ori mai mari.

Susţinerea cu prefabricate zidite are extindere atât în minele de minereuri cât şi în cele de cărbuni. În ţara noastră, elementele prefabricate utilizate pentru zidirea lucrărilor miniere sunt bolţarii de mină sau betonitele, cu o greutate de 30-35 kg şi rezistenţa la compresiune de 100-150 kgf/cm2. Betonul folosit pentru fabricarea bolţarilor are următoarea compoziţie: 1:2:3 pentru lucrări miniere uscate şi 1:1:2 pentru lucrări miniere cu infiltraţii de apă.

La zidiri drepte, forma bolţarilor este paralelipipedică (fig.2.16, a), pană (fig2.16, b) pentru bolţi de galerii, rostogoluri şi puţuri sau specială (fig2.16, c) pentru galerii circulare susţinute în inele de bolţari.

a b c

Fig.2.16. Bolţari de mină:a – formă paralelipipedică; b – formă pană; c – formă specială.

Tehnologia de executare a susţinerilor în bolţari este analogă celei cu beton turnat. După betonarea sau zidirea vetrelor se trece la montarea cintrelor, a cofrajelor, iar apoi la zidirea bolţarilor. Bolţile se zidesc pe tronsoane scurte, de 0,2-0,3 m, deoarece necesită atenţie mare atât închiderea lor cât şi umplerea din spatele zidăriei.

Pentru obţinerea unui grad de elasticitate a susţinerii cu zidărie, între bolţari se pot intercala elemente compresibile cu rezistenţa la compresiune mai mică decât a lor (scânduri de lemn, de exemplu), ca în fig.2.17.

Fig.2.17. Galerii simple susţinute cu bolţari.

32

Dimensionarea susţinerii de beton se face pe baza următoarelor formule:Pentru susţinerea cu beton proiectat:

(2.68)

unde: d este grosimea bolţii, cm;a – semideschiderea arcului de boltă, cm;

K – rezistenţa admisibilă la compresiune a materialului pentru susţinere, daN/cm2:

Rc – rezistenţa la compresiune a betonului, daN/cm2;c – coeficient de siguranţă (c = 3-5);f – coeficient de tărie a rocii din tavan, aproximativ egal cu σc/100.

Pentru susţinerea cu beton turnat:

(2.69)

sau: [m] (2.70)

Atât pentru susţinerea cu beton turnat cât şi pentru cea cu beton proiectat poate fi utilizată şi următoarea formulă:

[m] (2.71)

unde: C este cantitatea de ciment la 1 m3 beton (C = 300-500 kg);B – lăţimea lucrării miniere, m.

Cadrele prefabricate din beton armat se folosesc pentru susţinerea galeriilor în care presiunea minieră se dezvoltă la scurt timp după derocare. În acest scop s-au realizat cadre din mai multe elemente drepte sau curbate din beton armat (fig.1.18) care se îmbină fie cap la cap, fie intercalându-se între capete bucăţi de lemn atunci când se doreşte obţinerea elasticităţii [40].

Fig.1.18. Scheme de susţinere cu cadre prefabricate din beton armat.

2.1.6.3. Susţinerea cu ancore

Executarea lucrărilor miniere duce la anomalii create de redistribuirea tensiunilor în masivul de roci, care au drept urmare apariţia fenomenelor de convergenţă a tavanului, pereţilor şi vetrei sau desprinderea unor bucăţi de rocă din masiv sub formă de copturi. Fenomenele de convergenţă provoacă în rocile stratificate dezvoltarea unor forţe de forfecare, determinând în cele din urmă prăbuşirea fâşiilor de rocă.

Pentru consolidarea pachetului de roci se utilizează susţineri ancorate, care se comportă ca o grindă monolită rezemată pe suprafeţele laterale ale galeriei. Susţinerea ancorată este

33

constituită dintr-o tijă metalică introdusă în beton sau răşină sintetică şi prevăzută la o extremitate cu un dispozitiv care se fixează sau se ancorează în găurile de mină (fig.2.19), iar la capătul opus, cu un dispozitiv de strângere. Cu ajutorul ei, pachetul de roci situat între punctul de fixare sau ancorare şi punctul de strângere este comprimat şi consolidat. Zona consolidată preia presiunea minieră, iar masivul de roci devine autoportant.

După modul de fixare, ancorele pot fi cu cap de expandare (cu pană sau cu cochilie), cimentate sau fixate prin fricţiune.

Fig.1.19. Consolidarea rocilor Fig.1.20. Ancoră cu pană: cu susţinere ancorată. 1 – pană; 2 – tijă; 3 – piuliţă; 4 – bacuri.

Ancorele cu făgaş şi pană sunt constituite dintr-o tijă de oţel cu diametrul de 25-30 mm, care la unul din capete are o despicătură cu lungimea de 15-20 cm pentru a face loc penei, iar la celălalt capăt este filetată pe o lungime de 15-20 cm. Extremitatea crestată a tijei împreună cu pana de oţel se introduc în gaura de mină (fig.2.20). Pana se sprijină pe talpa găurii, apoi se bate tija la capul exterior, care prin deplasare produce pătrunderea penei în făgaşul tijei, deschizând astfel fălcile care strâng puternic în pereţii găurii.

Pe capătul filetat al tijei, rămas în afara găurii de ancorare, se montează o plăcuţă de bază şi cu ajutorul unei piuliţe se strânge de peretele lucrării miniere cu o forţă de pretensionare de 40-80 kN, care asigură şi fixarea în gaură.

Ancorele descrise pot să se fixeze puternic în pereţii galeriilor dacă rocile din talpa găurii opun o rezistenţă suficientă penelor metalice şi nu admit penetrarea acestora sub influenţa percuţiilor.

Ancorele cu cap de fixare expandabil (cu cochilie) utilizează acelaşi principiu de funcţionare, însă au o tehnologie de execuţie mai complexă (fig.2.21). O pană centrală este solidarizată cu tija, care se termină cu o piuliţă hexagonală. Rotind tija prin intermediul piuliţei, pana coboară şi deschide cele două bacuri, determinând astfel pătrunderea lor în pereţii găurii de mină şi fixarea întregii tije.

Ancorele cu teacă de expandare (fig.2.22) se utilizează frecvent la montaje subterane de scurtă durată şi nu necesită corespondenţă între lungimea ancorei şi a găurii de mină, putând fi recuperate integral. Pentru plantarea unei astfel de ancore, tija care are sudată o placă tronconică la unul din capete se introduce într-o ţeavă de oţel cu tăieturi de 15-20 cm pe 4-6 generatoare. Ţeava se introduce împreună cu tija în gaura de ancorare, iar pe capul filetat al tijei se introduce plăcuţa de bază şi se strânge cu o piuliţă.

34

Fig.1.21. Ancoră cu cochilie. Fig.1.22. Ancoră cu teacă de expandare: 1 – ţeavă despicată pentru expandare; 2 – tijă.

Ancorele cimentate realizează aderenţa între tijă şi pereţii găurii pe întreaga lungime sau numai pe o porţiune [7]. După modul de introducere a mortarului de ciment în gaură se disting două procedee: Injecto şi Perfo.

Procedeul Injecto constă în umplerea găurii de mină cu mortar sau ciment şi introducerea unei tije metalice canelate (fig. 2.23) sau a unor cabluri de mină mai vechi (fig. 2.24).

Fig.2.23. Montarea ancorelor Fig.2.24. Ancora din cablu Cabolt. după procedeul Injecto.

După epuizarea perioadei de priză a mortarului este asigurată aderenţa între tijă şi rocile înconjurătoare şi totodată o portanţă ridicată, capabilă să preia efortul. Capătul tijei rămas în afara găurii de mină este prevăzut cu filet şi piuliţă.

Încărcarea materialului în găuri se execută cu ajutorul unei pompe pneumatice. La sfârşitul operaţiei de refulare a betonului are loc introducerea tijei metalice, iar după epuizarea timpului de întărire a mortarului se bandajează tavanul lucrării miniere cu plăci sau tablă groasă, combinate uneori cu plase metalice fixate cu piuliţele tijelor.

Utilizarea cablurilor flexibile în locul tijei (fig.2.25, fig.2.26) are următoarele avantaje: cablurile pot fi introduse în gaura de mină la orice lungime, din spaţii înguste; sunt relativ ieftine; au portanţă mare; prezintă rezistenţă la coroziune.

35

Fig.2.25. Ancora din cablu Flexitrope. Fig.2.26. Ancora din cablu Dywidag.

Experienţa în domeniul susţinerilor ancorate din cabluri pune în evidenţă conlucrarea eficientă a acestui tip de susţinere cu rocile înconjurătoare, în condiţiile unor solicitări extreme şi manifestări de sarcini dinamice. Constructiv, tijele de ancorare reprezintă tronsoane de cabluri de mină uzate cu diametrul de 25 mm sau 28 mm, asigurând astfel spaţiul necesar introducerii liantului de fixare în găuri de ancorare cu diametrul de 52 mm respectiv 55 mm. Lungimea tronsoanelor de cabluri se alege în funcţie de condiţiile geomecanice întâlnite.

Din punct de vedere al modului de implantare în masivul de rocă, ancorele din cabluri pot fi de tip rigid – când se montează individual, fiind tensionate în găurile de mină prin intermediul plăcilor de fixare – sau de tip flexibil – cazul sistemului Flexibolt –, când ambele capete ale cablului sunt implantate în rocă, tensionarea realizându-se cu ajutorul unor dispozitive specifice de întindere a cablului.

Fixarea ancorelor în găurile de mină se poate realiza prin două procedee:fixarea mecanică de tip punctiform a tijei rigide de ancorare în gaura de mină;fixarea în regim relaxat a tijelor rigide şi flexibile de ancorare prin intermediul liantului

de legătură, pe toată lungimea găurii.

a b c dFig.1.27. Montarea ancorelor rigide din oţel: a – execuţia găurii de ancorare;b – introducerea şi fixarea ancorei; c – montarea tijei de injectare şi a dopului;

d – injectarea cu mortar de ciment pe toată lungimea găurii.Montarea ancorelor din cabluri flexibile cu ajutorul liantului de legătură necesită

parcurgerea fazelor ilustrate în fig.2.27.Calităţile principale ale ancorelor din cabluri sunt date de portanţa lor ridicată (până la

200 kN), rezistenţă mare la forfecare şi posibilitate de reglare a maleabilităţii în funcţie de grosimea pachetului de rocă ce trebuie consolidat. În acest caz, înălţimea de ancorare nu este limitată şi, ca urmare, acest fapt reprezintă un avantaj extrem de important la execuţia lucrărilor miniere de deschidere şi pregătire situate în zona de influenţă a abatajelor.

Procedeul Perfo este utilizat la ancorarea rocilor poroase, puternic fisurate şi chiar slab consolidate. În gaura de mină se introduc doi recipienţi de tablă perforaţi, umpluţi în prealabil cu ciment (fig.2.28). Introducerea tijei metalice în interiorul recipientului determină evacuarea unei anumite cantităţi de mortar prin orificii, care aderă cu rocile înconjurătoare şi duce la fixarea tijei metalice. Ancorele fixate cu răşini sintetice se introduc în capsule bicesuport care conţin o răşină poliesterică şi un catalizator cu agent de întărire. Capsulele se introduc apoi în gaura de mină, iar împingerea tijei duce la deschiderea lor şi la intrarea celor două substanţe în reacţie de polimerizare (fig.2.29, fig.2.30).

36

Fig.2.28. Procedeul Perfo.

Utilizarea răşinilor sintetice [43] în consolidarea tijelor de ancorare prezintă avantajul că, într-un interval de timp relativ scurt, se realizează ancorarea tijelor în cele mai variate tipuri de roci.

Fig.2.29. Consolidarea tijei cu Fig.2.30. Consolidarea tijei cu ajutorul răşinilor ajutorul răşinilor sintetice. poliesterice: 1 – tub cu răşină poliesterică;

2 – accelerator de priză; 3 – tijă metalică.Răşinile sintetice sunt de diferite tipuri, fiind introduse în fiole de sticlă sau de plastic ce

vor fi sparte la introducerea prin rotire a tijei ancorei în gaura de mină. La unul din capete, fiolele sunt prevăzute cu un dispozitiv de reţinere sub formă de stea (fig.2.31), care împiedică alunecarea din gaura de mină.

Fig.2.31. Fiolă cu răşină sintetică:1 – cameră pentru răşină; 2 – camera acceleratorului de priză; 3 – capac.

În Europa se utilizează pe scară largă fiolele cu răşini produse de firma CarboTech din Essen, al căror conţinut este constituit dintr-o răşină poliesterică nesaturată, stirol şi umplutură minerală. Acceleratorul este un peroxid organic.

Pentru adaptarea la cerinţele de lucru, aceste fiole se livrează cu următorii timpi de solidificare: 20-28 s; 1-2 min; 2-3 min.

37

Tabelul 2.9. Caracteristicile fiolelor cu răşini CarboTech.

Diametrumm

Lungimemm

Volumcm3

Unitate de

ambalajbuc/cutie

Greutatekg

23

300500600750

125208249311

30

7,812,814,519,0

28

300500600750

185308369462

20

7,712,615,118,7

32

300500600750

241402483604

15

7,712,815,219,1

Se acordă atenţie sporită raportului dintre diametrul găurii de mină şi diametrul tijei ancorei (tab.2.10).

Tabelul 1.10.Corelarea ancorei cu gaura de mină.Diametrul

tijeimm

Lungimea tijeim

Diametrul găurii

mm

Numărul, diametrul şi lungimea fiolei cu

răşini

201,21,832,4

28225/400325/600525/600

251,21,832,4

35232/400332/400432/400

321,21,832,4

43336/300536/300636/300

Utilizarea acestui procedeu de ancorare permite obţinerea rezistenţei la consolidare a rocilor în doar câteva minute de la implantarea tijei, rezistenţa ancorei la tracţiune-smulgere ajungând la 60-70 kN, iar în timp putând creşte până la 180-220 kN, în funcţie de tipul răşinii utilizate. Domeniul de utilizare al acestui tip de ancore îl reprezintă lucrările miniere cu durată de funcţionare relativ redusă.

Ancore cu fixare prin fricţiune cu rocile înconjurătoare. Procedeul Split Set constă în utilizarea unui tub metalic de formă tronconică şi a unei plăci de sprijin. Pentru fixarea plăcii de sprijin pe suprafaţa frontului de lucru, ancora este prevăzută cu un inel de reazem care, la rândul lui, se sprijină pe capătul superior al tijei prevăzut cu guler. Tubul metalic de ancorare, cu grosimea de 2,5 mm şi diametrul de 45 mm, este despicat pe toată lungimea sa.

Principiul de fixare al acestei ancore constă în reducerea diametrului iniţial pe măsura introducerii forţate a tijei în gaura de mină, lucru posibil datorită existenţei despicăturii longi-tudinale a ancorei.

Odată introdusă în gaura de mină, tija se comprimă pe toată lungimea, devenind un sistem dinamic de susţinere, datorită presiunii radiale exercitate prin cursa de revenire a tijei la diametrul său iniţial. Astfel se dezvoltă o forţă de comprimare radială, care determină

38

fixarea rocilor în profunzime. Placa de reazem asigură, la rândul ei, consolidarea rocilor prin contactul frontal cu pereţii lucrării miniere, comprimând zona cu o forţă de 25 kN.

Fig.2.32. Ancora Split Set: 1 – tijă metalică; 2 – placă de reazem; 3 - inelde fixare; 4 – gaură de mină.

Procedeul Swellex de fixare a ancorelor constă în gonflarea elastică a tijelor metalice tubulare prin refularea sub presiune a agentului hidraulic (ulei sau apă) în spaţiul ermetic din interiorul tijei până la producerea efectului de comprimare asupra pereţilor găurii de mină (fig.2.33).

Cele mai utilizate metode pentru dimensionarea susţinerii ancorate sunt: metoda Bieniawski, metoda grinzii autoportante şi metoda interacţiunii masiv de rocăancorătimp.

Metoda Bieniawski are la bază ipoteza sarcinilor date din interiorul bolţii de echilibru ce se formează în acoperişul lucrării miniere.

Fig.2.33. Fixarea ancorei Swellex:

a – creşterea gradului de consolidare a rocilor;b – eforturi radiale în urma gonflării tijei.Înălţimea bolţii de echilibru, hb:

[m] (2.72)

unde: RMR este indicele Bieniawski, care poate avea valori în intervalul 20-100 în funcţie de tipul şi natura rocilor interceptate (tab.2.11)k1 – coeficient ce ţine cont de metoda de săpare a lucrării miniere:k1 = 1, în cazul săpării cu combina;k1 = 0,94, în cazul săpării prin perforare-împuşcare, în condiţii bune de lucru;k1 = 0,80, în cazul săpării prin perforare-împuşcare, în condiţii grele de lucru;B – lăţimea lucrării miniere, m.

Tabelul 2.11. Valoarea indicelui RMR

Tăria rocii RMR Parametrii de rezistenţă ai rocii

39

CoeziuneaMPa

Unghiul de frecare interioară

gradeMoale 20-40 <15 <20Medie 41-60 15-25 20-30Tare 61-80 25-35 30-40

Foarte tare 81-100 >35 >40Lungimea ancorei, La:

[m] (2.73)

unde: γ este greutatea volumetrică a rocilor din acoperiş, t/m3;σx – tensiunea orizontală, MPa.

Dacă nu se cunoaşte tensiunea orizontală, se poate folosi relaţia:

[m]

Portanţa ancorei, Pa:

[kN] (2.74)

unde: σt(v) este rezistenţa la tracţiune a oţelului de execuţie, MPa;σr(a-r) – rezistenţa de rupere a sistemului ancoră-rocă, MPa;Distanţa dintre ancore, da:

[m] (2.75)

Raportul între lungimea ancorei şi distanţa dintre ancore trebuie să se situeze în intervalul:

(2.76)

Metoda grinzii autoportante [43] are la bază ipoteza susţinerii, care consideră că, în urma ancorării pachetului de roci, în jurul ancorelor mărginite de suprafeţe curbe se formează zone de acţiune ale unor tensiuni de comprimare în locul celor de întindere existente înainte şi care provocau distrugerea rocilor.

După ancorare, în tavan se formează o grindă autoportantă de grosime d, care are rolul de a prelua sarcina q a rocilor relaxate de deasupra.

1. Valoarea maximă a sarcinii q se determină astfel:

[kN/m2] (2.77)

în care:

(2.78)

iar

40

[m] (2.79)

unde: σrt este rezistenţa de rupere la tracţiune a rocii, MPa;λ – coeficientul presiunii laterale a rocilor;Fμ – forţa de frecare dintre grindă şi rocă, kN;P0 – presiunea laterală a rocii;Sa – distanţa dintre rândurile de ancorare, m;d – grosimea pilierului de rocă consolidat (grosimea grinzii autoportante), m;ks – coeficientul de slăbire structurală a rocii;a – distanţa de la vatra galeriei, m:

B – lăţimea galeriei, m;F0 – săgeata încovoierii grinzii de rocă, m;La – lungimea ancorei, m;l – lăţimea grinzii, m.

Dimensiunile zonei relaxate, respectiv înălţimea f şi lăţimea B1 pot fi stabilite fie cu formulele lui Orlov, fie cu formulele lui Salustowicz.

● După Orlov, înălţimea f a zonei relaxate (fig.2.34) se calculează astfel:- pentru galerii situate în afara zonei de influenţă a exploatării:

[m] (2.80)

- pentru galerii situate în zona de influenţă a exploatării:

[m] (2.81)

unde: B1 = B+2·h1, m;h1 – înălţimea prismelor de reazem din pereţii laterali, m:

h – înălţimea lucrării miniere, m;μ0 – unghiul de frecare interioară a rocilor din pereţii laterali, grade;H – adâncimea de amplasare a lucrării miniere, m.

41

Fig.2.34. Calculul dimensiunilor zonei Fig.2.35. Calculul dimensiunilor zonei relaxate după Orlov. relaxate după Salustowicz.

În cazul formei tridimensionale a zonei relaxate, sarcina q pe care o poate prelua grinda autoportantă este :

[kN/m2] (2.82)

1. Salustowicz consideră că în jurul lucrării miniere se formează o zonă relaxată de formă eliptică (fig.1.35), a cărei înălţime f se calculează cu relaţia:

[m] (2.83)

unde:

În acest caz, sarcina grinzii autoportante va fi:

[m] (2.84)

2. După Barton, mărimea sarcinii grinzii autoportante se poate calcula cu relaţia:

[kN/m2] (2.85)

unde: Jr este indicele rugozităţii fisurii rocilor (pentru suprafeţe netede, uşorondulate, Jr = 2);Q – indicele calităţii rocilor, care se poate determina din relaţia:

RMR – indicele de calitate a rocilor după Bieniawski (tabelul 2.11)

3. Bieniawski stabileşte portanţa grinzii în funcţie de indicele RMR conform relaţiei:

[kN/m2] (2.86)

Pentru toate cazurile considerate, grinda autoportantă ce se formează deasupra lucrării miniere în urma consolidării stratelor de rocă reuşeşte să preia greutatea rocilor relaxate dacă este îndeplinită condiţia:

(2.87)

unde: ks este coeficient de siguranţă (ks = 1,5-2);qs – greutatea rocilor relaxate de deasupra grinzii.

Metoda interacţiunii masiv de rocă–ancore–timp are la bază ipoteza zonei deformaţiilor neelastice, conform căreia calculul susţinerii se bazează pe implicarea acţiunii şi influenţei ancorelor asupra stării secundare de tensiune-deformare în masivul din jurul lucrărilor miniere.

42

În vederea rezolvării problemei interacţiunii masiv de rocă–ancoră se consideră că masivul de rocă este un mediu liniar defavorabil, ponderabil afectat de o excavaţie, iar ancora suportă deformaţii longitudinale, acţiunea acesteia asupra masivului înlocuindu-se cu o stare de tensiune σi la cele două capete ale ei, echilibrată de o stare de tensiune distribuită pe suprafaţa găurii.

Fig.2.36. Susţinerea ancorată: 1 – tijă; 2 – masiv de rocă; 3 – material de legătură.

Pentru efectuarea calculelor, într-o secţiune a lucrării miniere se consideră sistemul de n ancore cu lungimea La şi cu distanţa as între secţiuni (fig.2.36).

În acest caz, în funcţie de deplasările ui suferite de ancoră, expresia stării de tensiune σii a ancorei i din secţiunea studiată are forma:

[N/mm2] (2.88)

unde: λL este rigiditatea longitudinală a ancorei:

[mm]

Sta – suprafaţa secţiunii transversale a tijei ancorei;Ui

P – deplasarea ancorei în urma pretensionării;Ea – modulul de elasticitate al materialului din care este confecţionată ancora.

Deformarea ε a masivului de rocă din jurul lucrării se determină astfel:

[mm] (2.89)unde: εN este deformarea masivului din jurul lucrării miniere nesusţinute, mm;εa – deformarea masivului ca urmare a acţiunii ancorelor, mm.

În consecinţă, pentru ancora i deplasarea masivului de rocă va fi:

[mm] (2.90)

unde: UiN este deplasarea lucrării miniere nesusţinute, mm;

Uia – deplasarea produsă sub acţiunea ancorei, mm.

Conform teoriei deformabilităţii liniare a masivului, se scrie relaţia:

[mm] (2.91)

în care δik sunt coeficienţi ce exprimă influenţa tensiunilor σk create în masiv ca urmare a deplasării rocilor corespunzătoare ancorei i.

În baza relaţiilor (1.88) şi (1.91) se poate scrie:

43

(2.92)

Evaluând relaţia (1.89) se ajunge în final la sistemul de ecuaţii al deplasărilor necunoscute, sistem a cărui formă este de tip matricial:

(2.93)

Coeficienţii δik, care exprimă influenţa ancorelor şi în secţiunile vecine, nu doar în cea considerată, pot fi determinaţi cu relaţia:

(2.94)

Implicarea fluajului rocilor în starea de tensiune-deformare a masivului se poate aprecia prin înlocuirea constantelor elastice E şi μ cu operatorii de fluaj Et şi μt, de tipul:

(2.95)

Atunci când ancorele sunt montate imediat la frontul de săpare, fluajul sistemului începe după realizarea ancorării şi, ca urmare, componenta Ui

N(t) va avea forma:

(2.96)

unde:

(2.97)

iar

(2.98)

în care:

iar Γ(1-α) şi Γ(2-α) reprezintă funcţia „gama” şi α, β, δ – parametrii de fluaj ai rocii.Considerând montarea simultană a ancorelor, sistemul redat conform relaţiei (1.93), cu

evaluarea operatorilor de timp poate fi scris sub forma:

(2.99)

unde: f(t) şi φ(t) sunt funcţiile fluajului (φ(t)=0 şi f(t)=0);K(t) – matricea sistemului, ale cărei elemente depind de timp ([K(t)]=[K]).

Rezolvând ecuaţia (1.99), pentru valorile fixate ale lui t se obţine istoricul stării de tensiune-deformare a sistemului de ancorare. Astfel, dacă timpul de montare a ancorelor este tma0, adică acestea se montează după o oarecare perioadă de la dezvelirea rocii, atunci relaţia va avea forma:

44

(2.100)

Pe de altă parte, evaluând distanţa de la locul de montare a ancorelor la frontul în săpare al lucrării miniere, precum şi timpul de intrare în funcţiune a acestora, relaţia va avea forma:

(2.101)

Calculul de dimensionare prezentat are caracter general, putând fi aplicat la determinarea parametrilor tuturor tipurilor de ancore. Pe de altă parte, acest calcul facilitează abordarea proiectării susţinerii ancorate cu elucidarea interacţiunii sistemului de susţinere cu masivul de rocă din jurul lucrărilor miniere, determinarea forţelor ce apar în ancore şi prognozarea stării secundare de tensiune-deformare din masivul de rocă susţinut, cu evaluarea gradului de stabilitate a rocilor şi respectiv a excavaţiei subterane.

2.1.7. Organizarea muncii

Organizarea cuprinde activităţile prin care se planifică şi se controlează folosirea forţei de muncă şi a mijloacelor materiale în frontul de lucru al galeriei pentru săparea, susţinerea şi amenajarea acesteia conform destinaţiei.

Calculul consumului de muncă se face pe baza volumului de muncă pentru fiecare operaţie şi a normei compuse de timp pentru executarea acesteia.

01. Perforarea găurilor:

[om·min/ciclu] (2.102)

unde: P reprezintă pasul de înaintare, m/ciclu;G – numărul de găuri de perforat;K – coeficient de folosire a găurilor (K = 0,85);m01 – norma compusă de timp pentru perforarea găurilor, om·min/metru de gaură;

02. Încărcarea găurilor cu exploziv şi împuşcarea lor:


în care m02 este norma compusă de timp pentru încărcarea şi împuşcarea găurilor, om·min/metru de gaură;

03. Încărcarea şi evacuarea rocii:


unde: S este secţiunea galeriei, m2;γ – greutatea volumetrică a rocilor, t/m3;

m03 – norma compusă de timp pentru încărcarea şi evacuarea rocii, om·min/tonă de rocă.

04. Susţinerea galeriei:

45


unde: d este distanţa dintre armături, metri;m04 – norma compusă de timp pentru susţinere, om·min/cadru.

05. Montarea căii ferate provizorii:


în care m05 este norma compusă de timp pentru montarea căii ferate provizorii, om·min/metru galerie.

06. Montarea instalaţiilor conexe:


în care m06 este norma compusă de timp pentru montarea instalaţiilor conexe, om·min/metru galerie.

07. Controlul frontului de lucru:


unde: n este numărul de muncitori din frontul de lucru;t07 – timpul necesar controlului frontului, min.

08. Aeraj şi odihnă:


în care t08 este timpul necesar aerisirii frontului de lucru, min.

09. Montarea căii ferate definitive şi amenajarea galeriei:


în care m09 este norma compusă de timp pentru montarea căii ferate definitive şi amenajarea galeriei, om·min/metru galerie.

Consumul de muncă pentru montarea căii ferate definitive şi amenajarea galeriei se va calcula separat, deoarece se efectuează după o avansare a frontului galeriei cu 10-15 m.

Dacă se urmăreşte folosirea completă a timpului de muncă şi închiderea ciclului pe durata schimbului [55, 61], trebuie îndeplinită condiţia ca timpul de muncă disponibil să fie egal cu consumul total de muncă pentru executarea tuturor complexelor de operaţii, respectiv:


sau:

46

Pasul de înaintare pe ciclu (exclusiv montarea căii ferate) care poate fi realizat de o echipă formată din n muncitori se calculează astfel:

[m/ciclu] (2.112)

Numărul necesar de muncitori pentru realizarea pasului de înaintare:

[om/ciclu] (2.113)

Pentru pasul de înaintare rezultat ca optim se calculează volumele de lucrări şi consumul de muncă necesar executării fiecărei operaţii, pe baza căruia se întocmeşte ciclograma (fig.1.37).

Consumul de muncă, cuprinzând şi montarea a 10 m de cale ferată definitivă, se stabileşte cu relaţia:

[om·min/ciclu complet] (2.114)

în care Mc este cantitatea de muncă necesară pentru executarea unui ciclu complet, adică 10 m de galerie amenajată cu cale ferată definitivă.

Productivitatea muncii reprezintă lungimea medie de galerie realizată de un muncitor pe durata unui schimb şi se calculează cu formula:

[m/om·sch] (2.115)

47

Fig.2.37. Graficul de organizare a execuţiei unei galerii prin perforare-împuşcare.

Norma complexă de producţie a formaţiei de săpare este:

[m/om·sch] (2.116)

Costul săpării unui metru de galerie se determină astfel:

[lei/m] (2.117)

unde: qi reprezintă consumuri specifice de materiale şi energie pe metru degalerie, unităţi/metru galerie;pi – preţurile materialelor consumate şi energiei, lei/u.p.;r – retribuţia medie a muncitorilor din echipă, lei/post;Cfixe – cheltuieli fixe care nu depind de pasul de înaintare (amortismente, aeraj,

evacuarea apelor, retribuţii personal de deservire etc.), lei.

2.2. Săparea mecanizată a galeriilor

Tehnologia de executare mecanizată a unei galerii poate fi definită ca un ansamblu de soluţii tehnico-inginereşti şi organizatorice care să permită realizarea în condiţii de eficienţă, în deplină securitate, a unei anumite lungimi de galerie incluzând: tehnologia de săpare şi susţinere provizorie, lărgirea şi susţinerea definitivă atunci când aceasta nu s-a realizat în prima fază, amenajarea definitivă a galeriei; parametrii fazelor menţionate, tehnologia şi mecanizarea operaţiilor, secţiunea lucrării, tipul şi densitatea susţinerii, echipamentele utilizate pentru transportul masei miniere provenite de la săpare şi pentru transporturile auxiliare, schemele de alimentare cu energie electrică, principalele echipamente electrice, scheme de amplasare a utilajelor, scheme de execuţie şi graficul forţei de muncă.

Săparea mecanizată a galeriilor conduce la obţinerea unor viteze de săpare de până la 5 ori mai mari decât cele de la tehnologia de execuţie prin perforare-împuşcare, la păstrarea rezistenţei rocilor înconjurătoare şi la reducerea personalului de lucru.

Săparea cu ajutorul combinelor de înaintare este deosebit de utilă acolo unde este necesară executarea galeriilor lungi într-un timp scurt.

Combinele de săpat galerii se pot clasifica astfel:după modul de tăiere a rocii:combine cu tăiere punctiformă;combine cu tăiere prin impact;combine cu tăiere integrală;după domeniul de aplicare:pentru lucrul în cărbune, în fronturi mixte şi roci sterile cu rezistenţa maximă la

compresiune de până la 800 daN/cm2;pentru lucrul în roci sterile cu rezistenţă mai mare de 800 daN/cm2;după construcţia lor:după tipul organului de tăiere:- săgeată (coroane conice, coroane sferice, coroane radiale, coroane disc, coroane

tambur, mecanism percutant-aşchietor);- oscilante (bare, coroane, combinate);- foratoare (rotoare, roto-planetare);după tipul organelor de încărcare:

48

- cupe;- braţe încărcătoare;

- lanţuri cu raclete;- tamburi melcaţi;- lopeţi;

după tipul dispozitivelor de transportat-încărcat:- transportoare maşini (cu bandă, cu lanţ, inelare cu raclete);- reîncărcătoare (portale, remorcate, compuse);după tipul mecanismului de deplasare:- pe şenile;- păşitoare;- combinate.

2.2.1. Tipuri de combine

Tipurile de combine utilizate frecvent la săparea mecanizată a galeriilor vor fi descrise în continuare.

Combine cu tăiere punctiformă. Aceste combine sunt dotate cu un braţ telescopic prevăzut cu tambur rotativ cu cuţite care excavează frontul selectiv. Braţul se poate mişca în plan orizontal şi vertical pentru a acoperi întreaga secţiune a galeriei. Excavarea rocii se produce prin aşchiere cu ajutorul cuţitelor de pe rambur, dar domeniul de utilizare este limitat la roci cu rezistenţe sub 1100-1200 daN/cm2. De pe vatră, roca detaşată este evacuată de încărcătoarele maşinii, care deplasează materialul spre spate în vederea evacuării în vagonete sau pe bandă transportoare (fig.2.38).

Fig.2.38. Combina CI-1:1 – organ de tăiere; 2 – sistem de deplasare; 3 – transportor inelar;

4 – echipament electric; 5 – punct de comandă; 6 – transportor cu bandă.Combine cu impactori. Aceste combine realizează tăierea cu ajutorul unui ciocan

percutant acţionat pneumatic sau hidraulic, care este susţinut de un braţ montat pe mijlocul de deplasare. Domeniul de utilizare al acestor combine vizează dislocarea rocilor fisurate şi cu clivaj pronunţat. Extragerea se poate face selectiv atunci când în front se găsesc atât substanţe minerale utile cât şi roci sterile.

Combine cu tăiere integrală. Pentru a tăia în roci moi şi de tărie medie, dar suficient de stabile, precum şi în roci fără cuarţ, aceste combine pot fi echipate cu cuţite sau cu freze şi cuţite. Dacă, însă, tăierea are loc în roci tari până la extratari, organele de tăiere sunt dotate cu role.

49

După modul de acţiune al organului de tăiere asupra rocilor din front se disting: combine care dislocă rocile prin strivire şi combine care dislocă rocile sub acţiunea eforturilor de forfecare.

Cea mai largă utilizare o au combinele cu acţiune frontală, care dislocă rocile prin strivire. Organul de tăiere are formă de disc şi este echipat cu role de diferite forme (discuri, ştifturi sau dinţi), al căror număr şi mod de amplasare este ales în funcţie de tipul rocilor din front. Diametrul organului de tăiere este egal cu diametrul galeriei. Avansarea se produce axial, discul executând în timpul lucrului o mişcare de rotaţie în jurul axei sale, dislocând rocile prin sfărâmare în urma mişcărilor concentrice. Materialul dislocat este ridicat de pe vatra galeriei de cupele montate la periferia discului şi este deversat pe un transportor cu bandă sau raclete.

Tabelul 2.12. Combine cu tăiere integrală echipate cu role.

Caracteristicitehnice

UM

Tipul combinei

Robbins

161

WirthTB V-

H473

DemagTVM45H

Atlas-

Copco

FF550

Diametrul de tăiere M 4,86 4,73 4,8 5,5Puterea instalată kW – 760 1000 1000

Puterea motoarelor pentru acţionarea

capului tăietorkW 447 – 340 430

Momentul de rotire KN·m 950 760 700 –Viteza de rotire a

capului tăietorrot/min 7 5,4 6,6 –

Forţa de împingere kN 3500 6350 5000 –Masa T – – 190 230

La majoritatea tipurilor de combine, avansarea spre front se realizează cu sisteme păşitoare (fig.2.39).

Fig.2.39. Combina Demag TVM 4511:1 – cap de tăiere; 2 – dispozitiv hidraulic de fixare din faţă; 3 – cilindru hidraulic de avans;4 – motor de acţionare; 5 – dispozitiv hidraulic de fixare din spate; 6 – cabină de comandă; 7 – transportor cu

raclete; 8 – cupe de încărcare; 9 – curăţitoare; 10 – puncte de sprijin.

Combinele cu tăiere integrală, care dislocă rocile prin forfecare, au organul de tăiere format din 4-5 freze (discuri) amplasate asimetric pe suprafaţa frontului şi echipate la periferie cu dinţi sau cuţite din aliaje dure. Aceste combine realizează productivităţi ridicate, asigură grad sporit de securitate a muncii şi permit automatizarea procesului tehnologic.

50

2.2.2. Productivitatea combinelor

Productivitatea combinei de înaintare depinde de tipul organului de tăiere, parametrii constructivi ai combinei, condiţiile geo-miniere, caracteristicile fizico-mecanice ale rocii tăiate etc.

Productivitatea combinelor cu atac punctiform:Productivitatea teoretică a combinei, Qt, se exprimă prin cantitatea de masă minieră

detaşată din masiv:

[t/min] (2.118)

unde: H este înălţimea (grosimea) bancului de cărbune dislocat sau a rocii ladeplasarea transversală a organului de tăiere în front, m;B – adâncimea de tăiere a organului de tăiere în masivul de cărbune sau de rocă, m;vt – viteza transversală maximă de deplasare a organului de tăiere în unitatea de timp,

m/s;γ – masa specifică a cărbunelui sau rocii, t/m3 .Pentru coroana tăietoare conică a combinei de tip PK:

[m]

în care dc este diametrul maxim al coroanei după vârful cuţitelor.Productivitatea tehnică a combinei, Qteh, este mai mică decât cea teoretică şi se

calculează ca fiind productivitatea medie orară posibilă, cu luarea în considerare a timpilor pentru operaţii de manevră care nu se suprapun în timp cu cele de lucru şi pentru schimbarea cuţitelor uzate:

[t/h] (2.119)

în care Kteh este coeficientul de continuitate a lucrului combinei, care ia în considerare timpul efectiv de lucru al maşinii (Kteh = 0,3-0,5) şi se determină cu expresia :

(2.120)

unde: ks este coeficientul de siguranţă al combinei (ks = 0,85-0,95);Loe – distanţa parcursă de organul de tăiere în ciclul de lucru, m; se determină cu

expresia:

[m] (2.121)

unde: H1 este înălţimea lucrării săpate, m;Bj – lăţimea lucrării jos (la vatră), m;Bs – lăţimea lucrării sus (la tavan), m;To – durata opririlor combinei într-un ciclu de lucru, min:

[min] (2.122)

unde: Tp este timpul de pătrundere a organului de tăiere cu mărimea B pentru

51

viteza de avans va :

[min] (2.123)

Tom – consumurile specifice de timp pentru operaţiile de manevră legate de îndepărtarea combinei de la front cu mărimea a pentru schimbarea cuţitelor uzate:

[min] (2.124)

unde: Zs este consumul specific de cuţite, buc/m3;za – căderea admisă a cuţitelor, %;Z – numărul total de cuţite, buc.Consumul specific de timp la schimbarea cuţitelor este:

[min] (2.125)

în care ts este timpul necesar pentru schimbarea unui cuţit, min.Productivitatea de exploatare a combinei depinde de opririle menţionate mai sus şi de

opririle suplimentare datorate cauzelor tehnico-organizatorice: [t/h] (2.126)

în care ke este coeficientul de continuitate a lucrului, care ia în considerare toate opririle în funcţionarea combinei:

(2.127)

în care Tto este durata opririlor din cauze tehnico-organizatorice, min.Coeficientul care caracterizează gradul de folosire a posibilităţilor tehnice ale

combinei în condiţii concrete de lucru se determină astfel:

Productivitatea combinelor cu tăiere integrală:Productivitatea teoretică:

[m/h] (2.128)

unde: S este secţiunea în săpare a galeriei, m2;va – viteza de avansare în procesul săpării, m/min.Productivitatea tehnică:

[m/h] (2.129)

unde: va este viteza de avansare a combinei în condiţii geo-miniere concrete,m/min;

52

Kteh – coeficient care ţine seama de continuitatea procesului de tăiere, numit şi coeficient de utilizare (Kteh = 0,3-0,4).

Productivitatea de exploatare:

[m/h] (2.130)

în care ke este coeficient care ţine seama de toate întreruperile tehnologice survenite în procesul concret de producţie.

Coeficientul ke reprezintă, de asemenea, raportul dintre productivitatea de exploatare şi productivitatea teoretică.

2.2.3. Transportul rocilor

Pentru evitarea apariţiei stagnărilor în procesul de săpare mecanizată a galeriilor este necesar ca întrega masă minieră rezultată în urma tăierii continue a rocilor din front să fie preluată de utilaje de transport. În acest sens, este necesar ca mijlocul de transport să fie ales astfel încât timpul afectat pentru prelungirea căilor de rulare să fie minim, iar transportul materialelor spre front să nu influenţeze evacuarea rocii.

Transportul rocii prin galeriile în săpare se poate face utilizând mijloace pentru transport continuu (transportoare cu bandă, transportoare cu raclete, instalaţii de transport hidraulic şi pneumatic) sau discontinuu (transport pe cale ferată, instalaţii de monorai, cărucioare navetă etc.).

Alegerea mijlocului de transport este influenţată de următorii factori:tipul şi productivitatea combinei;tipul, destinaţia şi durata de serviciu a galeriei;secţiunea şi lungimea galeriei;tipul susţinerii utilizate şi modul în care executarea acesteia influenţează procesul de

tăiere;proprietăţile fizico-mecanice ale rocilor în care se sapă galeria.Transportul continuu. Pentru transportul continuu al rocilor se utilizează transportoare

cu bandă sau transportoare cu raclete, care pot dispune de capacităţi mari şi pot asigura evacuarea rapidă a rocilor.

Pentru evitarea stagnărilor în procesul de lucru, între transbordorul combinei şi transportorul principal se va introduce un transportor călăreţ cu raclete, care se suprapune peste cel principal. Transportorul călăreţ se poate deplasa odată cu combina (fig.1.40).

Introducerea unui transportor cu raclete intermediar între transbordorul combinei şi transportorul cu bandă (fig.1.41) permite lungirea transportorului cu bandă pe tronsoane de 150-200 m. Cea mai indicată soluţie o reprezintă utilizarea transportoarelor cu bandă extensibile.

Fig.2.40. Transportul rocii cu transportor cu raclete şi transportor intermediar călăreţ:1 – combină; 2 – transbordor; 3 – transportor cu raclete călăreţ; 4 – transportor cu raclete.

53

Fig.2.41. Transportul rocilor cu transportor cu bandă şi transportor intermediar cu raclete: 1 – combină; 2 – transbordor; 3 – transportor cu bandă; 4 – transportor cu raclete.

Tabelul 2.13. Transportoare cu bandă fabricate în România.Caracteristici tehnice U.M. TMB-800 TMB-1000 TMB-1200

Lăţimea benzii Mm 800 1000 1200Capacitatea de transport t/h 200 460; 600 800; 1100

Viteza benzii m/s 1,6 2; 2,5 2,5; 3Diametrul maxim al bucăţilor de

rocă transportateMm 300 500 600

Puterea motoarelor KW 4200437; 455

475; 4100

Lungimea maximă pe orizontală M 840 1000 900

Aceste transportoare funcţionează în galerii cu înclinarea de până la 18; sunt echipate cu bandă greu combustibilă şi antistatică, iar echipamentul electric este executat în construcţie antigrizutoasă. Se fabrică în două variante constructive: pentru a funcţiona suspendat de tavanul galeriei sau montat pe vatră.

Pentru transportul rocilor rezultate la săparea tunelelor se utilizează transportoare cu bandă de mare capacitate cu lăţimea benzii de: 1400; 1600; 1800; 2000; 2200 mm, care au capacităţi de transport de 4700; 6300; 8000; 10000; 12500 m3/h.

Când rocile din front se utilizează pentru rambleere transportul acestora se realizează cu instalaţii de transport hidraulic sau pneumatic.

Tabelul 1.14. Transportoare cu raclete fabricate în România.

Caracteristici tehnice U.M. TR-2 TR-3 TR-4 TR-5 TR-6TR-

7Capacitate de

transportt/min 0,7; 1,1 2,5; 4,1 4,1; 6 3,3; 4,1 3,3; 4,1 7; 10

Înclinarea maximă grd. 20 20 20 10 35Lăţimea jgheabului mm 444 596 642 596 632 736Numărul lanţurilor buc. 2 2 3; 2 2 1; 2 2; 1

Puterea unui grup de acţionare

kW 13 22 45 40 55 110

Număr grupuri acţionare

buc. 1 4 4 3 4 2

Lungimea maximă m 60 120 240 120 240 120

Transportul discontinuu se poate face pe cale ferată, pe monorai, cu cărucioare navetă şi alte mijloace de transport.

Transportul pe calea ferată se face cu vagonete care, după descărcarea rocii, pot transporta materialele necesare la front.

Acest tip de transport implică stagnări în procesul de tăiere datorită prelungirii periodice a căii ferate şi schimbării garniturii în punctul de încărcare.

Garnitura de vagonete se încarcă prin deplasarea succesivă a vagonetelor sub capul de deversare al transbordorului ataşat combinei.

54

Fig.2.42. Transportul cu vagonete uilizând cale ferată dublă în spatele combinei:1 – combină; 2, 3 – tronsoane de cale ferată; 4 – transbordorul combinei;

5 – vagonete pline; 6 – vagonete goale.

Evacuarea apei din galerie, în vederea protejării căii ferate, se realizează prin canalul de scurgere asigurând o pantă a galeriei de minim 2‰, dar pentru a elimina posibilitatea deplasării libere a vagonetelor pe calea ferată este necesar ca panta galeriei să nu depăşească 7‰.

Ecartamentul căii ferate poate avea următoarele valori: 570; 600; 630; 750; 760 mm.Vagonetele utilizate pentru transport pot fi: cu cutie fixă, care se descarcă prin

culbutare; cu cutie al cărei perete lateral este rabatabil; cu cutie având fundul rabatabil; cu cutie basculantă lateral.

Tabelul 1.15. Tipuri de vagonete de mină fabricate în România.

Tip vagonetCapacitate

cutie[m3]

Dimensiuni vagonet [mm] Ampatame

nt[mm]

Masa[kg]

lungimelăţim

eînălţim

eVagonete cu cutie fixă

VF-0,6 0,6 1330 794 1100 450 390VF-0,75/

OOA0,75 1530 794 1100 450 390

VF-1 1 1710 809 1215 475 550VF-1D-OO 1 1700 810 1222 476 554

Vagonete autodescărcătoare (cu perete rabatabil)VA-OO-OO 3 3598 1100 1400 1400 2550VA-1235-O 3 3600 1100 1400 1400 2300

Vagonete cu cutie basculantă lateralVBL-0,6B-O 0,6 1450 744 1179 476 550VBL-1B-O 1 1900 808 1286 550 680VBL-1-OO 1 1900 801 1250 550 507

VBL-0,6-OO 0,6 1700 745 1150 450 410

Pe distanţe scurte vagonetele pot fi tractate de trolii cu cabluri care trebuie să aibă coeficient de siguranţă 6 în raport cu sarcina transportată.

Tractarea cu trolii se aplică mai mult în punctele de încărcare şi de formare a galeriilor, iar pentru acţionarea troliilor se utilizează motoare electrice.

Locomotivele de mină pot fi acţionate cu energie electrică, pneumatică sau cu motoare Diesel. Locomotivele acţionate cu energie electrică pot fi cu troleu sau cu acumulatori (tabelul 2.16).

Tabelul2.16. Locomotive electrice de mină.Caracteristici tehnice UM Cu troleu Cu acumulatori

55

LMT-7 LMT-14LA-4

(LTA-4N)LA-4N

LTA-8

Forţa de tracţiune kN 13,2 18,5 4,7 16

Vitezakm/

h11,3 15,2 6,42 9,7

Puterea instalată kW 220 245 24,5 221Tensiunea de alimentare V 250; 550 550 72 240

Raza minimă de înscriere la curbe

m 7 15 6 11

Dimensiuni de gabaritlungime mm 4140 6000 3166 4990lăţime mm 980 1250 895 1200

înălţime mm 1550 1650 1600 1750Masa t 7 14 4 8

Locomotivele Diesel de mină (LDM) produse şi utilizate în România sunt: LDM-45; LDMS-45; LDMH2-45. Acestea sunt acţionate de motoare cu puterea de 33 kW, care dezvoltă o forţă de tracţiune de 17 kN. Raza minimă a curbelor în care se pot înscrie este de 10 m.

Locomotivele de mină pneumatice (LMP) se utilizează în lucrările cu pericol de aprindere al gazelor sau prafurilor explozive. În România se produc locomotivele LMP-25 şi LMP-50, acţionate de unul respectiv două motoare pneumatice.

Atunci când apar dificultăţi legate de manevrarea vagonetelor la încărcare şi descărcare sau la transportarea materialelor lungi se utilizează trenuri navetă autodescărcătoare.

Transportul pe monorai prezintă următoarele avantaje: calea de rulare nu este afectată de acumulări de apă, de denivelările şi umflarea vetrei, de eventuale căderi de rocă pe vatra galeriei. Calea de rulare este formată din una sau două linii executate din segmente de oţel cu profil I, asamblate printr-un sistem de îmbinare rapidă şi ancorate de elementele susţinerii.

Transportul cu cărucioare navetă pe pneuri prezintă avantajul că materialul dislocat în urma tăierii este preluat de cărucioare cu construcţie compactă, gabarite mici, cu o bună manevrabilitate şi cu deplasare în ambele sensuri fără întoarcerea căruciorului.

2.2.4. Susţinerea galeriilor

În procesul de săpare mecanizată a galeriilor operaţia de susţinere are o pondere cuprinsă între 30 şi 40%.

O susţinere bine aleasă conlucrează cu masivul, acceptându-i deformaţiile, ştiut fiind că rolul susţinerii nu este cel de combatere a presiunilor, ci de preluare cât mai elastică a deformaţiilor.

Evoluţia continuă a tehnologiilor de săpare mecanizată a condus la perfecţionarea procedeelor de susţinere.

În vederea mecanizării susţinerii cu arce metalice s-au construit manipulatoare acţionate de un motor electric amplasat pe cărucior portativ care culisează pe o cale ferată tip monorai aşezată la tavanul lucrării în săpare. Prin aplicarea acestei tehnologii timpul de muncă se reduce cu 50-80%, timpul de susţinere cu 40-60%, iar avansarea lunară creşte cu 50-60 m.

Tehnologia de săpare şi susţinere mecanizată a galeriei cu prefabricate din beton elimină operaţia de susţinere provizorie. Această tehnologie se bazează pe o serie de perfecţionări aduse combinelor de înaintare privind acţionarea hidraulică.

Utilizarea tehnologiei mecanizate de susţinere la tăierea cu combina prezintă următoarele avantaje:

reduce secţiunea în săpare cu peste 20%;reduce durata de susţinere cu 80%;

56

reduce consumul de muncă;creşte considerabil viteza de săpare;reduce efortul fizic;creşte productivitatea muncii;organizarea procesului de săpare-susţinere este simplă.

2.2.5. Organizarea muncii

Analiza procesului simplu de săpare. Este necesară tratarea separată a operaţiilor care se execută mecanizat faţă de operaţiile care se execută manual, pentru că duratele şi consumurile de muncă aferente operaţiilor mecanizate sunt influenţate de factori specifici acestor operaţii.

Analiza procesului de săpare cu combina se face corect doar în măsura în care se dispune de date privind factorii care influenţează duratele şi consumurile de muncă în cadrul operaţiilor mecanice şi manuale

În literatura de specialitate există mai multe concepţii de analiză a procesului de săpare a galeriilor cu combina.

Una dintre acestea [44] împarte procesul de săpare în complexe de operaţii (tăierea şi încărcarea masei miniere cu combina şi manevrarea vagonetelor; susţinerea cu cadre metalice şi bandajarea galeriei; montarea căii ferate provizorii; intrarea în frontul de lucru; pauză de odihnă; ieşirea din frontul de lucru; montarea căii ferate definitive), după care împarte complexele de operaţii în operaţii simple. În această concepţie de analiză nu se ţine seama explicit de factorii care influenţează duratele şi consumurile de muncă în cadrul operaţiilor.

O a doua concepţie de analiză a procesului de săpare cu combina defineşte separat operaţiile mecanice şi operaţiile manuale, precizează factorii care influenţează mărimea normativă ce caracterizează operaţia, determină o mărime normativă pentru valori precizate ale factorilor de influenţă şi stabileşte coeficienţi de corecţie pentru valori diferite ale factorilor de influenţă în raport cu valoarea luată în calcul la stabilirea mărimii normate.

Conform acestei concepţii, există doar o operaţie mecanizată – tăierea propriu-zisă cu combina – pentru care mărimea normativă caracteristică este productivitatea tehnică exprimată în m3/min, determinată pentru rocă cu un anumit coeficient de tărie f. Productivitatea tehnică se corectează cu trei coeficienţi: coeficientul care ţine seama de schimbarea condiţiilor geologice (rocă cu alt coeficient f de tărie faţă de roca în care s-a determinat productivitatea tehnică) şi coeficientul de disponibilitate. Productivitatea tehnică se normează pentru fiecare tip de combină.

Sunt identificate cinci operaţii manuale care asigură buna funcţionare a combinei: schimbarea cuţitelor; curăţirea vetrei în front şi aruncarea materialului pe încărcătorul combinei; spargerea blocurilor; schimbarea vagonetului sau garniturii de vagonete; demontarea şi montarea căii ferate provizorii. De asemenea, se identifică cinci operaţii de susţinere şi cinci grupe de operaţii auxiliare.

În tabelele 1.17 şi 1.18 se prezintă consumurile normate de muncă pentru fiecare din operaţiile menţionate, pe tipuri de combine, factorii de care s-a ţinut seama la determinarea mărimii normative şi coeficienţii de corecţie pentru alte condiţii decât cele normative. Datele din paranteze arată valorile factorilor pentru care au fost stabilite normativele.

Tabelul 1.17.Normative tehnologice şi consumuri de muncă la săparea galeriilor cu combina

Simboloperaţie

SpecificaţiiConsumuri de muncă pe

tipuri de combineGPK 4 PP 2

0 1 2 3

57

1

OPERAŢII MECANIZATEExcavare cu combina

Productivitatea tehnică a combinei, q1, m3/min

0,9 (pentruf = 1,5)

0,35 (pentruf = 5)

Coeficient ce ţine seama de timpii operaţiilor de manevră şi ajutătoare, k1

0,9 0,9

Coeficient ce ţine seama de schimbarea condiţiilor geo-miniere, k2

(influenţa se evidenţiază prin intermediul coeficientului f de tărie a

rocii)

1,602/f - 0,0684,950/f +

0,010

2OPERAŢII MANUALE

Pregătirea şi încheierea schimbului,om·min/schimb

40 (pentru simplificarea calculelor 1 om·min/m3)

3Schimbarea cuţitelor, om·min/m3 0,402 (pentru f = 1,5)


0,421 + 0,386f

4

Curăţirea vetrei şi aruncarea materialului pe încărcătorul combinei,

om·min/m3 excavat

1,200 (pentruf = 1,5)

1,859 (pentruf = 5)


0,274 + 0,514f - -0,02f2

0,125 + 0,225f- -

0,01f2

0 1 2 3

5

Spargerea blocurilor, om·min/m3

excavat0,320 (f = 1,5) 0,683 (f = 5)


0,336 + 0,468f - -0,017f2

0,150 + 0,205f- - 0,007f2

6

Schimbarea vagonetului (decuplat),om·min/m3

3,07 (pentru nsch=2 oameni); L≤40 m; f = 1,5; qv = 1,0 m3

Coeficient ce ţine seama de schimbarea numărului de oameni de

la schimbarea vagonetelor, k6

0,810 + 0,091 nsch + 0,002 n2sch

Coeficient ce ţine seama de schimbarea distanţei de transport, k7

L/40


0,920 + 0,06 f + 0,002 f2

Coeficient ce ţine seama de schimbarea capacităţii vagonetului, k9

0,59 + 0,41/qv

Schimbarea vagonetului (în garnitură cu locomotiva), om·min/m3

L – lungimea medie de transport;v – viteza medie de mişcare a

garniturii;m – număr curse de transport pentru

un ciclu de săpare;p – avansul pe ciclu;

Sl – secţiunea liberă a galeriei

Pentru simplificare:

7 Demontarea şi montarea căii ferate provizorii, om·min/ciclu

9,43 p

58

Coeficient ce ţine seama de schimbarea numărului de căi, k10

k10 = 1, pentru o cale;k10 = 2, pentru 2 căi

Tabelul 1.18. Normative de consumuri de muncă pentru montarea susţinerii metalice

Nr.crt. Operaţii Consum de muncă0 1 2

8

Operaţii manuale la susţinereAducerea materialului de susţinere,

om·min/cadru12,5 (Ss = 10,6 m2; Ltr ≤ 20 m)

Coeficient ce ţine seama de variaţia secţiunii, k11

1,159 - 0,068 Ss + 0,005 Ss2

Coeficient ce ţine seama de distanţa de transport Ltr, k12

Ltr/20

9Pregătirea pilugilor, om·min/cadru 11,6 (f = 7)

Coeficient ce ţine seama de tăria rocii, k13

0,223 + 0,132 f - 0,003 f2

0 1 2

10

Îndreptarea pereţilor şi tavanului (la săparea cu combina lipseşte),

om·min/cadru13,25 (Ss = 10,6 m2; f = 7)

Coeficient ce ţine seama de schimbarea secţiunii lucrării, k14

0,364 + 0,060 Ss

Coeficient ce ţine seama de schimbarea tăriei rocii, k15

0,216 + 0,161 f - 0,007 f2

11Montare şi demontare pod, pregătire

pene şi distanţiere, pregătirea bridelor, verificarea direcţiei, om·min/cadru

8,0

12Montarea cadrului, om·min/cadru 41 (Ss = 10,6 m2)

Coeficient ce ţine seama de schimbarea secţiunii, k16

0,359 +0,035 Ss + 0,00245 Ss2

13 Bandajarea tavanului şi pereţilor cu umplerea golurilor, om·min/cadru:

săpare prin perforare-împuşcaresăpare cu combina

(Ss = 10,6 m2 şi 1/d = 1 cadru/m)

64,044,8

59

Coeficient ce ţine seama de variaţia secţiunii, k17

0,447 + 0,006 Ss + 0,0019 Ss2

Coeficient ce ţine seama de densitatea susţinerii, k18 (d este distanţa între cadre,

m)D

14

Operaţii manuale auxiliareMontarea căii ferate definitive,

om·min/m43,9 (f = 7)

Coeficient ce ţine seama de schimbarea tăriei rocilor, k19

0,820 + 0,040 f - 0,002 f2

Coeficient ce ţine seama de numărul de căi de transport, k20

k20 = 1, pentru o calek20 = 2, pentru 2 căi

15

a. Săpare canal fără susţinere, om·min/m:

prin împuşcarecoeficient ce ţine seama de schimbarea

tăriei rocilor, k21

cu combinacoeficient ce ţine seama de schimbarea

tăriei rocilor, k22

16,1 (f = 7)

0,700 + 0,057 f - 0,002 f2

4,5 (f = 5)

0,705 + 0,061 f – 0,002 f2

b. Susţinerea canalului, om·min/m 52,9Prelungirea tuburilor de aeraj şi a

conductei de apă, om·min/m7,8

16Prelungirea transportorului cu raclete,

om·min/m52,6 (ll = 1,5 m)

17Coeficient ce ţine seama de lungimea

prelungirii ll, k23

18 Prelungire monorai, om·min/m 20

Tabelul 1.19.Relaţii pentru determinarea duratelor, consumurilor de muncă şi numărului de oameni pe complexe

de operaţii şi operaţii la săparea galeriilor cu combinaNr.crt.

Complexe de operaţiişi operaţii

Parametrul Relaţia de calcul

0 1 2 3

1

ExcavareTăierea propriu-zisă

Durata, min/m

Operaţii auxiliare (aruncare material pe încărcător, schimbare cuţite, revizii, ungere

etc.)

Durata, min/m ta = tt·ka

Total excavare

Durata, min/m t1 = tt + ta

Consum de muncă, om·min/m avansare

m1 = m11+ m12 ·v + m13·v2

++ m14·S + m15·ks

Număr calculat de oameni / m avansare

60

2 SusţinereDurata, min/m

Consum de muncă, om·min/m

3

Evacuare (manevre vago-nete,

supravegherea punc-tului de deversare de pe

preîncărcător)a. Pentru transport conti-nuu (formaţie fixă de 2

oameni)

Durata, min/m


b. Transport cu vagonete

Durata, min/m


4

Prelungirea căii sau mijlo-cului de transporta. Prelungirea căii ferate

Durata, min/m

Consumul de muncă, om·min/m

b. Transport continuuDurata, min/m


0 1 2 3

5

Alte operaţii auxiliare (executarea canalului,

pre-lungirea conductelor, tran-sport şi descărcare

materi-ale)

Număr calculat de oameni / m avansare


Mărimile normative stau la baza calculului consumurilor de muncă, a duratelor şi numărului de oameni, atât pe operaţii cât şi pe metru cub excavat sau metru pătrat în profil liber.

O a treia concepţie de analiză a procesului de săpare a galeriilor cu combina constă în identificarea operaţiilor procesului şi stabilirea unor relaţii empirice pentru calculul duratei şi consumurilor de muncă în cadrul fiecărei operaţii, ca funcţii de principalii factori de influenţă. În baza acestei concepţii, procesul de săpare a galeriilor cu combina se împarte în următoarele operaţii: tăierea propriu-zisă cu combina; operaţii de servire a combinei (revizii, ungere, schimbarea cuţitelor, manevre ş.a.); susţinerea porţiunii excavate, manevre şi supravegherea punctului de deversare de pe transportorul combinei; prelungirea căii ferate sau transportorului; operaţii conexe (executarea canalului de scurgere a apelor, prelungirea conductelor şi tuburilor de aeraj, transportul şi descărcarea materialelor ş.a.).

Consumurile de muncă şi durata operaţiilor şi complexelor de operaţii se pot determina pe metru cub de rocă excavată, pe metru de galerie, pe ciclu de săpare sau pe schimb. În acest sens trebuie să se dispună de analiza procesului de săpare, de date normative pentru componentele procesului şi de relaţii matematice care să permită utilizarea corespunzătoare a datelor normative.

Pentru calculul duratelor şi consumurilor de muncă se vor prezenta trei variante.Varianta I presupune cunoaşterea normelor compuse m pentru complexele de operaţii

repetabile din compunerea procesului simplu sau cel puţin a datelor necesare pentru calculul

61

acestor norme compuse. Se cunosc, de asemenea, timpii normaţi pe om şi schimb pentru complexele de operaţii nerepetabile. Pe baza monografiei tehnologice a lucrării se determină volumele specifice de lucrări, Vr, adică volum fizic de lucrare de executat în cadrul complexului de operaţii r pentru a obţine o unitate de lucrare la nivel de proces simplu (m avans sau m3 excavaţie). Consumurile de muncă pe schimb necesare pentru a asigura o avansare P (m/schimb) se determină cu relaţiile:

pentru complexele de operaţii repetabile:

(2.131)

astfel va rezulta:

pentru tăiere cu combina, încărcare, manevre,

transport, revizii ş.a.;

pentru susţinerea porţiunii excavate;

pentru demontarea şi montarea căii ferate provizorii.

pentru complexele de operaţii nerepetabile:

(2.132)

astfel va rezulta:

M4 = n·t4 pentru intrarea în frontul de lucru;

M5 = n·t5 pentru pauza de odihnă;

M6 = n·t6 pentru ieşirea din frontul de lucru.

Relaţia de balanţă a consumului de muncă are forma:

(2.133)

Semnificaţia notaţiilor din relaţii este: S reprezintă aria secţiunii de săpare a lucrării, m2; m1 – norma compusă la tăiere, încărcare, manevre, transport (unităţi de muncă/vagonet); m2 – norma compusă la susţinere (unităţi de muncă/cadru); m3 – norma de muncă la demontarea şi montarea căii ferate provizorii (unităţi de muncă/m de cale); t4, t5, t6 – timpi normaţi pentru intrarea în frontul de lucru respectiv pauza de odihnă şi ieşirea de la frontul de lucru;

Ψ – coeficient de afânare; c – coeficient de umplere a vagonetului; n – numărul oamenilor din echipă pe schimb; d – distanţa între cadrele de susţinere, m;

t – durata schimbului, min.Teoretic, relaţiile prezentate permit calculul duratei ciclului pentru o avansare P

(m/schimb) adoptată şi avans pe ciclu impus, precum şi calculul duratei fiecărui complex de operaţii din ciclu pentru pas pe ciclu impus şi număr de oameni adoptat. Nu se prezintă detalii

62

privind calculele deoarece această variantă de determinare a parametrilor tehnologici şi organizatorici are o seamă de neajunsuri.

Variantele care se vor prezenta în continuare sunt mai puţin marcate de neajunsuri şi pot constitui un model pentru reconsiderarea întregului sistem de normare a muncii la săparea galeriilor cu combina.

Varianta II. Consumurile normate de muncă se determină separat pentru operaţiile mecanizate şi manuale.

Spre deosebire de varianta I, consumul de muncă se calculează cu relaţia:

(2.134)

unde: ko este coeficientul de majorare a consumului de muncă pentru odihnareglementară (ko = 1,11-1,17; se va calcula cu un coeficient mediu ko = 1,15);kd – coeficient de majorare a consumului de muncă pentru întreruperi în funcţionarea

utilajelor (se calculează pe baza coeficienţilor de disponibilitate ai utilajelor legate în serie şi se consideră kd = 1 pentru operaţiile manuale);

Mui – consum de muncă în cadrul operaţiei mecanizate i, (i = );Mmi – consum de muncă în cadrul operaţiei manuale i, (i = );u – numărul operaţiilor mecanizate din compunerea procesului;v – numărul total de operaţii pentru care se stabileşte consumul de muncă.

Pentru determinarea consumului de muncă necesar executării operaţiilor mecanizate trebuie să se cunoască productivitatea qi a utilajului şi numărul de oameni ni, respectiv să se corecteze productivitatea utilajului cu coeficienţii determinaţi în acest scop. În cazul săpării cu combina se consideră o singură operaţie mecanizată (tăierea propriu-zisă cu combina) pentru care consumul de muncă normat se determină cu relaţia:

(2.135)

unde: P este avansarea pe schimb, m;V1 – volumul excavat pentru avansarea de un metru (V1 = Ss, în care Ss este secţiunea de

săpare, m2);q1, k1, k2 au semnificaţia cunoscută.Consumurile de muncă pentru operaţiile manuale se determină cu relaţia:

(2.136)

unde: Vi reprezintă volume specifice de lucrări în operaţia manuală i pentru un metru avansare în galerie;mi – normativ de consum de muncă în cadrul operaţiei manuale i exprimat în om·min pe

unitatea fizică de măsură a lui Vi;ki’ – coeficient general de corecţie a consumului de muncă (dacă nu se prevăd

coeficienţi de corecţie, ki’ = 1)Varianta III. Calculul consumurilor de muncă pentru operaţii manuale se efectuează cu

relaţii de forma celor din varianta II. În aceste relaţii toţi coeficienţii ki’ sunt egali cu unitatea, volumele specifice Vi sunt egale cu unitatea pentru că toate consumurile normate mi se dau pe metru de avansare. Valorile mi se calculează cu relaţiile din tabelul 1.19 pentru v = P (m/schimb) şi pentru secţiunea de săpare Ss = S (m2) pentru lucrarea considerată.

Rezultă deci relaţia generală a consumului de muncă :

63

(2.137)

Varianta III nu presupune calculul duratei ciclului şi operaţiilor din relaţia de balanţă ca în cazul variantei I. Folosind relaţiile din tabelul 1.19, durata ciclului va fi:

(2.138)

unde: P este avansarea pe ciclu;ti – valori calculate cu relaţiile din tabelul 1.19 pentru fiecare operaţie care intră în

compunerea ciclului.Cunoscând durata ciclului şi a schimbului, se poate determina numărul de cicluri.

O soluţie de organizare se caracterizează prin următorii parametri principali: regimul de lucru al frontului de săpare, forma de organizare a muncii, durata ciclului, numărul oamenilor pe schimb din echipa de săpare, avansarea pe schimb şi numărul de cicluri pe schimb.

Regimul de lucru al frontului de săpare mecanizată trebuie ales astfel încât să se asigure timpul necesar pentru executarea lucrărilor auxiliare periodice (lungirea transportoarelor, a căii ferate, a liniei de monorai ş.a.) şi a lucrărilor de revizii şi reparaţii.

Cele mai răspândite regimuri de lucru pentru săparea mecanizată a galeriilor, care nu se organizează în regim de avansare rapidă, sunt caracterizate prin prevederea existenţei unui schimb pe zi şi a unei zile pe săptămână în care nu se organizează avansare. La un regim de lucru al minei de trei schimburi pe zi şi şapte zile pe săptămână, ar însemna ca fronturile de săpare mecanizată a galeriilor să fie prevăzute cu echipe de săpare în două schimburi pe zi şi în şase zile pe săptămînă. În schimbul şi în ziua în care nu se prevede avansare vor fi executate lucrări de revizii şi reparaţii de personalul electromecanic.

Un regim de lucru intermediar între cel menţionat (cu schimburi şi zile fără avansare) şi regimul de lucru neîntrerupt (“foc continuu”), aplicabil în cazul organizării unor avansări rapide, este caracterizat prin prevederea unui schimb cu structură mixtă – parţial pentru lucrări de revizii şi reparaţii, lucrări auxiliare şi pregătitoare şi parţial pentru săpare (fig.2.43).

Fig.2.43. Graficul organizării lucrărilor pentru schimb cu structură mixtă.

64

Regimul de lucru neîntrerupt este aplicat numai în cazuri excepţionale, pentru avansări rapide şi posibil numai prin respectarea unui proiect de organizare special elaborat pentru lucrarea de executat şi cu o formă de organizare a muncii.

Forma de bază de organizare a muncii este brigada complexă de săpare, care execută toate operaţiile principale şi auxiliare ale procesului de săpare. Brigada complexă se poate organiza în trei variante, în funcţie de regimul de lucru al frontului şi de avansările planificate.

Pentru avansări obişnuite şi regim de lucru cu întreruperi, brigada complexă cuprinde numai muncitorii care execută operaţiile ciclului de săpare, iar lucrările periodice de revizii, reparaţii, auxiliare şi pregătitoare se execută de personalul electromecanic şi de servire al sectorului, organizat corespunzător în acest scop şi programat pe schimburile şi zilele în care nu se prevede avansarea frontului. În cazul avansărilor rapide şi a regimului neîntrerupt, brigada complexă cuprinde întregul personal electromecanic şi de servire, pentru a putea suprapune în totalitate operaţiile de bază cu cele auxiliare.

O formă intermediară de organizare a muncii constă în completarea efectivului pe schimb al echipei cu un număr mai mic sau mai mare de muncitori electromecanici.

La analiza posibilităţilor de suprapunere a operaţiilor procesului de săpare mecanizată a galeriilor se recurge la noţiunea de fază tehnologică. Faza tehnologică a procesului de săpare este o perioadă de timp în care anumite operaţii se execută suprapus. Trecerea într-o altă fază presupune fie încetarea cel puţin a uneia din operaţiile care se executau suprapus într-un moment imediat anterior, fie adăugarea pentru executarea în paralel a cel puţin unei operaţii faţă de cele care se executau cu un moment imediat anterior.

Precizarea fazelor tehnologice ale procesului de săpare mecanizată a galeriilor presupune o diferenţiere a operaţiilor procesului în trei grupe:

grupa 1: operaţii care nu se pot suprapune una cu alta în timp, în fiecare dintre ele fiind bine cunoscut numărul oamenilor ocupaţi;

grupa 2: operaţii care nu se pot suprapune una cu alta în timp şi nici cu cele din prima grupă, dar, în schimb, numărul de oameni nu este strict determinat, ci este variabil între o valoare minimă şi una maximă;

grupa 3: operaţii care se pot suprapune în timp atât între ele, cât şi cu unele operaţii din grupele 1 şi 2.

Prin precizarea operaţiilor din grupele 1 şi 2 se poate stabili durata ciclului în funcţie de numărul de oameni. Astfel, fiecare operaţie din grupa 1 generează o fază cu durată cunoscută, în timp ce operaţiile din grupa 2 generează câte o fază cu durată variabilă. Dacă operaţiile din grupa 3 se suprapun complet cu cele din grupele 1 şi 2, durata ciclului va rezulta însumând duratele fazelor generate de operaţiile din grupele 1 şi 2. În caz contrar, ciclul va avea o durată prelungită, datorită numărului insuficient de oameni în echipă.

2.3. Săparea galeriilor în roci neomogene

Uneori, la săparea galeriilor pot fi întâlnite cazuri când în interiorul profilului galeriei apare atât zăcământul cât şi roca sterilă. Drept urmare, dacă zăcământul este constituit dintr-un filon cu înclinare mare, acesta poate fi menţinut fie în mijlocul secţiunii, fie la unul din pereţii galeriei; dacă însă zăcământul are înclinare mică, acesta poate fi menţinut fie la mijlocul secţiunii, fie la tavanul sau vatra galeriei.

În asemenea condiţii, extragerea substanţei minerale utile şi a sterilului se poate face global (în amestec) – când diluţia poate atinge valori de 80-90% – sau selectiv (separat) – când scade diluţia, dar odată cu ea scade viteza de avansare şi productivitatea muncii şi cresc considerabil cheltuielile.

Extragerea selectivă se poate realiza în mai multe moduri:● execuţia galeriei în acoperişul sau culcuşul zăcământului şi derocare pe tronsoane de

1-10 m sau extragerea filonului pe tronsoane de 1-3 m, urmată de lărgirea frontului la dimensiunile stabilite;

65

● săparea mecanizată şi încărcarea substanţei minerale utile şi a sterilului în vase de transport diferite;

● dirijarea împuşcării astfel încât utilul să fie aruncat la distanţă mai mare, iar separarea de steril să se realizeze în timpul încărcării.

Pentru a reduce cheltuielile de execuţie a galeriei, într-o primă fază se extrag rocile mai puţin rezistente.

La extragerea sterilului în prima fază, în zona sterilă a lucrării miniere se perforează găuri, care apoi sunt încărcate cu exploziv şi împuşcate. Avansarea se face pe distanţe scurte, de câţiva metri, apoi se amenajează calea ferată până în front, după care se perforează găuri în zona mineralizată, astfel încât după împuşcare să se obţină profilul proiectat al galeriei (fig.2.44).

Fig.2.44. Extragerea selectivă a sterilului din frontul unei galerii.

Dacă în prima fază se extrage utilul, decalajul între frontul de lucru în util şi cel în steril nu depăşeşte 1-3 m, iar excavaţia va avea lăţimea de 0,6-1,0 m, deoarece nu este posibil accesul maşinilor de încărcat pentru evacuarea rocii. Frontul de lucru în util se împuşcă o dată sau de două ori, iar cel în steril o singură dată. (fig.2.45).

Fig.2.45. Extragerea selectivă a utilului din frontul unei galerii.

Atunci când galeriile direcţionale se execută pe zăcăminte cu grosime şi înclinare mică, se utilizează metode de lucru cu front lărgit, în care roca sterilă rezultată în urma împuşcării este depusă în excavaţia apărută în urma extragerii zăcământului pe lungimea l (fig.2.46).

Fig.2.46. Execuţia galeriei direcţionale cu front lărgit.

Lăţimea totală a supralărgirii se calculează astfel:

[m] (2.139)

66

unde: a este lăţimea galeriei, m;h – înălţimea galeriei, m;m – grosimea stratului, m;b – lăţimea canalului, m.Întotdeauna frontul de lucru devansează în steril cu 4-7 m, iar sterilul poate fi introdus

manual sau mecanizat.Derocarea selectivă cu combina de înaintare se realizează în condiţii bune cu combine

care au capul de tăiere cu tobe, discuri sau sape cu role montate pe un braţ. Mai întâi se taie roca de tărie mică, asigurând încărcarea separată a minereului şi a sterilului.

Selectarea în timpul împuşcării prin aruncarea diferenţiată a substanţei minerale utile şi a rocii sterile are avantajul suprapunerii lucrărilor de perforare-împuşcare pentru crearea făgaşului cu cele pentru lărgirea acestuia. Similar împuşcării selective, schema de perforare cuprinde două faze (fig.2.47).

Fig.1.47. Amplasarea găurilor şi ordinea de împuşcare a încărcăturilor explozive pentru separarea utilului de steril în timpul împuşcării.

Găurile corespunzătoare făgaşului se încarcă cu dinamită şi se iniţiază cu capse cu întârzieri de cel puţin 80 ms între încărcăturile apropiate. Găurile corespunzătoare lărgirii făgaşului se încarcă cu astralită şi se iniţiază cu capse milisecundă cu întârzieri de cel puţin 200-300 ms faţă de ultimele încărcături din găurile făgaşului.

Această tehnologie permite realizarea unei productivităţi cu 30 % mai mare decât la împuşcarea selectivă obişnuită, dar apar pierderi de minereu de circa 25 %, iar minereul evacuat are o diluţie mai mare cu 20 %.

2.4. Săparea galeriilor în roci dezagregate

În roci dezagregate, săparea galeriilor se realizează prin una din metodele următoare: cu palplanşe, cu picotaj, cu scut şi prin metode obişnuite în urma consolidării artificiale a rocilor.

Metoda de săpare cu palplanşe (fig.2.48) se aplică, în general, în terenuri dezagregate. Palplanşele sunt confecţionate din lemn sau scânduri de stejar cu lungimea de 1,5-2 m, lăţimea de 15-20 cm şi grosimea de 3-5 cm, ascuţite la vârf.

a b cFig.2.48. Metoda de săpare cu palplanşe:

a, b şi c – fazele montării palplanşelor.

67

Pentru a putea înainta, palplanşele se bat una lângă alta deasupra grinzii ultimului cadru de susţinere în faţa surpării, creând în acest fel un tavan înclinat de sub care se evacuează materialul pe o adâncime de 0,3-1 m şi apoi se montează un nou cadru de susţinere, mai înalt decât primul, care va susţine capătul palplanşelor. În continuare, la înălţimea primului cadru, se montează cel de-al treilea cadru, peste care se bate al doilea rând de palplanşe, rezultând un nou tavan de sub care se evacuează materialul. Înaintarea continuă în acest fel până la parcurgerea completă a zonei dezagregate.

Metoda de săpare cu scut (fig.2.49) se utilizează în roci curgătoare sau puternic dezagregate, când, pentru a avansa, este necesară bandajarea lucrării miniere la tavan, pereţi şi vatră.

Scuturile sunt simple, atunci când roca este excavată şi încărcată manual, sau mecanizate, atunci când se foloseşte un cap de tăiere rotativ pentru excavarea rocii. Scutul are forma unui tambur cilindric cu o muchie tăietoare în jurul circumferinţei, care pătrunde în rocă sub acţiunea unor cricuri hidraulice.

Fig.2.49. Metoda de săpare cu scut.

Pe măsura avansării scutului, în spatele lui se montează susţinerea definitivă din segmenţi de fontă sau beton armat, care este impermeabilizată prin injectare cu lapte de ciment. Pentru susţinerea provizorie, scutului i se ataşează un inel circular din tablă groasă, care constituie cofrajul susţinerii definitive.Metoda cu scut se foloseşte cu precădere la săparea în roci nisipoase.

Metoda de săpare prin consolidarea artificială a rocilor se bazează pe schimbarea proprietăţilor fizice ale rocilor prin cimentare, argilizare, bituminizare, silicatizare sau prin congelare.

Metoda de consolidare prin cimentare constă în injectarea unei suspensii de ciment sub presiune în zona fisurată sau dezagregată din jurul lucrării miniere, care prin întărire reduce premeabilitatea rocii şi măreşte capacitatea ei portantă. Această metodă se aplică la săpare în roci tari, dar fisurate, precum şi în nisipuri grosiere sau pietrişuri. Impermeabilizarea prin argilizare se aplică la colmatarea golurilor carstice. Silicatizarea este un procedeu de consolidare a rocilor dezagregate sau acvifere prin legarea particulelor cu ajutorul unei pelicule de bioxid de siliciu obţinut dintr-o soluţie de silicat de sodiu injectat în rocă împreună cu un electrolit. Consolidarea rocilor prin congelare constă în coborârea temperaturii acestora sub temperatura de îngheţ a apei şi se aplică la execuţia lucrărilor în strate acvifere.

68

Capitolul 3

TEHNOLOGII DE EXECUŢIEA LUCRĂRILOR MINIERE ÎNCLINATE

3.1. Săparea şi susţinerea puţurilor şi planelor înclinate

Puţurile şi planele înclinate sunt lucrări miniere executate de la suprafaţă sau din subteran care au drept destinaţie explorarea, deschiderea şi pregătirea zăcămintelor; transportul producţiei şi materialelor; circulaţia personalului, aeraj şi evacuarea apelor etc.

La execuţia acestora se alege înclinarea de 8-12° pentru transportul auto, 12-25° pentru transportul cu transportoare cu benzi sau raclete şi peste 25° când transportul se face pe cale ferată.

Puţul înclinat este o lucrare minieră cu aliniament şi înclinare constante, echipată la partea superioară cu maşină de extracţie, iar la vatră cu cale ferată pentru deplasarea ghidată a vasului de extracţie (schip, platformă cu vagonete sau vagoane de cale ferată normală). Pentru transportul producţiei puţurile înclinate pot fi prevăzute cu una sau două linii de transport.

Puţul înclinat se execută pe bază de proiect elaborat în urma observaţiilor asupra terenului, a studiului geologic şi hidrogeologic al rocilor ce urmează să fie traversate şi a analizei tehnico-economice a variantelor de amplasament. Proiectul cuprinde detalii privind lucrările pregătitoare, execuţia propriuzisă şi amenajarea finală.

În categoria lucrărilor pregătitoare intră: delimitarea incintei, construirea drumului de acces, construirea platformei gurii puţului, racordarea incintei la reţelele de energie, apă şi telefonie; aprovizionarea şantierului cu utilajele tehnologice şi materialele necesare, asigurarea şi instruirea personalului muncitor.

După terminarea lucrărilor pregătitoare se sapă gura puţului şi se betonează. Odată cu betonarea, în jurul gurii puţului se amenajează un şanţ de gardă pentru colectarea şi drenarea apelor pluviale şi se toarnă fundaţiile de tip pahar pentru picioarele turnului de extracţie.

Turnul de extracţie (fig.3.1), care continuă puţul la suprafaţă [55], este construit din ferme metalice, are formă piramidală şi dimensiuni care depind de secţiunea puţului, gabaritul utilajelor de transport şi locul unde se face descărcarea platformei sau schipului. După terminarea gurii puţului şi montarea turnului şi a instalaţiei de extracţie se începe săparea prin lucrări de perforare-împuşcare.

69

Fig.3.1. Instalaţie de extracţie la un puţ înclinat:1 – turn de extracţie; 2 – casa moletelor; 3 – molete; 4 – platforma de recepţie;

5 – platforma de încărcare; 6 – platforma de sub molete; 7 – casa maşiniide extracţie; 8 – cabluri de extracţie; 9 – şanţ de gardă.

Planul înclinat este o lucrare minieră înclinată care are scopul deschiderii sau pregătirii unui zăcământ. Pe planul înclinat transportul se face cu benzi sau mijloace autopropulsate.

Profilul şi secţiunea acestor lucrări se aleg în funcţie de modul de manifestare a presiunii rocilor, felul susţinerii, destinaţia şi durata de serviciu, gabaritul mijloacelor de transport şi capacitatea de transport proiectată. Profilul utilizat frecvent este cel dreptunghiular cu tavan plat sau boltit.

În cazul în care transportul se face cu benzi sau cu vagonete secţiunea planelor înclinate este apropiată de cea a galeriilor, iar când transportul se face cu autovehicule secţiunea este apropiată de cea a rampelor de puţuri.

Planele înclinate pentru transport auto au înclinări de 8-12° şi chiar de 18° pe porţiuni drepte, dar în curbe înclinarea nu depăşeşte 6°, alegându-se cu atât mai mică cu cât raza curbei este mai mică.

Înainte de începerea execuţiei unui plan înclinat pentru transport auto, la gura lui se execută lucrările pregătitoare menţionate la puţurile înclinate, iar în apropierea gurii se execută o platformă auto cu rampă de spălare.

Săparea planelor şi puţurilor înclinate include aceleaşi complexe de operaţii ca la galerii, însă înclinarea vetrei impune următoarele măsuri suplimentare:

● Parametrii lucrărilor miniere se determină cu relaţiile aplicate pentru galerii şi se corectează pe baza rezultatelor practice.

● Perforarea găurilor cu lungimi de 1-3 m se face cu perforatoare montate pe coloane telescopice, iar la înclinări mai mici de 10° se pot utiliza şi cărucioarele de perforare.

● Încărcarea găurilor cu explozivi pune probleme atunci când apar infiltraţii de apă care impun protejarea contra umidităţii prin introducerea încărcăturilor în fiole de polietilenă.

● Aerajul frontului de lucru după împuşcare se face aspirant, debitul şi depresiunea ventilatorului impunându-se cu 30% mai mari decât la galerii similare.

● Încărcarea rocii se face cu maşini de încărcat sau cu instalaţii de screper, iar evacuarea cu benzi, vagonete sau mijloace auto.

● Susţinerea se execută la fel ca în galerii, luându-se măsuri suplimentare pentru o bună consolidare a cadrelor de susţinere, în plane perpendiculare pe axa lucrării.

Consolidarea susţinerii se face cu cadre purtătoare fixate prin împănare sau ancorare, de care se solidarizează prin strângători restul cadrelor, pe tronsoane de 2-4 m. La susţinerea cu beton turnat se urmăreşte consolidarea vetrei pentru prevenirea alunecării ei. La secţiuni mari susţinerea se execută cu beton monolit, prefabricate din beton, ancore şi torcret, ancore, profile metalice şi torcret, cadre metalice. Dacă este necesară impermeabilizarea, pe contur se aplică un strat de asfalt şi latex.

● Amenajarea constă în montarea şinei de cale ferată sau betonarea vetrei, montarea conductelor de aer comprimat şi apă, a cablurilor de forţă, de iluminat şi telefonie. Conductele

70

pot fi instalate pe vatră, iar cablurile de forţă, armate, se pozează pe pereţi, la înălţime mai mare decât înălţimea mijloacelor de transport. Compartimentele se separă prin stâlpi fixaţi la vatră şi tavan. Pe stâlpi se fixează balustrade, iar când distanţa dintre stâlpi este mai mare de 0,25 m se face bandajarea peretelui despărţitor. La înclinări mai mari de 15° vatra compartimentului de circulaţie se amenajează cu scări.

În lipsa unor profile tipizate, se adoptă profilele tipizate pentru rampe de puţ, tuneluri, galerii sau se proiectează o secţiune adecvată condiţiilor tehnico-miniere concrete.

Susţinerea cu elemente metalice este indicată atunci când lucrarea minieră are un profil boltit sau circular [55]. În ţara noastră, susţinerea în metal din elemente TH este utilizată pe scară largă la plane cu înclinare redusă.

a bFig.3.2. Plane înclinate simple:

a – plan înclinat simplu susţinut în metal PLSM 5,2 m2: 1 – armătură metalică SG-18;2 – conductă pentru aer comprimat; 3 – conductă pentru apă; 4 – tropan de stejar;

5 – scară din lemn de stejar; 6 – lemn de stejar; 7 – traversă; 8 – şină cale ferată; 9 – căptuşeală stejar; b – plan înclinat simplu circular susţinut cu metal PLSIM 4,7 m2: 1 – umplutură de steril; 2 – segment de cintră; 3 – brăţară de fixare; 4 – strângători; 5 – bandaje; 6 – traversă cer; 7 – şină cale

ferată; 8 – trepte din dulapi; 9 – mână curentă; 10 – brăţară de fixare; 11 – stâlp metalic pentru compartimentare; 12 – placă de bază; 13 – brăţară de fixare a planşei; 14 – plasă

Susţinerea în zidărie de bolţari şi beton este folosită frecvent într-o gamă largă de lucrări miniere înclinate.

Fig.2.3. Plan înclinat dublu betonat Fig.2.4. Plan înclinat simplu betonat sau PLDB 4,7 m2. zidit cu bolţari de beton BLSB 4,1 m2 şi

PLSZ 4,1 m2: 1 – şină; 2 – traversă; 3 – treaptă; 4 – mână curentă.

Pentru planele înclinate tehnologia de susţinere se alege în funcţie de înclinare. Astfel, pentru înclinări reduse, de 10-30°, tehnologia de susţinere este asemănătoare celei de susţinere a galeriilor: în prima etapă planul înclinat se susţine provizoriu cu inele metalice, după care în

71

etapa a doua se montează cintrele şi susţinerea definitivă cu bolţari de beton cu grosimea de 250-350mm.

La înclinări mai mari de 45° tehnologia de susţinere devine mai dificil de executat. În asemenea cazuri planele înclinate sunt executate după tehnologiile folosite la susţinerea puţurilor.

3.2. Săparea şi susţinerea suitorilor

Suitoarea este o lucrare minieră înclinată care se execută fie între două etaje de exploatare, fie de la un etaj la suprafaţă. Suitoarea poate avea una dintre destinaţiile următoare: împărţirea zăcământului în blocuri de exploatare; cercetare geologică; aeraj; transportul substanţei minerale utile sau al sterilului; circulaţia personalului.

Suitoarea se poate amplasa în zăcământ sau în rocile înconjurătoare în funcţie de proprietăţile fizico-mecanice ale rocilor, destinaţia sa, metoda de exploatare aplicată, durata de serviciu etc. [55].

Fig.3.5. Poziţia suitorilor în raport cu zăcământul.

În raport cu zăcământul, locul de amplasare al suitorilor se poate afla într-una din situaţiile următoare (fig.3.5):

în afara zăcământului, în rocile tari şi compacte din acoperiş sau culcuş;în zăcăminte cu grosime mică şi medie, cu una din laturile secţiunii pe contactul cu

rocile înconjurătoare cu stabilitatea cea mai mare; la zăcămintele cu grosime mare şi foarte mare apar următoarele posibilităţi:în centrul zăcământului, dacă zăcământul este tare, compact şi nealterabil;în interiorul zăcământului, dar cu o latură pe contactul cu roci înconjurătoare stabile;în rocile înconjurătoare, cu o latură pe contactul cu zăcământul.Dintre profile este preferat cel dreptunghiular deoarece asigură un raport mare între

secţiunea liberă şi cea a excavaţiei şi se pretează bine la susţinerea în lemn.Atunci când suitoarea este executată în roci instabile sau când este destinată

transportului gravitaţional ori aerajului sunt preferate profilele circular sau eliptic, care rezistă bine presiunilor.

Dimensiunile secţiunii transversale depind de profilul ales, de scopul şi destinaţia suitorii, numărul de compartimente şi felul susţinerii.

Pentru ca aerajul, circulaţia şi transportul să se desfăşoare în condiţii optime, suitorile compartimentate cu profil dreptunghiular trebuie să aibă dimensiuni de cel puţin (3,5…4)

72

(1,3…1,6) m, iar cele susţinute în câmpuri sau în desiş (4…5) (1,6…2) m. Secţiuni mai reduse pot avea doar suitorile de pregătire şi cele cu lungimi până la 25-30 m.

Execuţia suitorii începe dintr-o galerie sau dintr-un abataj.Sensul de avansare al suitorii poate fi ascendent sau descendent, dar, în general, este

preferat cel ascendent. La suitorile cu secţiune mare excavarea se face în două etape:în axa lucrării se execută ascendent o suitoare cu secţiune mai mică prevăzută cu cel

puţin două compartimente;suitoarea executată se lărgeşte descendent şi se susţine definitiv.

3.2.1. Săparea suitorilor după metoda clasică

La această metodă ciclul de lucru este compus din următoarele complexe de operaţii: perforarea găurilor de mină; încărcarea găurilor cu exploziv şi împuşcarea lor; aerajul frontului de lucru; copturirea; curăţirea podurilor de lucru; susţinerea şi amenajarea suitorii.

Atunci când săparea suitorii începe dintr-o galerie (fig.3.6), se marchează profilul acesteia şi se perforează în tavanul galeriei primul rând de găuri, care se încarcă cu exploziv şi se împuşcă (faza I). În faza următoare se perforează un al doilea set de găuri de pe materialul căzut pe vatră (faza a II-a). După ce excavaţia a atins 3-4 m se construieşte susţinerea gurii suitorii şi se montează primul rând de susţinere (faza a III-a).

Pentru a permite înaintarea ulterioară, la 2 m de tavan se execută un pod de lucru montat pe tropane.

Faza I Faza II Faza III

Fig.3.6. Fazele de lucru la începerea săpării suitorii din galerie.

Primul rând de susţinere se fixează cu atenţie pentru că el orientează compartimentarea suitorii. Suitorile se amenajează cu 2 sau 3 compartimente, dintre care unul pentru circulaţie, unul pentru coborârea rocii împuşcate (rostogol), iar al treilea pentru ridicarea materialelor de susţinere. Compartimentul de rostogol are la bază o gură de rostogol la distanţă de maxim 5 m când suitoarea are înclinare mai mare de 60° şi cel mult 10 m la înclinări mai mici. Între poduri se montează scări de circulaţie cu înclinarea de 75-80°, astfel încât lungimea scării să depăşească podul superior cu 80 cm. La nivelul ultimului element de susţinere definitivă, compartimentul de rostogol se acoperă cu un grătar pentru prevenirea căderii personalului în timpul trecerii din compartimentul de circulaţie deasupra podului de lucru.

Parametrii lucrărilor de perforare-împuşcare se determină cu relaţiile aplicate pentru lucrările orizontale.

Cele mai utilizate scheme de amplasare a găurilor sunt cu sâmbure lateral (deasupra compartimentului de rostogol) şi cu sâmburi centrali (fig.3.7).

73

Perforarea găurilor de mină în suitori se face cu perforatoare pe coloană sau cu perforatoare telescopice.

Încărcarea cu exploziv se face deodată pentru toate găurile, neadmiţându-se fragmentarea împuşcării. Amorsarea încărcăturilor explozive din găurile de mină se face exclusiv cu capse electrice cu întârziere.

Aerajul după împuşcare se realizează aspirant sau refulant, pe o coloană de tuburi montate în compartimentul de circulaţie cu o umbrelă metalică la partea superioară.

a b c

Fig.3.7. Scheme de amplasare a găurilor de mină la săparea suitorilor:a – cu sâmbure pană centrală; b – cu sâmbure pană laterală; c – cu sâmbure conic.

După aerisire se evacuează minereul sau roca din rostogol pentru ca echipa să-şi poată crea cale de acces deasupra podului de lucru.

Intrarea personalului în frontul de lucru se face printr-o fereastră creată în peretele despărţitor dintre compartimentul de circulaţie şi cel de rostogol.

După intrarea în front se controlează tavanul şi, dacă nu sunt găuri state, se începe copturirea din locul cel mai sigur, după care echipa curăţă podul de lucru şi continuă ciclul fie cu perforarea găurilor, fie cu susţinerea.

Dacă se continuă cu susţinerea, de pe podul de lucru se montează un rând de tropane la circa 1,5-2 m de front şi apoi se mută podul de lucru peste aceste tropane. Sub noul pod de lucru se lucrează la completarea susţinerii. Materialele de susţinere se ridică până la nivelul dorit cu ajutorul unui troliu suspendat de unul din tropane.

Susţinerea se poate face cu lemn, beton, prefabricate, piatră naturală sau metal, în funcţie de modul de manifestare a presiunii, de profilul, secţiunea şi destinaţia suitorii.

3.2.2. Săparea suitorilor cu colivie suspendată

Caracteristica acestei metode este dată de utilizarea unei platforme cu colivie pentru urcarea personalului în suitoare şi pentru uşurarea muncii acestuia [55]. În axa suitorii se forează o gaură cu diametrul de 100 mm prin care este coborât cablul care asigură deplasarea platformei cu colivie. La partea superioară acesta este înfăşurat pe toba unui troliu. Alimentarea cu aer comprimat şi apă este asigurată prin intermediul a două furtunuri care se întind în lungul suitorii.

74

După ce ajunge la înălţimea cerută, colivia este fixată între pereţi cu două tropane telescopice (fig.3.8), după care echipa se urcă deasupra podului de lucru şi desfăşoară operaţiile de copturire şi perforare-împuşcare. Înainte de împuşcare personalul coboară cu colivia şi o retrage în afara zonei de influenţă a exploziei.

Aerajul se face fie prin tiraj natural, fie prin montarea unui ventilator la partea superioară a găurii de sondă.

Încărcarea rocii împuşcate se face de pe vatra galeriei de bază, cu maşina de încărcat.Metoda prezintă următoarele avantaje: accesul personalului la front se face în timp scurt

şi cu efort fizic redus; condiţii de lucru mai bune în timpul perforării şi încărcării găurilor cu exploziv; ciclul de lucru în suitoare este simplificat; creşte viteza de săpare de 1,5-3 ori faţă de metoda clasică; cost redus al săpării, ca urmare a eliminării susţinerii şi a instalaţiilor conexe; viteză mare de săpare.

Fig.3.8. Săparea suitorilor cu colivie Fig.3.9. Săparea suitorilor cu colivie suspendată. suspendată ghidată.

3.2.3. Săparea suitorilor cu platformă mobilă mecanizată

Această metodă se aplică la săparea suitorilor cu înclinări de 45-90° în roci tari şi compacte, care nu necesită susţinere.

75

Instalaţia mobilă (fig.3.10) se compune dintr-o platformă elevator dotată cu o colivie pentru două persoane, o platformă de lucru şi un acoperiş de protecţie.

Fig.3.10. Instalaţia mobilă mecanizată pentru săparea suitorilor:1 – platformă mobilă; 2 – şină de ghidare; 3 – furtun flexibil; 4 – tambur;

5 – centrală automată de ventile; 6 – colivie de intervenţii.

Această parte a instalaţiei se poate deplasa ascendent sau descendent, de-a lungul suitorii, pe o şină de ghidare. Alimentarea cu aer comprimat sau cu energie electrică este asigurată printr-un furtun flexibil legat la rama de antrenare şi la un tambur de la baza suitorii. Instalaţia este dotată cu o colivie de intervenţie pentru situaţii speciale.

Lucrările de pregătire constau din săparea a 7-8 m de galerie cu secţiunea de peste 2,5×2,5 m pentru retragerea platformei la baza suitorii şi din 4 m de suitoare pentru montarea curbei şinei de ghidare, astfel încât să se poată asigura diferite înclinări ale suitorilor executate.

Ciclul de lucru cuprinde următoarele complexe de operaţii: încărcarea sculelor în colivie şi a şinei de ghidare în furca special amenajată în faţa ramei de antrenare; urcarea personalului în colivie şi deplasarea platformei spre frontul de lucru; copturirea; montarea unui tronson de şină de ghidare; perforarea găurilor de ancorare şi introducerea ancorelor pentru fixarea şinei; perforarea găurilor în front; strângerea sculelor; transportul explozivului; încărcarea şi amorsarea găurilor; retragerea personalului; împuşcarea, aerisirea frontului şi încărcarea rocii.

Copturirea frontului se execută cu ranga, introdusă prin ochiurile acoperişului de protecţie.

76

Fig.3.11. Scheme de amplasare a găurilor la săparea suitorilorcu platforma mobilă mecanizată.

Perforarea găurilor se execută cu perforatoare instalate pe platforma de lucru sub acoperişul de protecţie. La amplasarea găurilor (fig.3.11) trebuie avut în vedere ca găurile de sâmbure să se afle în partea opusă şinei de ghidare.

Aerul comprimat şi apa necesare la perforare ajung în frontul de lucru prin conductele din şina de ghidare.

Spălarea şi aerisirea frontului se face cu aer comprimat şi apă pulverizată.Evacuarea rocii care cade pe vatra galeriei se face cu vagonete încărcate cu maşini de

încărcat.Prin utilizarea acestei metode se obţin viteze de avansare de 1,5-5 m/zi, iar

productivitatea muncii este de 0,5-0,86 m/post.Domeniul optim de aplicare al metodei îl reprezintă suitorile cu lungimi mai mari de 50

m, executate în roci cu stabilitate mare. Dacă suitoarea necesită susţinere, aceasta se poate realiza chiar în timpul execuţiei, cu cadre complete, din lemn sau metal, însă din punct de vedere economic susţinerea diminuează avantajele metodei şi limitează aplicarea ei.

Metoda poate fi aplicată şi la executarea lucrărilor înclinate sau verticale cu secţiuni mari (fig.3.12). În prima fază se execută ascendent o suitoare cu secţiune redusă. În faza a doua se perforează găuri orizontale în pereţii suitorii executate şi se împuşcă pe tronsoane.

Metoda prezintă următoarele avantaje: transportul personalului la frontul de lucru se face mecanizat; obţinerea unei performanţe superioare; scurtarea timpului de împuşcare şi de aerisire; evacuarea rapidă a rocii împuşcate; lipsa susţinerii în timpul săpării; viteza de săpare creşte de 2-3 ori faţă de metoda clasică; reducerea costului de săpare pentru lungimi mai mari de 50 m.

Fig.3.12. Execuţia lucrărilor înclinate cu secţiuni maricu ajutorul platformei mecanizate.

3.2.4. Săparea suitorilor cu găuri lungi şi împuşcarea pe tronsoane

Această metodă constă în perforarea unor găuri paralele pe întreaga lungime a suitorii şi împuşcarea lor de jos în sus, pe tronsoane de 2-10 m (fig.3.13).

Perforarea găurilor se face cu perforatoare rotopercutante sau cu sondeze, iar paralelismul găurilor este asigurat prin dirijarea prăjinilor de forare cu instalaţii care să asigure menţinerea direcţiei găurilor.

77

Lucrările pregătitoare pentru aplicarea acestei metode constau din construcţia camerei pentru instalaţia de perforat şi montarea acesteia.

Ciclul de săpare este compus din perforarea găurilor pe toată lungimea suitorii, încărcarea lor cu exploziv, burarea şi împuşcarea lor pe tronsoane, aeraj, încărcarea şi evacuarea rocii împuşcate.

a bFig.3.13. Săparea suitorilor cu găuri lungi şi împuşcarea pe tronsoane:

a – cu sâmbure sub formă de pâlnie; b – cu sâmbure prismatic.

Perforarea găurilor se face după diferite scheme, în funcţie de secţiunea suitorii, caracteristicile fizico-mecanice ale rocilor, felul sâmburelui folosit etc.

Amplasarea găurilor depinde de modul de realizare a sâmburelui (fig.3.14).

Fig.2.14. Scheme de amplasare a găurilor lungi de mină:a – cu sâmbure sub formă de pâlnie; b, c – cu sâmburi prismatici; d, e – după executarea unei suitori

pilot cu raza de 600-850 mm.Deschiderea sub formă de pâlnie se realizează cu un număr mai mic de găuri. Distanţa

între găuri este proporţională cu diametrul găurilor şi are valori de 0,4-0,5 m pentru găuri cu diametrul de 64 mm şi de 0,5-0,7 m pentru găuri cu diametrul de 76 mm.

Încărcătura de exploziv pe 2 m de gaură este de 1,5-2,5 kg.Dacă împuşcarea se face după principiul sâmburilor drepţi, este necesar un număr mai

mare de găuri.Introducerea explozivului în găuri se face de sus în jos, iar amorsarea încărcăturilor

explozive se face cu capse electrice ai căror reofori se prelungesc cu cablu de împuşcare. Materialul derocat cade pe vatra galeriei, de unde este încărcat şi evacuat.

Metoda se recomandă a fi aplicată la execuţia suitorilor în roci compacte sau puţin deranjate tectonic, care nu necesită susţinere.

3.2.5. Săparea suitorilor prin forare

78

Această metodă [55] constă în forarea unei găuri pilot în prima fază, urmată în faza a doua de lărgirea ei în sens opus cu o coroană freză cu diametru mai mare care se montează pe aceeaşi coloană de prăjini.

Pentru roci tari şi foarte tari există o gamă variată de instalaţii de forat cu acţionare electro-hidraulică. În principiu, o instalaţie de forat suitori are următoarele componente: cap pentru forarea rotativă, prăjini de foraj, freza, cadrul principal de fixare, mecanism hidraulic pentru apăsarea capului de forare pe talpa suitorii şi un grup electrohidraulic pentru acţionarea întregii instalaţii.

Forarea suitorilor se poate realiza fie într-o singură etapă, ascendent sau descendent, fie în două etape, forându-se mai întâi o gaură pilot cu diametrul de 200-400 mm, care se lărgeşte apoi în trepte în sens invers până la diametrul final.

Dacă suitoarea se forează în două faze, în prima se forează descendent gaura pilot, iar în cea de-a doua se execută lărgirea sa ascendentă (fig.3.15).

Fig.3.15. Execuţia suitorilor prin foraj cu gaură pilot şi lărgire ascendentă: 1 – coroanăde tăiere; 2 – suport cilindric;3 – tub de comandă; 4 – motor;5 – reductor; 6 – cablu; 7 – cablu electric; 8 – troliu; 9 – moletă;10 – carotă.

79

Lărgirea continuă până la 1,5-2 m de vatra camerei instalaţiei, această porţiune săpându-se prin perforare-împuşcare după demontarea instalaţiei.

Extinderea acestei metode de foraj are loc datorită următoarelor avantaje: creşterea vitezei de săpare de 3-6 ori faţă de metoda clasică, eliminarea riscurilor lucrului cu explozivi, efort fizic redus.

3.2.6. Susţinerea suitorilor

La susţinerea suitorilor se ţine seama de profil şi secţiune, caracteristicile fizico-mecanice ale rocilor pe care le traversează şi care determină formele de manifestare a presiunii miniere, sensul de susţinere, numărul de compartimente, durata de serviciu şi destinaţia suitorii.Susţinerea cu lemn se utilizează la suitori cu profil dreptunghiular şi durată mică de serviciu (fig.3.16).

a bFig.3.16. Suitori dreptunghiulare susţinute cu lemn:

a – suitoare SLD 4,6 m2; b – suitoare SSL 3,6 m2.

Sensul susţinerii poate fi ascendent pe măsura avansării suitorii sau descendent, pe tronsoane de 4-10 m, după terminarea săpării, iar scheletul de bază al susţinerii suitorii se compune din:

tropane (stâlpi care proptesc tavanul şi vatra) cu capetele încastrate în rocă;cadre complete de susţinere montate în desiş;cadre complete de susţinere montate în câmpuri.Susţinerea cu tropane se aplică la suitori executate în roci tari, compacte. Tropanele se

montează la distanţă de 1-1,5 m pe planele de compartimentare ale suitorii, cu capetele fixate în scobituri adânci de 10-20 cm, executate în tavanul şi vatra suitorii în care se împănează (fig.3.17).

După fixarea tropanelor, compartimentul de circulaţie se delimitează de celelalte compartimente prin bandajare, care se face în exterior astfel încât tropanele să poată fi controlate din compartimentul de circulaţie.

La distanţă de 4-10 m, în funcţie de înclinarea suitorii, peste tropane se construiesc poduri de odihnă, iar între două poduri se montează scări cu înclinare de cel mult 80° şi lungime aleasă astfel încât să depăşească podul superior cu 100 cm.

Susţinerea cu cadre montate în desiş se aplică la executarea suitorilor în roci cu stabilitate redusă. Pentru susţinerea în desiş este recomandat ca la intervale de 4 m să se monteze tropane, consolidate în pilugi pe latura scurtă a suitorii pentru a asigura o stabilitate mai bună a susţinerii şi condiţii mai bune pentru refacerea sau înlocuirea cadrelor care se degradează pe durata de serviciu a suitorii. Tropanele sunt elemente de reazem şi au rolul de a prelua o parte din greutatea susţinerii. În rocile cu tărie mai mare de 300 daN/cm2 cadrele se montează în câmpuri de 0,5-1 m. Pentru astfel de monografii grinzile scurte sunt fixate în

80

pilugi de 200-300 mm. Uneori şi la montarea în câmpuri a cadrelor de susţinere se folosesc tropanele în scopul arătat mai sus.

Fig.3.17. Susţinerea suitorilorcu tropane.Pentru protejarea susţinerii, compartimentul pentru transportul substanţei minerale utile

se căptuşeşte în interior cu scânduri de brad. Compartimentul pentru circulaţia personalului se amenajează în mod corespunzător cu scări şi poduri de odihnă aşezate la intervale cuprinse între 3 şi 5 m.

Scările se aşază în şicană una faţă de cealaltă, pe jumătate din secţia de circulaţie. Pentru evitarea accidentării în timpul circulaţiei, scările trebuie să depăşească podurile de odihnă cu aproximativ 1 m sau, în caz contrar, zona de trecere a podului să fie prevăzută cu scoabe metalice fixate în armături la intervale de 20-30 cm.

Susţinerea cu cadre montate în câmpuri se foloseşte la suitorile verticale executate în roci stabile, echipate cu troliu pentru transportul materialelor sau al personalului.

Cadrele de lemn rotund sau ecarisat se aşază în câmpuri de 0,5-1,5 m, pe stâlpi verticali scurţi care se reazămă pe cadrul inferior. După montare se consolidează cu scoabe metalice şi se împănează între pereţi. Cadrele se rigidizează în interior cu juguri de 4-6 m lungime, montate vertical pe laturile lungi ale suitorii, de regulă pe planul sau planele de compartimentare ale acesteia.

După montarea cadrelor dintr-un tronson (4-6 cadre) se bandajează conturul exterior cu scândură sau se torcretează pereţii.

Susţinerea cu zidărie de bolţari şi beton (fig.3.18) este utilizată la suitorile executate în scop de aeraj, la suitorile în care transportul se face prin cădere liberă (rostogoluri colectoare) ori pentru căi de acces cu durată mare de serviciu.

a bFig.3.18. Profile tipizate de suitori susţinute cu zidărie de bolţari şi beton:a – suitoare circulară zidită în bolţari SZc 5,3 m2 ; b – suitoare circulară

susţinută în beton SBc 5,3 m2.

81

Susţinerea cu beton şi cea cu zidărie de betonite se execută după terminarea săpării şi susţinerii provizorii a suitorii, pe tronsoane de 10-15 m, delimitate de picioare de sprijin (fig.3.19).

Pentru betonare se execută lărgirea descendentă a secţiunii suitorii.În dreptul piciorului de sprijin, sub un unghi de 45-50° faţă de orizontală, se perforează

pe întregul contur al suitorii un rând de găuri scurte de 40-50 cm, care se împuşcă pentru a crea spaţiul de turnare a betonului pentru piciorul de sprijin.

După întărirea betonului din piciorul de sprijin se continuă susţinerea până la realizarea legăturii cu piciorul de sprijin superior sau cu vatra galeriei de cap.

Porţiunea cuprinsă între două picioare de sprijin se poate susţine ascendent cu betonite zidite în rânduri succesive sau cu beton turnat în spatele unui cofraj metalic mobil.

Betonul turnat asigură o legătură bună între susţinere şi rocă, însă există riscul unor prelungiri ale lucrărilor de susţinere, cauzate de aşteptări pentru întărirea betonului.

Susţinerea suitorilor cu beton se poate realiza concomitent cu lărgirea prin utilizarea unui cofraj mobil pentru betonare, care poate fi coborât pe suitoare pe măsura avansării lucrărilor de reprofilare.

Betonul se poate folosi atât la susţinerea suitorilor cu profil circular cât şi la cele cu profil dreptunghiular. În acest caz este necesar ca în masa betonului să se introducă armături metalice pentru a-i asigura rezistenţă corespunzătoare la eforturile de încovoiere.

Susţinerea cu beton este utilizată numai atunci când se manifestă presiuni mari din toate părţile sau când există pericolul apariţiei uzurii pronunţate la transportul gravitaţional al rocilor tari şi cu granulaţie mare.

Fig.3.19. Suitoare susţinută cu betonşi bolţari de beton.

Susţinerea metalică a suitorilor este indicată atunci când lucrarea dispune de un profil circular (fig.3.20). Elementele de susţinere se execută din oţel laminat sub formă de profile sau din tablă şi se utilizează atât pentru susţinere definitivă (cadre, cuvelaje sau tubinguri) cât şi pentru susţinerea provizorie în timpul săpării.

Susţinerea combinată a suitorilor vizează obţinerea de avantaje de ordin tehnic, organizatoric şi economic. Din punct de vedere tehnic se acordă atenţie folosirii la maxim a autoportanţei masivului de roci înconjurătoare şi creşterii ei prin ancorare şi torcretare, reducerii suprafeţei ocupate de susţinere, precum şi mecanizării lucrărilor de susţinere.

Fig.3.20. Suitoare circulară susţinută în metal SMc 4,9 m2.

Din punct de vedere organizatoric se urmăreşte simplificarea ciclului, scurtarea duratei de realizare a susţinerii şi asigurarea condiţiilor optime de muncă.

Variantele de susţinere combinată a suitorii sunt următoarele:- susţinerea suitorii cu lemn şi zidirea rostogolului cu bolţari atunci când acesta urmează a

fi utilizat pentru transport gravitaţional redus;

82

- susţinerea cu metal şi lemn a suitorilor de aeraj care servesc şi pentru circulaţie ;- susţinerea cu metal şi beton obţinută prin combinarea ancorelor cu beton torcretat sau

proiectat la susţinerea pereţilor suitorii şi cadre suspendate de ancore pentru compartimentare.Dacă este necesară întărirea susţinerii, atunci de ancore se pot fixa profile metalice,

profile metalice şi plasă de sârmă sau tole metalice cu diametrul de 3-5 mm care se fixează de ancore.

Capitolul 4

TEHNOLOGII DE EXECUŢIEA PUŢURILOR VERTICALE

4.1. CONSTRUCŢIA GULERULUI DE PUŢ

Gura sau gulerul puţului [40, 55] reprezintă tronsonul cu adâncime de 10-30 m cuprins între suprafaţă şi rocile de bază. Atunci când rocile de bază se extind până la suprafaţă, gulerul puţului constituie tronsonul cu o adâncime de aproximativ 10 m, cota finală fiind situată cu 2-2,5 m sub nivelul vetrei canalului de aeraj.

Proiectul pentru construcţia gulerului de puţ cuprinde alegerea schemelor tehnologice de săpare, alegerea utilajelor, indicatorii tehnico-economici care trebuie realizaţi şi desenele de execuţie.

4.1.1. Săparea şi susţinerea gulerului de puţ

Schemele tehnologice de săpare se aleg în funcţie de următorii factorii diametrul puţului şi adâncimea gulerului de puţ, tipul rocilor acoperitoare şi al rocilor de bază, materialul şi tipul susţinerii, metoda de construcţie a puţului şi posibilitatea utilizării turnului definitiv şi a instalaţiei definitive de extracţie, utilajele folosite pentru încărcarea şi evacuarea rocii.

Deoarece gulerele de puţ traversează roci acoperitoare instabile, cu rezistenţe mecanice reduse, atât grosimea susţinerii cât şi configuraţia conturului exterior al susţinerii sunt proiectate după criterii care urmăresc siguranţa şi securitatea întregii construcţii. Pentru asigurarea stabilităţii gulerului de puţ, conturul exterior se execută sub formă de trepte. Grosimea susţinerii pentru prima treaptă este de 1,2-1,5 m, iar pentru treapta inferioară este de 0,6-0,8 m.

Schema succesivă cu folosirea instalaţiilor mobile de extracţie. Săparea şi susţinerea provizorie a gulerului de puţ se efectuează pe întreaga sa adâncime până la nivelul rocilor de bază, urmată de executarea ascendentă a susţinerii definitive (fig.4.1).

Pentru început se delimitează conturul puţului, se fixează axul său, apoi începe excavarea rocilor până la adâncimea de 3-3,5 m, după care se montează rama şablon. Aceasta este un cadru din lemn fasonat cu laturile de 250250 mm ori din grinzi metalice laminate cu profil I sau U, destinat delimitării conturului gulerului de puţ.

83

Fig.4.1. Construcţia gulerului de puţ.

Pentru debite reduse evacuarea apelor se realizează cu chibla, iar atunci când debitele depăşesc 3-5 m3/h se realizează cu pompe.

Pe măsura avansării frontului de lucru în profunzime, pereţii gulerului de puţ trebuie susţinuţi cu inele metalice din profile U-18, iar bandajarea spaţiului dintre inele se face cu scânduri de brad, jumătăţi de lemn sau plasă metalică. Distanţa dintre inele se alege în funcţie de stabilitatea rocilor şi este cuprinsă între 0,5-1,0 m. Inelele sunt legate între ele pe verticală cu cârlige metalice cu diametrul de 30-32 mm.

Lucrările de săpare şi susţinere continuă în acest fel până când gulerul ajunge în rocile de bază, în care mai avansează cu 0,8-2,0 m pentru executarea piciorului de sprijin. Pentru susţinerea definitivă a gulerului de puţ se recomandă betonul B-200 preparat la suprafaţă. Uneori se foloseşte pentru susţinere beton armat, armăturile metalice fiind executate din OB-37 cu diametrul de 12-20 mm. Susţinerea din beton sau beton armat se execută ascendent, de la nivelul piciorului de sprijin. Betonul preparat la suprafaţă poate fi transportat în spatele cofrajului prin conducte metalice cu diametrul de 150 mm. Pentru cofraje se folosesc cintre metalice din OL-38 profil U-18, U-20 sau panouri metalice. Preîntâmpinarea pătrunderii apelor de la suprafaţă în puţ se asigură prin supraînălţarea susţinerii definitive a gulerului cu 20-25 cm deasupra nivelului solului.

Schema succesivă cu turn de extracţie provizoriu este similară schemei anterioare, cu deosebirea că este folosit turn de extracţie provizoriu şi instalaţie de extracţie provizorie.

Aplicarea acestei scheme este limitată de dezavantajele pe cale le implică: mecanizare limitată a susţinerii provizorii, consum mare de muncă pentru montarea şi demontarea inelelor metalice, viteze de execuţie reduse, de numai 15-20 m/lună.

Un criteriu important de alegere a schemei îl reprezintă costul execuţiei gulerului de puţ, care presupune calcularea costurilor de săpare pentru 1 m de puţ obţinut la fiecare variantă şi compararea lor.

4.1.2. Impermeabilizarea gulerului de puţ

Impermeabilizarea [40] constă în izolarea susţinerii prin crearea unui ecran sau a unui cilindru exterior din materiale impermeabile în urma injectării unor soluţii de ciment, răşini sintetice, bitum, soluţii argiloase etc.

Procedeele menţionate se recomandă atunci când debitele apelor de infiltraţie depăşesc 8 m3/h.

84

Gulerele de puţ se execută pe două tronsoane: cel inferior cu înălţimea de 8 m, susţinut cu beton a cărui grosime este de 1500 mm şi tronsonul superior, cu înălţimea de 12 m şi susţinut cu beton cu grosimea de 2500 mm.

Tehnologia de execuţie (fig.3.2) cuprinde patru faze. În faza I se desfăşoară săparea şi susţinerea provizorie a gulerului de puţ, urmată de executarea în sens ascendent a susţinerii definitive din beton B-200, cu grosimea de 1000-1500 mm în faza a II-a. În faza a III-a se execută pe conturul exterior al susţinerii un făgaş circular cu lăţimea de 1000-1500 mm. Faza a IV-a cuprinde realizarea centurii inelare de hidroizolaţie din bitum cauciucat cu grosimea de 30 mm sub protecţia unei zidării de cărămidă şi turnarea betonului hidrotehnic cu grosimea de 920 mm.

Avantajul procedeului descris constă în asigurarea protejării susţinerii gulerului de puţ cu investiţii minime şi începerea construcţiei gulerului de puţ în timp scurt.

Fig.4.2. Hidroizolarea gulerului de puţ.

4.1.3. Dimensionarea susţinerii gulerului de puţ

Asupra gulerului puţului acţionează atât sarcini verticale, cât şi sarcini orizontale. Sarcinile verticale sunt constituite din greutatea proprie a susţinerii, greutatea turnului definitiv, greutatea maşinii de extracţie şi a utilajelor anexe care se sprijină pe susţinere. Sarcinile orizontale sunt date de presiunea hidrostatică (în cazul rocilor acvifere), presiunea rocilor înconjurătoare, solicitările suplimentare ale fundaţiilor pe care se sprijină construcţiile din jurul puţului.

Sarcinile verticale care acţionează pe susţinerea gulerului de puţ [40] se calculează cu relaţia:

[kN] (4.1)

unde: μ este coeficient de suprasolicitare (μ = 1,2-1,4);

– suma sarcinilor verticale dezvoltate de construcţiile de la suprafaţă, care se

transmit prin fundaţiile lor asupra susţinerii gulerului de puţ, kN.Sarcinile orizontale se calculează astfel:

[MPa] (4.2)

unde: q1 este presiunea rocilor înconjurătoare, MPa;q2 – presiunea apelor din lentilele cu nisipuri acvifere, MPa;

85

q3 – presiunea suplimentară dată de influenţa construcţiilor de la suprafaţă amplasate în jurul puţului, MPa.

Dimensionarea grosimii susţinerii gulerului de puţ se face prin următoarele metode de calcul:

● în funcţie de tensiunea de compresiune admisă în materialul susţinerii şi valoarea sarcinilor verticale:

(4.3)

● în funcţie de tensiunile admise în materialul susţinerii şi valoarea presiunilor orizontale:

(4.4)

În formulele anterioare D0 reprezintă diametrul puţului în lumină, m; Pv – sarcinile verticale transmise asupra rocilor în care se amplasează piciorul de sprijin

al gulerului, kN; RS – tensiunile de compresiune admise în susţinerea din beton, MPa; pmax – presiunea orizontală maximă care solicită susţinerea, MPa.

Grosimea susţinerii în secţiunea periculoasă se verifică cu expresia (3.3), în care se înlocuieşte RR cu σA şi se efectuează operaţiile necesare, obţinându-se astfel formula pentru determinarea tensiunilor de tracţiune în secţiunea cea mai periculoasă din gulerul puţului:

(4.5)

Pentru preîntâmpinarea deformării şi distrugerii trebuie respectată condiţia:

(4.6)

4.2. SĂPAREA PUŢURILOR PRIN PERFORARE-ÎMPUŞCARE

4.2.1. Scheme de săpare

Schema succesivă [40] presupune săparea şi susţinerea definitivă a puţurilor pe tronsoane cu înălţimea de 25-30 m. Pentru început se execută săparea şi susţinerea provizorie cu inele metalice a tronsonului de lucru până la limita lui inferioară (fig.4.3, a), după care se execută lăcaşul piciorului de sprijin care se betonează (fig.4.3, b), urmând susţinerea definitivă a puţului în sens ascendent. La această schemă susţinerea definitivă se realizează din zidărie de bolţari sau, mai rar, din beton monolit.

Datorită discontinuităţii procesului de săpare şi de susţinere definitivă a puţului şi volumului mare de muncă şi de timp afectat susţinerii, viteza de avansare cu această schemă este redusă, obţinându-se 15-30 m/lună.

Aplicarea acestei scheme este indicată atunci când rocile traversate au stabilitate mică şi necesită susţinerea provizorie imediată, iar adâncimea puţurilor nu depăşeşte 150 m.

86

a bFig.4.3. Schema succesivă de construcţie a puţurilor:

a – susţinere provizorie cu inele metalice; b – susţinere definitivă în beton.

Schema paralelă [40] se caracterizează prin executarea susţinerii definitive în acelaşi timp cu săparea, însă cu decalarea în spaţiu a celor două fronturi de lucru.

a b c dFig.4.4. Schema paralelă de construcţie a puţurilor:

a – cu susţinere provizorie în inele metalice; b, c – cu scut metalic de protecţie; d – fără susţinere provizorie sau scut metalic; 1 – pod suspendat; 2 – susţinere provizorie; 3 – ramă de întindere; 4 –

pod de lucru; 5 – scut de protecţie; 6 – pod pentru cimentare; 7 – pod mobil de lucru pentru mutarea graifărului; 8 – cofraj glisant; 9 – inel de etanşare.

În funcţie de stabilitatea rocilor traversate şi de susţinerea definitivă folosită, schema paralelă se aplică în trei variante:

● cu susţinerea provizorie a puţului în inele metalice (fig.4.4, a), variantă utilizată atunci când puţul are adâncime mare şi diametru în săpare de minim 7 m, rocile traversate au stabilitate mică sau medie, iar susţinerea definitivă se realizează în zidărie de bolţari sau beton monolit;

● cu scut metalic de protecţie (fig.4.4, b şi c), aplicată când rocile sunt stabile, iar susţinerea definitivă se realizează cu tubinguri sau beton monolit turnat după cofraj glisant; protecţia muncitorilor împotriva căderii rocilor se asigură prin montarea unui scut metalic;

● fără utilizarea susţinerii provizorii sau a scutului (fig.4.4, d), aplicată numai la roci cu stabilitate mare, unde nu mai este necesară prezenţa scutului.

Schema concomitentă [40] se caracterizează prin montarea susţinerii definitive în imediata apropiere a frontului de lucru. În cadrul acestei scheme, susţinerea din beton se montează pe tronsoane scurte (fig.4.5, a), iar în cazul susţinerilor din tubinguri lungimea tronsonului supus susţinerii este de 4-5 m (fig.4.5, b). Această schemă este utilizată frecvent la săparea puţurilor în roci cu stabilitate medie şi ridicată, întrucât elimină susţinerea

87

provizorie şi picioarele de sprijin şi totodată poate asigura un grad ridicat de mecanizare a operaţiilor de bază atât la săpare cât şi la susţinere.

a bFig.4.5. Schema concomitentă de construcţie a puţurilor:

a – susţinere din beton; b – susţinere din tubinguri;1 – ramă de întindere; 2 – cofraj glisant; 3 – pod de lucru.

Analizând cele trei scheme de construcţie a puţurilor, se observă că, în funcţie de schema adoptată, susţinerea definitivă se poate monta atât în sens ascendent, cât şi în sens descendent. Montarea ascendentă se aplică la utilizarea susţinerilor provizorii din inele metalice, la executarea picioarelor de sprijin şi la susţineri definitive pe tronsoane lungi. Montării descendente îi este caracteristică lipsa susţinerilor provizorii, eliminarea din fluxul tehnologic a executării piciorului de sprijin şi montarea susţinerii pe tronsoane scurte.

Alegerea uneia din schemele tehnologice prezentate depinde de condiţiile geologice în care se construieşte puţul, de tipul susţinerii şi modul ei de execuţie.

Parametrii procesului de perforare-împuşcare au fost prezentaţi în volumul 1.

4.2.2. Procese tehnologice la săparea puţurilor

Perforarea găurilor de mină are o pondere de 25-40% în durata ciclului. Această operaţie se execută cu perforatoare percutante individuale cu greutăţi de 20-40 kg (similare celor utilizate în cazul galeriilor) sau cu instalaţii de perforat. În fig. 3.6 este ilustrată instalaţia de perforare BUKS-1m, care este dotată cu 4 perforatoare rotopercutante. Instalaţia poate fi comandată de la două pupitre, unul aflat în frontul de lucru, iar celălalt în cabina complexului. Detritusul rezultat în urma perforării este evacuat prin intermediul unui amestec aer-apă, care împiedică formarea prafului.

Încărcarea şi împuşcarea găurilor de mină se face prin dispoziţie de împuşcare. Încărcarea găurilor cu exploziv se efectuează de către artificier, fiecare cartuş amorsându-se numai în momentul introducerii lui în gaura de mină. După încărcare cu exploziv, gaura de mină se burează. La găurile de mină cu lungimea de până la 1,5 m burajul trebuie să ocupe cel puţin jumătate din lungimea găurii; la găurile de mină cu lungimea cuprinsă între 1,5 şi 3 m burajul se va efectua pe o treime din lungimea găurii, iar la găurile mai lungi de 3 m lungimea burajului se stabileşte prin dispoziţia de împuşcare, dar nu mai puţin de 1 m. Fig.4.6. Instalaţia de

perforare BUKS.

88

De regulă, legarea capselor se face în serie, legarea mixtă fiind admisă numai atunci când se utilizează explozoare speciale.

Declanşarea exploziei în puţuri se face de la suprafaţă sau de la orizontul de extracţie, de la cel puţin 20 m de gura sau fereastra puţului, dar să existe minim 100 m faţă de frontul de lucru.

Aerajul puţurilor în curs de săpare se realizează aspirant, refulant sau combinat (fig.4.7).

a b cFig.4.7. Scheme de aeraj utilizate la săparea puţurilor:

a – aeraj aspirant; b – aeraj refulant; c – aeraj combinat; 1 – ventilator;2 – tub de aeraj; 3 – cablu de suspendare; 4 – pod mobil de protecţie.

La alegerea tipului de aeraj se ţine seama de condiţiile existente (volumul de gaze rezultat în urma împuşcării, regimul de gaze şi pulberi explozive, lungimea lucrării), precum şi de avantajele şi dezavantajele fiecărui sistem.

Încărcarea rocii împuşcate este o operaţie grea şi de durată. Maşinile de încărcat (graifăre) se clasifică după următoarele criterii:

după modul de dirijare (manual sau mecanic);după modul de prindere a rocii (de sus sau de jos);după volumul cupei;după procedeul de deplasare (suspendate sau autodeplasabile);după energia utilizată (pneumatică, electrică, hidraulică).Productivitatea graifărului se calculează cu următoarele relaţii:

productivitatea teoretică:

[m3/h] (4.7)

productivitatea tehnică:

[m3/h] (4.8)

productivitatea de exploatare:

89

[m3/h] (4.9)

unde: VG este volumul graifărului, m3;TC – durata ciclului de încărcare, h;K – coeficient de umplere a graifărului, K = 0,8-0,9;Ku – coeficient de utilizare în timp a graifărului, Ku = 0,6-0,8;K1 – coeficient în funcţie de granulometria rocii. K1 = 1,2-1,5.

Norma la încărcare se stabileşte cu relaţia:

[m3/schimb] (4.10)

unde: TS este durata schimbului, min;Tpi – timpul necesar pentru pregătirea şi încheierea operaţiei de încărcare, min/schimb;t0 – timpul necesar încărcării unui m3 de rocă, min.

Evacuarea rocii împuşcate la săparea puţurilor se poate efectua cu instalaţii de extracţie cu o singură ramură a cablului de extracţie sau cu două ramuri lucrătoare ale acestuia.

În cazul utilizării schemei de extracţie cu două cabluri (fig.4.8, a) chibla încărcată 1 se deplasează în sens ascendent, în timp ce chibla goală 2 se deplasează în sens descendent, iar chibla 3 se încarcă în frontul de lucru. Chibla extrasă la suprafaţă se descarcă, iar cea goală, odată ajunsă în frontul de lucru, se decuplează de la cablu, în locul ei cuplându-se chibla încărcată. După efectuarea acestei operaţii începe ciclul de extracţie următor, în cursul căruia chibla goală se încarcă în frontul de lucru, în acest fel aflându-se permanent în mişcare două chible.

În cazul schemei de extracţie cu un singur cablu (fig.4.8, b), în mişcare se află o singură chiblă 1, care se descarcă la suprafaţă fără a fi decuplată de la cablu, în timp ce chibla 2 se încarcă în frontul de lucru. Aceasta se cuplează la cablul de extracţie după sosirea în front a chiblei goale.

La sistemul de extracţie cu două cabluri troliul de extracţie va avea două tobe, în timp ce la sistemul de extracţie cu un singur cablu va avea numai o tobă.

Sistemul de evacuare cu două chible se recomandă pentru puţuri cu adâncimi mari şi secţiuni transversale apreciabile.

Productivitatea la extracţie se poate stabili atât în funcţie de volumul chiblei cât şi în funcţie de viteza lunară impusă.

a b Fig.4.8. Extracţia cu chibla.

În funcţie de volumul chiblei, productivitatea la extracţie se calculează astfel:

[m3/h] (4.11)

90

unde: Vch este volumul chiblei, m3;Ku – coeficient de umplere a chiblei, Ku = 0,7-0,9;Kn – coeficient de neuniformitate la efectuarea transportului: Kn = 1,2-1,4;Td – timpul de descărcare a chiblei, Td = 10-20 s;Tc – timpul ciclului de extracţie, s:la utilizarea unei singure chible:

la utilizarea a două chible:

în care H este adâncimea puţului, iar Vmed reprezintă viteza medie de extracţie.În funcţie de viteza lunară impusă, productivitatea la extracţie se calculează cu relaţia:

[m3/h] (4.12)

unde: A este viteza lunară impusă, m/lună;S – secţiunea de săpare a puţului, m2;Ka – coeficient de afânare a rocii;t – durata preconizată a operaţiei de încărcare-evacuare a rocii, ore;n – numărul zilelor lucrătoare dintr-o lună.

În cazul în care s-a stabilit tipul graifărului şi productivitatea la încărcare a acestuia, volumul minim al chiblei care nu determină stagnări în procesul de încărcare-evacuare a rocii este:

[m3] (4.13)

Durata unei curse realizate de chiblă până la podul de descărcare se calculează astfel:

[s] (4.14)

unde: Tp este durata tuturor pauzelor tehnologice;Td – timpul de descărcare a chiblei, s;Tvr – timpii de deplasare a chiblei cu viteze reduse, s;vmax, vmin – viteza maximă respectiv viteza minimă de deplasare, m/s;amax – acceleraţia maximă, amax = 0,5 m/s2;H – adâncimea puţului, m;hd – înălţimea până la rampa de descărcare, m;hvr – spaţiul parcurs de chiblă cu viteză redusă, m.

În cazul în care evacuarea rocii se realizează cu o singură chiblă durata ciclului este: [s]

91

Turnul metalic folosit în procesul de săpare a puţurilor (fig.4.9) constă dintr-o platformă de rezistenţă 1 pentru susţinerea moletelor şi a utilajului ajutător, fermele 2 formate din picioare înclinate legate între ele printr-o reţea de profile laminate, platforma de primire 3 montată pe scheletul 4 şi scara 5.

Fig.4.9. Turn metalic pentru săpare.

Evacuarea apelor este operaţia care influenţează negativ viteza de săpare. În funcţie de adâncimea puţului apa se poate evacua direct din frontul de lucru la suprafaţă sau în trepte. Odată cu creşterea adâncimii puţului creşte şi debitul de infiltraţie.

Evacuarea apei cu ajutorul chiblelor este posibilă numai la debite reduse de infiltraţie. Pentru umplerea chiblelor se folosesc pompe submersibile mobile mici, cu acţionare pneumatică sau electrică (fig.4.10).

Fig.4.10. Evacuarea apei cu chibla: 1 – pompă; 2 – chiblă; 3 – conductă flexibilă;4–conductă metalică; 5,6 furtun

Evacuarea apei cu chibla poate fi făcută doar dacă este îndeplinită condiţia:(4.15)

unde: W este volumul de apă care se evacuează împreună cu sterilul împuşcat,m3/h;Qi – debitul mediu de infiltraţie, m3/h:

[m3/h]

unde: n este numărul de curse pe oră;V – volumul chiblei, m3;k – volumul golurilor în roca afânată; pentru roci tari k = 0,5-0,6; pentru roci semitari k

= 0,4-0,5; pentru roci moi k = 0,3-0,4;ψ – coeficient de umplere a chiblei.

92

Evacuarea apei cu ajutorul pompelor se face după mai multe scheme. Pentru adâncimi mici şi medii se foloseşte o pompă 1, suspendată pe cablu prin intermediul unui troliu aflat la suprafaţă (fig.4.11, a). În cazul în care o singură pompă nu satisface presiunea impusă, se utilizează pomparea în două trepte (fig.4.11, b), schemă conform căreia pompa suspendată 1 refulează în bazinul unei staţii intermediare, de unde apa este evacuată la suprafaţă cu o pompă fixă 3. Dacă secţiunea puţului permite, pompele suspendate pot funcţiona în serie (fig.4.11, c). Uneori se utilizează un rezervor intermediar de acumulare (fig.4.11, d). Pompa 1 refulează în rezervorul 2, de unde apa este refulată la suprafaţă cu pompa suspendată 3. În cazul săpării puţurilor foarte adânci se utilizează scheme cu mai multe trepte de pompare (fig.4.11, e).

a b c d eFig.4.11. Evacuarea apei la puţurile în săpare.

Debitul instalaţiilor mobile de evacuare a apelor la săparea puţurilor se determină cu relaţia:

[m3/h] (4.16)

unde: k este coeficient de neunifornitate a debitului din frontul de lucru,k = 1,3-1,5;Qi – debitul de infiltraţie, m3/h;t1 – durata necesară pentru ridicarea şi coborârea pompei în timpul împuşcării şi

aerisirii, t1 = 0,75-1,25 ore;t2 – timpul efectiv de evacuare, ore;W – debitul de apă care se evacuează împreună cu roca extrasă, m3/h.

4.3. SUSŢINEREA PUŢURILOR

Criteriile care stau la baza alegerii susţinerii puţurilor sunt următoarele: tipul şi destinaţia puţului; durata de serviciu; proprietăţile fizico-mecanice ale rocilor; caracteristicile de deformare ale rocilor; gradul de stabilitate a rocilor sub influenţa solicitărilor; profilul şi dimensiunile secţiunii puţului; amplasarea puţului faţă de zăcământ şi modul lui de protejare; cerinţele economice.

Susţinerile de puţ pot fi clasificate în funcţie de interacţiunea cu rocile înconjurătoare, materialele folosite, caracteristicile de deformare etc.

● După caracterul interacţiunii cu rocile înconjurătoare şi funcţia pe care o îndeplinesc, se pot deosebi: susţineri cu scop de protejare a rocilor, susţineri îngrăditoare, susţineri cu acţiune de consolidare, susţineri de construcţie susţinătoare, susţineri cu acţiune de sprijin şi susţineri combinate.

● După materialul folosit şi tehnologia de execuţie, se deosebesc: susţineri din beton monolit, beton armat şi torcret; susţineri din bolţari, panouri prefabricate, tubinguri, coloane

93

metalice, inele metalice; susţineri din lemn; susţineri ancorate fixate cu răşini sintetice sau soluţii de ciment.

● După caracteristica de deformare, modul de preluare a presiunii rocilor şi particularităţile constructive, se cunosc susţineri de construcţie elastică în care sunt prezente elemente compresibile şi susţineri de construcţie rigidă.

● După portanţa lor, susţinerile pot fi grupate în patru clase: 1 – cu portanţă scăzută (< 0,1 Mpa); 2 – cu portanţă medie (0,1-0,3 MPa); 3 – cu portanţă ridicată (0,3-1 MPa); 4 – cu portanţă foarte ridicată (> 1 MPa).

● După destinaţie şi durata de serviciu , susţinerile pot fi provizorii (inele metalice) şi definitive (beton monolit, bolţari, beton armat, torcret cu ancore).

În urma execuţiei puţurilor se modifică starea iniţială de echilibru a masivului de rocă. Ca urmare, pe conturul puţului începe un proces de deformare şi de sfărâmare a rocilor, care întâlnesc susţinerea şi duc la apariţia unei noi stări de echilibru. Caracterul interacţiunii susţinerii cu masivul de rocă depinde de starea iniţială de tensiuni existentă în masiv, de caracteristicile mecanice ale rocilor, tipul susţinerii şi tehnologia de construcţie a puţului. Noţiunea de interacţiune ilustrează modul de conlucrare dintre susţinere şi rocile înconjurătoare în procesul de deformare a lor după executarea lucrării miniere, pentru a forma un sistem deformabil unitar susţinere-rocă. Interacţiunea dintre susţinere şi rocă este analizată cu ajutorul modelelor mecanice ale rocilor, dintre care se utilizează cu precădere modelul elastic şi modelul vâscoelastic.

Modelul elastic de interacţiune dintre susţinere şi rocă consideră că masivul de rocă este un mediu elastic şi poate fi admis în următoarele cazuri: când puţul se execută prin forare; conturul lucrării miniere nu este detensionat în totalitate; lucrarea minieră suportă influenţa excavaţiilor învecinate şi când rocile nu au un caracter omogen.

Calculul presiunii rocilor are la bază formula:

(4.17)

unde: K este coeficient care ţine seama de influenţa unor factori precum: caracteristica rocilor şi a susţinerii, grosimea susţinerii, distanţa dintre susţinerea

definitivă şi frontul de lucru;γ – greutatea volumetrică a rocilor;H – adâncimea puţului.

Pentru estimarea presiunii miniere asupra susţinerii, în condiţiile cofrajelor glisante, este propusă expresia:

[MPa] (4.18)

unde: λ este coeficientul împingerii laterale;γ – greutatea volumetrică a rocilor, MN/m3;H – adâncimea la care se studiază presiunea, m;G – modulul de forfecare al rocilor, MPa;Gs – modulul de forfecare al susţinerii din beton, MPa;As – caracteristica susţinerii, care se determină astfel:

; (4.19)

94

unde: R1 este raza exterioară a susţinerii, m;R0 – raza interioară a susţinerii, m;μs – coeficientul lui Poisson pentru beton;* coeficient care ilustrează decalajul dintre tronsonul în care se execută susţinerea în

beton cu ajutorul cofrajului glisant şi frontul de lucru al puţului:

(4.20)

unde: 1 este coeficient experimental, 1 = 0,3;l – distanţa dintre tronsonul în care se execută susţinerea în beton şi frontul de lucru, m.Modelul vâscoelastic de interacţiune susţinere-rocă ţine seama de parametrii reologici

ai rocilor. Ca atare, presiunea se poate calcula cu aceeaşi expresie, cu condiţia ca în locul parametrilor elastici μ, G şi E să fie incluşi parametri similari, dar ale căror valori μt, Gt şi Et, , modificate în funcţie de timp, se obţin cu expresiile:

(4.21)

(4.22)

(4.23)

unde: Φ este funcţia fluajului rocilor:

δ, - caracteristici ale fluajului rocilor obţinute pe cale experimentală;E – modulul de elasticitate al rocilor.

4.3.1. Susţinerea în lemn

Acest tip de susţinere se aplică la puţuri cu profil dreptunghiular şi durată de serviciu de 10-15 ani, amplasate în roci stabile. Elementele susţinerii sunt executate sub formă de cadre dreptunghiulare din lemn rotund sau cioplit cu latura de 1820 cm (fig.4.12). Cadrul de susţinere se compune din două grinzi lungi şi două grinzi scurte asamblate între ele prin îmbinări în prag drept sau în coadă de rândunică (fig.4.13). În funcţie de condiţiile geologice şi de presiunea rocilor, cadrele de susţinere se pot aşeza fie în desiş, fie în câmpuri.

Susţinerea în desiş (fig.4.14) se utilizează la puţuri săpate în roci cu tărie redusă. Cadrele de lemn sunt aşezate astfel încât între ele să nu rămână spaţiu liber. După săparea unui tronson de 3-6 m, operaţia de susţinere începe cu montarea elementelor de sprijin numite tropane, care servesc pentru aşezarea cadrelor de susţinere şi preluarea unei părţi din greutatea lor [40].

Tropanele sunt fixate în pilugi pe latura scurtă a puţului. De la nivelul tropanului începe montarea cadrelor în sens ascendent, pe întreaga înălţime a tronsonului, până în tropanul superior ş.a.m.d.

Susţinerea în câmpuri (fig.3.15) se aplică atunci când rocile în care se sapă puţul au tărie medie sau mare şi constă din cadre dreptunghiulare aşezate pe verticală la intervale de 0,5-1,5 m, între care se fixează stâlpi scurţi 1 amplasaţi în extremităţi şi pe latura lungă a cadrului. În spaţiul dintre cadru şi pereţi se bat pene de lemn pentru a fixa elementele susţinerii. În spatele cadrelor se aşază bandajele 2, executate din scânduri de stejar cu grosimea de 25-50 mm.

95

Înălţimea tronsonului dintre două tropane este de 3-6 m. Susţinerile de acest tip mai cuprind moazele 3, ghidajele 4 şi podul scărilor 5.

Fig.4.12. Puţ susţinut în lemn.

Fig.4.13. Moduri de îmbinare a Fig.4.14. Susţinerea în desiş a puţurilor: elementelor de susţinere: a, b, c 1 – grindă scurtă; 2 – grindă lungă; 3– tropan.

în prag; d – în coadă de rândunică.

Sensul se execuţie al susţinerii în câmpuri este ascendent, iar operaţiile de asamblare a grinzilor din lemn încep de la nivelul tropanelor.

96

Fig.4.15. Susţinerea în câmpuri a puţurilor:1 – stâlpi scurţi; 2 – bandaje; 3 – moaze; 4 – ghidaje; 5 – podul scărilor.

Grinzile care compun cadrul de susţinere sunt dimensionate în funcţie de solicitările presiunii rocilor. Grinda scurtă l1, având cea mai mare deschidere, este supusă celor mai mari solicitări (fig.4.16).

Presiunea rocilor preluată de un cadru este:

[MPa] (4.24)

unde: p este presiunea maximă asupra susţinerii, MPa;l1 – lungimea grinzii de pe latura scurtă a puţului, m;L – distanţa dintre cadre, m.

Momentul maxim de încovoiere se calculează astfel:

(4.25)

unde: m este coeficientul condiţiilor de lucru, m = 0,6;W – modulul de rezistenţă al lemnului, cm3;R1 – rezistenţa admisibilă a lemnului la încovoiere, R1 = 60-100 daN/cm2.

97

Fig.4.16. Susţinerea cu cadre.

Modulul de rezistenţă este:pentru lemn rotund:

pentru lemn cioplit, cu secţiune dreptunghiulară:

în care b şi h sunt lăţimea şi respectiv înălţimea profilului, cm;

pentru lemn cu secţiune pătrată:

unde a este latura profilului, cm.

Introducând valoarea lui W în expresia (3.25) se obţine fie diametrul, dimensiunea fie laturilor profilului:

pentru susţinerea din lemn rotund în câmpuri:

[cm] (4.26)

pentru susţinerea în câmpuri din lemn cioplit cu profil dreptunghiular:

[cm] (4.27)

pentru susţinerea în câmpuri din lemn cu profil pătrat:

[cm] (4.28)

4.3.2. Susţinerea în bolţari

98

Bolţarii sunt folosiţi la susţinerea puţurilor cu profil circular care străbat roci cu stabilitate redusă. Datorită modului în care preiau presiunile, susţinerile în bolţari sunt construcţii rigide.

Susţinerea în zidărie de bolţari se execută ascendent, pe tronsoane de 20-25 m şi este precedată de o susţinere provizorie metalică. Construcţia susţinerii începe de la limita inferioară a tronsonului săpat, după executarea lăcaşului fundaţiei pentru piciorul de sprijin (fig.4.17). Pregătirile pentru zidirea tronsonului încep după ce s-a încheiat betonarea piciorului de sprijin. Rolul piciorului de sprijin este de a prelua o parte din greutatea coloanei susţinerii din bolţari şi de a se opune alunecării acesteia. O mare parte din greutatea coloanei

de zidărie este preluată de rocile înconjurătoare prin intermediul umpluturii de beton monolit aşezate în spaţiul rămas între zidărie şi pereţii puţului. Paralel cu zidirea bolţarilor se execută şi amenajarea puţului cu moaze pe verticală, care se dispun pe verticală la o distanţă de 2,0 m.

Dimensionarea susţinerii în bolţari constă în determinarea grosimii bolţarilor şi dimensionarea picioarelor de sprijin.

Grosimea d0 a susţinerii se calculează cu relaţia lui Lamé în funcţie de tensiunea admisibilă σa a materialului de susţinere:

Fig.4.17. Susţinerea puţurilor în bolţari.

[cm] (4.29)

unde: p este presiunea minieră, MPa;Ri – raza interioară a susţinerii, m.

a b cFig.4.18. Dimensiunile bolţarilor şi ale picioarelor de sprijin pentru puţuri:

a – bolţar B 400; b – picior de sprijin pentru roci tari; c – picior de sprijin pentru roci moi.

Tensiunea admisibilă σa se obţine prin efectuarea împărţirii între rezistenţa la compresiune a materialului susţinerii şi coeficientul de siguranţă ms, care pentru bolţari are valoarea cuprinsă în intervalul 2,2-2,5.

Dimensionarea piciorului de sprijin constă în determinarea lăţimii de sprijin b a acestuia şi a înălţimii lui h.

99

Înălţimea h0 a piciorului de sprijin se calculează cu expresia:

(4.30)

unde: σc este tensiunea admisă la compresiune pentru rocile în care se execută piciorul de sprijin, MPa (tabelul 4.1);σf – tensiunea admisă la forfecare a betonului din care se execută piciorul de sprijin,

MPa;β – unghiul de înclinare al piciorului pe suprafaţa de sprijin, grade; care trebuie să fie

mai mic decât unghiul de frecare dintre beton şi rocă (tabelul 4.2).

Tabelul 4.1. Tensiuni de compresiune

Tipul rociiTensiuni admise la compresiune

daN/cm2

Roci compacte cu tărie ridicatăGresii şi calcare cu tărie medieArgile şi marne cu tărie medie

Argile compacte

10-155-103-53

Tabelul 4.2. Valoarea unghiurilor de frecare dintre beton şi roci de tip argilos

Tipul rociiUnghiul de frecare

gradeArgilă uscatăArgilă umedă

Argilă nisipoasă uscatăArgilă nisipoasă umedă

2211,526,517

Susţinerea metalică provizorie se execută din oţel laminat OL-38 profil U-18, iar verificarea stabilităţii transversale a ei se face în funcţie de presiunea critică Pcr cu relaţia lui Levi:

[MPa] (4.31)

unde: Pcr este presiunea critică, MPa;E – modulul de elasticitate al materialului, MPa;Ix – momentul de inerţie, cm4;R – raza inelului, m.

4.3.3. Susţinerea în beton

Susţinerile în beton [40] sunt construcţii monolite rigide, rezistente şi ignifuge, cu rezistenţă aerodinamică redusă. Susţinerea în beton poate fi montată în sens ascendent pe tronsoane lungi sau în sens descendent pe tronsoane scurte. Tehnologia de betonare se modifică în funcţie de schema aleasă.

Tehnologia de betonare în cazul schemei succesive este asemănătoare zidirii puţului cu bolţari. De la nivelul piciorului de sprijin se montează un cofraj executat din lemn sau inele metalice fixate între ele cu buloane metalice. Cofrajul se înalţă pe măsură ce creşte nivelul de betonare. În procesul betonării se amenajează un pod fix de lucru de la nivelul căruia muncitorii demontează susţinerea provizorie pe o înălţime egală cu pasul de betonare, fixează cofrajul şi execută betonarea.

100

Tehnologia de betonare în cazul schemei paralele este analogă celei prezentate, lucrările începând de la nivelul piciorului de sprijin. Pentru betonare, muncitorii folosesc un pod mobil care le dă posibilitatea să lucreze la nivelul cofrajului.

Tehnologia de betonare cu cofraje glisante constă în transportul betonului sub acţiunea greutăţii proprii în spatele unui cofraj glisant, situat în imediata apropiere a frontului de lucru. Betonarea se realizează descendent, pe tronsoane scurte, de 2-5 m, iar betonul este transportat pe verticală prin intermediul unor conducte metalice cu diametrul de 150-180 mm şi grosimea pereţilor de 6-8 mm. Sensul descendent al betonării elimină susţinerea provizorie din inele metalice.

a b c dFig.4.19. Fazele de lucru ale tehnologiei de betonare cu cofraje glisante.

Ciclul de muncă la această tehnologie cuprinde patru faze:● În faza întâi roca rezultată în urma împuşcării găurilor este evacuată pe un tronson de

2,3 m. Uşile cofrajului se deschid şi cu ajutorul troliilor de la zi se coboară în tronsonul pregătit; după închiderea uşilor cofrajul se centrează, apoi se prelungeşte conducta flexibilă şi se realizează betonarea tronsonului pe înălţimea menţionată (fig.4.19, a).

● În faza a doua are loc priza sau întărirea betonului cofrat. În acest timp se coboară graifărele pentru a încărca roca rămasă în front pe o înălţime de 1,5 m (fig.4.19, b).

● În faza a treia se include operaţia de perforare a găurilor, a căror lungime este determinată de înălţimea activă a cofrajului, de obicei 2,5 m, timp în care betonul cofrat continuă să se întărească. După împuşcare rezultă un nou tronson cu înălţimea de 4 m umplut cu rocă până la nivelul cofrajului (fig.4.19,c).

● În faza a patra se încarcă roca (fig.4.19, d) pe un tronson de 2,3 m, după care se repetă succesiunea operaţiilor.

La suprafaţa de contact dintre susţinere şi rocă se dezvoltă tensiuni radiale σr = p şi tangenţiale q care creează sarcini neuniforme asupra susţinerii. Cele mai periculoase sunt tensiunile tangenţiale normale σ. Acestea acţionează pe conturul interior al susţinerii, provocând deformarea sau distrugerea sa.

Tensiunea tangenţială se calculează cu relaţia:

[MPa] (4.32)

unde C = R1/R0, iar R1 şi R0 sunt raza exterioară şi respectiv raza interioară a susţinerii, m.

Condiţia de stabilitate a susţinerii în funcţie de tensiunile de compresiune este dată de expresia:

101

(4.33)

în care Rc este rezistenţa la compresiune a betoanelor (tabelul 4.3).

Tabelul 4.3. Caracteristici mecanice ale betoanelor [daN/cm2]

Specificaţie B 200 B 250 B 300 B 350 B 400 B 450 B 500Rezistenţa la compresiune,

RC

Rezistenţa la tracţiune, RT

Modulul de elasticitate, E·10-3

907,5240

1108,8265

13510290

15511310

17512330

19512,8345

21513,5360

Se apreciază că grosimea susţinerii este aleasă judicios dacă probabilitatea distrugerii ei nu depăşeşte 2-5%. Această condiţie are în vedere siguranţa în funcţionare a susţinerii şi economicitatea ei. Siguranţa în funcţionare reprezintă calitatea susţinerii de a-şi păstra portanţa şi de a asigura condiţii normale de exploatare a puţului pe toată durata de serviciu. În acest sens, în relaţiile de calcul se includ coeficienţi care au în vedere omogenitatea materialului de construcţie, suprasolicitările, condiţia de lucru a susţinerii etc.

Pentru dimensionarea susţinerii se utilizează formula:

[m] (4.34)

unde: Rc este rezistenţa betonului la compresiune, daN/cm2;ms – condiţia de lucru a susţinerii, ms = 1,25;mb – coeficient de omogenitate a betonului, mb = 0,45-0,50;m – coeficient care ţine seama de suprasolicitarea susţinerii şi neuniformitatea

manifestării presiunii, m = 1,3;p – presiunea minieră maximă.

4.3.4. Susţinerea în torcret

Cu toate că domeniul de aplicare al susţinerii în torcret este limitat de rezistenţa rocilor şi caracteristicile lor de deformare, torcretul poate fi utilizat cu grosimi variabile, până la 10-15 cm, atât provizoriu cât şi definitiv. Acest tip de susţinere nu este aplicabil atunci când puţul se află sub influenţa lucrărilor de abataj sau când afluenţa apelor este mai mare de 8 m 3/h. Nu se aplică nici atunci când puţul traversează roci afânate, grohotişuri, roci fisurate, cu rezistenţe scăzute, roci plastice cu tendinţă de umflare sau când puţul se execută prin congelare.

În funcţie de locul amplasării maşinilor de torcretat şi a modului de transport al amestecului de ciment până în frontul de lucru se cunosc două variante tehnologice de susţinere a puţurilor în torcret. Maşinile de torcretat pot fi amplasate atât la suprafaţă cât şi în frontul de lucru.

Atunci când maşinile de torcretat se amplasează la suprafaţă, amestecul de ciment se transportă spre frontul de lucru prin conducte metalice la care se cuplează duza de refulare.

În situaţia amplasării maşinii de torcretat în frontul de lucru, alimentarea ei cu amestecul de ciment se efectuează prin intermediul conductelor metalice.

102

4.3.5. Susţinerea în cuvelaje (tubinguri)

Această susţinere se foloseşte la puţurile care traversează formaţiuni acvifere şi se execută din panouri de beton sau fontă. Datorită procesului tehnologic complicat, acest tip de susţinere se utilizează rar.

Susţinerea din tubinguri este constituită dintr-un cilindru care se compune din 7-11 segmente ce pot fi montate fie descendent, fie ascendent, fără a fi necesară susţinerea provizorie. Tubingurile pot fi utilizate numai în cadrul schemelor concomitente şi paralele de săpare a puţurilor.

Segmentele de tubinguri sunt coborâte în puţ cu ajutorul cablurilor instalaţiei de extracţie. Fiecare segment este suspendat prin intermediul buloanelor de tubingurile fixate în prealabil. Fig.4.20. Susţinerea în tubinguri.

După formarea unui cilindru cu lungimea de 9-12 m, se aşază un rând de tubinguri prevăzute cu ferestre de betonare, urmate de un rând de tubinguri de rezistenţă prevăzute cu palete (fig.4.20) pentru formarea piciorului de sprijin. Prin ferestrele tubingurilor se betonează spaţiul aferent piciorului de sprijin, iar spaţiul rămas liber între coloana de tubinguri şi rocile înconjurătoare se umple cu o soluţie de ciment şi nisip cu compoziţia 1:6; 1:8 pentru a asigura aderenţa coloanei cu rocile înconjurătoare. Soluţia este transportată prin conducte cu diametrul de 75-100 mm, iar refularea ei în spaţiul liber se efectuează prin ferestrele unor tubinguri din extremitatea superioară a tronsonului. Pentru a evita prăbuşirea coloanei de tubinguri sub influenţa greutăţii proprii şi a efectului seismic provocat de explozia încărcăturilor, înălţimea tronsonului care trebuie umplut cu soluţie nu trebuie să depăşească 9-12 m. Înainte de refularea soluţiei, rosturile rămase între tubinguri trebuie ermetizate cu garnituri din foi de plumb.

4.3.6. Susţinerea elastică

Domeniul de aplicare al acestui tip de susţinere îl reprezintă puţurile executate în roci puternic tectonizate, roci cu pronunţate caracteristici de deformare sau puţurile aflate sub influenţa abatajelor. Prin particularităţile lor constructive, aceste susţineri au calitatea de a prelua o parte din tensiunile care acţionează pe conturul puţului, de a atenua deplasarea rocilor şi de proteja astfel stabilitatea şi siguranţa întregii construcţii. În consecinţă, aceste susţineri încorporează elemente compresibile aşezate în concordanţă cu direcţia de manifestare a solicitărilor (fig.4.21).

Susţinerea [40] este constituită din două rânduri de bolţari, din care rândul interior este portant, iar cel exterior este executat din lemn şi are rol compresibil.

O altă posibilitate de a realiza elasticitatea susţinerilor este oferită de bolţarii prevăzuţi cu goluri, care formează stratul compresibil exterior. Sub influenţa solicitărilor, bolţarii se sfărâmă, formând la contactul cu rocile înconjurătoare un ecran compresibil care protejează bolţarii de rezistenţă. În consecinţă, intercalaţiile compresibile asigură limitarea procesului de distrugere a sus ţinerilor de bază şi exploatarea normală a puţului.

Fig.4.21. Susţinere elastică: 1 – zgură; 2 – bolţari din lemn;3 – bolţari din beton.

4.3.7. Susţinerea combinată

103

Această susţinere este aplicată la puţuri executate în condiţii hidrogeologice dificile, create de nisipuri acvifere şi roci curgătoare ce dezvoltă presiuni ridicate sau de roci intens fisurate prin care se infiltrează mari cantităţi de apă. Susţinerile combinate sunt constituite din două sau trei tipuri de susţineri obişnuite care conlucrează între ele sub influenţa presiunii miniere, valorificând astfel calităţile materialelor care le compun.

În funcţie de materialele şi elementele componente, se cunosc mai multe tipuri de susţineri combinate, ce vor fi descrise în continuare.

● Susţinerea combinată din tubinguri de fontă sau oţel şi beton constă dintr-o coloană de tubinguri, iar pentru umplerea spaţiului dintre ele şi rocile înconjurătoare se foloseşte betonul. Se utilizează cu precădere la puţuri executate prin congelarea rocilor. Tehnologia de execuţie prevede executarea într-o primă etapă, la contactul cu rocile înconjurătoare, a unei susţineri din beton cu grosimea de 400-600 mm în calitate de susţinere provizorie, iar în etapa a doua montarea ascendentă a tubingurilor, de la nivelul unui picior de sprijin.

● Susţinerea combinată din elemente cilindrice de oţel asociate cu beton sau soluţii de ciment pentru umplerea spaţiilor inelare dispune de portanţă ridicată şi poate fi executată sub formă ermetizată prin sudarea plăcilor metalice între ele. Acest tip de susţinere se utilizează la puţurile executate prin forare şi constă din cilindri metalici cu înălţimea de 4-5 m şi grosimea de 20-50 mm sudaţi între ei. Spaţiul inelar dintre susţinere şi rocile înconjurătoare se umple cu soluţii de ciment sau beton.

● Susţinerea combinată din elemente cilindrice de oţel sau tubinguri asociate cu umplutură de bitum şi beton se aplică la puţuri executate în condiţii hidrogeologice dificile. Grosimea stratului de beton este de 350-600 mm, iar a celui de bitum este de 250-300 mm şi se execută cu scopul impermeabilizării. Atunci când puţul se execută prin congelare compoziţia betonului se alege astfel încât după patru zile rezistenţa lui la compresiune să fie de 300-350 daN/cm2.

4.4. AMENAJAREA PUŢURILOR

Amenajarea puţurilor este constituită din totalitatea operaţiilor executate în vederea împărţirii secţiunii puţului în compartimente destinate deplasării pe verticală a vaselor de extracţie, circulaţiei personalului, fixării conductelor de aer comprimat, a ţevilor pentru apă, a cablurilor electrice etc.

Lucrările pentru amenajarea acestor compartimente pot avea caracter provizoriu atunci când servesc doar operaţiilor de adâncire a puţului sau caracter definitiv când servesc scopului final pentru care s-a construit puţul.

Pentru compartimentarea secţiunii libere a puţurilor se folosesc grinzi din oţel profilat numite moaze, ale căror capete sunt fixate în pilugile din susţinerea puţului prin cimentare sau pe suporturi speciale fixate în beton. Pentru puţurile cu diametru de 4 m şi ghidare laterală a coliviilor se deosebesc moaze centrale 1, la care sunt fixate ghidaje şi care ocupă o poziţie mediană în secţiunea puţului, moaze laterale 2 şi moaze transversale 3, pe care se fixează unul din capetele moazei centrale şi al celei laterale (fig.4.22). În puţurile cu diametrul de 5 m şi ghidarea frontală a coliviilor se disting moaze frontale 1 de care sunt fixate ghidajele şi moaze transversale 2, fixate cu ambele capete în moazele frontale (fig.4.23).

104

Fig.4.22. Amplasarea moazelor în Fig.4.23. Amplasarea moazelor în puţurile puţurile cu diametrul de 4 m. cu diametrul de 5 m.

Criteriile de amplasare a moazelor în puţ sunt determinate de diametrul puţului, tipul şi numărul vaselor de extracţie, orientarea rampei faţă de puţ şi a vaselor de extracţie faţă de rampa puţului.

Ghidajele sunt elemente pentru dirijarea pe verticală a vaselor de extracţie. Construcţia lor poate fi rigidă sau elastică. Ghidajele elastice sunt executate din cabluri de oţel fixate în turnul de extracţie şi de o ramă metalică fixată în jompul puţului. Astfel de ghidaje se folosesc în faza de săpare şi betonare a puţului cu cofraj mobil. Ghidajele rigide sunt executate din lemn sau metal. Faţă de colivii, ghidajele pot ocupa o poziţie frontală sau laterală.

Amenajarea puţurilor susţinute în beton monolit sau zidite cu bolţari se poate realiza în două variante:

varianta succesivă, atunci când amenajarea se realizează după terminarea lucrărilor de săpare şi betonare, pe tronsoane de cel mult 25 m;

varianta concomitentă, atunci când amenajarea se execută simultan cu lucrările de săpare şi betonare.

În ambele variante moazele sunt dispuse pe verticală la distanţă de 2-3 metri între ele. Ghidajele se montează în sens descendent, odată cu compartimentarea secţiei de circulaţie a personalului.

Moazele şi ghidajele trebuie să dispună de o portanţă ridicată pentru a prelua sarcinile provocate de sistemul de frânare a coliviilor sau a schipurilor în cazul unor avarii datorate ruperii cablului de extracţie.

Sarcina dinamică verticală apare la frânarea coliviilor prin intermediul paracăzătorilor şi poate fi calculată cu relaţia:

(4.35)

unde: Q este greutatea coliviei încărcate;K – coeficient de supraîncărcare, K = 1,1;a – acceleraţia coliviei în momentul ruperii cablului;g – acceleraţia gravitaţională.

Mărimea sarcinii dinamice care revine unui ghidaj se calculează cu relaţia:

(4.36)

în care ξ este coeficientul de neuniformitate al dispozitivelor de frânare, determinat experimental.

105

Sarcina dinamică orizontală se dezvoltă în timpul circulaţiei coliviei şi se calculează cu expresia:

(4.37)

unde: este unghiul de deviere a ghidajului faţă de orizontală;Kd – coeficient dinamic care depinde de viteza de extracţie a

coliviei,Kd 5.Pentru calculul moazelor metalice se iau în considerare eforturile

orizontale date de greutatea proprie a ghidajelor şi moazelor, precum şi forţele de frânare care se dezvoltă între sistemul coliviei sau schipului şi ghidaje.

La determinarea forţei dinamice orizontale asupra ghidajului, se admite 1/5 din sarcina extrasă pentru schipuri şi 1/10 pentru colivii.

În această situaţie, moazele metalice (fig.4.24) se calculează cu următoarele relaţii:

Fig.4.24. Dimensionarea moazelor.

● Forţa maximă orizontală la contactul dintre saboţi şi ghidaje:

(4.38)

unde m este numărul punctelor de contact dintre saboţii de ghidare şi ghidaje.

● Tensiunea de încovoiere determinată de sarcinile orizontale:

(4.39)

(4.40)

unde: Wy este modulul de rezistenţă pe axa Y – Y’, cm3;L – lungimea moazei, m;l – pasul de montare a moazelor, m;b – distanţa de la sabotul superior al coliviei la moaza superioară, m.● Tensiunea de încovoiere determinată de greutatea proprie a moazei:

(4.41)

unde: qm este greutatea unui cm din moază, daN;Wx – modulul de rezistenţă pe axa X – X’, cm3.Tensiunea de încovoiere determinată de greutatea proprie a ghidajelor:

(4.42)

unde: qg este greutatea unui cm din materialul ghidajului, daN;

106

n – numărul de ghidaje fixate de moază.● Tensiunea determinată de forţa de frecare:

(4.43)

unde: T este forţa de frecare, T = m·μ·Pd;µ – coeficient de frecare, µ = 0,14.Tensiunea generală de încovoiere:

(4.44)

Tensiunea obţinută în urma calculelor se compară cu tensiunea admisibilă a materialului σgen < [σ].

În calcul, ghidajele sunt asimilate cu o grindă asupra căreia acţionează o forţă de încovoiere, forţe de frecare şi forţe dinamice orizontale, determinate de loviturile vaselor de extracţie. Se admite, de asemenea, că forţa dinamică orizontală este aplicată în mijlocul ghidajului rezemat pe două moaze. Calculul ghidajelor se rezumă la o verificare a stabilităţii lor după următoarele scheme:

● Lungimea ghidajului:

(4.45)

unde: Kg este coeficientul aferent lungimii ghidajului (0,5 < Kg < 1,0);l – lungimea reală a ghidajelor între punctele de fixare (distanţa între moaze), cm.● Cea mai mică rază de inerţie a ghidajului:

(4.46)

unde: F este secţiunea transversală a ghidajului, cm2;Imin – momentul de inerţie al ghidajului, cm4.● Cea mai mare elasticitate a ghidajului:

(4.47)

● Tensiunea care apare în ghidaj:

(4.48)

unde: Pd – forţa dinamică orizontală determinată de vasele de extracţie, daN;Wy – modulul de rezistenţă pe axa Y – Y’, cm3;µ – coeficient de frecare;φ – coeficient de reducere a tensiunilor admise la încovoiere longitudinală.Tensiunea determinată prin calcul urmează să fie comparată cu tensiunea admisă a

materialului:

● Pasul admis de aşezare a moazelor:

107

(4.49)

Prin echiparea puţurilor de extracţie cu maşini de extracţie multicablu a sporit mult siguranţa în transport, s-a renunţat la echiparea vaselor de extracţie cu instalaţie de paracăzători, utilizându-se ghidarea cu role cu ecartamentul fix şi s-au înlocuit ghidajele de lemn cu ghidaje de oţel, crescând rezistenţa ghidajelor de zece ori.

Mozarea s-a păstrat aceeaşi, distanţa între două rânduri de moaze nedepăşind 3 m.

4.5. ORGANIZAREA MUNCII LA SĂPAREA PUŢURILOR

Timpul de execuţie a puţului depinde de viteza de săpare şi susţinere, timpul de amenajare, durata de execuţie a racordărilor cu rampele şi timpul finalizării celorlalte operaţii de care depinde darea lui în exploatare.

Viteza de execuţie a puţului depinde de condiţiile geominiere şi de soluţiile tehnice aplicate în faza de execuţie.

Corelarea celor doi parametri poate avea forma:

(4.50)

unde: x1, x2, ..., xn sunt condiţiile geominiere de săpare a puţului (adâncimeaşi diametrul puţului, tipul şi grosimea susţinerii, tipul şi caracteristicile rocilor);y1, y2, ..., yn – parametrii tehnologici de execuţie (schema de săpare, productivitatea

instalaţiei de perforare sau a perforatoarelor folosite, productivitatea instalaţiei de încărcare şi de evacuare a rocii etc.).

Timpul calendaristic de execuţie a puţului, pe baza căruia se calculează viteza de săpare vL, trebuie să ţină seama de durata de execuţie a gulerului de puţ, racordarea la rampe, montarea utilajelor tehnologice, demontarea cofrajului şi a conductelor de betonare, durata de execuţie a eventualelor consolidări etc. Viteza maximă de săpare poate fi obţinută prin organizarea judicioasă a proceselor de muncă. La executarea puţurilor durata ciclului este cuprinsă între 8-24 ore şi depinde de condiţiile geominiere şi de productivitatea utilajelor din dotare. Parametrii de săpare trebuie calculaţi astfel încât să se asigure timpii minimi de execuţie pentru toate operaţiile în vederea realizării unui salt al frontului de lucru.

Pe baza acestor considerente, timpul specific pentru săparea unui metru de puţ Ts în condiţiile schemelor concomitente cu cofraje glisante se poate calcula cu expresia:

[h/m] (4.51)

unde: Tp este timpul necesar perforării găurilor, ore;TIN – timpul de încărcare a rocii, ore; – coeficientul de rupere a găurilor;l – lungimea de gaură, m;TS – timpul de execuţie a susţinerii, ore;hT – înălţimea tronsonului pentru care se execută susţinere din beton, m;Tc – timpul pentru prelungirea şi fixarea conductelor de betonare, ore;hc – lungimea unui segment de conductă folosită la betonare, m.Timpul specific total, care include şi stagnările tehnologice inevitabile, se calculează

astfel:

[h/m] (4.52)

108

în care Ki este un coeficient care ţine seama de stagnări şi de operaţiile de revizie, întreţinere, reparaţii etc. şi are valoarea Ki = 0,85.

Viteza lunară de săpare se determină astfel:

[m/lună] (4.53)

unde ML este numărul zilelor lucrătoare pe lună.Durata ciclulul de săpare şi consumul de muncă depind de lungimea găurilor,

caracteristicile tehnice ale utilajelor de perforare, calificarea minerilor şi tipul utilajelor pentru încărcarea rocilor.

Perforarea şi împuşcarea găurilor. Durata perforării şi împuşcării găurilor reprezintă suma timpului necesar pentru perforarea găurilor, încărcarea lor cu exploziv şi timpul de pregătire şi încheiere.

Timpul pentru perforarea găurilor se poate calcula cu expresia:

[h] (4.54)

unde: N este numărul găurilor pentru un salt al frontului de lucru;p – coeficient în funcţie de numărul perforatoarelor care lucrează simultan în front:pentru perforatoare manuale, p = 0,85;pentru instalaţii de perforare, p = 0,75 ;Mp – numărul perforatoarelor care lucrează simultan în front;l – lungimea unei găuri de mină, m;Vp – viteza medie de perforare, m/min;ta – timpii auxiliari la perforarea găurilor, min.Durata de încărcare şi împuşcare a găurilor este:

[h] (4.55)

unde: tEX este timpul de încărcare cu exploziv a unei găuri de mină, incluzândlegarea reoforilor şi formarea reţelei de împuşcare;EX – coeficient în funcţie de numărul minerilor care participă la încărcarea găurilor, EX

= 0,8;Mm – numărul minerilor care participă la încărcarea găurilor, ştiind că unui miner îi

revin în medie 5 m2 din suprafaţa frontului.Durata totală a operaţiilor de perforare-împuşcare este:

[h] (4.56)

în care Ta este durata operaţiilor de pregătire şi încheiere.Încărcarea rocii cuprinde două faze. În prima fază utilajele de încărcat şi de transportat

sunt folosie la capacitatea lor maximă, perioadă în care se încarcă şi se evacuează aproximativ 80-90 % din volumul total de rocă. În faza a doua productivitatea graifărelor scade, devenind necesară încărcarea manuală deoarece graifărele nu asigură curăţirea integrală a frontului.

Executarea susţinerii definitive. Susţinerea cu aplicabilitatea cea mai mare este cea din beton cu cofraje glisante şi transportul betonului prin conducte.

Timpul total de susţinere a unui tronson cu înălţimea de 2,3 m se calculează cu formula:

109

[h] (4.57)

unde: Q este cantitatea de beton necesară susţinerii tronsonului, m3;qB – productivitatea la betonare, m3/h:dacă se toarnă cu o singură conductă, qB = 6-8 m3/h;dacă se toarnă cu două conducte, qB = 12-16 m3/h;tB – timpii operaţiilor de pregătire şi încheiere a betonării, ore.Grupa operaţiilor de pregătire şi încheiere la susţinerea puţurilor cuprinde: nivelarea

rocii împuşcate pentru aşezarea cofrajului, deschiderea uşilor cofrajului, coborârea şi centrarea cofrajului.

Timpul specific pentru susţinerea unui metru de puţ se calculează astfel:

[h/m] (4.58)

în care hc este înălţimea cofrajului, m.Timpul necesar pentru executarea susţinerii din beton este influenţat de volumul

betonului necesar unui tronson cu înălţimea de 2,3 m, productivitatea la prepararea betonului, capacitatea de transport a conductelor de betonare etc.

Consumul specific de muncă pentru construcţia (săparea şi susţinerea) unui metru de puţ se poate determina cu formula:

[om·h/m] (4.59)

unde: TGS este timpul specific executării operaţiilor de săpare şi susţinere,h/m;

KT – coeficient care ţine seama de timpii neproductivi datorită stagnărilor şi reparaţiilor, KT = 0,85;

Mc – numărul de mineri care execută operaţiile de săpare.Productivitatea muncii ilustrează volumul de lucrare realizat de un miner din formaţia

de lucru într-un schimb:

[m3/om/schimb] (4.60)

unde SL este secţiunea puţului în lumină, m2.

4.6. SĂPAREA PUŢURILOR PRIN METODE SPECIALE

Metodele speciale de săpare a puţurilor se aplică atunci când sunt intersectate roci friabile, inconsistente, a căror rezistenţă de rupere la compresiune este cuprinsă între 0-250 daN/cm2. Formaţiunile geologice instabile şi puternic acvifere de amplasament a lucrărilor subterane, unde metodele obişnuite cedează locul metodelor speciale, sunt mâlurile, argilele,

110

nisipurile, pietrişurile, calcarele fisurate. Un debit de apă mai mare de 50 m3/h în frontul de lucru determină abandonarea metodelor obişnuite şi recurgerea la una din metodele speciale.

Obiectul metodelor speciale îl constituie combaterea apei şi a manifestărilor ei în procesul săpării lucrărilor subterane. La presiuni relativ mici ale apei în frontul de lucru se foloseşte procedeul opririi fluxului de apă prin palplanşe de lemn sau de metal, în timp ce la presiuni mai ridicate şi debite moderate viitura de apă din front se combate cu ajutorul pompelor amplasate în lucrări adiacente celei de bază. Dacă, însă, filtrarea apelor subterane este greoaie, se recurge la aer comprimat de contrapresiune în frontul de lucru sau la noroi de foraj. Dacă procedeele precizate nu-şi dovedesc utilitatea se recurge la umplerea spaţiilor interstiţiale cu lapte de ciment, răşini, bitum.

Metoda de săpare cu palplanşe (fig.4.25) se aplică în cazul rocilor neconsistente sau curgătoare, de grosime mică, situate în apropierea suprafeţei [54, 57].

Procedeul constă în izolarea frontului de lucru în timpul excavării rocii printr-un perete de palplanşe din lemn sau din metal pentru a reduce astfel afluxul de apă şi nisipuri din front.

Tehnologia de lucru constă în înfigerea palplanşelor în stratul impermeabil astfel încât acestea să pătrundă pe o porţiune de 2-3 m. Dispozitivele pentru înfigerea palplanşelor în frontul de lucru se aleg în funcţie de caracteristici le geomecanice ale formaţiunilor prin care se trece, de adâncimea de lucru, de tipul palplanşei, de teh nologia de lucru.

Fig.4.25. Săparea cu palplanşe: 1 – palplanşe; 2 – cadru exterior; 3 - cadru interior.

În strate friabile se utilizează procedeul de lansare a palplanşelor, care constă în introducerea lor în sol cu ajutorul jetului de apă dirijat în apropierea vârfului palplanşei.

Metoda de săpare cu trusa tăietoare constă în folosirea susţinerii definitive a puţului drept scut de protecţie, care coboară sub greutatea proprie pe măsură ce se sapă şi degajează frontul de lucru. Atunci când condiţiile naturale de amplasament îngreunează sau împiedică susţinerea definitivă să coboare prin greutatea proprie se recurge la adaosuri de greutate pe corpul inelului coborâtor şi se echipează partea de jos a acestuia cu o trusă tăietoare, adică un cuţit circular care, prin forma sa, uşurează pătrunderea în frontul de săpare.

Metoda se aplică în formaţiuni geologice sedimentare de consistenţă slabă, precum marne, nisipuri, argile, mâluri, pietrişuri.

Adâncimea de săpare este limitată de condiţia de alunecare a inelului coborâtor de susţinere şi nu depăşeşte 20-30 m. Pentru a se uşura alunecarea după frontul de săpare, diametrul inelului este mai mic decât diametrul de tăiere al trusei.

Trusa tăietoare se compune din elemente segmentate care se montează pe perimetrul de săpare, peste care se aşază inele de susţinere definitivă: prefabricate din beton, bolţari sau prefabricate metalice. După lansarea trusei în frontul de săpare are loc evacuarea sterilului din interiorul profilului. Pe măsura evacuării acestuia, trusa continuă să înainteze, iar la partea superioară a susţinerii se montează inelele următoare.

Metoda de săpare cu chesoane pneumatice (fig.4.26) se aplică în cazul traversării rocilor acvifere cu apă sub presiune şi constă în separarea pneumatică a frontului de săpare faţă de atmosfera supraterană în scopul ridicării presiunii în zona de lucru cu ajutorul aerului comprimat.

111

Legătura între camera de lucru şi suprafaţă se face printr-un tub metalic şi printr-un sistem de ecluze pneumatice, dispuse deasupra diafragmei chesonului. Presiunea aerului este egală cu presiunea hidrostatică din frontul de săpare, iar excavarea rocilor se face normal. Chesonul coboară pe măsura adâncirii frontului de lucru, iar tubul pneumatic din puţ se lungeşte.

Metoda este accesibilă deoarece compresoarele de aer constituie o resursă frecventă în minerit.

Fig.4.26. Cheson: 1 - cameră de lucru; 2 – tavan; 3 – scară; 4 – ecluze; 5 – trusă; 6 – puţ; 7 – conducte cu aer comprimat

Metoda de săpare prin coborârea nivelului hidrostatic se aplică în cazul rocilor acvifere situate în apropierea suprafeţei şi constă în reducerea presiunii apei în zona de săpare a lucrării pe calea evacuării artificiale cu ajutorul pompelor amplasate în găurile de sondă din jurul puţului.

Găurile de sondă de asecare se amplasează în jurul puţului, la distanţă cât mai redusă de acesta şi în numărul necesar, dispuse, de regulă, în cerc.

Utilajele de lucru sunt pompele de asecare, a căror acţionare se poate face de la suprafaţă prin montarea electromotorului la gura găurii de sondă. Acestea pot fi acţionate şi cu motoare submersibile amplasate sub nivelul hidrodinamic al apelor subterane.

Raza de acţiune a forajului de asecare se calculează cu relaţia:

[m] (4.61)

unde: R este raza de acţiune a forajului de asecare, m;rx – raza sau distanţa la care se amplasează forajul de asecare faţă de axa puţului, m.I.P. Kusakin propune expresia:

[m] (4.62)

iar V. Sichard propune expresia: [m] (4.63)

unde: S este reducerea nivelului hidrostatic, m;H – înălţimea nivelului static al coloanei de apă, m;K – coeficient de filtrare.Distanţa la care se amplasează forajul de asecare pe un contur circular rx este egală cu

raza cercului, iar în cazul amplasării forajelor pe perimetrul unui dreptunghi, parametrul rx se stabileşte astfel:

[m] (4.64)

în care a şi b reprezintă latura lungă şi respectiv latura scurtă a dreptunghiului, măsurate în metri.

În situaţia amplasării forajelor pe un contur cu profil oarecare se utilizează expresia:

[m] (4.65)

în care F este suprafaţa delimitată de poziţia forajelor, m2.

112

Metoda de săpare prin impermeabilizarea rocilor [57] constă în umplerea golurilor şi a fisurilor din zona de lucru cu diferite substanţe în scopul îngrădirii sau chiar al opririi afluxului de apă în frontul de lucru şi pentru consolidarea masivului de roci pe care îl traversează puţul. Operaţia de umplere a golurilor şi fisurilor constă în pomparea cimentului, a betonului, argilei sau a unor soluţii topite, de unde şi numele de cimentare, argilizare, bituminizare, silicatizare.

În roci stâncoase fisurate, consolidarea şi impermeabilizarea constă în cimentarea prin injecţii sub presiune în găurile de foraj. În roci cu fisuri fine se folosesc suspensii de materiale cu granule de dimensiuni mici, argile bentonitice sau soluţii coloidale.

Vâscozitatea fluidelor de injecţie variază de la caz la caz. Pentru roci fisurate grosier vâscozitatea poate fi mai ridicată, însă pentru roci cu fisuri fine şi roci granulare aceasta poate fi un inconvenient.

Pentru impermeabilizarea gresiilor poroase şi fisurate se folosesc soluţii de sulfat de aluminiu şi silicat de sodiu în anumite concentraţii, care, ajungând în fisuri, produc un precipitat format din sulfat de sodiu solubil în apă şi silicat de aluminiu insolubil care impregnează porii.

Un alt procedeu folosit pentru impermeabilizare este procedeul prin silicatizare, care constă în injectarea în rocile fisurate a unor soluţii bogate în siliciu. Rezultate bune s-au obţinut prin injectarea succesivă a două soluţii, prima de sticlă solubilă de sodiu şi cea de-a doua de clorură de calciu. Silicatul de calciu format este un precipitat amorf insolubil în apă şi soluţii saline şi destul de consistent.

Metoda de săpare prin îngheţare prealabilă constă în consolidarea terenurilor prin îngheţarea artificială a rocilor acvifere împrejurul frontului de săpare, pe durata lucrărilor de construcţii. Peretele de rocă îngheţată asigură izolare hidraulică şi protecţia mecanică a frontului de săpare şi susţinere.

În vederea consolidării, pe conturul exterior al puţului se forează găuri de sondă prin care circulă fluidul refrigerat, a cărui temperatură determină, în principal, dimensiunile peretelui de rocă acviferă îngheţată.

În afară de forajul găurilor de sondă, procesul consolidării peretelui de rocă mai cuprinde şi echiparea lor cu conducte de răcire şi aparatura aferentă urmăririi parametrilor.

Procesul de consolidare a rocilor prin frig se bazează pe fenomenul transferului de căldură de la masiv la saramura refrigerată răcită. Schimbul termic de frig se realizează prin conductivitate, convecţia şi radiaţia fiind absente aproape în totalitate.

Săparea găurilor de sondă de îngheţare se face cu instalaţii obişnuite pentru adâncimi relativ mici şi la diametre de gaură cuprinse între 100 şi 200mm. Amplasamentul găurilor sondelor de îngheţare se face în exteriorul puţului în săpare, pe un cerc cu diametrul mai mare decât cel al puţului.

Diametrul cercului pe care se amplasează găurile de sondă se calculează astfel: [m] (4.66)

unde: D este diametrul puţului, m;E – grosimea peretelui de rocă îngheţată, m;a – deviaţia medie a sondelor, m.Numărul găurilor sondelor de îngheţare se calculează cu formula:

[găuri] (4.67)

în care l este distanţa dintre găuri, care variază între 0,5 şi 3 m în funcţie de datele termofizice ale terenului şi de condiţiile tehnologice de foraj. La puţurile de mină cu diametre curente distanţa frecventă dintre găurile de sondă este de 1,0-1,5 m.

113

Găurile de sondă de control se amplasează şi se sapă numai după ce s-au săpat cele de îngheţare şi s-a măsurat deviaţia lor. După terminarea operaţiei de îngheţare a rocilor se poate trece la săparea puţului şi la susţinerea lui, apoi la decuplarea sondelor de la staţie şi dezgheţarea masivului.

4.7. SĂPAREA PUŢURILOR PRIN FORARE

Săparea puţurilor prin forarea găurilor de sondă cu diametru mare a luat amploare mare în ultima vreme deoarece oferă posibilitatea mecanizării în întregime a operaţiilor de tăiere, transport şi susţinere a puţurilor [57].

Metodele de săpare a puţurilor verticale prin foraj se pot clasifica astfel:foraj cu diametru mare în sistem descendent;foraj cu diametru mare în sistem ascendent;foraj cu diametru mare pe principiul şnecului.Forajul rotativ descendent (fig.4.27) se poate face în următoarele moduri :– săparea propriu-zisă cu tăierea secţiunii găurii într-o singură treaptă sau cu mai multe

trepte cu diametre diferite;– cu sisteme de circulaţie diferite (invers prin aerlift sau absorbţie, cu sau fără injecţie

suplimentară de fluid la rolele sapei, circulaţie directă sau inversă folosind diferite fluide de foraj);

– realizarea rotaţiei de la suprafaţă de către masa rotativă sau cap hidraulic motor prin turbine de fund şi pe principiul sacului.

Fig.4.27. Instalaţie pentru foraj descendent: Fig.4.28. Instalaţie pentru foraj ascendent: 1 – sapă; 2 – stabilizatori-corectori; 1 – instalaţie hidraulică; 2 – cadru de susţinere; 3 – prăjini grele; 4 – prăjini de foraj. 3 – instalaţie de rotire; 4 – prăjini de foraj; 5 – sapă pilot (respectiv sapă pentru lărgire).

Deoarece forajul într-o singură treaptă pe toată secţiunea puţului dezvoltă cupluri mari la masa rotativă şi garnitura de foraj, se foloseşte cu precădere forajul în mai multe trepte cu diametre diferite de săpare, care, la rândul lui, prezintă inconveniente legate de timpul mare de execuţie.

Metoda forajului rotativ descendent, frecvent aplicată, constă în exe-cutarea descendentă a unei găuri de sondă pilot cu diametrul de 240-342 mm până la orizontul inferior şi apoi lărgirea găurii pilot în sens ascendent până la diametrul final al puţului.

Această metodă se aplică atunci când există un orizont inferior deschis prin lucrări miniere (fig.4.28).

Tehnologia de lucru – caracterizată prin solicitări mari la tracţiuni, compresiune şi torsiune, datorită diametrelor mari de săpare şi consolidare a puţurilor – a necesitat conceperea unor instalaţii speciale de foraj. Sapele destinate forajului cu diametre

114

mari au cunoscut o continuă evoluţie. În forajul descendent al găurilor de sondă cu diametre mari se folosesc următoarele variante constructive:

sape cu faţa plată, cu tăierea secţiunii găurii de sondă într-o singură treaptă;sape etajate, cu rolele amplasate la nivele diferite, cu tăierea secţiunii găurii de sondă

într-o singură treaptă;sape lărgitoare, pentru tăierea secţiunii găurii de sondă în 2-4 trepte de diametre diferite;sape de tipul celor folosite în industria petrolieră, cu dimensiuni corespunzătoare tăierii

pe întreaga secţiune a găurii de sondă prin metode de foraj cu turbine paralele cuplate.Rolele tăietoare se pot grupa, la rândul lor, în trei categorii:Role cu discuri, formate dintr-un număr de discuri amplasate pe un ax central care este

fixat pe suportul sapei. Discurile pot fi lise, armate cu material dur sau insertate.Role cu dinţi frezaţi, construite din oţeluri dure.Role cu inserţii din carburi de wolfram şi de cobalt, realizate prin procedee metalurgice

speciale. Aceste role au durabilitate mare chiar şi în roci tari şi abrazive.În tabelul 4.4 sunt prezentate câteva caracteristici ale unor instalaţii de foraj descendent

produse de firma germană Wirth.

Tabelul 4.4. Instalaţii pentru foraje cu diametre mari produse de firma Wirth.

Specificaţie Instalaţia de forajL-10 L-15 H-1500 H-2000

Mastul

● sarcina maximă de ridicare,kN● sarcina de lucru, kN

tubular A

12001600

tubular A

19501600

orizontal,trapezoidal

––

tubular A

20002000

Puterea instalată, CP 200 250 160 200Masa rotativă

● acţionare● deschidere, mm

● sarcina statică, kN● turaţie, rot/min

hidraulică2110500010-43

hidraulică2110500010-55

hidraulică15203000

5,6-46

hidraulică21105000

4,2-35Compresoare

● debit de aspiraţie, m3/min● presiune, daN/cm2

22010

22020

1010

22010

Cap hidraulic● diametrul interior al ţevii de

evacuare, mm200 200 200 200

Deoarece sistemul de foraj ascendent a fost determinat în special de cerinţele de foraj din diferite exploatări miniere, instalaţiile de foraj de acest tip poartă numele de maşini miniere.

În tabelul 4.5 sunt redate caracteristicile a două maşini de acest fel.

Tabelul 4.5. Maşini miniere produse de firma Robbins – S.U.A.

SpecificaţieMaşina minieră61 R 81 R

Diametrul final, mm 1200-2130 2440-3660Diametrul găurii pilot, mm 279 406Adâmcimea maximă, m 366 610Puterea instalată, CP 150 300

115

Mod de lucruvertical şi înclinat până la 45º

vertical

Forţa maximă dezvoltată● apăsare, sapa pilot, kN● tracţiune, sapa lărgitoare, kN

9501430

9501540

Cuplul de rotaţie, daN·m 10800-26300 36500Turaţia, rot/min 10-72 10-72 şi 6-43,2Prăjini de foraj● diametru, in● lungime, m

101,5

13 ½3,5

Fluid de circulaţie pentru gaura pilot● aer comprimat, N∙m2/min×daN/cm2 9-34 × 4,2-7 28×7

Mod de asamblarepe tractor cu şenile

pe suport metalic cu fundaţie din beton

4.8. CONSTRUCŢIA PUŢURILOR OARBE

Puţurile oarbe diferă de cele de la zi printr-o serie de construcţii suplimentare precum camera maşinii de extracţie cu galeriile de acces, turnul puţului, camera moletelor şi suitoarea pentru cabluri (fig.4.29).

Camera maşinii de extracţie se amplasează abătut faţă de axele de transport ale puţului, permiţând construirea galeriei de ocol pentru asigurarea capacităţii de transport. Distanţa între axa puţului şi axul principal al maşinii de extracţie se determină în funcţie de înălţimea turnului, respectând unghiul minim de înclinare (32º) şi unghiul de deviere admis (1º30’) al cablurilor de extracţie.

Dimensiunile camerei depind de tipul maşinii. Pereţii urmăresc conturul fundaţiei, păstrând o distanţă minimă de 0,5 m în părţile laterale şi în spate şi 1,5 m înspre puţ. Pentru adăpostirea motorului se sapă o nişă dimensionată astfel încât să existe spaţiu suficient pentru circulaţie şi montare.

Înălţimea camerei se determină cu relaţia:

[m] (4.68)

în care D este diametrul tobei (organului de înfăşurare).Vatra camerei maşinii de extracţie va fi ridicată cu 0,5 m deasupra vetrei galeriei de

ocol, lucru care se realizează prin adoptarea unei pante potrivite pentru una din galeriile de acces, cealaltă galerie fiind prevăzută cu trepte.

Tehnologia de construcţie a camerei maşinii de extracţie se stabileşte în funcţie de natura rocilor. Ultima operaţie constă din săparea şi betonarea pivniţei şi a fundaţiei maşinii de extracţie.

Galeriile de acces la camera maşinii de extracţie se atacă din circuitul puţului. Galeria pe care se vor transporta piesele maşinii de extracţie se execută cu profil dublu betonat, cu vatra înclinată, pentru realizarea diferenţei de nivel a vetrei camerei faţă de nivelul vetrei circuitului. Această galerie va servi ulterior pentru adăpostirea rezistenţelor şi a compresorului care vor deservi maşina de extracţie. Cealaltă galerie se execută cu profil simplu, cu vatra în trepte şi va fi închisă cu uşă metalică prevăzută cu zăbrele pentru asigurarea circulaţiei aerului.

Turnul puţului se execută în două etape. La început se sapă o suitoare verticală cu trei compartimente, amplasată cu axa mare perpendicular pe axa rampei. Din această suitoare se atacă camera moletelor la cota prevăzută. După betonarea camerei moletelor, suitoarea se

116

lărgeşte descendent la pofilul final al puţului. Susţinerea definitivă se montează ascendent conform tehnologiei clasice de betonare a puţurilor.

Fig.4.29. Complexul unui puţ orb.

Camera moletelor se atacă din suitoarea verticală amplasată în axa puţului, laturile urmând să aibă aceeaşi orientare cu cele ale camerei maşinii de extracţie. În prima fază, pe toată lungimea viitoarei camere se execută o galerie cu profil simplu susţinută cu arce metalice. În faza următoare cupola camerei se lărgeşte la profilul definitiv, după ce susţinerea iniţială a galeriei a fost înlocuită cu o susţinere provizorie din lemn, de care se sprijină stâlpii longrinelor. Se lărgesc, apoi, pereţii împreună cu picioarele de sprijin ale camerei şi se montează cintrele de betonare şi cofrajele. Înaintea betonării piciorului de sprijin se montează cârligele de care urmează să fie suspendate cintrele de lărgire a turnului puţului.

Suitoarea pentru cabluri leagă camera maşinii de extracţie cu camera moletelor, executându-se de preferinţă după terminarea acestora pentru a determina cu precizie elementele topografice necesare conducerii lucrărilor de săpare. În prima etapă se sapă o suitoare înaintaşă cu două secţii susţinute metalic sau în lemn, iar în etapa a doua se execută lucrările de lărgire şi betonare, pentru care se confecţionează cintre metalice de formă circulară, ale căror raze descresc de la baza suitorii spre camera moletelor.

Pentru reducerea volumului lucrărilor de săpare şi betonare, suitorile se mai execută cu profil eliptic în partea inferioară şi cu profil circular în partea superioară.

4.9. ADÂNCIREA PUŢURILOR

Termenul adâncire denumeşte prelungirea oricărui puţ existent cu scopul deschiderii în adâncime a noi orizonturi de exploatare sau cu scopul asigurării aerajului şi al transportului de materiale şi de personal la orizonturile în pregătire.

Factorii de care se ţine seama la clasificarea metodelor şi variantelor de adâncire sunt:locul de evacuare a rocilor rezultate la săpare;locul de amplasare a instalaţiei de extracţie destinată adâncirii;spaţiul disponibil din secţiunea puţului şi din rampe pentru amplasarea instalaţiilor şi

utilajelor necesare la adâncire;capacitatea de transport a puţului şi intensitatea transportului în rampele existente;existenţa lucrărilor miniere până la cota la care se adânceşte puţul.Metodele şi tehnologiile de adâncire a puţurilor se clasifică astfel:Metode de adâncire de sus în jos:cu lăsarea unui stâlp de siguranţă din rocă în puţ;cu construirea în puţ a unui pod artificial de siguranţă;cu poduri de siguranţă fixe similare săpării puţurilor de la zi;cu lucrări miniere auxiliare (puţ orb, plan înclinat şi galerie de acces sub jompul

puţului),cu gaură de sondă de diametru mare forată în axa puţului, între jomp şi orizontul inferior

existent;Metode de adâncire de jos în sus:cu suitoare în axa puţului săpată de jos în sus şi lărgirea ei de sus în jos la profilul de

săpare al puţului;cu săparea de jos în sus pe întreaga secţiune a puţului cu ajutorul coliviei suspendate de

săpat suitori;prin săparea de jos în sus pe întreaga secţiune a puţului cu ajutorul platformei mobile de

săpat suitori;prin săparea de jos în sus pe întreaga secţiune a puţului, susţinerea provizorie şi

înmagazinarea rocilor;

117

Metode de adâncire simultan de sus în jos şi de jos în sus.

Adâncirea de sus în jos.1. Schema de extracţie cu evacuarea rocii excavate direct la suprafaţă necesită

amplasarea maşinii de extracţie la suprafaţă şi poate fi aplicată în următoarele situaţii:

a b cFig.4.30. Adâncirea puţurilor cu evacuarea rocilor la suprafaţă:

1 – instalaţie de descărcare a chiblelor; 2 – perete pentru protecţia compartimentuluide adâncire; 3 – stâlp de rocă sau pod artificial de siguranţă.

– adâncimea totală a puţului, inclusiv tronsonul de adâncit, nu depăşeşte 200-250 m;– în secţiunea transversală a puţului există o suprafaţă disponibilă sau se poate amenaja

un culoar pentru trecerea chiblelor, conductelor de aeraj şi de evacuare a apelor şi a altor utilaje (fig.4.30, a);

– capacitatea de transport a puţului este mică şi se poate suspenda transportul pe unul din culoarele de circulaţie ale vaselor de extracţie (fig.4.30, b);

– transportul pe puţ se poate întrerupe pe întreaga durată a lucrărilor de adâncire (fig.4.30, c);

– la suprafaţă există o maşină de extracţie disponibilă care se poate monta în vecinătatea turnului de extracţie fără transformări mari şi fără a împiedica desfăşurarea normală a transportului pe puţ;

– instalaţia de descărcare a chiblei nu influenţează asupra transportului normal din rampa superioară a puţului.

2. Schema de extracţie cu evacuarea rocii excavate la nivelul orizontului superior de bază sau de aeraj permite amplasarea instalaţiei de extracţie la orizontul de bază, la orizontul de aeraj sau la suprafaţă, în funcţie de spaţiul disponibil şi se poate aplica în următoarele cazuri:

– adâncimea puţului, inclusiv a tronsonului de adâncit, este mai mare de 250-300 m (fig.4.31, a);

– intensitatea transportului la orizontul de aeraj sau de bază este mică şi se poate asigura spaţiul necesar amplasării instalaţiei de extracţie şi de descărcare a chiblei (fig.4.31, b);

– în secţiunea puţului se poate amenaja un culoar de circulaţie a chiblei prin compartimentul scărilor, pe jumătatea secţiunii puţului sau pe întreaga secţiune, similar schemei anterioare (fig.4.31, c).

118

a b cFig.4.31. Adâncirea puţurilor cu evacuarea rocilor la orizontul de bază sau de aeraj: 1 – instalaţie de descărcare a chiblelor; 2 – perete de protecţie a compatimentului de adâncire; 3 – stâlp de rocă sau

pod artificial de siguranţă; 4 – instalaţie de extracţie.

3. Schema de extracţie cu evacuarea rocii prin lucrări miniere auxiliare se aplică în condiţiile în care capacitatea de transport a puţului este mare şi lipseşte spaţiul disponibil pentru amplasarea instalaţiei de extracţie şi a utilajelor necesare la adâncire.

a b cFig.4.32. Adâncirea puţurilor cu evacuarea rocilor prin lucrări miniere auxiliare: 1 – instalaţie de

descărcare a chiblelor; 2 – stâlp de rocă sau pod artificial de siguranţă; 3, 4 – instalaţii de extracţie la adâncire; 5 – instalaţie de descărcare la orizontul de bază.

În acest caz, sub jompul puţului, la o adâncime de 15-30 m, se creează un nou orizont de lucru, adâncirea efectuându-se analog executării puţurilor oarbe (fig.4.32). În condiţiile în care jompul puţului are o adâncime mare, la 10-20 m sub orizontul de bază se construieşte un pod de siguranţă artificial pentru protecţia lucrărilor de adâncire.

4. Schema de extracţie cu evacuarea rocii prin gaura de sondă până la orizontul inferior şi transportul de materiale şi personal prin puţul existent se aplică atunci când sub orizontul de bază sunt deja executate alte lucrări miniere, iar rocile intersectate sunt stabile (fig.4.33).

În acest caz, în axa puţului se execută prin forare o gaură cu diametru mare (1000-1400 mm) care ulterior se lărgeşte descendent la profilul de săpare al puţului.

Adâncirea ascendentă se aplică în următoarele situaţii:– la orizonturile inferioare sunt executate alte lucrări miniere din care se poate realiza o

galerie de legătură până la axa puţului adâncit;– datorită spaţiului restrâns şi a intensităţii mari a transportului pe puţ şi în rampele

acestuia nu se pot aplica schemele descendente;

119

rocile au stabilitate medie şi necesită o susţinere imediată, iar secţiunea puţului este mare (fig.4.34, a);

a b c dFig.4.33. Adâncirea puţurilor cu gaură de sondă de diametru mare forată în axa puţului:

1 – gaură de sondă de diametru mare; 2 – perete de protecţie a compartimentului de adâncire; 3 – poduri artificiale de siguranţă; 4, 5 – instalaţii de extracţie la adâncire.

– secţiunea puţului este redusă, iar stabilitatea rocilor este mare, ceea ce oferă condiţii optime de aplicare a metodelor de săpare a suitorilor cu colivie suspendată sau platformă mobilă (fig.4.34, b şi c);

a b c d eFig.4.34. Adâncirea puţurilor de jos în sus: 1 – pod de siguranţă artificial sau stâlp de rocă; 2 –

suitoare executată în axa puţului de jos în sus; 3 – colivie suspendată; 4 – troliu; 5 – platformă mobilă de săpat suitori; 6 – trolii de extracţie la săpare; 7 – rampa orizontului aflat în pregătire.

– rocile sunt stabile şi astfel se asigură securitatea necesară săpării pe întreaga secţiune ascendentă (fig.4.34, d şi e).

Adâncirea simultană de sus în jos şi de jos în sus (fig.4.35) se aplică în condiţiile în care sub orizontul de la care trebuie adâncit puţul sunt executate sau sunt în curs de execuţie alte orizonturi intermediare. În asemenea situaţii, adâncirea se poate face simultan la două sau mai multe orizonturi prin combinarea largă a schemelor tehnologice şi de extracţie de sus în jos cu cele de jos în sus. Prin aplicarea acestei metode se asigură scurtarea duratei lucrărilor de adâncire.

La adâncirea puţurilor de sus în jos tehnologiile de săpare aplicate se deosebesc într-o mică măsură de tehnologiile folosite la executarea de la zi a puţurilor prin perforare-împuşcare. În condiţiile adâncirii puţului după schemele la care secţiunea compartimentului de extracţie este redusă, cea mai mare utilizare o are schema tehnologică de săpare succesivă. Schema concomitentă, îndeosebi cu susţinerea definitivă în beton monolit după

120

cofraj glisant, îşi găseşte o aplicabilitate tot mai mare la adâncirea puţurilor pe o lungime mai mare de 150 m.

Ambele scheme se aplică şi în etapa lucrărilor de lărgire, la adâncirea cu variantele cu gaură de sondă de diametru mare sau cu suitoare în axa puţului.

Fig.4.35. Adîncirea simultană de sus în jos şi de jos în sus.

Fig.4.36. Fazele tehnologice la săparea şi susţinerea definitivăa puţului cu schema concomitentă.

În fig. 4.36 se prezintă fazele tehnologice de săpare şi susţinere definitivă a unui puţ adâncit după varianta cu stâlp de siguranţă din rocă.

Capitolul 5

PROIECTAREA TEHNOLOGIEI DE LUCRU PENTRU EXECUTAREA SUBANSAMBLELOR AFERENTE DIGULUI

DE IZOLARE REZISTENT LA EXPLOZIILE DE GAZE

121

Digul de izolare rezistent la explozie este o construcţie minieră complexă, alcătuită din mai multe părţi componente, după cum urmează:

-un dig de sacrificiu, executat din butuci de lemn şi argilă comună, care are rolul de închidere provizorie a zonei ce se izolează, pentru ca lucrările ulterioare aferente digului rezistent la explozie să se desfăşoare fără pericole de accidente tehnice sau umane. Lucrările de execuţie a acestui dig trebuie să fie organizate în aşa fel, încât imediat după închiderea integrală a acestuia să fie pusă în funcţiune o instalaţie de aeraj parţial, iar celelalte lucrări miniere să se desfăşoare cu asigurarea debitului de aer necesar la frontul de lucru;

-un dig intermediar, din cenuşă de termocentrală sau nisip, cu rolul de atenuare a presiunii finale a undei de şoc ce va acţiona asupra digului final de siguranţă;

-un dig de siguranţă, executat din beton monolit, cu grosimea variabilă în funcţie de distanţa dintre locul de amplasare şi zona cu potenţial exploziv.

5.1. Tehnologia de execuţie a digului de sacrificiu

Pentru asigurarea realizării unei izolări cât mai eficiente a zonei afectate de către focul endogen, o deosebită importanţă o are alegerea corectă a locului de amplasare a construcţiilor de izolare. Acestea se vor amplasa astfel încât unul din digurile rezistente la explozie să întrerupă total accesul aerului proaspăt spre zona de foc, iar cel de-al doilea să împiedice evacuarea aerului viciat pe traseul de aeraj al abatajului afectat.

Primele operaţii care se execută după alegerea locului de amplasare a digului rezistent la explozie sunt montarea unei instalaţii de aeraj parţial, urmată de curăţirea zonei de materialele depozitate pe vatra galeriei, demontarea căii de transport existente (cale ferată, transportor cu bandă, cu raclete sau monorai). Se vor demonta de asemenea toate conductele şi cablurile existente pe pereţii galeriei miniere, pe toată lungimea estimată a digului rezistent la explozie.

După încheierea acestor operaţii preliminare, se poate trece la construcţia propriu-zisă a digului de sacrificiu.

Acest dig se va executa din butuci de lemn şi argilă comună, într-o porţiune de galerie unde rocile înconjurătoare sunt stabile şi fără fisuri.

Având în vedere faptul că digul de sacrificiu va avea numai rolul de izolare provizorie a zonei pentru asigurarea executării celorlalte subansamble componente ale digului rezistent la explozie în condiţii de siguranţă mărită, nu este necesară încastrarea acestuia în rocile de pe conturul galeriei.

Operaţia premergătoare începerii execuţiei digului din butuci o constituie prepararea argilei în vederea obţinerii unei paste omogene. Aceasta se realizează prin amestecarea argilei comune cu apă, iar pentru a se evita fenomenul de crăpare a argilei după punerea ei în operă, în compoziţie se va adăuga şi sare.

Construcţia digului de sacrificiu începe prin aşezarea pe vatra galeriei a unui strat de argilă cu rol de egalizare şi aşezarea primului rând de butuci (ciutaci) pe toată lăţimea galeriei. Apoi, peste primul rând de butuci aşezaţi, se aşează un nou strat de argilă cu rol de egalizare a suprafeţei şi de eliminare a tuturor golurilor dintre butuci şi se aşează cel de-al doilea rând de butuci.

Se continuă în acest mod execuţia ascendentă a digului de sacrificiu, cu menţiunea că pe măsura înălţării acestuia este necesară construcţia unui eşafodaj din lemn, care să permită lucrul la partea superioară.

Lungimea butucilor de lemn aferenţi digului de sacrificiu este de 80 cm.Se va avea în vedere că odată cu execuţia acestui dig, să se monteze prin acesta cele

două conducte prevăzute, respectiv:-o conductă cu 219 mm, amplasată pe vatra galeriei, pentru evacuarea eventualelor

ape de infiltraţie;-o conductă cu 50 mm, prevăzută cu robinet de trecere, amplasată la cca. 70 mm de

122

tavanul galeriei, care să permită măsurarea temperaturii şi a gazelor acumulate în spatele

digului; spre partea din spate a digului, conducta va avea înclinarea de 300, astfel încât capătul ţevii să fie la 5-10 cm de tavanul galeriei.Ambele conducte vor avea lungimea de 3 m, urmând ca ele să fie prelungite cu ţevi de

aceeaşi lungime pe măsura executării subansamblelor componente ale digului rezistent la explozie.

5.2. Tehnologia de execuţie a digului intermediar din material granular

Rolul acestui subansamblu este acela de a prelua o parte din efectul de suprapunere creat de unda de şoc a exploziei.

Zona de amplasare a acestui dig fiind deja curăţită şi pregătită, prima operaţiune constă în pregătirea sacilor cu material granular. În conformitate cu prevederile normelor de protecţie a muncii în vigoare, încărcarea sacilor se va face la 2/3 din capacitatea lor. Având în vedere că natura materialului granular nu influenţează semnificativ performanţele de ansamblu ale digului rezistent la explozie, cât şi din raţiuni economice, se recomandă utilizarea ca material granular a cenuşii de termocentrală, acest material având de asemenea şi o greutate volumetrică mult inferioară faţă de nisip.

Pe măsura umplerii sacilor, se începe poziţionarea lor, începând dinspre digul de sacrificiu.

Poziţionarea sacilor se face pe toată lăţimea galeriei, cu lăsarea între saci a unui spaţiu de 5-10 cm şi pe o lungime la bază de 15 m. Spaţiul lăsat între saci are rolul de atenuare a suflului exploziei.

Se continuă cu aşezarea sacilor cu material granular în rânduri ascendente, cu reducerea progresivă a lungimii rândurilor, astfel încât ultimul rând de saci, de la tavanul galeriei, are lungimea de numai 5 m. Forma finală de trunchi de piramidă a digului intermediar se realizează prin respectarea unghiurilor feţelor transversale ale acestuia faţă de vatra galeriei, respectiv 450 în partea din spate şi de 230 ÷250 în partea din faţă a acestuia. Unghiul de 450 din partea posterioară va permite descompunerea forţelor produse de unda de şoc după două direcţii, având în mărimi aproximativ egale.

Se va avea grijă ca cele două conducte de evacuare ape şi de control al atmosferei, existente în digul de sacrificiu, să fie prelungite pe toată lungimea digului intermediar din material granular.

În cazul în care din diferite motive, la momentul execuţiei digului intermediar nu se dispune de sacii necesari, tehnologia de lucru se poate modifica, după cum urmează:

-la o distanţă de 2,5 m de digul de sacrificiu din butuci de lemn şi argilă, se construieşte un blind de reţinere a materialului, alcătuit din patru stâlpi de lemn încastraţi în vatra şi tavanul galeriei miniere, pe care se montează (în partea posterioară a acestora) dulapi de lemn răşinos, căptuşiţi cu pânză hessiană sau ibemol;

-dacă în zona de execuţie a digului intermediar există conductă aferentă instalaţiei locale de înnămolire, umplere cu cenuşă de termocentrală se va realiza folosind această instalaţie, iar dacă în zonă nu există această instalaţie, umplerea se va face manual;

-în faza de turnare, cenuşa de termocentrală se va umezi şi se va compacta cu maiul;-se continuă cu umplerea progresivă a spaţiului dintre digul de sacrificiu şi primul blind, până la închiderea acestuia la cheia bolţii;-se construieşte apoi cel de-al doilea blind de reţinere, la o distanţă de 2,5 m de primul şi

se va proceda în mod identic la umplerea spaţiului cu cenuşă de termocentrală;-în total, se vor executa patru blinduri de reţinere a cenuşii de termocentrală, lungimea

totală a digului intermediar fiind de 10 m. (patru tronsoane a câte 2,5 m fiecare).

123

-se menţionează că ultimul blind de reţinere executat poate fi utilizat de asemenea şi la construcţia cofrajului pentru betonarea digului de siguranţă din beton monolit.

5.3. Tehnologia de execuţie a digului de siguranţă din beton monolit

La o distanţă de cca. 1 m de marginea digului intermediar din saci cu material granular, se va începe executarea digului de siguranţă din beton, care va avea o grosime variabilă, în funcţie de distanţa de amplasare a acestuia faţă de zona cu potenţial exploziv. Conform calculelor de dimensionare efectuate în funcţie de profilul galeriei în care se amplasează şi de distanţa până la zona cu potenţial exploziv, grosimea digului de siguranţă variază în limitele 0,65-4,8 m.

Execuţia digului de siguranţă demarează cu consolidarea prealabilă a zonei de amplasare, cu 1-2 juguri longitudinale din lemn (în funcţie de grosime), alcătuite fiecare dintr-o grindă de lemn cu 20 cm, susţinută cu 3 stâlpi de aceeaşi grosime.

După consolidarea provizorie a tronsonului, se trece la spargerea cu ciocanul de abataj a susţinerii din beton sau bolţari din beton sau bolţari din beton existente, sau – în cazul susţinerii în metal - la demontarea armăturilor metalice tip SG pe porţiunea corespunzătoare grosimii viitorului dig.

Apoi se continuă cu săparea tot din ciocanul de abataj, pe tot conturul galeriei, a unui şliţ cu adâncimea de 0,6 m. Pentru a se evita surpările accidentale de roci până la turnarea betonului, spaţiul excavat se va susţine provizoriu cu longrine şi popici de lemn, iar bandajarea se va face cu dulapi de brad.

Se menţionează faptul că modul de executare a şliţului de pe contur depinde în mod esenţial de grosimea viitorului dig de siguranţă. Astfel, în cazul digurilor amplasate la o distanţă de 200 m de zona cu potenţial exploziv, a căror grosime totală variază între 4,2-4,8 m, în funcţie de secţiunea galeriei, atât execuţia şliţului cât şi betonarea, trebuie să se realizeze pe tronsoane de câte 1-1,2 m. În acest caz, executarea şliţului se va face după următoarea schemă:

Fig. 5.1. Modul de execuţie a şliţului în cazul digurilor cu grosime mare

Digurile amplasate la distanţa de 400-1200 m faţă de zona cu potenţial exploziv şi care au o grosime necesară calculată cuprinsă între 0,65-2,4 m, vor fi betonate în 1-2 tronsoane egale. De exemplu, digul cu grosimea de 2,4 m va cuprinde două tronsoane a câte 1,2 m, digul cu grosimea de 2 m va cuprinde două tronsoane a câte 1 m etc.

După pregătirea şliţului în roca de pe conturul galeriei, se poate trece la faza următoare de lucru, şi anume la confecţionarea şi montarea cofrajelor pentru betonare. Numărul cofrajelor de betonare variază de asemenea în funcţie de numărul tronsoanelor de betonare, respectiv de grosimea totală a digului de siguranţă. De exemplu, pentru cea mai mare grosime

124

1-1,2 m

4,2-4,8 m

a digului, cea de 4,8 m, numărul cofrajelor de betonare va fi de 5, amplasate la distanţa de 1,2 m unul de altul.

Cofrajele pentru betonare pot avea aceeaşi alcătuire ca şi blindurile de reţinere a cenuşii de termocentrală utilizate la execuţia digului intermediar, cu excepţia pânzei hessiene sau ibemolului. Cofrajul din partea posterioară a tronsonului ce se betonează se montează integral, până la tavanul galeriei, iar cel din partea anterioară se va înălţa pe măsura umplerii cu beton a tronsonului de dig.

Betonarea digului se va face cu beton marca C12/15 (B-200), preparat la locul de punere în operă, a cărui compactare se va face cu maiul sau prin vibrare.

Reţeta de preparare a betonului marca C 12/15 (B 200) este următoarea:-ciment M 30 (saci) 294 kg;-nisip 0 -3 mm 544 kg;-nisip 3 -7 mm 361 kg;-pietriş 7 -16 mm 465 kg;-pietriş 16 -31 mm 643 kg;-apă 175 l.;-aditivi 8 l Pe măsura avansării construcţiei digului (sau tronsonului de dig), se va construi un

eşafodaj din lemn, pentru a se putea lucra la partea superioară a profilului.Se va acorda o atenţie mărită la obţinerea unor suprafeţe cât mai rugoase între

tronsoanele de beton turnate anterior şi parţial întărite, şi cel ce se pune în operă.Se vor prelungi şi prin digul de siguranţă din beton conductele destinate pentru

evacuarea apelor şi controlul atmosferei. În porţiunea din faţa digului, conducta de evacuare a apelor va fi prevăzută cu un sifon tip „gât de lebădă”, care să nu dea posibilitatea scurgerilor de gaze nocive prin conducta de evacuare a apelor.

Conducta pentru controlul temperaturii şi a gazelor va fi prevăzută la capătul ei cu un robinet conic tip CEP, cu 2’’.

După încheierea execuţiei digului şi întărirea betonului cofrajul de betonare din faţa acestuia şi eşafodajul utilizat se vor demonta şi se vor evacua. De asemenea, după finalizarea execuţiei digului de siguranţă, se poate demonta şi instalaţia de aeraj parţial utilizată pe parcursul construcţiei digului de izolare rezistent la explozie. Deoarece prin amplasamentul acestuia, distanţa de la faţa digului până la intersecţia cu galeria aflată sub depresiunea generală a minei, este de cel mult 5 m, aerisirea feţei digului rezistent la explozie se va face în continuare prin difuziune, normele permiţând acest sistem de aeraj.

Cele două variante prezentate mai sus se utilizează atunci când nu se mai intenţionează redeschiderea ulterioară a zonei închise.

Dacă însă focul endogen imobilizează o rezervă importantă de cărbune şi ca atare se intenţionează redeschiderea zonei după lichidarea acestuia, atunci se poate utiliza varianta a III-a de execuţie a digurilor rezistente la exploziile de gaze subterane. În această variantă subansamblul nr. 1 al construcţiei de izolare, respectiv digul de sacrificiu din butuci de lemn, se execută la fel ca şi la variantele I şi II.

Pentru subansamblul 2 (digul intermediar) se va alege modul de execuţie din saci umpluţi cu material granular, după tehnologia descrisă anterior.

Pentru a se da posibilitatea redeschiderii rapide a zonei, subansamblul nr. 3 (digul de rezistenţă din beton monolit) va fi prevăzut cu o uşă metalică dimensionată pentru a rezista la o eventuală explozie de gaze, ce se va deschide spre zona închisă. În spaţiul rămas în interiorul digului între uşa metalică şi faţa digului se vor aşeza saci umpluţi cu material granular.

Uşa metalică este confecţionată din două plăci dreptunghiulare, executate din tablă cu grosimea de 10 mm.

Structura de rezistenţă, gen fagure, este realizată din oţel lat de 40 x 4 mm. Etanşarea uşii se realizează cu garnituri de cauciuc montate pe placa inferioară; tot pe partea inferioară

125

se montează şi dispozitivele de închidere. Pe partea exterioară a uşii se montează elementele care constituie balamaua uşii.

Rama uşii este confecţionată din tablă de oţel cu grosimea de 40 mm. Ea este încastrată în beton pe o adâncime de 300 mm. Pe ramă se montează elementele de balama-ramă, care împreună cu elementele de balama-uşă asigură deschiderea şi închiderea uşii.

Execuţia uşii metalice şi a ramei uşii se realizează la suprafaţă, în subteran făcându-se numai montajul acesteia.

Digul de izolare rezistent la exploziile de gaze subterane inflamabile, în varianta cu uşă metalică, cât şi desenul de principiu al uşii sunt redate anexat.

Pentru cazurile în care după închiderea zonei cu foc endogen se deschide un nou abataj în adâncime, se face menţiunea că trebuie să se acorde o atenţie deosebită la formarea zonei izolatoare alcătuită din pături continue de rambleu, care izolează părţile superioare ale stratului 3 de lucrările din adâncime.

Zona izolatoare se formează dintr-o succesiune de felii orizontale exploatate şi rambleiate. Păturile de rambleu trebuie să fie continue pe toată întinderea feliilor. Numărul de felii se determină astfel încât izolarea părţii superioare să fie perfectă, să nu fie posibilă traversarea gazelor inflamabile sau a aerului.

Înălţimea zonei izolatoare trebuie să fie astfel dimensionată, încât la prăbuşirea feliilor care urmează sub zonă, să nu se dezvelească porţiunea închisă de deasupra. În primele felii de sub zona izolatoare, surparea trebuie să fie alcătuită dintr-un amestec de rocă de acoperiş şi rambleu, iar în următoarele felii surparea trebuie să conţină numai rocă din acoperiş.

Conform prof. univ. dr. doc. Covaci Ştefan, determinarea grosimii zonei izolatoare şi formarea penei izolatoare de rambleu sunt redate mai jos:

Fig. 5.2. Determinarea grosimii zonei izolatoare

126

Fig. 5.3. Formarea penei izolatoare de rambleu

Din figura 5.3. reiese că, în timp ce în prima felie de sub zona izolatoare rambleul se găseşte deasupra poditurii pe toată lungimea tavanului, în următoarele felii rambleul dispare treptat, dinspre acoperiş spre culcuş, ajungându-se în faza când pe culcuş se aştern numai rocile din acoperiş. Fenomenul ce se produce este următorul: o parte din rambleul din zona izolatoare rămâne nemişcat, din cauza acoperişului slab care pune în mişcare restul rambleului, pe care îl presează sub formă de pană spre culcuş. Formarea acestei pene, cu vârful deasupra orizontului la care se execută lucrările de exploatare, izolează focul de aceste lucrări.

Capitolul 6

PROIECTAREA SOLUŢIEI PRACTICE DE REDUCERE A EFECTULUI GENERAT DE EXPLOZIILE DE GAZE LA

EXPLOATAREA ZĂCĂMÂNTELOR DE CĂRBUNE

6.1. Prevederi actuale ale normelor specifice de protecţie a muncii referitoare la executarea construcţiilor de izolare

În conformitate cu prevederile Prescripţiilor Tehnice la Normele Specifice de Protecţie a Muncii pentru Minele de Cărbuni, Şisturi şi Nisipuri Bituminoase, Ed. 1997, PT-C28, cap. III, art. 35, se specifică modul de izolare a zonelor ce prezintă pericol de explozie şi anume: când în zona ce se izolează există pericol de explozie, se vor executa obligatoriu dopuri de rambleu sau diguri rezistente la explozie. Digurile din saci de nisip se vor construi pe o lungime de

127

minim 15 m la bază şi de minim 5 m la tavan. Sacii se vor umple la 2/3 din capacitatea lor, se leagă şi se aşează la distanţa de 5-10 cm între ei, pentru atenuarea suflului exploziei.

Digul rezistent la explozia gazelor de mină, ce urmează a se proiecta în continuare, va fi alcătuit din trei subansamble, după cum urmează:

-un dig de sacrificiu, alcătuit din butuci de lemn (ciutaci) şi argilă comună, cu rolul de a permite execuţia construcţiei de izolare propriu-zise în condiţii de maximă securitate a muncii; digul de sacrificiu se va executa conform prevederilor catalogului de construcţii de aeraj, aflat în uz la toate minele aparţinătoare C.N.H. Petroşani. Tehnologia de execuţie a acestuia, cât şi a celorlalte subansamble componente ale digului de izolare rezistent la explozia gazelor de mină, vor fi descrise într-un capitol separat al lucrării;

-un dig intermediar alcătuit din saci umpluţi cu nisip sau cenuşă de termocentrală;-un dig de siguranţă din beton monolit, dimensionat în funcţie de locul de amplasare

faţă de zona cu potenţial exploziv şi de tipul galeriei miniere.

6.2. Parametrii geometrici constructivi ai digului executat din saci cu nisip sau cenuşă de termocentrală

a) Volumul digului

V = S Lm [m3] (6.1.)în care:S – suprafaţa liberă a lucrării miniere, m2;Lm – lungimea medie a digului, m.Ţinând seama că sacii cu nisip sau cenuşă de termocentrală se vor aşeza în rânduri cu o

distanţă de 5-10 cm între saci se consideră că cca. 85 % din volum va fi ocupat de saci.

Lm = = 10 m

Tabel 6.1.Specificaţie U.M. Profilul galeriei [m2]

8,0 10,0 12,0V x 0,85 m3 68 85 102

b) masa digului din saci cu nisip sau cenuşă de termocentralăN = V x [t] (6.2.)

- densitatea materialului de umplutură = 0,95 t/m3 pentru cenuşă de termocentrală = 2,2 t/m3 pentru nisip

Tabel 6.2.Specificaţie U.M. Felul materialului de

umpluturăProfilul galeriei [m2]8,0 10,0 12,0

Masa digului

tCenuşă de termocentrală 64,6 80,75 96,9Nisip 149,6 187 224,4

Datorită faptului că presiunea din frontul undei de şoc se va manifesta instantaneu după explozia amestecului gazos inflamabil, pe criterii de siguranţă, în calculul de dimensionare a grosimii digului rezistent la explozie, nu se vor lua în considerare posibilele pierderi de presiune cauzate de frecarea pe vatra şi pe pereţii galeriei miniere, precum şi a compresibilităţii şi micşorării spaţiilor dintre sacii umpluţi cu material.

6.3. Calculul grosimii digului de siguranţă din beton

128

Fig. 6.1. Schema de principiu pentru calculul grosimii digului de siguranţă

Forţa generată de către unda de şoc produsă de explozia amestecului gazos inflamabil trebuie să fie echilibrată de următoarele rezistenţe:

PF S Fm + Fsr + GD + Ffb + FSB (6.3)în care:PF – presiunea finală din zona digului, daN/cm2;S – secţiunea liberă a galeriei în care se amplasează digul, m2;Fm – forţa de compactare şi deplasare a materialului granular, daN/cm2;

Fm = N a [daN/cm2] (6.4.)în care:N – masa digului din saci cu material granular, tone;a – acceleraţia de deplasare a masei digului, m/s2;a = 1 m/s2

Tabel 6.3.Specificaţie U.M. Felul materialului de

umpluturăProfilul galeriei [m2]8,0 10,0 12,0

Forţa de compactare şi deplasare a materialului granular

daN/cm2 Cenuşă de termocentrală 64600 80750 96900

Nisip 149600 187 224400

Fsr – forţa de strivire a rocii de pe conturul rocii, daN/cm2;

Fsr = G(R + r + dB)cr, daN/cm2 (6.5.)

în care:G – generatoarea trunchiului de con, m;

G = , m (6.6.)

d – grosimea digului, m - unghiul generatoarei digului = 300

R – raza mare a trunchiului de con (a digului din beton), m-pentru galerii susţinute în beton sau bolţari:

R = r + dB + hr [m] (6.7.)unde:r – raza interioară a galeriei, mdB – grosimea susţinerii definitive a galeriei, mdB = 0,45 mhr – adâncimea de încastrare a digului din beton, m

129

hr = 0,6-0,8 m-pentru profil de 8,0 m2

R = 1,8 + 0,45 + 0,6 = 2,85 m-pentru profil de 10,0 m2

R = 2 + 0,45 + 0,6 = 3,05 m-pentru profil de 12,0 m2

R = 2,2 + 0,45 + 0,6 = 3,25 m-pentru galerii susţinute în arce metalice culisante

R = r + hr (6.8.)-pentru profil de 8,0 m2

R = 2,25 + 0,6 = 2,85 m-pentru profil de 10,0 m2

R = 2,45 + 0,6 = 3,05 m-pentru profil de 12,0 m2

R = 2,65 + 0,6 = 3,25 mcr – rezistenţa la compresiune a rocii, daN/cm2

cr = 300 daN/cm2 – în rocă fisuratăcr = 600 daN/cm2 – în rocă compactăFăcând înlocuirile în formula (3.5.) se obţine valoarea forţei de strivire a rocilor de pe

conturul digului de siguranţă, în funcţie de grosimea acestuia.-pentru profil de 8,0 m2

Fsr = = 5547 104 d daN/cm2

-pentru profil de 10,0 m2

Fsr = = 5983 104 d daN/cm2


Fsr = = 6418 104 d daN/cm2

GD – greutatea digului de siguranţă din beton

GD = daN/cm2 (6.9.)

în care:

B – greutatea specifică a betonului, t/m3

B = 2,5 t/m3

Prin înlocuirea în relaţia de mai sus a valorilor care au fost deja determinate rezultă:-pentru profil de 8,0 m2

GD = = 51752 d daN/cm2


GD = = 60073 d daN/cm2


GD = = 69022 d daN/cm2

Ffb – forţa de forfecare a betonului din grosimea digului de siguranţă Ffb = 2 r d FB [daN/cm2] (6.10)

în care:

130

FB - rezistenţa admisibilă la forfecare a betonului marca C12/15 (B-200)FB = 7 daN/cm2

Înlocuind valorile parametrilor deja cunoscuţi, se poate determina rezistenţa la forfecare a betonului din digul de siguranţă.


Ffb = 2 3,14 1,8 7 104 d = 79,2 104 d daN/cm2


Ffb = 2 3,14 2 7 104 d = 87,9 104 d daN/cm2


Ffb = 2 3,14 2,2 7 104 d = 96,7 104 d daN/cm2

FSB – forţa de strivire a betonului din susţinerea galeriei sau a rocii în cazul susţinerii în metal, daN/cm2

FSB = [ (r + dB)2 - r2]CB [daN/cm2] (6.11.)în care:CB – rezistenţa admisibilă la compresiune a betonuluiCB = 78 daN/cm2 pentru beton marca C12/15 (B-200)-pentru profil de 8,0 m2

FSB = [ (1,8 + 0,45)2 – 1,82]78 104 = 446,4 104 daN/cm2


FSB = [ (2 + 0,45)2 – 22]78 104 = 490,5 104 daN/cm2


FSB = [ (2,2 + 0,45)2 – 2,22]78 104 = 534,6 104 daN/cm2

Sintetic, valorile calculate în acest subcapitol se regăsesc în tabelul următor:Tabel 6.4

Specificaţie U.M.

Distanţa de amplasare[m]

Profilul galeriei [m2]8,0 10,0 12,0

Volumul de destindere a presiunii undei de şoc

m3 200 1600 2000 2400400 3200 4000 4800600 4800 6000 7200800 6400 8000 96001000 8000 10000 120001200 9600 12000 14400

Presiunea finală a exploziei (pe dig)

daN/cm2 200 3442 2753 2294400 1721 1377 1147600 1147 918 765800 861 689 5741000 689 551 4591200 574 459 383

Volumul digului din material granular

m3 200-1200 68 85 102

Masa digului din material granularcenuşă/nisip

t 200-120064,6149,6

80,75187

96,9224,4

Forţa de compactare şi deplasare a materialului granular cenuşă/nisip

daN/cm2 200-120064600149600

80750187000

96900224400

Forţa de strivire a rocii de pe conturul digului

daN/cm2 200-12005547 104

d5983 104 d

6418 104 d

Greutatea digului daN/cm2 200-1200 51712 d 60073 d 69022 dForţa de forfecare a daN/cm2 200-1200 79,2 104 87,9 104 96,7 104

131

betonului digului d d dForţa de strivire a betonului galeriei sau a rocii în cazul susţinerii în metal

daN/cm2 200-1200 446,4 104 490,5 104

534,6 104

Prin ordonarea termenilor calculaţi ai egalităţii date de forţa undei de şoc şi de rezistenţele ce se opun acesteia, se poate calcula grosimea digului de siguranţă betonat, din componenţa digului rezistent la explozie, în funcţie de locul de amplasare a acestuia faţă de zona cu potenţial exploziv şi de secţiunea galeriei miniere.

Expresia de calcul este următoarea:

[m] (6.12.)

Făcând înlocuirea în formulă a valorilor calculate anterior rezultă:

-pentru galeria cu profil de 8,0 m2

-distanţă de 200 m, dig intermediar din cenuşă de termocentrală

= 4,81 m

-distanţă de 200 m, dig intermediar din nisip

= 4,81 m

Deoarece masa digului intermediar alcătuit din cenuşă de termocentrală sau nisip nu influenţează aproape deloc asupra grosimii digului de siguranţă, în calculele următoare nu se va mai ţine seama de natura materialului granular, respectiv calculele vor fi efectuate numai cu valorile pentru cenuşă de termocentrală.

-distanţă de 400 m

= 2,36 m


= 1,55 m


= 1,14 m


= 0,899 m


= 0,74m



= 4,45 m


= 2,19 m

132


= 1,43 m


= 1,053 m


= 0,826 m


= 0,674 m



= 4,139 m


= 2,028 m


= 1,325 m


= 0,974 m


= 0,762 m


= 0,623 m

Centralizatorul grosimilor digului de siguranţă aferent digului rezistent la explozie se prezintă în felul următor:

Tabel 6.5

Specificaţie Formula de calcul U.M.Distanţa de amplasare[m]

Secţiunea galeriei

8,0 10,0 12,0

Grosimea digului de siguranţă

m 200 4,8 4,5 4,2400 2,4 2,2 2,0600 1,55 1,5 1,35800 1,2 1,1 0,9751000 0,9 0,85 0,81200 0,75 0,7 0,65

133

CENTRALIZATORULCONSUMURILOR DE MUNCĂ PENTRU EXECUŢIA DIGULUI DE IZOLARE REZISTENT LA EXPLOZIE

Tabel 6.6.

Nr.op

Tip complex de operaţii

CONSUMUL DE MUNCĂ, M

U.M.

PROFIL 8 m2 PROFIL 10 m2 PROFIL 12 m2

AMPLASARE, m AMPLASARE, m AMPLASARE, m200

400

600

800

1000

1200

200

400

600

800

1000

1200

200

400

600

800

1000

1200

01 Intrarea în mină

60 60 60 60 60 60 60 60 60 60 60 606

06

06

06

06

06

0

om min/sch

02 Preluarea locului de muncă

40 40 40 40 40 40 40 40 40 40 40 404

04

04

04

04

04

0

om min/sch

03 Demontarea cfi din galerie,a ţevilor şi cablurilor,curăţire vatră

1800

1800

1800

1800

1800

1800

1800

1800

1800

1800

1800

1800

1800

1800

1800

1800

1800

1800

om min/sch

04 Prepararea argilei pentruexecuţia digului de sacrificiudin butuci de lemn (ciutaci)

32 32 32 32 32 32 40 40 40 40 40 404

84

84

84

84

84

8

om min/sch

05 Executarea digului desacrificiu din butuci delemn şi argilă

192

192

192

192

192

192

240

240

240

240

240

240

288

288

288

288

288

288

om min/sch

06 Încărcarea cu material granulara sacilor aferenţi diguluiintermediar

1938

1938

1938

1938

1938

1938

2423

2423

2423

2423

2423

2423

2907

2907

2907

2907

2907

2907

om min/sch

135

07 Montarea conductelor pentrucontrol gaze şi evacuare ape 17

0170

170

170

170

170

170

170

170

170

170

170

170

170

170

170

170

170

om min/sch

08 Executarea digului intermediardin saci cu material granular 12

921292

1292

1292

1292

1292

1615

1615

1615

1615

1615

1615

1938

1938

1938

1938

1938

1938

om min/sch

09 Demontarea susţinerii definitiveşi consolidarea provizorie culemn a tronsonului de galerie

800

480

400

320

320

240

800

480

400

320

320

240

800

480

400

320

320

240

om min/sch

10 Săparea cu ciocanul de abataja şliţului pentru execuţiadigului de siguranţă din betonmonolit

6270

3150

2025

1566

1176

990

6750

3300

2250

1650

1275

1050

7245

3450

2340

1680

1380

1125

om min/sch

11 Montarea cofrajului pentrubetonare 10

00600

600

400

400

400

1250

750

750

500

500

500

1500

900

900

600

600

600

om min/sch

12 Prepararea şi betonareamanuală a digului de siguranţă 72

183609

2331

1800

1350

1125

8100

3960

2700

1980

1530

1260

8883

4230

2862

2070

1692

1377

om min/sch

13 Ieşirea din mină

40 40 40 40 40 40 40 40 40 40 40 404

04

04

04

04

04

0

om min/sch

(M1 – M13) 20852

13403

10920

9650

8810

8319

23328

14918

12528

10878

10053

9478

25719

16351

13793

11961

11283

10633

(M3 – M12) 20712

13263

10780

9510

8670

8179

23188

14778

12388

10738

9913

9338

25579

16211

13653

11821

11143

10493

136

Capitolul 7

SOLUŢII TEHNICE PENTRU ÎNCHIDEREA LUCRĂRILOR MINIERE

În funcţie de tehnologia de închidere aplicată, tipurile de diguri utilizate sunt categorisite astfel:

- diguri de izolare;- diguri de reţinere;- diguri de rezistenţă pentru ape.

7.1. Soluţii de închiderea lucrărilor miniere orizontale în condiţiile inexistenţei pericolului de inundare

7.1.1. Închiderea prin îndiguireÎn condiţiile inexistente pericolul de inundare, lucrările miniere sunt închise prin

abandonare în starea în care se află, iar pentru asigurarea unor circuite cât mai simple de aeraj (sub depresiunea generală a minei) şi izolarea completă a zăcământului, se construiesc diguri de izolare din ciutaci de beton sau zidărie. (fig. 7.1; 7.2; 7.3).

În cazul în care se construiesc mai multe diguri şi se impune realizarea aerajului sub depresiunea generală a minei, digul de izolare e prevăzut cu fereastră, care, după finalizarea închiderii porţiunilor de mină, se închide.

În principiu, lucrările de izolare sunt construcţii etanşe din beton sau zidărie, rezistente în timp, respectând forma şi dimensiunile profilelor de lucrări miniere.

Tehnologia de execuţie a digurilor de izolare din beton se adaptează condiţiilor concrete de lucru şi amplasament a lucrărilor miniere şi comportă următoarele etape:

a) pozarea locului de amplasament în roca stabilă şi nealterată;b) demontarea bandajelor din spatele susţinerii şi elementelor de susţinere;c) executarea tocului de dig pe o adâncime de 0,5 m, în rocă stabilă, cu ciocanul de

abataj şi susţinerea spaţiului excavat, dacă este cazul;d) montarea cofrajului de betonare şi asigurarea extradosului printr-o reţea de armături

de şine din recuperări, grosimea cofrajului fiind astfel calculată încât grosimea finală a digului să rezulte de cca. 0,8 m;

e) turnarea manuală a betonului în spatele cofrajului; la turnarea betonului se va avea în vedere pozarea ţevilor: una pentru controlul atmosferei din spatele digului – în partea de vatră, precedată cu un „gât de lebădă”.

f) ridicarea cofrajului până la boltă şi închiderea digului la tavan, prin lopătare manuală;

g) decofrarea feţei digului.Betonul necesar construcţiei digului se va prepara manual, în subteran, în apropierea

locului de amplasare a digului şi se va utiliza următoarea reţetă (pentru 1 m3 beton B-200, C12/15):

- ciment 320 kg0 ÷ 3 mm – 0,498 m3

- nisip 3 ÷ 7 mm – 0,242 m3

7 ÷ 15 mm – 0,277 m3

- pietriş 15 – 31 mm – 0,354 m3

- apă 160 litri

137

Fig.7.1.

Fig.7.2.

138

Fig.7.3

Monitorizarea gazelor şi a temperaturii din spatele digurilor se face în conformitate cu Prescripţiile Tehnice la N.S.P.M.M.C.S.N.B., ed. 1997, cu propunere pentru aplicare şi a procedeului de evaluare automată a parametrilor specifici prin telecontrolul atmosferei subterane.

Raportate în timp, lucrările de execuţie a digurilor vor începe numai după ce se pune în funcţiune instalaţia de aeraj parţial aspirant, prin amplasarea capătului coloanei de aeraj la maximum 4 m de locul de amplasament al digului.

Pentru asigurarea utilităţilor pe care le îndeplinesc, digurile sunt prevăzute cu ţevi pentru controlul atmosferei din zona închisă şi pentru scurgerea apelor.

7.1.2. Închiderea prin rambleiereÎnchiderea lucrărilor miniere prin rambleiere se execută în cazul în care distanţa între

suprafaţă şi lucrările miniere este mai mică de 50 m, sau în cazul în care prin abandonarea acestora s-ar putea afecta stabilitatea suprafeţei.

Rambleierea galeriilor, în majoritatea cazurilor, în afara faptului că reduce scufundarea terenului, prezintă şi avantajul depozitării deşeurilor miniere netoxice.

Pentru rambleiere se poate aplica rambleul hidraulic sau rambleul pneumatic.Umplerea lucrărilor orizontale cu rambleu uscat se poate face şi cu maşina de încărcat,

care împrăştie sterilul descărcat din vagonete (fig.7.4) sau cu transportoare cu raclete, ultimul din flux, cel dinspre front, fiind de tip călăreţ şi mobil.

Rambleierea hidraulică sau pneumatică prezintă dezavantajul creşterii cheltuielilor de închidere. Pe de altă parte, acest procedeu nu poate fi utilizat decât acolo unde sunt necesare cantităţi mici de rambleu.

139

Fig. 7.4. Schema tehnologică de rambleiere a unei galerii cu rambleu uscat

7.2.1 Rambleierea galeriilor prin intermediul găurilor de diametru mareÎn anumite situaţii, când accesul în zonele ce urmează a fi închise nu este posibil, din

diverse motive (zone calamitate, deranjamente tectonice, etc) se poate recurge la rambleierea lucrărilor prin găuri cu diametre de 400 – 500 mm, forate de la suprafaţă (uneori chiar şi din subteran). Pentru rambleiere se va utiliza sterilul din haldă – sortat la o anumită granulometrie.

Densitatea găurilor de rambleiere se adoptă în funcţie de profilul lucrării miniere ce urmează a fi închisă.

7.2.2. Soluţii de închiderea lucrărilor miniere orizontale în condiţiile existenţei acumulărilor de apă

7.2.2.1. Aspecte privind riscul producerii acumulărilor de apăEste cunoscut faptul că, pentru exploatarea zăcămintelor de substanţă minerală utilă,

este nevoie să fie evacuată apa acumulată pentru a nu inunda lucrările miniere.În afară de aceste acumulări de apă, există pericolul să ajungă neaşteptat în mină o

mare cantitate de apă, prin vărsarea unui pârâu sau râu, sau prin existenţa apei în anumite lucrări miniere vechi sau apa existentă în geode, care au fost străpunse de lucrările miniere de exploatare. Dacă apa provine din lucrări vechi, avem de-a face cu o scurgere primară, iar dacă provine din golurile naturale, avem de-a face cu o scurgere secundară.

Ambele scurgeri de apă prezintă un anumit grad de pericol hidrologic şi trebuie studiată natura apei şi proprietăţile rocilor care o înconjoară, pentru a putea lua măsuri de protecţie împotriva inundării minei. În primul rând, trebuie studiaţi factorii care determină procesul de permeabilizare, ce favorizează formarea de geode şi permit apei să se infiltreze în subteran. Metodele de cercetare a acestor probleme nu sunt perfecte şi, din acest motiv, nu există în prezent o metodă general valabilă pentru determinarea gradului de pericol hidrologic (G.P.H), care se defineşte ca raportul dintre grosimea stratului de rocă ce acţionează ca strat de protecţie şi presiunea hidrostatică a apei dintr-un bazin, geodă etc. adică:

(7.1.)

Acest indicator nu ţine însă seama de:- capacitatea de acumulare, de alimentare şi de respingere a apei;- modul de acumulare a apei, comportamentul de dizolvare de săruri, comportamentul

la deformare şi volumul locului de acumulare;

140

- tipul, mărimea şi direcţia solicitărilor din punct de vedere al mecanicii rocilor. De aceea informaţiile obţinute pe baza acestui indicator sunt limitate.

În Ungaria, pentru minele de bauxită şi de cărbuni s-a evaluat gradul de pericol hidrologic astfel [10]:

G.P.H. > 20·106 m/N……………. pericol mic sau deloc (7.2)G.P.H. = 10 ÷ 20·106 m/N ……… pericol mediu (7.3)G.P.H.< 10 ·106 m/N ……………. pericol mare (7.4)

Un alt parametru în funcţie de care se poate stabili pericolul provocat de apă, este afluenţa. Metodele de determinare ale acesteia au drept scop să se cunoască cu suficientă exactitate afluenţa reală de apă în lucrările miniere.

Mărimea afluenţei de apă la o mină exprimă, de obicei, prin coeficientul de afluenţă Kapă, care este raportul dintre volumul de apă pompată din mină Qapă în unitatea de timp şi cantitatea de substanţă minerală utilă Sm extrasă în aceiaşi unitate de timp (ani, lună, zi), respectiv:

(7.5)

Mărimea coeficientului de afluenţă a apei variază în limite largi, de la câţiva dm3/t la 100 dm3/t, în funcţie de aporturile hidrologice şi mai ales de mărimile şi influenţele caracteristicilor mecanice ale rocilor.

Un alt mod de exprimare a afluenţei este dat de raportul dintre debitul de apă evacuat de o pompă Qx şi suprafaţa câmpului minier A, adică:

(7.6)

Soluţiile de contracarare a pericolului pe care-l prezintă apa, sunt de trei tipuri:Soluţii active – acţionează direct de la sursa pericolului, constând în executarea unor

căi de acces spre locurile de acumulare a apei pentru a o capta într-un rezervor de unde urmează să fie pompată afară.

Soluţii preventive – constau din protecţia puţurilor şi a galeriilor de coastă de exemplu, prin podirea etanşă cu scânduri sau cu beton izolant a albiilor pârâurilor care trec la suprafaţă peste zăcămintele de substanţă minerală. De asemenea, se pot construi diguri de protecţie a galeriilor sau puţurilor pentru a le proteja de apele de la suprafaţă. Această măsură preventivă are contingenţă şi cu măsurile pasive de prevenire a pericolului de inundare.

Dintre soluţiile pasive de prevenire a pericolului de inundare a minelor, cea mai pretenţioasă ca proiectare şi execuţie este construcţia de diguri, care pot să fie de filtrare sau impermeabile de oprire a apei, ca aceasta să nu poată pătrunde în mină.

Datorită costurilor ridicate ale construcţiei digurilor, la proiectare trebuie să se aibă în vedere:

- scopul digului;- secţiunea lucrării miniere;- mărimea probabilă a presiunii apei pe care trebuie să o oprească digul, durata de

funcţionare a digului, compoziţia chimică a apei şi agresivitatea ei;- proprietăţile mecanice ale rocii în care se va executa digul;- relaţia dintre dimensiunea digului şi presiunea apei şi a rocilor.Digurile de filtrare se folosesc pentru reţinerea nisipurilor noroioase, pentru ca apa să

ajungă curată la pompe.Digurile impermeabile sunt mai solide, deoarece sunt construcţii de apărare

împotriva pericolului pe care-l prezintă apa sub presiune. În general, apele de mină fiind agresive, trebuie alese cu grijă materialele de construcţie şi respectate regulile de construire a digurilor. Dacă pereţii lucrărilor miniere sunt alcătuiţi din roci stabile, digul încastrat poate

141

suporta presiuni ale apei de până la 4 MPa (40 daN/cm2). Dacă rocile sunt rezistente la solicitări, presiunile preluate de aceste diguri pot depăşi 4 MPa. Orice dig trebuie să îndeplinească următoarele condiţii:

- să oprească complet scurgerea apei;- presiunea apei care acţionează asupra digului nu trebuie să depăşească valoarea

rezistenţei admise pentru materialul din care este construit digul;- solicitarea dată de presiunea apei şi de tensiunile suplimentare care apar în

interacţiunea „rocă-dig”, trebuie să fie sub rezistenţele admise ale rocilor în care se execută digul.

Întotdeauna trebuie îndeplinite condiţiile:

Rfr ≥ Rfm ≥ Rfa (7.7)unde:

Rfr – rezistenţa la forfecare a rocii;Rfm – rezistenţa la forfecare a materialului din care se execută digul;Rfa – rezistenţa la forfecare a aderenţei dintre rocă şi materialul din care este construit

digul.Locurile de amplasare a diferitelor tipuri de diguri depind de scheletul general al

minei, de condiţiile hidrogeologice, de legăturile hidraulice ale minei cu minele învecinate, de caracteristicile rocilor în care sunt amplasate lucrările miniere etc.

Astfel, digurile de izolare se construiesc în lucrările miniere de acces în abataje, pentru a preveni apariţia focurilor endogene şi a nu permite migrarea gazelor în reţeaua de lucrări miniere care asigură aerajul sub depresiunea generală a minei.

Digurile de reţinere se construiesc, de regulă, în rampele puţurilor, pentru a împiedica accesul rambleului din puţ în lucrările miniere orizontale de legătură.

Digurile de hidroizolare se execută în lucrările miniere care fac legătura dintre zonele închise şi lucrările miniere active din mină, sau cele de legătură cu mina învecinată.

7.2.2.2. Măsuri de închidere a galeriilor cu diguri de hidroizolare (de rezistenţă)

În cazul existenţei unor roci acvifere, care pot provoca viituri neaşteptate de apă, se vor construi în zonele adiacente, în galerii, digurile etanşe la apă. Aceste diguri de rezistenţă, destinate prevenirii viiturilor de apă, se construiesc din beton turnat, cărămidă sau prefabricate din beton, iar pentru a prelua mai uşor presiunea, se construiesc sub diferite forme.

Digurile de hidroizolare pentru minele de cărbuni se clasifică astfel:- diguri de izolare compacte (pline);- diguri de izolare cu fereastră de vizitare;- diguri filtrante.În funcţie de forma lor, digurile se clasifică în:- diguri cilindrice;- diguri tronconice;- diguri sferice.Digurile de izolare compacte se construiesc fie ca diguri cu un pinten, fie cu mai mulţi

pinteni (fig. 7.5), în cazul unor presiuni mari, când grosimea calculată a digului poate depăşi 250 cm.

Cărămizile utilizate pentru execuţia din fig. 7.6., sunt de calitate superioară, sau cărămizi semirefractare, având suprafaţa cu asperităţi (netopită), legate cu mortar de ciment de compoziţie 1:1 sau 1:2.

142

Fig. 7.5 Dig de rezistenţă etanş din beton. A – faza de execuţie; B – faza finală; 1-conductă 200 - 400 mm pentru evacuare apă; 2 – robinet; 3 – conductă 20 – 25 mm pentru aer; 4 – manometru;

5 – tuburi metalice pentru injectare mortar de ciment.

Fig. 7.6 Dig cilindric de rezistenţă etanş executat din cărămizi: 1 – conductă 200 mm pentru evacuare apă; 2 – robinet; 3 – tub pentru aer ( 20 – 25 mm); 4 – manometru

7.2.2.2.1. Calculul digurilor cilindrice din zidărieUtilizarea digurilor din zidărie are loc în situaţiile manifestării presiunilor hidrostatice

de maximum 5 daN/cm2 (500 kN/m2).Pentru calculul acestui tip de dig se foloseşte schema simplificată din fig. 4.7.Determinarea grosimii digului cilindric (d) se face conform relaţiei:

(7.8)

în care:px – presiunea care acţionează asupra digului, N/m2

px = cw . pw (7.9)cw – coeficient de siguranţă (cw = 1,1);

pw – presiunea hidrostatică a apei, N/m2;r – raza interioară a digului, m;Rc – rezistenţa la compresiune admisibilă a rocii sau a materialului digului, N/m2.În calcul se va adopta valoarea cea mai mică (rocă sau material).Raza interioară a digului (r) în funcţie de lăţimea galeriei (a) şi rezistenţa rocilor (Rc) va

avea următoarele valori:

143

r = 1,5 a, pentru roci cu rezistenţa la compresiune Rc = 15 – 30·106 N/m2;r = 1,0 a, pentru roci cu rezistenţa la compresiune Rc = 31 – 50·106 N/m2;r = 0,85 a, pentru roci cu rezistenţa la compresiune Rc > 50 ·106 N/m2.În cazul unor presiuni mai mari, când grosimea digului cilindric cu un singur pinten

depăşeşte necesarul de 150 cm, se va proiecta un dig cu mai mulţi pinteni.

Fig.7.7 Forma şi elementele geometrice ale digului cilindric de hidroizolare

7.2.2.2.2. Calculul digurilor tronconice

a) Calculul digurilor tronconice din zidărieÎn conformitate cu forma şi elementele geometrice ale digului tronconic prezentat în

fig.3.8, grosimea acestui tip de dig se stabileşte din condiţia:

144

Fig.7.8. Forma şi elementele geometrice ale digului tronconic de hidroizolare.

(7.10)

În acest caz, raza interioară (r), în secţiune orizontală se va adopta în funcţie de rezistenţa rocilor (Rc) astfel:

r = 2,0 a, pentru roci cu rezistenţa la compresiune Rc < 30 ·106 N/m2

r = 1,5 a, pentru roci cu rezistenţa la compresiune Rc ≥ 30 ·106 N/m2

a – lăţimea la vatră a lucrării miniere, cm.

În secţiune verticală, raza interioară (r) trebuie acceptată în funcţie de rezistenţa la compresiune, astfel:

145

r = 2,0 b, pentru roci cu rezistenţa la compresiune Rc < 30 ·106 N/m2

r = 1,5 b, pentru roci cu rezistenţa la compresiune Rc ≥ 30 ·106 N/m2

b – înălţimea lucrării miniere, m

Unghiurile de înclinare a planelor de rezistenţă ale digului faţă de axa lucrării se vor alege tot în funcţie de rezistenţa la compresiune, astfel:

a/2 = 150, pentru rezistenţa la compresiune Rc < 30 ·106 N/m2

a/2 = 200, pentru rezistenţa la compresiune Rc ≥ 30 ·106 N/m2

Grosimea digului tronconic dt trebuie verificată în funcţie de:rezistenţa la forfecare, cu relaţia:

(7.11)

forţa de apăsare asupra rocii, cu relaţia:

(7.12)

unde:b – înălţimea lucrării miniere, m;Rf – rezistenţa la forfecare a materialului din dig, N/m2;Rc – rezistenţa la compresiune, N/m2.

l = 2(a + b) (7.13)l – lungimea digului, cm.În cazul unor presiuni mari, când grosimea digului tronconic cu un pinten depăşeşte

250 cm, se va proiecta un dig cu mai mulţi pinteni.

Grosimea digului tronconic cu mai mulţi pinteni se calculează cu relaţia:

(7.14)

unde: N – numărul de pinteni ai digului (numărul de suprafeţe de rezistenţă)Grosimea digului tronconic cu mai mulţi pinteni dt se va verifica sub aspectul:

rezistenţei la forfecare a materialelor de construcţie şi a rocii, conform relaţiei:

(4.15)

- apăsarea asupra rocii, în baza condiţiei:

(7.16)

b) Calculul digurilor tronconice din betonDigurile tronconice din beton (fig.7.8 ) se folosesc în cazul unor presiuni hidrostatice

mai mari de 0,5 ·106 N/m2, acest tip de dig se execută ca diguri tronconice cu guler de

146

rezistenţă pe tot perimetrul lucrării miniere. Calculul lor se face similar ca în cazul celor din zidărie.

Grosimea digului tronconic cu un pinten executat din beton se va calcula din relaţia (7.10) şi se va verifica, în ce priveşte rezistenţa la forfecare, cu relaţia (7.11) şi la apăsare asupra rocii cu relaţia (7.12).

Pentru presiuni mari, când grosimea calculată a digului cu un pinten depăşeşte 250 cm, aceasta se va recalcula pentru mai mulţi pinteni.

Grosimea digului cu mai mulţi pinteni se va calcula cu relaţia (7.14) şi se va verifica la rezistenţa de forfecare cu relaţia (7.15) şi la apăsare cu relaţia (7.16).

Fig. 7.9 Forma şi elementele geometrice ale digului tronconic din beton

Grosimea totală a digului cu mai mulţi pinteni (Dt) se va calcula cu relaţia [10]:

Dt = Ndt + c(N-1) (7.17)unde:

c – distanţa dintre pinteni, care în funcţie de tipul de rocă are următoarele valori:c = 80 cm, pentru rezistenţa la compresiune ………………….. Rc < 20 ·106 N/m2

c = 50 cm, pentru rezistenţa la compresiune ………………….. Rc ≥ 20 ·106 N/m2

7.2.2.2.3. Diguri de hidroizolare în construcţie specialăÎn rocile cu caracteristici de rezistenţă reduse, cu caracter pronunţat de fluaj (deformare

în timp chiar şi la încetarea solicitărilor), unde presiunile hidrostatice pot depăşi cu mult valoarea de 500 kN/m2, firesc ar fi ca execuţia digurilor să se realizeze cu mai mulţi pinteni, având lungimea de până la 30 m. acest lucru, pe lângă înregistrarea de cheltuieli însemnate, va genera şi consumuri de manoperă şi timp extrem de ridicate.

Din aceste motive, pe plan mondial s-a dezvoltat o direcţie nouă pentru proiectarea şi executarea digurilor de hidroizolaţie ce are ca punct de plecare consolidarea şi etanşarea prealabilă a rocilor din zona de amplasare a acestora, cu ajutorul susţinerii ancorate şi, respectiv injectarea sub presiune a diverselor substanţe pentru consolidare şi impermeabilizare.

147

Un exemplu de astfel de dig de hidroizolaţie prevăzut cu ancore şi coloane de beton injectat se prezintă în fig.7.10, construcţia unui astfel de dig necesită efectuarea următoarelor operaţii:

- izolarea hidraulică a tronsonului pe care se execută lucrarea;- susţinerea provizorie pe toată lungimea de execuţie a digului:- injectarea cu lapte de ciment a rocilor înconjurătoare;- realizarea coloanelor de beton;- introducerea ancorelor;- betonarea corpului digului;- executarea lucrărilor de injectare de etanşare.

Fig.7.10 Dig de hidroizolare de construcţie specială. 1 – corpul din beton; 2- coloană din beton; 3 – ancore

7.3. Soluţii tehnice de închiderea lucrărilor miniere verticale de legătură cu suprafaţa (închiderea puţurilor)

În funcţie de condiţiile geologo-miniere de amplasament a zăcămintelor de cărbune, ca şi modificările structurale survenite în urma exploatării, se cunosc două tehnologii de închidere a puţurilor miniere verticale săpate de la zi, şi anume:

- tehnologia de închidere prin inundare;- tehnologia de închidere prin rambleiere.7.3.1. Închiderea puţurilor prin inundareUna din metodele tradiţionale de închidere a minelor este inundarea lor [10], adică

umplerea cu apă, parţial sau total, a lucrărilor miniere existente. De menţionat că, în condiţiile în care rocile sunt deranjate pe spaţii largi de influenţa exploatării miniere, alimentate fiind permanent de apele subterane, nivelul acestora începe să crească imediat după ce au fost decuplate pompele de evacuare. Nivelul acestor ape creşte treptat, depăşind toate orizonturile, pentru a se stabiliza uneori foarte aproape de suprafaţă. Aceasta înseamnă că, indiferent de metoda de închidere folosită (rambleiere, îndiguire), după un timp, se va ajunge la autoinundarea întregii mine. În funcţie de proprietăţile rocilor şi de debitul afluenţilor naturali, dar şi de capacitatea tuturor lucrărilor şi spaţiilor exploatate, perioada de restabilire a echilibrului hidrologic în subteran poate să dureze mai mulţi ani.

Astfel, putem diferenţia:- inundarea artificială a minei, când apa care umple lucrările miniere se aduce din

exterior;- inundarea naturală, când aceasta provine din afluenţa naturală a apei.

148

Cantitatea de apă care inundă mina constituie un pericol serios pentru câmpurile miniere învecinate, în care exploatarea este activă. Pentru a îndeplini condiţiile de securitate miniere învecinate, având un rol de rezervor, ce preiau apele provenite din infiltraţii, inclusiv a celor rezultate din mina închisă.

În practică, se întâlnesc mine închise care au legături hidraulice cu exploatările hidraulice, închise etanş, cu diguri special construite.

În cazul în care este necesară izolarea câmpurilor miniere inundate şi închise de cele active, se folosesc diguri de izolare capabile să preia presiunea hidrostatică ce rezultă din inundare.

Un element important în pregătirea minei pentru inundare este elaborarea prognozei migrării apelor subterane, pe căi controlate sau necontrolate, analizându-se şi varianta dirijării acestor ape spre sistemul de evacuare al minei vecine. În cadrul acestei prognoze trebuie evaluată posibilitatea migrării apelor prin pilierii de hotar şi pilierii de protecţie, cât şi prin fisuri sau alte discontinuităţi tectonice. Se va efectua, de asemenea, o analiză amănunţită a bilanţului hidrologic pentru întreaga zonă ce urmează a fi închisă, în cadrul căreia se va stabili volumul de apă din lucrările vechi şi timpul de umplere a minei, plecând de la mărimea afluenţei de apă a minei.

Se vor recolta probe de apă subterane care vor fi supuse unor analize de laborator (fizico-chimice, bacteriologice), pentru a stabili eventualele posibilităţi de întrebuinţare a acesteia în economie.

Pe toată durata inundării lucrărilor subterane se vor executa măsurători, astfel:- în puţuri (care sunt centrele legăturilor hidraulice, putând sluji drept orificii

piezometrice);- la digurile de izolare, unde pot fi citite debitul şi presiunea apei.Puţurile care se închid, dar care prevăd reluarea activităţii lor, vor fi sistematic desecate.

Acumularea unui volum mare de apă în aceste puţuri reprezintă un serios pericol, atât pentru digurile de izolare, cât şi pentru întreaga mină, dar şi pentru minele vecine, dacă sunt legate hidraulic de mina aflată în proces de închidere.

De cele mai multe ori, roca înconjurătoare este atât de afectată de activitatea minieră încât această metodă nu este recomandată spre aplicare. Aceste condiţii nefavorabile pentru inundare se înregistrează în cazul minelor de cărbune din Valea Jiului, unde, datorită aplicării metodei de exploatare cu banc de cărbune subminat, spaţiile excavate şi necompletate cu steril sunt însemnat de mari.

La gură, toate puţurile sau lucrările miniere înclinate (suitorii) care au fost inundate, vor fi acoperite cu placă de beton armat, ce va fi prevăzută cu un orificiu de 1000 x 1000 mm, cu uşă de vizitare, putându-se astfel controla nivelul apei. De asemenea, în construcţia plăcii se prevede şi o ţeavă pentru evacuarea eventualelor acumulări de gaze în spaţiul rămas liber dintre nivelul apei şi placa de beton.

7.3.2. Închiderea puţurilor prin rambleierePrescripţiile tehnice la N.S.P.M.M.C.S.N.B., ed. 1997, recomandă pentru închiderea

lucrărilor miniere verticale şi înclinate (> 300), rambleierea acestora cu material de rambleu din haldele de steril clasa 4B.

Ultimii 50 m (partea superioară a puţului – spre guler) vor fi umpluţi cu material clasa 4A, ce nu prezintă tendinţă de formare a bolţilor, constituit din materiale necorozive, curgătoare, sfărâmicioase, nesolvabile în apă, cu granulaţia sub 100 mm, cum ar fi de exemplu: pietriş, zgură de furnal, gresie, bucăţi de beton sau cărămidă (fig.7.11).

Puţurile şi lucrările miniere verticale vor fi rambleiate până la suprafaţă, sau până la locul propus pentru fixarea dopului de ciment.

Înaintea începerii rambleierii lucrărilor miniere de legătură cu suprafaţa sunt necesare de executat lucrări pregătitoare cum ar fi:

- prognozarea debitului de apă ce se acumulează în puţ şi de unde afluează;

149

- regimul emanaţiilor de metan şi zonele de unde pot să apară (lucrări miniere abandonate, deranjamente tectonice);

Fig.7.11.

- executarea digurilor de reţinere în lucrările de legătură cu puţul ce se rambleiază, în vederea prevenirii scurgerii materialului de rambleu în aceste lucrări;

- îndepărtarea, dacă d.p.v. al securităţii este posibil, a amenajărilor din puţ care obturează secţiunea şi împiedică căderea liberă a materialului de rambleu; când din motive obiective, nu poate fi înlăturată întreaga amenajare a puţului, materialul de rambleu se va deversa în centrul puţului;

- amenajarea gurii puţului în vederea evitării introducerii de material de rambleu supragabaritic;

- montarea mijlocului de transport continuu a materialului de rambleu spre punctul de deversare în puţ;

- îngrădirea zonei de restricţie de la suprafaţă pe o rază de 20 m în jurul puţului, pentru interzicerea accesului persoanelor neavizate;

- organizarea lucrărilor de rambleiere;Rambleierea lucrărilor miniere de legătură cu suprafaţa (puţuri, suitori, foraje cu >

200 mm) poate fi:- totală (de la jomp la guler);- parţială (cu separarea părţii rambleiate de cea nerambleiată cu dopuri din beton).Pe durata executării rambleierii se compară volumul de rambleu introdus, cu cel rezultat

din calcul şi măsurători, permiţând astfel controlul permanent al tasării şi evitarea formării de dopuri de rambleu (bolţi) sau eventuale scurgeri ale materialului spre lucrările de legătură cu puţul. În acest caz, măsurarea nivelului de umplere cu rambleu al puţului se va efectua periodic, de cel puţin o dată la fiecare 50 m de coloana de puţ rambleiată.

Rambleierea puţurilor se poate face prin:deversare continuă, directă (printr-un flux continuu în reţea de transportoare cu raclete);cu vas de extracţie (cu fund rabatabil);

150

cu mijloace auto, prin basculare directă în puţ.Înainte de începerea rambleierii, se stabileşte halda de steril ce va furniza rambleul

necesar, cantitatea de rambleu necesară, precum şi pregătirea instalaţiei de rambleiere, ce este formată din:

- platforma de preluare a materialului de rambleu;- reţeaua de transportoare;- grătarul, cu ochiuri de 250 x 250 mm, ce se montează pe gulerul puţului în vederea

prevenirii introducerii de bulgări supragabariţi.

7.3.2.1. Materialul de rambleu La stabilirea materialului de rambleu şi a granulaţiei acestuia se va ţine seama de

următoarele cerinţe [1]:- mărimea maximă a bulgărilor nu va depăşi 250 mm;- pe ultimul tronson de 50 m, spre suprafaţă, se foloseşte un material ce nu are tendinţe

de formare a bolţilor, cu granulaţia sub 100 mm, constituit din pietriş, zgură de furnal, gresie, bucăţi de beton sau cărămidă;

- în cazul apariţiei unor amestecuri aer-metan, se impune folosirea unui material de rambleu umed şi cu granulaţie fină.

Pentru umplerea corespunzătoare a unor segmente de puţ se folosesc frecvent amestecuri de cenuşă de termocentrală cu adaos de 5 % ciment şi apă.

Timpul de priză al amestecului cu compoziţie de 70 % cenuşă, 5 % ciment şi 25 % apă este de cca. 100 – 120 ore. După executarea unui tronson de 6 – 10 m se face pauză tehnologică aferentă timpului necesar pentru priză.

Acest tip de rambleu se utilizează în zonele cu condiţii mai dificile, sau în cazul executării unor dopuri de puţ.

Pentru izolarea locurilor de infiltraţie a apei se utilizează un material argilos verificat în laborator.

Pentru rambleierea lucrărilor nu pot fi folosite materiale toxice, chimic active, infestate biologic sau radioactive. Rambleul nu trebuie să constituie un pericol suplimentar pentru lucrările situate în vecinătatea puţului rambleiat, De asemenea, se interzice ca material de rambleu folosirea gunoaielor sau a bucăţilor metalice.

În cazul existenţei apelor acumulate în puţ se va utiliza un rambleu constituit din materiale cu greutate specifică mai mare de 1,3 kg/dm2.

Tipurile de material de rambleu şi proprietăţile acestuia se redau în tabelul 7.1

Tab. 4.1. Clasificarea materialului de rambleiere

Clas Descriere Folosinţa Constituenţi Proprietăţile materialului necesar pentru Cerinţe

151

a generală material

tipică permişi acceptabilitate (suplimentar faţă de cele menţionate în Clauza 501)

de compactare în clauza 507

Proprietate Definit şi testat în conformitate cu

Limite acceptabile în domeniulinferior superior

4A Selectat,GranularSortat fin

Umplere subterană

Prundiş natural,nisip natural,pietriş măcinat, rocă măcinată alta decât rocile argiloase,beton măcinat, rocă argiloasă în lamele din minele de cărbune sau orice combinaţie din acestea de mai sus

(i) sortare STAS 1913/5-85

Tabel 2/2

Tabel 2/2 A se vedea Clauza 51 x

(ii) conţinut de umiditate

STAS 1913/5-85

OMC -2%

OMC +3%

4B Selectat granular sortat grosier

Umplere subterană

Prundiş natural nisip natural, pietriş măcinat rocă măcinată alta decât rocile argiloase,beton măcinat rocă argiloasă în lamele din minele de cărbune sau orice combinaţie din acestea de mai sus

(i) sortare STAS 1913/5-85

Tabel 2/2

Tabel 2/2 A se vedea Clauza 51 x

(ii) conţinut de umiditate

STAS 1913/5-85

OMC -2%

OMC+3%

După încheierea lucrărilor de rambleiere, puţul se va ţine sub observaţie până la închiderea cu placă, urmărindu-se tasarea coloanei de rambleu. Tasările coloanei de rambleu se completează cât mai repede posibil.

7.3.2.2. Sarcina exercitată de rambleu asupra puţuluiValoarea sarcinii pe care rambleul o exercită asupra susţinerii puţului, a dopului sau

asupra digurilor de izolaţie şi reţinere, se determină în conformitate cu teoria lui Janseen.Metoda Janssen se bazează pe acceptarea raportului constant k2 dintre forţa de apăsare

verticală qx şi forţa de apăsare orizontală px, astfel:

(7.18)

Forţa de apăsare unitară orizontală px la adâncimea x se calculează cu relaţia:

152

(7.19)

unde: - greutatea volumetrică a rambleului, MN/m3; - unghiul de frecare internă a rambleului, grade.

Notând:

(7.20)

obţinem:px = x . k1 (7.21)

Solicitarea rambleului asupra susţinerii puţului este influenţată de mărimea şi forma secţiunii transversale a acestuia. Fig. 7.12, prezintă un puţ de secţiune dreptunghiulară sau circulară, cu suprafaţa liberă F(m2) şi perimetrul U(m).

Fig.7.12 Schema de manifestare a presiunii exercitate de rambleu într-un puţ de secţiune. a – dreptunghiulară; b - circulară

Pentru a evidenţia aceste solicitări s-a plecat de la următoarele ipoteze:- Susţinerea puţului se află sub presiunea rambleului de greutate volumetrică

(MN/m3);- Coeficientul de frecare dintre rambleu şi susţinerea puţului este f = tg ;- Trebuie realizat un element de grosime dx decupat la adâncimea x, delimitat de 2

suprafeţe paralele, perpendiculare pe planul desenului;- Pe planul superior al elementului acţionează sarcina qx, iar pe planul inferior qx – dqx;- Presiunea asupra susţinerii puţului va fi px (MPa)Modul de distribuţie a presiunilor în puţ se prezintă grafic conform figurii .

(7.22)

153

(7.23)

Considerând k3 = 1 – e- şi înlocuind în relaţia (3.23) se obţine:

(7.24)

Fig.7.13. Distribuţia presiunilor în puţunde:

k3 – reprezintă un coeficient, ale cărui valori, în funcţie de substituţia „ ”, se prezintă în tabelul 3.2.

În continuare, înclinarea tangentelor în punctul „x” se determină conform relaţiilor:

(7.25)

Totodată, din graficul presiunii px (fig. ), se obţine:

(7.26)

unde segmentul „n” este diferenţa dintre ordonata determinată de tangentă la curba presiunii px, în punctul x şi ordonata x.

Comparând valorile cu relaţiile (4.25) şi (4.26), rezultă:

(7.27)

154

Coeficientul k2 exprimă raportul dintre apăsarea verticală şi cea orizontală, fiind determinat cu ajutorul formulei lui Koehen.

(7.28)

deoarece:

(7.29)

rezultă:

(7.30)

şi, prin urmare:

(7.31)

Tabelul 7.2. Valorile coeficientului k3 în funcţie de

k3 k3

0,0 0,0000,1 0,095 0,095 1,6 0,798 0,0210,2 0,181 0,086 1,7 0,817 0,0190,3 0,259 0,078 1,8 0,835 0,0180,4 0,330 0,071 1,9 0,850 0,0150,5 0,393 0,063 2,0 0,865 0,0150,6 0,451 0,058 2,1 0,877 0,0120,7 0,503 0,052 2,2 0,889 0,0120,8 0,551 0,048 2,3 0,900 0,0110,9 0,593 0,042 2,4 0,909 0,0091,0 0,632 0,039 2,5 0,917 0,0081,1 0,667 0,035 2,6 0,926 0,0091,2 0,699 0,032 2,7 0,933 0,0071,3 0,727 0,028 2,8 0,939 0,0061,4 0,753 0,026 2,9 0,945 0,0061,5 0,777 0,024 3,0 0,950 0,005

În continuare, pentru calculul presiunii la adâncimea „x” sunt necesari următorii parametrii:

- greutatea volumetrică a rambleului, MN/m3;F – secţiunea liberă a puţului, m2;U – perimetrul intern al puţului, m;

- unghiul de frecare interioară al rambleului, grade; - unghiul de frecare dintre rambleu şi construcţia puţului (grade), a cărui mărime

aproximativă este:

155

pentru o suprafaţă netedă a susţinerii puţului, şi

pentru o suprafaţă cu asperităţi

7.3.3. Construcţia digurilor de reţinereDigurile de reţinere sunt folosite pentru protejarea rambleului în puţ, împiedicând

deplasarea acestuia în lucrările orizontale de legătură.În funcţie de construcţie, acestea sunt diguri cilindrice sau tronconice, executate din

zidărie sau beton, într-un mod asemănător cu digurile de hidroizolaţie aplicate în galerii.Digurile de reţinere se construiesc fie ca diguri cu un singur pinten, la care grosimea

rezultată din calcul nu depăşeşte 150 cm (cilindric) şi 250 cm (tronconic), fie ca diguri cu mai mulţi pinteni.

Solicitarea la care este supus digul (po):

(7.32)

unde:px – solicitarea orizontală, MPa;pw – presiunea hidrostatică a apei ce acţionează asupra digului, MPa;fz – coeficientul de frecare al rambleului cu vatra lucrări;Qz – greutatea rambleului din lucrarea orizontală, MN;Fz – suprafaţa vetrei lucrării miniere, m2.În relaţia (3.32), cel de-al 3-lea termen se recomandă a fi luat în calcul acolo unde

digurile de reţinere sunt localizate la mai mult de 10 m faţă de puţ.Valoarea greutăţii volumetrice a rambleului umed în puţ se calculează astfel:

(7.33)unde:

- valoarea de calcul a greutăţii specifice a rambleului, MN/m3;- greutatea specifică a apei (0,01 MN/m3)

nz – porozitatea rambleului, calculată pentru valori medii ale densităţii specifice a rocilor.

În mod asemănător, valoarea calculată a unghiului de frecare interioară a rambleului () se va corecta conform relaţiei:

(7.34)

Calculul grosimii minime a digului de reţinere din beton se poate face conform relaţiei:

(7.35)

unde:p – presiunea laterală ce acţionează asupra pereţilor puţului, respectiv a digului;p = k . q, kN/m2

k – coeficient ce exprimă raportul Rankin

156

(7.36)

q – presiunea ce acţionează asupra puţuluiConform relaţiei Janssen

(7.37)

- greutatea specifică a materialului utilizat la rambleiere, MN/m3;Rh – raza hidraulică

(7.38)

D – diametrul puţului, m;- coeficient de frecare dintre rambleu şi pereţii puţului;= f = tg - unghiul de frecare interioară dintre materialul de rambleu şi pereţii puţului

0,488 tg , pentru material de rambleu uscat; 0,0966 tg , pentru material saturat

y – adâncimea de la suprafaţă, mR – raza lucrării miniere, m

- rezistenţa la rupere a betonului

Menţiuni:La calculul de dimensionare a grosimii digului de reţinere se va lua în considerare

cazul cel mai defavorabil, anume cazul materialului de rambleu saturat;Construcţia digurilor de reţinere este similară cu cea a digurilor de izolare executate

din beton sau zidărie de bolţari.

7.3.4. Construcţia dopurilor amplasate în puţDopurile din puţ (fig. 7.14) sunt construite cu scopul de a susţine coloana de rambleu,

în cazul unei rambleieri pe segmente a frontului sau pentru a împiedica deplasarea rambleului în lucrările orizontale aferente, în cazul în care nu există posibilitatea executării digurilor de izolare.

Pentru determinarea sarcinii ce acţionează asupra dopului, se vor analiza 2 cazuri:Când rambleul este uscat.Când rambleul este pus în operă hidraulic.

În primul caz, dopul este solicitat de către greutatea proprie şi greutatea rambleului uscat, din care se scade forţa de frecare dintre rambleu şi susţinere.

În al doilea caz, asupra dopului acţionează greutatea proprie, plus greutatea rambleului cu apă şi presiunea hidrostatică a coloanei de apă, din care se scade forţa de frecare a rambleului cu susţinerea puţului.

Pentru ambele cazuri, solicitarea calculată se determină în conformitate cu teoria lui Janssen valabilă pentru construcţia de silozuri.

Neexistând normă corespunzătoare care să reglementeze modalitatea de calcul a dopurilor din puţ se poate face o analogie între funcţionarea acestora şi cea a digurilor de izolare şi a dopurilor de ciment din construcţia de puţuri.

Solicitarea calculată, exercitată asupra dopului, se va deduce din relaţiile (7.39) în cazul 1 şi (7.40) în cazul 2.

q0 = qx + pG - qf (7.39)

157

q0 = qx + pw + qf (7.40)

unde:qx, pw – identici cu cei din calculul digurilor de izolarepG – greutatea digului, MPa.Grosimea dopului (dk) se va calcula conform relaţiilor (4.41) pentru dop cu parament

sferic şi (4.42) pentru dop cu parament plat, respectiv:

(7.41)

(7.42)

unde:q0 – sarcina calculată a dopului, MPa;rw – raza puţului în secţiunea săpată, m;ak – săgeata suprafeţei sferice – m (se admite ak = 0,15 Dw);Dw – diametrul puţului în secţiunea săpată(practic ak = 0,5 – 1,2 m)Rac – rezistenţa admisă la compresiune, MPa.

Fig. 7.14 Dop de puţ plin executat la orizontul de bază: 1 – placă din beton armat; 2 – dig de izolare; 3 – orificiu de drenare

(7.43)

Rb – rezistenţa la compresiune a betonului nearmat, MPa;c – coeficient de siguranţă;Dopurile cu un singur pinten se execută atunci când grosimea calculată a acestora nu

depăşeşte 2,5 m.Pentru valori mai mari se proiectează dopuri cu mai mulţi pinteni (fig 4.15 ).

158

Fig. 7.15 Tipuri de dopuri de puţ; a - dop cu parament plat; b – dop cu parament sferic; c – dop cu mai mulţi pinteni

Numărul pintenilor este dat de relaţia:

(7.44)

unde: dk – grosimea totală a dopului, m;Unghiul de înclinare a feţelor laterale ale dopului ( ) în plan vertical este dat de

relaţia:

(7.45)

Verificarea la forfecare a dopului se va face ca la pintenul digului de reţinere, anume:

(7.46)

unde:Rt – rezistenţa la întindere a betonului, MPa;Capacitatea portantă a masivului de rocă în locul în care se amplasează dopul (q) se

verifică cu relaţia:

(7.47)

unde:F – suprafaţa secţiunii libere a puţului, m2;Fd – suprafaţa de reazem a dopului pe masivul de rocă, m2.

7.3.5. Etanşarea şi consolidarea rocilor înconjurătoare la închiderea puţurilorÎn cazul construcţiei unor diguri sau dopuri de izolare apare frecvent necesitatea

consolidării şi etanşării rocilor înconjurătoare, caracterizate prin numeroase fisuri, prin care poate surveni o migrare necontrolată a apei către spaţiul izolat. Aceste operaţii se efectuează, de cele mai multe ori, prin injectarea unor substanţe în rocă.

159

În funcţie de tipul de rocă, injectarea se poate face sub presiune mică, respectiv mare. Injectarea sub presiune mică se foloseşte în cazul unor roci puternic fisurate, iar sub presiune mare în cazul unor roci compacte.

Ca material de injectare se foloseşte lapte de ciment cu mare capacitate de penetrare în fisuri.

În ultimul timp se folosesc procedee chimice de consolidare a rocilor, folosind răşini sintetice de următoarele tipuri:

- acrilice (solakril);- poliuretanice (izopian);- ureliţi (tip Krylanin).În numeroase cazuri, consolidarea rocilor cu mijloace chimice este mult mai eficientă

decât cimentarea.Aceasta prezintă şi alte avantaje, precum:- se foloseşte o cantitate mai redusă de substanţe pentru injectare;- elementele instalaţiei de injectare sunt mai uşoare, mai simple în montaj, iar

organizarea lucrărilor şi coordonarea procesului tehnologic este mult simplificată;- personalul este mai puţin expus şi nu lucrează în condiţii de praf;- substanţele chimice de injectare sunt perfect impermeabile, nu se contractă, au

rezistenţă mecanică mare, o bună aderenţă şi sunt rezistente la acţiunea unor ape agresive.Costul materialelor de injectare este mult mai mare decât al cimentului, de aceea

decizia alegerii se va face după o analiză economică.

7.3.6. Închiderea lucrărilor miniere de legătură cu suprafaţa în condiţiile existenţei pericolului acumulărilor de metan

La închiderea minelor este necesară menţinerea în funcţiune, cât mai mult cu putinţă, a sistemului de aeraj periferic. Pericolul metanului trebuie combătut, în mod curent, printr-un aeraj corespunzător. Măsurile profilactice, în acest caz, sunt identice cu cele folosite la o mină activă, fiind obligatorii aceleaşi norme de protecţie a muncii.

Problema se complică atunci când sunt închise deja toate lucrările orizontale, rămânând de închis doar puţurile. În condiţiile existenţei metanului, aerajul prin difuziune al puţurilor este în mod cert insuficient. În acest caz, la minele grizutoase, se aplică două metode de executare a lucrărilor de închidere a puţurilor scoase din circuitul de aeraj sub depresiunea generală a minei, şi anume:

a) Sub perdea de apă (înainte de deversarea rambleului, puţul este inundat).Închiderea puţului constă în rambleierea acestuia, în măsura în care creşte nivelul apei

în puţ (din afluenţă naturală), astfel încât nivelul rambleului să fie mereu sub oglinda apei.b) Sub perdea de gaz (inertizare). Înainte de depunerea rambleului, puţul este

umplut cu gaz dens (CO2; N2) care înlocuieşte atmosfera puţului. Metanul care se degajă, în absenţa oxigenului, nu are posibilitatea de a forma amestec exploziv. Inertizarea trebuie făcută prin conducte etanşe, de jos în sus, prin împărţirea puţului în segmente.

În scopul cunoaşterii imediate a concentraţiilor de metan – oxigen, precum şi a gradului de concentrare a gazului inert, este absolut necesar controlul curent al atmosferei din puţ, pe toată lungimea acestuia. Aceasta se face cu ajutorul conductelor sistemului de control, cu care se recoltează probe ce sunt dirijate direct spre analizator, la staţia de măsurare. Pentru transportul cantităţii necesare de gaz inert, cât şi pentru instalaţia de control, pot fi folosite conductele, furtunele şi cablurile existente în dotarea puţului. Pentru reducerea pericolului degajărilor de gaze la suprafaţă, se montează un sistem de evacuare dirijată prin conducte de drenare a acestora, cu evacuare liberă în atmosferă, ale căror capete sunt prevăzute cu un sistem paraflacără. Aceste conducte sunt ridicate deasupra solului la o înălţime de minimum 3 metri.

7.3.7. Închiderea puţurilor cu placă din beton armat7.3.7.1. Elemente constructive şi tehnologia de execuţie a plăcii din beton

160

Ca ultimă etapă de închidere a puţurilor o reprezintă acoperirea acestuia cu placă din beton armat, ce se montează în toate cazurile de lichidare/abandonare a acestora.

Folosirea plăcii de închidere, fără alte protecţii suplimentare, poate avea loc atunci când:

- nu există posibilitatea deteriorării susţinerii gulerului puţului, care să determine scăderea portanţei acesteia;

- rocile înconjurătoare puţului sunt stabile;- nu există posibilitatea acumulării metanului care, prin eventualele fisuri ale plăcii, ar

putea migra la suprafaţă;- nu există posibilitatea acumulării în puţ a unei mari cantităţi de apă, care să

constituie o stare de pericol.În cazul în care starea gulerului (2) este bună (fig. ), placa se reazemă direct pe

acesta.Dacă starea susţinerii puţului este nesatisfăcătoare, trebuie în prealabil reparat gulerul,

sau se va aşeza placa pe o fundaţie specială (5) executată în afara gulerului (fig.7.16 ).În toate cazurile, se recomandă ca placa să fie rezemată pe o fundaţie construită în

afara gulerului. Alegerea modului de rezemare va fi făcută după un studiu geotehnic de placă.

Fig. 7.16 Schema sistemului de măsură şi control a inertizării puţului

La proiectarea plăcii de închidere a puţului, în funcţie de condiţiile locale şi criteriile de securitate, se va admite ca sarcină minimă o valoare de cel puţin 32 KN/m2.

În placa de închidere (1) se mai execută central un orificiu (3), suficient de mare (1 x1 m) pentru a observa tasarea materialului în puţul rambleiat, în vederea unei completări ulterioare cu material.

Orificiul trebuie protejat cu grătar, cu deschiderea ochiurilor de maximum 100/100 mm, peste care se adaugă o placă mobilă din beton armat.

Această placă trebuie să se aşeze perfect peste grătar.În placa de închidere a puţului se mai execută un orificiu (4) cu ţeavă de diametru

200 mm, prevăzută cu stingător de flacără, pentru prevenirea acumulărilor de gaze sub placă.

161

De asemenea, prin intermediul unei flanşe, la orificiu se poate racorda, în caz de necesitate, o conductă de drenare a gazelor. În acest caz, flanşa se acoperă cu o placă din metal.

Literatura de specialitate recomandă ca dimensiunile în plan a plăcii puţului să fie de două ori diametrul acestuia, respectiv:

L = l = 2D (7.48)Tehnologia de execuţie a plăcii din beton este următoarea:- se aşează un strat de carton asfaltat peste cofrajul din lemn al plăcii, pentru reţinerea

laptelui de ciment;- se execută cofrajul lateral pentru turnarea betonului;- se aşează armăturile metalice de rezistenţă din oţel PC-52 şi a armăturilor din oţel

Ob-37;- se toarnă betonul prin vibrare (beton marca B-200) peste armăturile metalice, în

cofrajul plăcii;Armarea plăcii din beton armat se face pe două direcţii perpendiculare conform fig.

7.18, 7.19 şi 7.20. După finalizarea execuţiei plăcii de beton, în cazul când aceasta se prevede a fi acoperită cu un strat de pământ, pe placă se va inscripţiona un reper cu numele puţului, coordonatele axei puţului, precum şi diametrul acestuia.

Fig.7.17 Placă de închidere ce se sprijină pe gulerul puţului; 1 – placă de închidere; 2 – susţinerea puţului; 3 – orificiu de control tasare rambleu; 4 – orificiu de degazare.

162

Fig.7.18.

Fig.7.19.

163

Fig.7.20.

7.3.7.2. Calculul de dimensionare a plăcii din betonPentru calcul, se acceptă comportarea plăcii ca o placă circulară cu orificiu concentric,

rezemată pe tot conturul, ce e solicitată la încovoiere cu o sarcină uniform distribuită (fig.4.21 ).

Fig. 7.21 Placă de închidere rezemată pe o fundaţie specială: 1 – placă de închidere; 2 – susţinere puţ; 3 – orificiu de control tasare rambleu; 4 – orificiu de degazare; 5 – fundaţie din beton

164

Fig.7.22 Placă simplu rezemată cu orificiu concentric, solicitată la încovoiere cu o sarcină uniform distribuită

Determinarea eforturilor şi deformaţiilor se face pentru cazul cel mai defavorabil, anume când orificiul pentru controlul tasării rambleului e poziţionat concentric (central).

Prin urmare, eforturile şi deformaţiile se determină astfel:Săgeata maximă, Wmax (fig. 7.23 )

(7.49)

Fig.7.23 Săgeata maximă a unei plăci simplu rezemată cu orificiu concentric, solicitată la încovoiere cu o sarcină uniform distribuită.

Momentul încovoietor, Mr

(7.50)

Efortul maxim,

(7.51)

Dacă condiţia săgeţii relative maxime admise, anume:

(7.52)

se obţine grosimea plăcii (h), şi anume:

(7.53)

Din condiţia rezistenţei limită:

şi

(7.54)

165

egalând ultimele două relaţii şi exprimând grosimea plăcii, se obţine:

(7.55)

În relaţiile de mai sus, specificaţia parametrilor este:q- sarcina ce acţionează asupra plăcii, daN/m2 din lăţimea plăcii;r – raza plăcii, m;a – raza orificiului, m;

- coeficientul lui Poisson;- efortul maxim, daN/m2;

E – modulul de elasticitate, daN/m2;h – grosimea plăcii, m;Wmax – săgeata relativă maximă, m;k, k1 – coeficienţi ce depind de raportul r/a;c – coeficient de siguranţă;

- rezistenţa la limită, daN/m2; - rezistenţa de calcul a betonului din placă, daN/m2.

În cazul galeriilor de coastă, închiderea la gură se face cu diguri de închidere similare ca şi construcţie cu cele de reţinere.

Tehnologia de execuţie a acestor tipuri de diguri este următoarea:- pozarea amplasamentului;- lărgirea cu ciocanul de abataj a încastrării rocii;- montarea cofrajului de betonare;- turnarea betonului în spatele cofrajului;- montarea conductelor în dig:

- în partea inferioară, la cca.0,5 m de vatră, se vor monta conducte de evacuare a apelor prevăzute cu „gât de lebădă”;

- în partea superioară, la cca. 30-40 cm de tavan, se vor monta conducte de aerisire prevăzute cu stingător de flacără;

- taluzarea şi amenajarea terenului în faţa digului, astfel încât acestea să se înscrie în relieful zonei.

7.4. Aerajul general şi parţial în perioada închideriiAerajul general şi parţial se va realiza în corelare cu etapele de închidere a lucrărilor

miniere în baza unui program de aeraj care va cuprinde [21] :A.- Pentru aerajul general :a)- sistemul de aeraj şi modul de realizare a acestuia ;b)- calculul debitului de aer necesar în subteran după criteriul ”vizita minimă admisă

pentru circulaţia aerului“ :c)- circuitele de aeraj aflate sub depresiunea generală a minei, cu indicarea traseului

lucrărilor miniere aferente fiecărui circuit ;d)- amplasarea construcţiilor de aeraj, pentru reglarea şi dirijarea curenţilor de aer pe

etape de închidere a minei ;e)- parametrii funcţionali necesari ai instalaţiilor principale de ventilaţie ;f)- schemele de aeraj pe etape.

B.- Pentru aerajul parţial :a)- sistemul de aeraj parţial aplicat pentru prevenirea acumulărilor de metan, de gaze,

nocive sau toxice ;

166

b)- calculul debitului de aer necesar după criteriile “diluţia gazelor emanate din zăcământ ” şi “viteza minimă de circulaţie a aerului” ;

c) – parametrii funcţionali aferenţi ventilatoarelor de aeraj parţial ce urmează a fi utilizate.

C.- Pentru controlul atmosferei subterane :a)- aparatura folosită la controlul atmosferei subterane (metanometre, interferometre,

toximetre, tubuşoare colorimetrice, lampa de siguranţă cu benzină);b)- organizarea controlului atmosferei subterane pentru determinarea conţinuturilor de

metan şi alte gaze nocive sau toxice, respectiv periodicitatea determinărilor, personalul însărcinat cu execuţia controlului şi modul de consemnare a rezultatelor se va reda funcţie de categoria de regim grizutos a minei conform prevederilor normei specifice de protecţie a muncii.

7.5. Scoaterea din funcţiune a echipamentelor Scoaterea din funcţie a echipamentului tehnic staţiilor de alimentare şi punctelor de

distribuţie a energiei electrice se face, etapizat coroborat cu programul de închidere a lucrărilor miniere, în baza unui program care va cuprinde :

a)- sistemul de alimentare cu energie electrică şi pneumatică pe etape de închidere a lucrărilor miniere ;

b)- ordinea de demontare a echipamentului tehnic (complexelor mecanizate, a utilajelor şi a instalaţiilor electromecanice) care se recuperează în vederea refolosirii (valorificării) ;

c)- schema electrică monofilară de principiu a alimentării cu energie electrică a instalaţiilor din subteran completată la zi şi pe etape de închidere a lucrărilor miniere inclusiv partea de înaltă tensiune de la suprafaţă, pe care se va indica :

- tensiunea nominală a instalaţiei ;- tipul, lungimea şi secţiunea cablurilor de forţă şi semnalizare ;- aparatele de comutaţie şi protecţie cu specificarea tipului, locului de amplasare,

curentului nominal al aparatului, curentului nominal al releelor sau a siguranţelor fuzibile ;- valoarea curenţilor de scurtcircuit minim bipolar în cazul defectului electric cel mai

îndepărtat şi curentului de reglaj al releelor de protecţie ;- consumatorii de energie electrică, cu specificarea tipului, a puterii sau a curentului

nominal ;- punctele de decuplare atât pentru cazurile de restrângere a activităţii cât şi pentru cele

de depăşire a concentraţiei de metan.d)- planul izometric al lucrărilor miniere cu indicarea reţelei de tracţiune pentru

locomotive electrice cu troleu şi sensul curentului de aer proaspăt şi viciat ;e)- planul minei cu indicarea locului de amplasare a secţionarelor de linie pe înaltă şi

joasă tensiune, precum şi a posturilor de telefonie şi interfonie ;f)- consumatorii vitali în ordinea de prioritate, care trebuie menţinuţi în funcţiune în

cazul în care nu se poate asigura alimentarea cu energie electrică la puterea necesară ;g)- instalaţiile ce contribuie la menţinerea stării de securitate a personalului şi a

desfăşurării operaţiilor de recuperare în condiţii normale şi care se menţin în funcţiune la dezafectarea unor puncte de transformare (PTS) sau TD-uri (de exemplu : instalaţii grizumetrice, iluminat fix, instalaţii de comunicare interfon, telefon) ;

h)- măsuri organizatorice şi tehnice prin care să nu fie afectată securitatea personalului în cazul întreruperii accidentale a alimentării cu energie electrică a minei ;

i)- măsuri organizatorice şi tehnice pentru executarea operaţiilor de scoatere de sub tensiune şi debranşarea cablurilor de la staţiile de transformare din TD-uri, instalaţii şi echipamente electrice ;

j)- măsuri organizatorice şi tehnice pregătitoare pentru recuperarea şi transportul echipamentului tehnic pe galerii, plane înclinate, suitoare şi puţuri.

167

Dimensionarea grosimii digurilor de reţinere

Pentru calcule, se consideră că digul de reţinere este o construcţie compusă, încastrată jur-împrejur în pereţii lucrărilor miniere, respectiv în rocile sterile în care s-au executat lucrările miniere. Părţile metalice ale construcţiei digului de reţinere se vor aşeza în apropierea suprafeţei zonei ce va fi închisă, acestea vor prelua eforturile de întindere, iar partea de beton, situată în exteriorul acestora va lucra la sarcinile de compresiune.

Exemplu:Elementele de calcul sunt [24]:pa – presiunea maximă orizontală ce va acţiona pe suprafaţa digului = 310-315 kN/m2. În

calcule se ia valoarea de 31500 daN/m2;b – lăţimea fâşiei suprafeţei digului, aferentă unui stâlp metalic ce va putea prelua

eforturile create de materialul de rambleu introdus în puţ =60 cm;b1 – înălţimea maximă a fâşiei, determinată între vatra şi bolta lucrării miniere; b 1 = 3,8

m;Sarcina uniform distribuită ce va acţiona pe unitatea de lungime a fâşiei va fi:P = 31500 daN/m2 x 0,6 m = 18900 daN/ml.Momentul maxim creat de sarcina uniform distribuită va fi:

Aria armăturii unui profil metalic de U-14 este Aa=20,4 cm2

h0 – este grosimea betonului calculată între armăturile metalice şi suprafaţa digului ce nu este armată = 73 cm.

Procentul de armare a digului de reţinere va fi :

Axa neutră a zonei de beton ce va fi supusă compresiunii cm

Grosimea peretelui digului de reţinere ce va acţiona la eforturi de întindere : (se consideră distanţa între fibra neutră a profilului metalic U-14 şi jumătatea distanţei de la axa neutră spre zona ce va lucra la compresiune).

cm

Verificarea mărimii forţei ce poate fi preluată de grosimea digului

daN

Verificarea secţiunii armăturilor metalice

cm2 AU-14 = 20,4 cm2

Ra – este rezistenţa admisibilă al întindere a materialului OL-37 Ra = 2100 daN/cm2

Verificarea secţiunii betonului marca B-200

cm2 Ab = 8 x 60 = 480 cm2

Rc – rezistenţa admisibilă la compresiune a betonului; Rc = 95 daN/cm2

Din calculele de verificare rezultă că în digul de reţinere, atât secţiunea armăturilor metalice cât şi a betonului vor rezista la eforturile ce vor fi create de materialul de rambleu.

Detaliul de armare a digului de reţinere:

168

Fig.7.24. Armarea digului de reţinere

1 – U-14, armătură de rezistenţă pe verticală;2 – 5 14, armătură de repartiţie pe orizontală 3 – ancore sudate pe U-14 din OB-37, 3 12/ml

sudură

1 – U-14, armătură de rezistenţă pe verticală;2 – 5 14, armătură de repartiţie pe orizontală 3 – ancore sudate pe U-14 din OB-37, 3

12/ml

sudură

169

SOLUŢIONAREA PROBLEMELOR DE PROIECTARE A MINELOR

Documents

Transcript of SOLUŢIONAREA PROBLEMELOR DE PROIECTARE A MINELOR