RU2381369C1 - Method for prevention of rock bursts in rocks of mine soil - Google Patents

Method for prevention of rock bursts in rocks of mine soil Download PDF

Info

Publication number
RU2381369C1
RU2381369C1 RU2008134738/03A RU2008134738A RU2381369C1 RU 2381369 C1 RU2381369 C1 RU 2381369C1 RU 2008134738/03 A RU2008134738/03 A RU 2008134738/03A RU 2008134738 A RU2008134738 A RU 2008134738A RU 2381369 C1 RU2381369 C1 RU 2381369C1
Authority
RU
Russia
Prior art keywords
wells
layer
mine
hard rock
soil
Prior art date
Application number
RU2008134738/03A
Other languages
Russian (ru)
Inventor
Сергей Вадимович Цирель (RU)
Сергей Вадимович Цирель
Дмитрий Владимирович Яковлев (RU)
Дмитрий Владимирович Яковлев
Николай Владимирович Кротов (RU)
Николай Владимирович Кротов
Original Assignee
Открытое акционерное общество "Научно-исследовательский институт горной геомеханики и маркшейдерского дела - Межотраслевой научный центр ВНИМИ"
Priority date (The priority date is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the date listed.)
Filing date
Publication date
Application filed by Открытое акционерное общество "Научно-исследовательский институт горной геомеханики и маркшейдерского дела - Межотраслевой научный центр ВНИМИ" filed Critical Открытое акционерное общество "Научно-исследовательский институт горной геомеханики и маркшейдерского дела - Межотраслевой научный центр ВНИМИ"
Priority to RU2008134738/03A priority Critical patent/RU2381369C1/en
Application granted granted Critical
Publication of RU2381369C1 publication Critical patent/RU2381369C1/en

Links

Images

Landscapes

  • Drilling And Exploitation, And Mining Machines And Methods (AREA)
  • Earth Drilling (AREA)

Abstract

FIELD: mining.
SUBSTANCE: invention is related to mining industry for maximum unloading of mine soil rocks, which are inclined to dynamic destructions. Method for prevention of rock bursts in rocks of mine soils, including drilling of wells into layer of hard rock, their charging and explosion of explosive charges. In lower part of layer, wells are charged with more powerful charges and exploded in tillage mode, and in upper part pf layer wells are charged with reduced charges, and controlled blasting is carried out. Wells in upper part of hard rock layer are charged in a row. Wells are arranged in rows symmetrically versus longitudinal axis of mine. Wells are drilled pairwise at the angle to mine soil in plane of mine cross section. Wells are drilled pairwise at the angle versus mine soil in planes arranged at the angle to plane of its cross section. Wells are drilled in such a manner so that they cross vertical plane, passing through longitudinal axis of mine, at the height of 0.15-0.25 m from lower limit of hard rock layer, where m is layer strength.
EFFECT: invention provides for increased efficiency of dynamic events prevention in mine soil and safety of mining works execution due to differential softening of some parts of hard rock layer, which lies near mine soil.
5 cl, 3 dwg

Description

Изобретение относится к горнодобывающей промышленности и может быть использовано для предотвращения горных ударов на угольных шахтах и рудниках, сопровождающихся динамическим разрушением почвы выработок.The invention relates to the mining industry and can be used to prevent rock blows in coal mines and mines, accompanied by dynamic destruction of the mine workings.

Известен ряд способов предотвращения горных ударов в горных выработках с использованием разгрузки слоя пород с помощью взрывных работ, например способ разгрузки приконтурного массива горных выработок по патенту РФ № 2078927, МПК Е21С 41/18, F42D 3/04, опубл. 10.05.1997 г., включающий бурение скважин в зону концентрации растягивающих напряжений в плоскости естественного обрушения, образование начальных трещин, герметизацию скважин и нагнетание в них жидкости в режиме гидроразрыва пород основной кровли. При этом начальные трещины образуют путем размещения и взрывания в каждой скважине кумулятивного заряда взрывчатого вещества специальной конструкции, кумулятивную выемку которого ориентируют вдоль оси выработки.There are a number of ways to prevent rockfalls in mine workings using unloading of a layer of rocks using blasting, for example, a method of unloading a near-edge array of mine workings according to RF patent No. 2078927, IPC E21C 41/18, F42D 3/04, publ. 05/10/1997, including the drilling of wells in the zone of concentration of tensile stresses in the plane of natural collapse, the formation of initial cracks, the sealing of wells and injection of fluid in them in the hydraulic fracturing mode of the main roof. In this case, the initial cracks are formed by placing and blasting in each well a cumulative explosive charge of a special design, the cumulative recess of which is oriented along the axis of the mine.

Известен также способ предотвращения динамических явлений при разработке угольных пластов по патенту РФ № 1798523, МПК E21F 5/00, опубл. 28.02.1993 г., согласно которому во вмещающие горные породы бурят скважины, через эти скважины нагнетают водосодержащее жидкое взрывчатое вещество (ВВ) на участки ослабленных контактов слоев вмещающих пород, а сами скважины заполняют загущенной взрывчатой смесью. Разупрочнение горных пород производят путем взрыва водосодержащего ВВ, причем инициирование взрыва осуществляют неэлектрическим способом.There is also a method of preventing dynamic phenomena in the development of coal seams according to the patent of the Russian Federation No. 1798523, IPC E21F 5/00, publ. 02.28.1993, according to which wells are drilled into the host rocks, a water-containing liquid explosive substance (BB) is pumped through these wells to areas of weakened contacts of the host rock layers, and the wells themselves are filled with a thickened explosive mixture. The softening of the rocks is carried out by the explosion of a water-containing explosive, and the initiation of the explosion is carried out non-electric way.

Однако все эти методы не обеспечивают в достаточной степени разгрузки вмещающих пород выработки и не устраняют полностью вероятности горных ударов, особенно на участках расположения слоя крепкой породы в непосредственной близости от почвы выработки.However, all these methods do not provide a sufficient degree of unloading of the host rocks of the mine and do not completely eliminate the likelihood of rock impacts, especially in areas where the hard rock layer is located in close proximity to the mine soil.

Наиболее близким по технической сущности является способ предотвращения горных ударов в породах почвы выработок путем разгрузки слоя крепкой породы с помощью камуфлетного взрывания, включающий бурение скважин, их заряжание и взрывание зарядов ВВ по технологии гидромикроторпедирования (см. «Предупреждение газодинамических явлений в угольных шахтах» / Колл. авт. - М.: НТЦ по безопасности в промышленности Госгортехнадзора России, 2004 г., с.117-118).The closest in technical essence is a method of preventing rock impacts in mine workings by unloading a layer of hard rock using camouflage blasting, including drilling wells, loading and blasting explosive charges using the technology of hydromicrotorpeding (see "Prevention of gas-dynamic phenomena in coal mines" / Coll Auth. - M.: Scientific and Technical Center for Safety in Industry of the Gosgortekhnadzor of Russia, 2004, pp. 117-118).

Недостатками данного способа являются низкая эффективность разрушения слоя крепкой породы, связанная с тем, что взрывные работы производят с одинаковыми по мощности параметрами камуфлетных зарядов по всей длине скважин, что ведет, с одной стороны, к недостаточной разгрузке крепкого слоя и тем самым к повышению вероятности горного удара, с другой стороны - к перерасходу ВВ, а в выработках, опасных по взрыву газа и пыли, также к излишне интенсивному истечению газа и горячих продуктов взрыва, что повышает опасность вспышек метана или пыли.The disadvantages of this method are the low efficiency of the destruction of the hard rock layer, due to the fact that blasting is carried out with the same power parameters of camouflage charges along the entire length of the wells, which leads, on the one hand, to insufficient unloading of the hard layer and thereby increase the likelihood of rock impact, on the other hand, to an excessive consumption of explosives, and in workings hazardous for explosion of gas and dust, also to excessively intense outflow of gas and hot explosion products, which increases the risk of methane or dust flares.

Изобретение решает задачу повышения эффективности предотвращения динамических явлений в почве выработки и безопасности ведения горных работ за счет дифференцированного разупрочнения отдельных частей слоя крепкой породы, залегающего вблизи почвы выработки, от опасной концентрации напряжений.The invention solves the problem of increasing the efficiency of preventing dynamic phenomena in the soil of mining and safety of mining due to the differentiated softening of individual parts of the layer of hard rock lying near the soil of the mine, from a dangerous concentration of stress.

Для достижения указанного технического результата разупрочнение нижней части слоя крепкой породы производят более мощными зарядами рыхления, а верхней части - зарядами контурного взрывания меньшей мощности, при этом скважины в верхней части слоя заряжают через ряд.To achieve the specified technical result, softening of the lower part of the hard rock layer is carried out with more powerful loosening charges, and the upper part - with blasting charges of lower power, while the wells in the upper part of the layer are charged through a series.

Кроме того, согласно способу, скважины располагают рядами симметрично относительно продольной оси выработки и бурят их под углом к почве выработки таким образом, чтобы они пересекали вертикальную плоскость, проходящую через продольную ось выработки, на высоте h=0.15-0.25 m от подошвы слоя крепкой породы, где m - мощность слоя крепкой породы.In addition, according to the method, the wells are arranged in rows symmetrically with respect to the longitudinal axis of the mine and are drilled at an angle to the soil of the mine so that they intersect the vertical plane passing through the longitudinal axis of the mine at a height h = 0.15-0.25 m from the bottom of the hard rock layer where m is the thickness of the layer of hard rock.

Каждую пару скважин бурят под углом к почве выработки в плоскости ее поперечного вертикального сечения или в плоскостях, расположенных под углом к плоскости ее поперечного сечения.Each pair of wells is drilled at an angle to the mine soil in the plane of its transverse vertical section or in planes located at an angle to the plane of its cross section.

Способ поясняется чертежами, где на фиг.1 показано вертикальное поперечное сечение выработки, на фиг.2 - плановое положение горной выработки с пробуренными и заряженными скважинами; на фиг.3 - схема разрушений в почве горной выработки.The method is illustrated by drawings, where Fig. 1 shows a vertical cross section of a mine, and Fig. 2 shows a planned position of a mine with drilled and charged wells; figure 3 is a diagram of the destruction in the soil of a mine.

На чертежах обозначена горная выработка 1, в породах почвы которой залегает слой 2 крепкой породы, склонный к динамическому разлому, в который пробурены скважины 3 с размещенными в них усиленными зарядами рыхления 4 в нижней части слоя 2, более мощными, чем уменьшенные контурные заряды 5, расположенные на уровне верхней части слоя 2.The drawings indicate mining 1, in the rocks of which there is a layer 2 of hard rock, prone to dynamic fracture, in which wells 3 are drilled with enhanced loosening charges 4 in the lower part of layer 2, more powerful than reduced contour charges 5, located at the top of layer 2.

Физическая сущность заявленного способа исходит из особенностей формирования в почве выработки опасных условий в слое крепкой породы, т.е. его потенциальной склонности к динамическому разлому в форме горного удара. Согласно заявленному способу непосредственно в процессе ведения взрывных работ создают условия, способствующие динамическому разлому слоя крепкой породы, что в дальнейшем полностью ликвидирует опасность горных ударов в почве выработки.The physical essence of the claimed method proceeds from the features of the formation of hazardous conditions in the soil in a layer of hard rock, i.e. its potential for dynamic fracture in the form of a rock strike. According to the claimed method, directly in the process of blasting, create conditions conducive to the dynamic fracture of a layer of hard rock, which subsequently completely eliminates the risk of rock blows in the soil of development.

Склонность пород к динамическому разлому показывает, что реологическое поведение слоев крепкой породы в почве близко к упругому, и, соответственно, в качестве первого приближения можно рассматривать решение известной задачи о чистом изгибе балки, заделанной с обоих концов. Согласно этому решению сечение балки разделено нейтральной линией 6 на две зоны - растянутую 7 и сжатую 8 (см. фиг.3). В данном случае растянутой зоной 7 является верхняя часть слоя крепкой породы в почве, а сжатой зоной 8 - нижняя часть.The tendency of the rocks to dynamic fracture shows that the rheological behavior of the layers of hard rock in the soil is close to elastic, and, accordingly, as a first approximation, we can consider the solution of the well-known problem of the net bending of a beam fixed at both ends. According to this decision, the beam section is divided by the neutral line 6 into two zones - extended 7 and compressed 8 (see figure 3). In this case, the stretched zone 7 is the upper part of the strong rock layer in the soil, and the compressed part 8 is the lower part.

Соответственно, трещины 9, созданные взрывом, в верхней части слоя раскрываются, а в нижней - закрываются, чему дополнительно способствует давление вышележащей породы. В отличие от заявленного способа при методе камуфлетного взрывания по технологии гидромикроторпедирования, принятом за прототип, разупрочнение производится с одинаковыми параметрами взрывных работ по всей длине скважин, вследствие чего в верхней части слоя разрушение оказывается избыточным, а в нижней - недостаточным. Избыточное разрушение верхней части ведет к перерасходу ВВ, а в выработках, опасных по взрыву газа и пыли, также - к излишне интенсивному истечению газа и горячих продуктов взрыва, что повышает опасность вспышек метана или пыли.Accordingly, the cracks 9 created by the explosion open in the upper part of the layer and close in the lower part, which is further facilitated by the pressure of the overlying rock. In contrast to the claimed method, when using the camouflage blasting method using the hydro-microtorpedo technology adopted as the prototype, softening is carried out with the same blasting parameters along the entire length of the wells, as a result of which the destruction in the upper part of the layer is excessive and insufficient in the lower part. Excessive destruction of the upper part leads to an excessive consumption of explosives, and in workings hazardous for explosion of gas and dust, also to excessively intense outflow of gas and hot explosion products, which increases the risk of methane or dust flashes.

Недостаточное разрушение нижней части крепкого слоя ведет к снижению эффективности решения основной задачи предотвращения горных ударов в породах почвы выработки - устранения условий для динамического разлома слоя крепкой породы. Это обусловлено тем, что закрытые трещины только отдаляют поведение слоя крепкой породы от упругого и снижают интенсивность накопления упругой энергии, но полностью не снимает вероятности динамических явлений. Кроме того, закрытие трещин перекрывает истечение газов, т.е. газы, не вышедшие в момент взрыва и в ближайшее время после него, могут остаться под слоем крепкой породы и создавать избыточное давление.Insufficient destruction of the lower part of the hard layer leads to a decrease in the efficiency of solving the main task of preventing rockfalls in the rocks of the working soil - eliminating the conditions for the dynamic fracture of the hard rock layer. This is due to the fact that closed cracks only distance the behavior of a hard rock layer from elastic and reduce the intensity of elastic energy accumulation, but it does not completely eliminate the probability of dynamic phenomena. In addition, the closure of cracks blocks the flow of gases, i.e. gases that did not escape at the time of the explosion and in the near future after it can remain under a layer of hard rock and create excessive pressure.

Поэтому, согласно заявленному способу, в верхней части слоя крепкой породы используют контурное взрывание, т.е. создают одну или более непрерывные трещины, а в нижней устанавливают заряды рыхления, т.е. полностью разрушают породы жесткого слоя. Растягивающие деформации в верхней части слоя раскрывают трещины, созданные при контурном взрывании. В нижней части слоя за счет действия зарядов рыхления создается разрушенная область. Сильное дробление вызывает снижение угла внутреннего трения горных пород (см. Беляков Ю.И., Резуник А.В. Методы определения коэффициента разрыхления крепких пород в развале // Горный журнал, 1966, №12, с.18-21) и, соответственно, создает возможность проскальзывания сторон "моста" относительно друг друга. При проскальзывании куски пород смещаются, и за счет дилатансии значительно увеличивается объем пустот и каналов, обеспечивающих свободное истечение газов.Therefore, according to the claimed method, contour blasting is used in the upper part of the hard rock layer, i.e. create one or more continuous cracks, and loosening charges are established at the bottom, i.e. completely destroy the hard rock. Tensile deformations in the upper part of the layer reveal cracks created by contour blasting. In the lower part of the layer due to the action of charges of loosening, a destroyed region is created. Strong crushing causes a decrease in the angle of internal friction of rocks (see Belyakov Yu.I., Rezunik A.V. Methods for determining the coefficient of loosening of hard rocks in the collapse // Mountain Journal, 1966, No. 12, p. 18-21) and, accordingly , creates the possibility of slipping sides of the "bridge" relative to each other. When slipping pieces of rock are displaced, and due to dilatancy significantly increases the volume of voids and channels, providing free flow of gases.

Так как все скважины, предназначенные для рыхления нижней части слоя, проходят через его верхнюю часть, то для осуществления контурного взрывания оказывается целесообразным использование метода заряжания через скважину. Этот метод обеспечивает достижение хорошего качества отрыва при снижении удельного расхода ВВ на 20-40% по сравнению с обычным (Бротанек И., Вода Й. Контурное взрывание в горном деле и строительстве. М: Недра, 1983, с.63). При этом интенсивное дробление нижней части слоя достигается за счет использования более мощных зарядов и более частого расположения зарядов ВВ, т.е. в каждой скважине.Since all wells intended for loosening the lower part of the layer pass through its upper part, it is advisable to use the method of loading through the well to perform blasting. This method ensures the achievement of good separation quality while reducing the specific consumption of explosives by 20-40% compared with the usual one (Brotanek I., Water J. Contour blasting in mining and construction. M: Nedra, 1983, p. 63). In this case, intensive crushing of the lower part of the layer is achieved through the use of more powerful charges and a more frequent arrangement of explosive charges, i.e. in each well.

Известны различные методики размещения скважин для разгрузки породного массива, например, бурением куста скважин, или в шахматном порядке, или рядами.There are various methods of placing wells for unloading rock mass, for example, by drilling a cluster of wells, either in a staggered manner, or in rows.

При однорядном взрывании единственным способом повышения мощности взрыва оказывается увеличение мощности зарядов, поэтому его можно использовать только при выполнении ряда условий, в частности допустимости применения мощных ВВ более низких классов предохранительности, относительно невысокой крепости и малой мощности слоя крепкой породы. В остальных случаях, как правило, требуется использование двух или трех рядов скважин (двух- или трехрядного взрывания).With single-row blasting, the only way to increase the power of the explosion is to increase the power of the charges, so it can only be used if a number of conditions are met, in particular the admissibility of using powerful explosives of lower safety classes, relatively low strength and low power of the hard rock layer. In other cases, as a rule, the use of two or three rows of wells is required (two- or three-row blasting).

В принципе для выполнения заявленного способа, как вариант, возможно произвести бурение, например, трех рядов скважин, пробуренных вертикально в почву выработки, расположенных симметрично относительно ее продольной оси, заряжание скважин двумя типами зарядов, как указывалось выше, и их взрывание. Более мощные заряды рыхления в нижней части слоя крепкой породы создадут локальные очаги разрушения, частично перекрывающиеся, что достигается соответствующим расчетом параметров заложения скважин. Это позволит существенно ослабить наибольшие сжимающие напряжения в нижней части "балки", однако эффект от такого воздействия будет все-таки недостаточным для полного устранения вероятности динамических разломов слоя крепкой породы в почве выработки.In principle, in order to carry out the claimed method, as an option, it is possible to drill, for example, three rows of wells drilled vertically into the production soil, located symmetrically relative to its longitudinal axis, loading the wells with two types of charges, as mentioned above, and blasting them. More powerful loosening charges in the lower part of the hard rock layer will create local foci of destruction, partially overlapping, which is achieved by an appropriate calculation of the parameters of the wells. This will significantly reduce the greatest compressive stresses in the lower part of the “beam”, however, the effect of such an impact will still be insufficient to completely eliminate the likelihood of dynamic fractures of the hard rock layer in the working soil.

В предпочтительном варианте исполнения способа для создания эффекта наибольшей концентрации ВВ в самой напряженной нижней части слоя крепкой породы, а также в целях оптимизации затрат на бурение разгрузочных скважин, в выработке закладывают два ряда скважин, расположенных попарно симметрично относительно ее продольной оси. При этом каждую пару скважин бурят под углом α к почве выработки в плоскости ее поперечного сечения или в плоскостях, расположенных под углом β к плоскости ее поперечного сечения.In a preferred embodiment of the method for creating the effect of the highest concentration of explosives in the most intense lower part of the hard rock layer, as well as in order to optimize the cost of drilling unloading wells, two rows of wells are laid in the production, located pairwise symmetrically relative to its longitudinal axis. Moreover, each pair of wells is drilled at an angle α to the mine soil in the plane of its cross section or in planes located at an angle β to the plane of its cross section.

Для более полного разрушения нижней части слоя крепкой породы скважины необходимо располагать таким образом, чтобы они пересекали вертикальную плоскость, проходящую через продольную ось выработки, на высоте 0,15-0,25 m от подошвы слоя, где m - мощность слоя крепкой породы.For more complete destruction of the lower part of the layer of hard rock, the wells must be positioned so that they intersect the vertical plane passing through the longitudinal axis of the working, at a height of 0.15-0.25 m from the bottom of the layer, where m is the thickness of the layer of hard rock.

Выбор высоты точки пересечения скважин обусловлен необходимостью концентрации энергии ВВ в нижней наиболее напряженной части слоя крепкой породы и опирается на выполненные расчеты распространения волн напряжений, а также опыт ведения взрывных работ во взрывоопасных породах (см. Ефремов Е.И., Харитонов В.Н., Семенюк И.А. Взрывное разрушение выбросоопасных пород в глубоких шахтах. М.: Недра, 1979) и на открытых горных работах.The choice of the height of the intersection point of the wells is due to the need for the concentration of explosive energy in the lower most stressed part of the hard rock layer and is based on the calculations of the propagation of stress waves, as well as the experience of blasting in explosive rocks (see Efremov E.I., Kharitonov V.N. , Semenyuk IA Explosive destruction of outburst hazardous rocks in deep mines. M: Nedra, 1979) and in open cast mining.

Это условие достигается за счет бурения скважин попарно под наклоном к почве выработки, например, в плоскости сечения выработки. Угол наклона скважин α рассчитывают по формуле:This condition is achieved by drilling wells in pairs at an angle to the soil of the mine, for example, in the plane of the cross section of the mine. The angle of the wells α is calculated by the formula:

Figure 00000001
Figure 00000001

где m - мощность слоя крепкой породы; m1 - мощность вышележащего слоя; d - ширина выработки; b=0,5-1,5 м - расстояние от стенки выработки до ряда скважин (определяется конструктивными особенностями используемого бурового оборудования); k=0,75-0,85.where m is the thickness of the layer of hard rock; m 1 is the thickness of the overlying layer; d is the width of the output; b = 0.5-1.5 m - the distance from the working wall to a number of wells (determined by the design features of the drilling equipment used); k = 0.75-0.85.

В основе получения этой расчетной формулы лежит принцип обеспечения приблизительно равной степени дробления всей нижней части разрушаемого слоя. Если бы нагрузки были распределены одинаково по толще слоя, то место наибольшей концентрации зарядов ВВ должно было бы находиться в середине нижней части пласта, т.е. на высоте 0,2-0,3 m от его подошвы. Однако так как напряжения в нижней части пласта выше, то для компенсации повышенных нагрузок оптимальное расположение зоны наибольшей концентрации ВВ смещается на 10% мощности дробимой части слоя вниз (см. Ефремов Е.И., Харитонов В.Н., Семенюк И.А. Взрывное разрушение выбросоопасных пород в глубоких шахтах. М.: Недра, 1979). На основании опыта ведения взрывных работ на открытых горных работах определены максимально допустимые пределы отклонения положения уровня места наибольшей концентрации ВВ - 0,15…0,25 m. Исходя из этих соображений и с учетом конструктивных особенностей используемого бурового оборудования определяется угол α наклона скважин.The basis for obtaining this calculation formula is the principle of ensuring approximately equal degree of crushing of the entire lower part of the destructible layer. If the loads were distributed equally over the thickness of the layer, then the place of the highest concentration of explosive charges would have to be in the middle of the lower part of the formation, i.e. at a height of 0.2-0.3 m from its sole. However, since the stresses in the lower part of the formation are higher, to compensate for the increased loads, the optimal location of the zone of the highest concentration of explosives is shifted by 10% of the crushed part thickness of the layer down (see Efremov E.I., Kharitonov V.N., Semenyuk I.A. Explosive destruction of outburst hazardous rocks in deep mines. M: Nedra, 1979). Based on the experience of blasting in opencast mining, the maximum allowable limits for the deviation of the position of the level level of the highest concentration of explosives were determined - 0.15 ... 0.25 m. Based on these considerations and taking into account the design features of the drilling equipment used, the angle of inclination of the wells is determined.

При этом расчетная суммарная длина L заряда ВВ (вместе с незаряженным промежутком) будет составлять m/(2 cosα).In this case, the calculated total length L of the explosive charge (together with the uncharged gap) will be m / (2 cosα).

Шаг а между скважинами в плоскости почвы выработки подбирают по стандартной методике, учитывающей крепость разгружаемого слоя пород (см. Ефремов Е.И., Харитонов В.Н., Семенюк И.А. Взрывное разрушение выбросоопасных пород в глубоких шахтах. М.: Недра, 1979).The step a between the wells in the plane of the soil, the workings are selected according to the standard method that takes into account the strength of the unloaded rock layer (see Efremov E.I., Kharitonov V.N., Semenyuk I.A. Explosive destruction of outburst hazardous rocks in deep mines. M: Nedra , 1979).

В другом варианте исполнения заявленного способа (фиг.2) для достижения наиболее равномерного распределения ВВ по разрушаемой породе скважины располагают не в плоскости поперечного сечения выработки, а в плоскостях, расположенных под углом к плоскости ее поперечного сечения, то есть ориентируют скважины не только под углом α к почве выработки, но также и под углом β к плоскости ее поперечного сечения. В этом случае обеспечивается эффект интерференции волн напряжений, что способствует повышению степени дробления пород крепкого слоя.In another embodiment of the inventive method (Fig. 2), in order to achieve the most uniform distribution of explosives over the rock being destroyed, the wells are located not in the plane of the cross section of the mine, but in planes located at an angle to the plane of its cross section, that is, the wells are oriented not only at an angle α to the working soil, but also at an angle β to the plane of its cross section. In this case, the effect of interference of stress waves is provided, which contributes to an increase in the degree of crushing of the rocks of the hard layer.

Угол наклона скважин β выбирается таким образом, чтобы обеспечить пересечение горизонтальных проекций каждого заряда рыхления с горизонтальными проекциями двух соседних зарядов рыхления (как показано на фиг.2), т.е. угол β может быть рассчитан из выражения β<arctg (2а cos α/m), при этом практика показывает, что предпочтительны значения β, находящиеся в диапазоне 40°-60°.The angle of inclination of the wells β is chosen in such a way as to ensure the intersection of the horizontal projections of each loosening charge with the horizontal projections of two adjacent loosening charges (as shown in FIG. 2), i.e. the angle β can be calculated from the expression β <arctan (2a cos α / m), while practice shows that β values in the range 40 ° -60 ° are preferred.

Способ осуществляют следующим образом.The method is as follows.

В слой крепкой породы 2 в почву подготовительной выработки 1 бурят скважины 3, располагая их под углом α к почве выработки 1 и под углом β к плоскости поперечного сечения выработки, при этом расстояние между усиленными зарядами рыхления 4 в скважинах 3 в нижней части слоя крепкой породы 2 принимается в два раза меньше, чем расстояние между уменьшенными контурными зарядами 5 в скважинах 3 в верхней части слоя крепкой породы 2, т.е. скважины в верхней части слоя крепкой породы заряжают через ряд.Wells 3 are drilled into a layer of hard rock 2 into the soil of the preparatory mine 1, placing them at an angle α to the soil of the mine 1 and at an angle β to the plane of the cross section of the mine, while the distance between the reinforced loosening charges 4 in the wells 3 in the lower part of the hard rock layer 2 is taken in half as much as the distance between the reduced contour charges 5 in the wells 3 in the upper part of the layer of hard rock 2, i.e. wells in the upper part of the hard rock layer are charged through a series.

Соотношение мощностей зарядов рыхления и контурных зарядов реально составляет от 3 до 10 раз и рассчитывается, исходя из объема пород, который необходимо разрушить, из условий залегания и свойств слоя крепкой породы. В крепких трудновзрываемых породах это соотношение может составлять 3-4.The ratio of the power of loosening charges and contour charges is actually 3 to 10 times and is calculated on the basis of the volume of rocks that must be destroyed, from the conditions of occurrence and the properties of the layer of hard rock. In strong hard-to-explode rocks, this ratio can be 3-4.

При этом для пересечения скважинами 3 вертикальной плоскости, проходящей через продольную ось выработки 1 на высоте 0,15-0,25 m, где m - мощность слоя крепкой породы, угол α их наклона в плоскости поперечного сечения выработки должен быть рассчитан по формуле (1), где k=0,75-0,85, а b=0,5-1,5 м в зависимости от ширины выработки d и применяемого бурового оборудования. Разрушение слоя крепкой породы производят одновременным взрыванием ВВ во всех скважинах.In this case, for the wells 3 to intersect the vertical plane passing through the longitudinal axis of the mine 1 at a height of 0.15-0.25 m, where m is the thickness of the hard rock layer, the angle α of their inclination in the plane of the cross section of the mine should be calculated by the formula (1 ), where k = 0.75-0.85, and b = 0.5-1.5 m, depending on the width of the excavation d and the drilling equipment used. The destruction of the layer of hard rock produce simultaneous blasting of explosives in all wells.

Таким образом, по сравнению с известными способами, использование заявленного способа позволяет повысить эффективность предотвращения горных ударов в породах почвы выработки за счет оптимального разрушения отдельных частей слоя крепкой породы и максимального смещения верхней и нижней частей слоя относительно друг друга по всей его мощности, а также повысить безопасность ведения горных работ за счет сброса накопленной упругой энергии и полного истечения газов, накопленных под слоем крепкой породы.Thus, in comparison with the known methods, the use of the claimed method allows to increase the efficiency of preventing rock shocks in the soil of the excavation due to the optimal destruction of individual parts of the layer of hard rock and the maximum displacement of the upper and lower parts of the layer relative to each other over its entire power, and also to increase safety of mining operations by dumping the accumulated elastic energy and the complete outflow of gases accumulated under a layer of hard rock.

Claims (6)

1. Способ предотвращения горных ударов в породах почвы выработки, включающий бурение скважин в слой крепкой породы, их заряжание и взрывание зарядов взрывчатого вещества, отличающийся тем, что в нижней части слоя скважины заряжают более мощными зарядами и взрывают в режиме рыхления, а в верхней части слоя скважины заряжают уменьшенными зарядами и осуществляют контурное взрывание.1. A method of preventing rock blows in the rocks of the production soil, including drilling wells in a hard rock layer, loading and blasting explosive charges, characterized in that in the lower part of the layer the wells are charged with more powerful charges and explode in the loosening mode, and in the upper part the layer of the well is charged with reduced charges and contour blasting is carried out. 2. Способ по п.1, отличающийся тем, что скважины в верхней части слоя крепкой породы заряжают через ряд.2. The method according to claim 1, characterized in that the wells in the upper part of the hard rock layer are charged through a series. 3. Способ по п.1, отличающийся тем, что скважины располагают рядами симметрично относительно продольной оси выработки.3. The method according to claim 1, characterized in that the wells are arranged in rows symmetrically with respect to the longitudinal axis of the production. 4. Способ по п.3, отличающийся тем, что скважины бурят попарно под углом к почве выработки в плоскости поперечного сечения выработки.4. The method according to claim 3, characterized in that the wells are drilled in pairs at an angle to the mine soil in the plane of the cross section of the mine. 5. Способ по п.3, отличающийся тем, что скважины бурят попарно под углом к почве выработки в плоскостях, расположенных под углом к плоскости ее поперечного сечения.5. The method according to claim 3, characterized in that the wells are drilled in pairs at an angle to the mine soil in planes located at an angle to the plane of its cross section. 6. Способ по п.3, отличающийся тем, что скважины бурят таким образом, чтобы они пересекали вертикальную плоскость, проходящую через продольную ось выработки, на высоте 0,15-0,25 m от нижней границы слоя крепкой породы, где m - мощность слоя. 6. The method according to claim 3, characterized in that the wells are drilled so that they intersect the vertical plane passing through the longitudinal axis of the excavation, at a height of 0.15-0.25 m from the lower boundary of the hard rock layer, where m is the thickness layer.
RU2008134738/03A 2008-08-28 2008-08-28 Method for prevention of rock bursts in rocks of mine soil RU2381369C1 (en)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
RU2008134738/03A RU2381369C1 (en) 2008-08-28 2008-08-28 Method for prevention of rock bursts in rocks of mine soil

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
RU2008134738/03A RU2381369C1 (en) 2008-08-28 2008-08-28 Method for prevention of rock bursts in rocks of mine soil

Publications (1)

Publication Number Publication Date
RU2381369C1 true RU2381369C1 (en) 2010-02-10

Family

ID=42123828

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
RU2008134738/03A RU2381369C1 (en) 2008-08-28 2008-08-28 Method for prevention of rock bursts in rocks of mine soil

Country Status (1)

Country Link
RU (1) RU2381369C1 (en)

Cited By (7)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN102865080A (en) * 2012-10-08 2013-01-09 中南大学 Induced fracture engineering arrangement and non-blasting mining process for high-geostress hard rock
CN103743302A (en) * 2014-01-13 2014-04-23 中国科学院武汉岩土力学研究所 Deep-tunnel time-space delay type rock burst prevention method
CN103821516A (en) * 2014-03-10 2014-05-28 平顶山天安煤业股份有限公司 Method for preventing rock burst through secondary pressure relief
RU2709848C1 (en) * 2019-04-24 2019-12-23 Федеральное Государственное Бюджетное Учреждение Науки Институт Проблем Комплексного Освоения Недр Им. Академика Н.В. Мельникова Российской Академии Наук (Ипкон Ран) Method for blasting of ores and rocks
RU2740630C1 (en) * 2020-06-02 2021-01-18 Федеральное государственное бюджетное учреждение науки Институт земной коры Сибирского отделения Российской академии наук (ИЗК СО РАН) Method for reduction of excessive elastic energy in deep seismic dangerous segments of fractures
RU2779437C1 (en) * 2021-10-15 2022-09-07 Федеральное государственное бюджетное учреждение науки Институт земной коры Сибирского отделения Российской академии наук (ИЗК СО РАН) Method for reducing excess elastic energy in deep earthquake-prone fault segments by high-frequency wave hydraulic impacts
CN116335701A (en) * 2023-05-30 2023-06-27 华能煤炭技术研究有限公司 Pressure relief method for rock burst roadway

Cited By (10)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN102865080A (en) * 2012-10-08 2013-01-09 中南大学 Induced fracture engineering arrangement and non-blasting mining process for high-geostress hard rock
CN103743302A (en) * 2014-01-13 2014-04-23 中国科学院武汉岩土力学研究所 Deep-tunnel time-space delay type rock burst prevention method
CN103743302B (en) * 2014-01-13 2015-02-25 中国科学院武汉岩土力学研究所 Deep-tunnel time-space delay type rock burst prevention method
CN103821516A (en) * 2014-03-10 2014-05-28 平顶山天安煤业股份有限公司 Method for preventing rock burst through secondary pressure relief
CN103821516B (en) * 2014-03-10 2016-09-21 平顶山天安煤业股份有限公司 The method of secondary release preventing and treating bump
RU2709848C1 (en) * 2019-04-24 2019-12-23 Федеральное Государственное Бюджетное Учреждение Науки Институт Проблем Комплексного Освоения Недр Им. Академика Н.В. Мельникова Российской Академии Наук (Ипкон Ран) Method for blasting of ores and rocks
RU2740630C1 (en) * 2020-06-02 2021-01-18 Федеральное государственное бюджетное учреждение науки Институт земной коры Сибирского отделения Российской академии наук (ИЗК СО РАН) Method for reduction of excessive elastic energy in deep seismic dangerous segments of fractures
RU2779437C1 (en) * 2021-10-15 2022-09-07 Федеральное государственное бюджетное учреждение науки Институт земной коры Сибирского отделения Российской академии наук (ИЗК СО РАН) Method for reducing excess elastic energy in deep earthquake-prone fault segments by high-frequency wave hydraulic impacts
CN116335701A (en) * 2023-05-30 2023-06-27 华能煤炭技术研究有限公司 Pressure relief method for rock burst roadway
CN116335701B (en) * 2023-05-30 2023-09-22 华能煤炭技术研究有限公司 Pressure relief method for rock burst roadway

Similar Documents

Publication Publication Date Title
Han et al. Pressure relief and structure stability mechanism of hard roof for gob-side entry retaining
RU2381369C1 (en) Method for prevention of rock bursts in rocks of mine soil
KR100882851B1 (en) Method for blasting rock utilizing air deck filled with crushed rock
CN107328327A (en) The soft or hard blast hole loading structure and its method for being mingled with beded rock mass Long-hole Bench Blasting
CN107255435A (en) A kind of underground coal mine deep hole does not radially couple unloading pressure by blasting method
Jhanwar et al. The use of air decks in production blasting in an open pit coal mine
Lu et al. Mechanism of Hard‐Roof Rock Burst Control by the Deep‐Hole Blasting: Numerical Study Based on Particle Flow
RU2699102C1 (en) Suspended well stem
Chakraborty et al. Feasibility of air-deck blasting in various rock mass conditions–A case study
RU2602567C1 (en) Method of blasting ores and rocks
Sellers Controlled blasting for enhanced safety in the underground environment
Jhanwar et al. Application of air decks in production blasting to improve fragmentation and economics of an open pit mine
Chandrakar et al. Long-hole raise blasting in a single shot: assessment of void ratio and delay time based on experimental tests
RU2531410C1 (en) Method of forming waterproof screen in cracked watercut mountain arrays using bridging
Vokhmin et al. DESTRUCTION OF ROCK UPON BLASTINGOF EXPLOSIVE AGENT
CN207797897U (en) The soft or hard blast hole loading structure for being mingled with beded rock mass Long-hole Bench Blasting
RU2470117C1 (en) Method to form water impermeable reinforced concrete screen in cracked waterlogged rock massifs
RU2478912C1 (en) Method to explode rock massifs of various strength
RU2540125C2 (en) Relief opening formation
RU2768270C1 (en) Suspended borehole stem
Chen et al. Optimal design of presplit blasting network of deep concave open-pit mine slope with heterogeneous complex rock mass
RU2775124C1 (en) Method for blasting different-strength rock masses in the permafrost zone
Chen et al. Optimization of close-range blasting design with vibration-damping and speed-reduction for open-pit mine in an arid region
Katanov et al. The Direction of Drilling Wells as a Factor of Improving the Crushing of Sedimentary
RU2311609C1 (en) Method for breaking of kimberlitic rocks

Legal Events

Date Code Title Description
MM4A The patent is invalid due to non-payment of fees

Effective date: 20170829