RU2477795C1 - Development method of thick steep coal beds - Google Patents
Development method of thick steep coal beds Download PDFInfo
- Publication number
- RU2477795C1 RU2477795C1 RU2011137752/03A RU2011137752A RU2477795C1 RU 2477795 C1 RU2477795 C1 RU 2477795C1 RU 2011137752/03 A RU2011137752/03 A RU 2011137752/03A RU 2011137752 A RU2011137752 A RU 2011137752A RU 2477795 C1 RU2477795 C1 RU 2477795C1
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- sub
- floor
- roof
- drifts
- drift
- Prior art date
Links
Images
Landscapes
- Devices Affording Protection Of Roads Or Walls For Sound Insulation (AREA)
Abstract
Description
Заявляемое техническое решение относится к горному делу, а именно к подэтажной разработке мощных крутых угольных пластов с разупрочнением межслоевой толщи угля (вибросейсмовоздействием, гидроразрывом, буровзрывным способом и др.) под защитой комплекса подэтажной выемки (КПВ).The claimed technical solution relates to mining, and in particular to the sub-floor development of powerful steep coal seams with softening the interlayer coal layer (vibro-seismic impact, hydraulic fracturing, drilling and blasting, etc.) under the protection of the sub-floor excavation complex (CPV).
Известены способы выемки угля из мощных крутых пластов (патенты РФ №2261329, Е21С 41/18, 2005 г. и №2304218, Е21С 41/18, 2007 г.), включающие подготовку выемочного поля путем нарезки этажей, для чего проходят откаточные и вентиляционные штреки, ограничивающие высоту этажа, проходят подэтажные штреки, разделяющие этажи на подэтажи, разделяют по простиранию этажи на блоки посредством проходки углеспускных и вентиляционных печей, при этом на почве подэтажного штрека на днище каждого блока монтируют питатели для выпуска угля и конвейер для его транспортирования, а над подэтажными штреками проходят компенсационные штреки, отработку блоков производят путем обуривания из компенсационных штреков и взрывания угля в блоке с оставлением целиков, последующего обуривания целика из подэтажного штрека и взрывания угля в целике, и осуществление выпуска угля из блока на конвейер, при этом подэтажные штреки выполняют в виде канав, которые накрывают щитами, в бортах канав проводят ниши в шахматном порядке через два-три метра, в которых размещают питатели. Все эти устройства вновь возводят в каждом подэтаже.Known methods for the extraction of coal from powerful steep seams (RF patents No. 2261329, E21C 41/18, 2005 and No. 2304218, E21C 41/18, 2007), including the preparation of a mining field by cutting floors, for which there are retraction and ventilation drifts restricting the height of the floor pass underfloor drifts, dividing the floors into subfloors, are divided along the strike of the floors into blocks by driving coal-blasting and ventilation furnaces, and on the soil of the subfloor drift, feeders for releasing coal and a conveyor for transporting it are mounted on the bottom of each block and compensation drifts are carried out above the sub-floor drifts, the blocks are mined by drilling from the compensation drifts and blasting coal in the block, leaving the pillars, then drilling the pillar from the floor drift and blasting the whole coal, and releasing coal from the block onto the conveyor, while drifts are performed in the form of ditches, which are covered with shields, niches are staggered on the sides of the ditches in two or three meters in which the feeders are placed. All these devices are erected again in each sub-floor.
Недостатком таких способов отработки является отсутствие учета физико-механических и горнотехнических характеристик выемочных участков, что при кровлях пласта с коэффициентом крепости по М.М.Протодьяконову f>6 приведет к самопроизвольному (бесконтрольному) обрушению пород кровли крупными блоками с деформированием и разрушением ограждающих крепей, вследствие превышения допустимого пролета обнажения кровли. Кроме того, в приведенных способах в каждом подэтаже необходимо возводить и оставлять в выработанном пространстве оградительные крепи над скребковыми конвейерами.The disadvantage of such mining methods is the lack of consideration of the physicomechanical and mining characteristics of the excavation sites, which, when the roofs of the formation are with a coefficient of strength according to M.M. Protodyakonov f> 6, will lead to spontaneous (uncontrolled) collapse of the roof rocks in large blocks with deformation and destruction of the enclosing roof supports, due to exceeding the permissible span of exposure of the roof. In addition, in the above methods, in each sub-floor, it is necessary to erect and leave protective supports above the scraper conveyors in the worked-out space.
Наиболее близким по технической сущности и совокупности существенных признаков является способ отработки пластов с выпуском угля (Исследования процесса выпуска угля при отработке мощных пологих и крутых угольных пластов / Клишин В.И., Клишин С.В. - Физико-технические проблемы разработки полезных ископаемых, №2 (март-апрель) 2010, с. 69-81.), включающий рассечение крутого пласта по простиранию на всю длину отрабатываемого блока подэтажными штреками, соединенными между собой и конвейерным штреком печами; между подэтажными штреками так же по простиранию проходят промежуточные компенсационные штреки, из которых производят операции по разупрочнению угольного массива, расположенного между подэтажными штреками, компенсационный штрек соединяют с подэтажным штреком вентиляционными сбойками, что позволяет обеспечить вентиляцию тупиковых выработок, выпускают отбитый уголь.The closest in technical essence and the set of essential features is the method of mining seams with coal production (Investigations of the process of coal production in the development of powerful flat and steep coal seams / Klishin V.I., Klishin S.V. - Physical and technical problems of mining, No. 2 (March-April) 2010, pp. 69-81.), Including cutting a steep formation along the entire length of the block being worked out by sub-floor drifts, connected by a furnace to the conveyor drift; intermediate compensation drifts also pass along the strike between the sub-floor drifts, from which operations are carried out to soften the coal mass located between the sub-floor drifts, the compensation drift is connected to the sub-floor drift by ventilation failures, which allows ventilation of the dead-end openings, and beaten coal is released.
Для реализации указанного способа предложен принципиально новый комплекс оборудования, обеспечивающий механизированный управляемый выпуск угля из разрушенного межэтажного целика на подэтажный штрек - комплекс подэтажной выемки (КПВ).To implement this method, a fundamentally new set of equipment has been proposed that provides a mechanized controlled release of coal from a destroyed pillar to a deck floor - a complex of sub-floor excavation (CPV).
Недостатком указанного способа является то, что в работе представлены схемы движения угля и обрушенных пород, справедливые только для круто-наклонных пластов с углом падения менее 50-55°. В случае разработки крутых пластов (угол падения больше 55°) расположение линии очистного забоя по линии, перпендикулярной к линии простирания пласта, является нерациональным, так как при обнажении кровли пласта выше допустимого пролета обнажения она обрушается, а формирование обрушенных пород в выработанном пространстве заканчивается под углом 41-51° (на 3-7° больше угла естественного обрушения). В этом случае целик угля будет препятствовать формированию массива по линии простирания нижележащего подэтажного штрека. Аналогичная картина будет и при перепуске обрушенных пород с вышележащих подэтажей для управления кровлей. В результате при разрушении угольного целика и выпуске его на конвейер обрушенные породы будут уходить вместе с углем, пока угол их движения не достигнет 41-45°.The disadvantage of this method is that the work presents the movement patterns of coal and collapsed rocks, valid only for steeply inclined formations with an incidence angle of less than 50-55 °. In the case of the development of steep formations (dip angle greater than 55 °), the location of the face line along the line perpendicular to the line of formation strike is irrational, since when the roof of the formation is exposed above the allowable outcrop span, it collapses, and the formation of collapsed rocks in the worked out space ends under angle 41-51 ° (3-7 ° more than the angle of natural collapse). In this case, the pillar of coal will prevent the formation of an array along the strike line of the underlying sub-floor drift. A similar picture will be observed when bypassing collapsed rocks from overlying sub-floors to control the roof. As a result, when the coal pillar is destroyed and released onto the conveyor, the collapsed rocks will go away with coal until their angle of movement reaches 41-45 °.
Допустимый пролет обнажения кровли может быть определен из формулы (Условия сохранения массива кровли при разработке мощных крутых пластов наклонными слоями с закладкой / Хан В.В., Бедарев Н.Т. - Совершенствование технологии подземной добычи угля и сланца (научные сообщения, вып.160). - М.: ИГД им. А.А.Скочинского, 1978, с.73-75)The permissible span of roof exposure can be determined from the formula (Conditions for maintaining the roof mass when developing powerful steep formations with inclined layers with a tab / Khan V.V., Bedarev N.T. - Improving the technology of underground coal and slate mining (scientific reports, issue 160 ). - M .: IGD named after A.A. Skochinsky, 1978, p. 73-75)
где k - коэффициент, учитывающий отношение длин сторон обнаженной кровли;where k is a coefficient taking into account the ratio of the lengths of the sides of the exposed roof;
σp - предел прочности кровли на растяжение, тс/м2;σ p - tensile strength of the roof, tf / m 2 ;
µ - коэффициент Пуассона;µ is the Poisson's ratio;
h - толщина слоя кровли, м;h is the thickness of the roof layer, m;
q - масса непосредственной кровли, тс/м2.q is the mass of the direct roof, tf / m 2 .
Недостатком вышеуказанной формулы является недостоверность результатов при подэтажной разработке мощных крутых угольных пластов, т.к. для нижележащего подэтажа не учитывается несущая способность закладочного массива, сформированного перепущенными с верхнего подэтажа породами.The disadvantage of the above formula is the unreliability of the results during the sub-floor development of powerful steep coal seams, because for the underlying sub-floor, the bearing capacity of the backfill array formed by the rocks mixed up from the upper sub-floor is not taken into account.
Техническим результатом заявляемого технического решения является повышение эффективности добычи угля для мощных крутых угольных пластов.The technical result of the proposed technical solution is to increase the efficiency of coal mining for powerful steep coal seams.
Указанный технический результат достигается тем, что в способе отработки мощных крутых угольных пластов, включающем рассечение мощного крутого пласта по простиранию на всю длину выемочного участка подэтажными штреками, соединенными между собой и конвейерным штреком печами, разделяющими выемочный участок на блоки, проведение между подэтажными штреками так же по простиранию промежуточных компенсационных штреков, из которых производят операции по разупрочнению угольного целика, расположенного между подэтажными штреками, соединение компенсационного штрека с подэтажным штреком вентиляционными сбойками, выпуск отбитого угля под защитой комплекса подэтажной выемки, согласно заявляемому техническому решению, печи между подэтажами и компенсационными штреками, разделяющими подэтажи на выемочные блоки, проходят с наклоном параллельно углу формирования обрушенных пород в выработанном пространстве относительно линии простирания пласта.The specified technical result is achieved by the fact that in the method of mining powerful steep coal seams, including dissecting a powerful steep seam along the entire length of the excavation section by sub-floor drifts, interconnected by conveyor drift furnaces that divide the excavation section into blocks, the same is carried out between sub-floor drifts along the strike of intermediate compensation drifts, from which operations are carried out to soften the coal pillar located between the sub-floor drifts, the connection to expansion drift with subfloor drift for ventilation failures, the release of broken coal under the protection of the subfloor excavation complex, according to the claimed technical solution, the furnaces between the subfloors and compensation drifts dividing the subfloors into excavation blocks pass with an inclination parallel to the angle of formation of collapsed rocks in the mined space relative to the formation strike line .
Указанный технический результат достигается также тем, что вентиляционный штрек для проветривания нижележащего подэтажа проводят после отработки и принудительного обрушения кровли в вышележащем подэтаже, при этом над вентиляционным штреком оставляют предохранительный целик, временно удерживающий обрушенные породы.The specified technical result is also achieved by the fact that a ventilation drift for ventilation of the underlying sub-floor is carried out after working off and forced caving of the roof in the overlying sub-floor, while a safety pillar is temporarily held over the broken drift to keep the crushed rocks.
Указанный технический результат достигается также тем, что в нижележащем подэтаже управление кровлей осуществляют поэтапным перепуском обрушенных пород с вышележащего подэтажа в призабойное пространство нижележащего подэтажа, обнаженное на допустимый пролет, при этом допустимый пролет обнажения кровли в призабойном пространстве нижележащего подэтажа lпр, м, и соответствующее увеличенное расстояние между блоками по сравнению с вышележащим подэтажом определяют по формулеSaid technical result is also achieved in that in the underlying substage roof control is performed stepwise bypass collapsed rocks overlying substage in a near space underlying substage, naked a valid span, the permissible span exposure of the roof into the bottom space underlying substage l pr m, and the corresponding the increased distance between the blocks compared to the overlying floor is determined by the formula
lпр=C·lр,l CR = C · l p ,
где lp - расчетное значение допустимого пролета обнажения кровли, определенное по известным формулам, м;where l p is the estimated value of the permissible span of exposure of the roof, determined by the known formulas, m;
С - поправочный коэффициент, учитывающий несущую способность закладочного массива, сформированного перепущенными с вышележащего подэтажа породами, причем С всегда больше 1,0.C is a correction factor that takes into account the bearing capacity of the backfill array formed by rocks that have been mixed up from the upper sub-floor, and C is always greater than 1.0.
Заявляемое техническое решение поясняется чертежами, где на фиг.1 представлена схема по линии простирания пласта, на фиг.2 - вкрест простирания (разрез I-I), на фиг.3 - вкрест простирания (разрез II-II); на фиг.4 представлена схема заполнения призабойного пространства в верхнем подэтаже после выемки первой заходки на допустимый пролет обнажения по линии простирания пласта перед обрушением, на фиг.5 - вкрест простирания перед обрушением (а), на фиг.6 - вкрест простирания после гидроразрыва (б); на фиг.7 приведена схема отработки нижнего подэтажа с управлением кровлей перепуском обрушенных пород по линии простирания пласта, на фиг.8 - вкрест простирания (разрез I-I), на фиг.9 - вкрест простирания (разрез II-II).The claimed technical solution is illustrated by drawings, in which Fig. 1 shows a diagram along the line of formation strike, in Fig. 2 - across the strike (section I-I), in Fig. 3 - across the strike (section II-II); in Fig.4 shows a diagram of filling the bottomhole space in the upper sub-floor after excavation of the first approach to the permissible outcrop along the line of the formation strike before collapse, Fig.5 - crosswise strike before collapse (a), Fig.6 - crosswise strike after hydraulic fracturing ( b) Fig.7 is a diagram of the development of the lower sub-floor with roof management bypassing the collapsed rocks along the strike line of the formation, Fig.8 - cross-strike (section I-I), Fig.9 - cross-strike (section II-II).
Заявляемый способ осуществляют следующим образом. Он включает (фиг.1, 2, 3) проведение ската 1, откаточного 2, конвейерного 3 и вентиляционных 4 штреков, рассечение мощного крутого пласта по простиранию на всю длину отрабатываемого крыла подэтажными штреками 5, соединенными между собой и конвейерным штреком 3 печами 6, разделяющими выемочный участок на блоки, проведение между подэтажными штреками так же по простиранию промежуточных компенсационных штреков 7, из которых производят операции по разупрочнению угольного целика, расположенного между подэтажными штреками, соединение компенсационного штрека с подэтажным штреком вентиляционными сбойками 8, выпуск отбитого угля под защитой комплекса подэтажной выемки, включающего гидрофицированную крепь 9, перегружатель 10, конвейер 11. На чертежах фиг.1-5, фиг.7 также обозначены межгоризонтальный 12 и межучастковый 13 целики; фиг.1, 3-4, 6-8 - предохранительный целик 14; фиг.4-5 шпуры для гидроразрыва (камуфлетных зарядов) 15.The inventive method is as follows. It includes (figure 1, 2, 3) holding a ramp 1,
При наличии у пласта труднообрушаемой кровли в верхнем подэтаже управление кровлей осуществляют полным обрушением, поэтапно принудительно разупрочняя ее с учетом первичного и последующих допустимых пролетов обнажения, при этом пролеты обнажения кровли определяют по известным расчетным формулам.If the layer has a hard-to-collapse roof in the upper sub-floor, the roof is controlled by complete collapse, gradually forcing it to soften it taking into account the primary and subsequent permissible exposure spans, while roof exposure spans are determined by known calculation formulas.
Согласно предлагаемому техническому решению печи 6 между подэтажами и компенсационными штреками 7, разделяющими подэтажи на выемочные блоки, проходят с наклоном параллельно углу формирования обрушенных пород в выработанном пространстве относительно линии простирания пласта (на фиг.1, 6, 7 вышеописанный угол обозначен θ).According to the proposed technical solution of the
Также согласно предлагаемому техническому решению вентиляционный штрек 4 для проветривания нижележащего подэтажа (на фиг.1-6 показан пунктиром) проводят после отработки и принудительного обрушения кровли в вышележащем подэтаже (на фиг.7-9 вентиляционный штрек 4 показан пройденным), при этом над штреком оставляют предохранительный целик 14, временно удерживающий обрушенные породы.Also, according to the proposed technical solution, the
Также согласно предлагаемому техническому решению в нижележащем подэтаже управление кровлей осуществляют поэтапным перепуском обрушенных пород с вышележащего подэтажа в призабойное пространство нижележащего подэтажа, обнаженное на допустимый пролет (фиг.7-9). Допустимый пролет обнажения кровли в призабойном пространстве нижележащего подэтажа lпр, м, и соответствующее увеличенное расстояние между блоками по сравнению с вышележащим подэтажом определяют по формулеAlso, according to the proposed technical solution in the underlying sub-floor, the roof is controlled by phased bypass of the collapsed rocks from the overlying sub-floor to the bottom-hole space of the underlying sub-floor, exposed to the permissible span (Figs. 7-9). The permissible span of the exposure of the roof in the bottomhole space of the underlying sub-floor is l pr , m, and the corresponding increased distance between the blocks compared to the overlying sub-floor is determined by the formula
lпр=C·lр,l CR = C · l p ,
где lp - расчетное значение допустимого пролета обнажения кровли, определенное по известным формулам, м;where l p is the estimated value of the permissible span of exposure of the roof, determined by the known formulas, m;
С - поправочный коэффициент, учитывающий несущую способность закладочного массива, сформированного перепущенными с вышележащего подэтажа породами, причем С всегда больше 1,0.C is a correction factor that takes into account the bearing capacity of the backfill array formed by rocks that have been mixed up from the upper sub-floor, and C is always greater than 1.0.
Пример конкретного осуществления способа. Экспериментально исследовалась возможность реализации предлагаемого способа при глубине ведения работ 250 м, мощности пласта 10 м и угле падения пласта 60°.An example of a specific implementation of the method. The possibility of implementing the proposed method was experimentally investigated with a depth of 250 m, a thickness of 10 m and a dip angle of 60 °.
Основной эффект, достигаемый при применении предлагаемого способа, обеспечивается за счет гравитационного влияния на процесс перепуска пород, которое повышается с увеличением угла падения угольного пласта и достигает определенного оптимума именно в случае отработки крутых пластов.The main effect achieved by the application of the proposed method is provided due to the gravitational influence on the process of rock bypass, which increases with increasing angle of incidence of the coal seam and reaches a certain optimum precisely in the case of mining steep seams.
На верхнем подэтаже кровля работает как балка, защемленная в опорах. Без учета формирования шагов обрушения пород кровли могут произойти ее катастрофические обрушения. При оценке безопасного провисания кровли с помощью реперов в середине пролета была получена величина 0,52 м.On the upper floor, the roof works like a beam, pinched in supports. Without taking into account the formation of the steps of the collapse of the roof rocks, its catastrophic collapse can occur. When assessing the safe sagging of the roof using benchmarks in the middle of the span, a value of 0.52 m was obtained.
Предотвращение аварийных обрушений пород кровли за счет управления горным давлением обеспечивается перепуском обрушенных пород с верхнего этажа на нижний, эффективно используется для поддержания кровли несущая способность закладочного массива. Кровля работает как плита, защемленная по контуру. При оценке провисания кровли нижнего подэтажа в этом случае с помощью реперов получена величина 0,208 м.The prevention of accidental collapse of roofing rocks by controlling rock pressure is ensured by bypassing the collapsed rocks from the upper floor to the lower floor; the bearing capacity of the filling mass is effectively used to maintain the roof. The roof works like a slab pinched along the contour. When assessing the sagging of the roof of the lower sub-floor in this case, with the help of benchmarks, a value of 0.208 m was obtained.
Следовательно, вполне безопасным можно считать в рассматриваемом случае коэффициент С=2,5.Therefore, in the case under consideration, the coefficient C = 2.5 can be considered quite safe.
Для предотвращения самопроизвольного перепуска обрушенных пород с верхнего подэтажа на нижний за счет прочности предохранительного целика, а также предотвращения утечек воздуха в выработанное пространство за счет его жесткости, величина предохранительного целика должна быть не менее 3 м. При необходимости величина предохранительного целика может достигать 15 м.To prevent spontaneous bypass of collapsed rocks from the upper sub-floor to the lower due to the strength of the safety pillar, as well as to prevent air leaks into the worked out space due to its stiffness, the value of the safety pillar should be at least 3 m. If necessary, the value of the safety pillar can reach 15 m.
Технический результат заявляемого способа обеспечивается:The technical result of the proposed method is provided:
1) учетом физико-механических и горнотехнических характеристик мощных крутых угольных пластов проходкой печей между подэтажами и компенсационными штреками, разделяющих подэтажи на выемочные блоки, с наклоном параллельно углу формирования обрушенных пород в выработанном пространстве относительно линии простирания пласта; благодаря этому снижаются потери при выпуске отбитого угля и эффективно используется для поддержания кровли несущая способность закладочного массива;1) taking into account the physicomechanical and mining characteristics of powerful steep coal seams by sinking between the subfloors and compensating drifts dividing the subfloors into excavation blocks, with a slope parallel to the angle of formation of collapsed rocks in the mined space relative to the line of the formation; due to this, losses during the release of chipped coal are reduced and the bearing capacity of the filling mass is effectively used to maintain the roof;
2) предотвращением проникновения воздуха в выработанное пространство, а следовательно, снижением опасности самовозгорания, оставлением предохранительного целика, прочности и жесткости которого достаточно для временного удерживания обрушенных пород; проведением в этом целике вентиляционного штрека для проветривания нижележащего подэтажа только после отработки и принудительного обрушения кровли в вышележащем подэтаже;2) preventing the penetration of air into the worked out space, and therefore, reducing the risk of spontaneous combustion, leaving a safety pillar, the strength and rigidity of which is enough to temporarily hold collapsed rocks; carrying out a ventilation drift in this pillar to ventilate the underlying sub-floor only after mining and forced roof collapse in the upper sub-floor;
3) рациональным управлением кровлей за счет поэтапного перепуска обрушенных пород с вышележащего подэтажа в призабойное пространство нижележащего подэтажа, обнаженное на допустимый пролет;3) the rational management of the roof due to the phased bypass of the collapsed rocks from the overlying sub-floor to the bottom-hole space of the underlying sub-floor, exposed to the permissible span;
4) рациональным определением увеличения допустимого пролета обнажения кровли, учитывающим несущую способность закладочного массива, сформированного перепущенными с вышележащего подэтажа породами.4) a rational definition of the increase in the permissible span of the exposure of the roof, taking into account the bearing capacity of the filling array formed by the rocks that are mixed up from the overlying sub-floor.
Claims (3)
lпр=С·lр,
где lр - расчетное значение допустимого пролета обнажения кровли, определенное по известным формулам, м;
С - поправочный коэффициент, учитывающий несущую способность закладочного массива, сформированного перепущенными с вышележащего подэтажа породами, причем С всегда больше 1,0. 3. The method according to claim 1, characterized in that in the underlying sub-floor, the roof is controlled by phasing out the collapsed rocks from the overlying sub-floor to the bottomhole space of the underlying sub-floor, exposed to an allowable span, while the allowable span of the outcropping of the roof in the bottom-hole space of the underlying sub-floor l pr m and the corresponding increased distance between the blocks compared with the overlying floor is determined by the formula
l CR = C · l p ,
where l p - the estimated value of the permissible span of exposure of the roof, determined by the known formulas, m;
C is a correction factor that takes into account the bearing capacity of the backfill array formed by the rocks that are mixed up from the upper sub-floor, and C is always greater than 1.0.
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2011137752/03A RU2477795C1 (en) | 2011-09-13 | 2011-09-13 | Development method of thick steep coal beds |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2011137752/03A RU2477795C1 (en) | 2011-09-13 | 2011-09-13 | Development method of thick steep coal beds |
Publications (1)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| RU2477795C1 true RU2477795C1 (en) | 2013-03-20 |
Family
ID=49124418
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| RU2011137752/03A RU2477795C1 (en) | 2011-09-13 | 2011-09-13 | Development method of thick steep coal beds |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| RU (1) | RU2477795C1 (en) |
Cited By (2)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN105134214A (en) * | 2015-09-24 | 2015-12-09 | 中国矿业大学 | Method for ventilation-assisting roadway arrangement and surrounding rock stability control in later period of coal mining |
| CN109931061A (en) * | 2019-04-15 | 2019-06-25 | 中国矿业大学 | A kind of contiguous seams are upper and lower to stay equipment, method by for collaboration exploitation section coal pillar |
Citations (6)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| SU193413A1 (en) * | И. А. Файнер , А. П. Широков | METHOD FOR DEVELOPING POWERFUL PROPOSITION AND INCLINED COAL SEAMS | ||
| US4162808A (en) * | 1978-05-23 | 1979-07-31 | Gulf Oil Corporation | In-situ retorting of carbonaceous deposits |
| SU1027392A1 (en) * | 1982-03-12 | 1983-07-07 | Ордена Октябрьской Революции И Ордена Трудового Красного Знамени Институт Горного Дела Им.А.А.Скочинского | Method of controlling mineral outlet |
| RU2098626C1 (en) * | 1995-11-21 | 1997-12-10 | Институт горного дела СО РАН | Method for mining of deposit with self-filling and ore-drawing under cap rocks |
| RU2261329C1 (en) * | 2004-06-23 | 2005-09-27 | Институт горного дела Сибирского отделения Российской академии наук | Method for coal excavation from thick steeply beds |
| RU2304218C1 (en) * | 2006-03-17 | 2007-08-10 | Институт горного дела Сибирского отделения Российской академии наук | Method for coal excavation from thick steep bed |
-
2011
- 2011-09-13 RU RU2011137752/03A patent/RU2477795C1/en not_active IP Right Cessation
Patent Citations (6)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| SU193413A1 (en) * | И. А. Файнер , А. П. Широков | METHOD FOR DEVELOPING POWERFUL PROPOSITION AND INCLINED COAL SEAMS | ||
| US4162808A (en) * | 1978-05-23 | 1979-07-31 | Gulf Oil Corporation | In-situ retorting of carbonaceous deposits |
| SU1027392A1 (en) * | 1982-03-12 | 1983-07-07 | Ордена Октябрьской Революции И Ордена Трудового Красного Знамени Институт Горного Дела Им.А.А.Скочинского | Method of controlling mineral outlet |
| RU2098626C1 (en) * | 1995-11-21 | 1997-12-10 | Институт горного дела СО РАН | Method for mining of deposit with self-filling and ore-drawing under cap rocks |
| RU2261329C1 (en) * | 2004-06-23 | 2005-09-27 | Институт горного дела Сибирского отделения Российской академии наук | Method for coal excavation from thick steeply beds |
| RU2304218C1 (en) * | 2006-03-17 | 2007-08-10 | Институт горного дела Сибирского отделения Российской академии наук | Method for coal excavation from thick steep bed |
Non-Patent Citations (2)
| Title |
|---|
| КЛИШИН В.И. и др. Исследования процесса выпуска угля при отработке мощных пологих и крутых угольных пластов//Физико-технические проблемы разработки полезных ископаемых. - 2010, No. 9, с.69-81. * |
| КЛИШИН В.И. и др. Исследования процесса выпуска угля при отработке мощных пологих и крутых угольных пластов//Физико-технические проблемы разработки полезных ископаемых. - 2010, № 9, с.69-81. * |
Cited By (3)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN105134214A (en) * | 2015-09-24 | 2015-12-09 | 中国矿业大学 | Method for ventilation-assisting roadway arrangement and surrounding rock stability control in later period of coal mining |
| CN105134214B (en) * | 2015-09-24 | 2017-12-19 | 中国矿业大学 | A kind of coal mining later stage secondary ventilation roadway layout and adjoining rock stability control method |
| CN109931061A (en) * | 2019-04-15 | 2019-06-25 | 中国矿业大学 | A kind of contiguous seams are upper and lower to stay equipment, method by for collaboration exploitation section coal pillar |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| RU2475647C2 (en) | Mining method of thick steep ore bodies | |
| US10036252B2 (en) | Method for removing hydraulic support for solid filling coal mining | |
| CN103821558B (en) | Coal mine gob filling mining and gob side entry retaining filling process | |
| WO2014187163A1 (en) | Inclined layered solid-filling mining method in ultrathick coal layer | |
| RU2390633C1 (en) | Procedure for development of steeply pitching beds of coal | |
| WO2011103620A1 (en) | A method of reducing subsidence or windblast impacts from longwall mining | |
| CN102536282A (en) | Method for preventing and controlling bottom heaving disaster of mine stoping tunnel | |
| CN105804748B (en) | A kind of method of block mining Wall ore under open air transport system | |
| CN106593445A (en) | Old goaf underlying close distance coal seam strata-overlying isolation grouting filling exploitation method | |
| CN104847355A (en) | Continuous mining method for hollow ground of medium-thickness steeply inclined ore body | |
| RU2398966C1 (en) | Method for mining thick steeply inclined and steep coal beds | |
| RU2276267C1 (en) | Development method for thick steep coal seams liable to spontaneous ignition | |
| RU2472931C1 (en) | Control method of poorly caving roof at mining of gas-bearing formations in faces with mechanised complexes | |
| WO2024027030A1 (en) | Method for preventing and controlling rock burst at source by means of coal mine roof area fracturing | |
| RU2309253C1 (en) | Method for kimberlite pipe cutting in layers in upward direction along with goaf filling | |
| CN104453996A (en) | Upward layered wall type bag filling mining method | |
| RU2477795C1 (en) | Development method of thick steep coal beds | |
| CN104457466A (en) | Explosion method of open-cut tunnel segment | |
| RU2439323C1 (en) | Method to mine inclined ore deposits | |
| RU2283431C1 (en) | Method for thick steep mineral seam mining along with goaf filling | |
| RU2563003C1 (en) | Method of excavation of thick flat coal beds | |
| CN105370280A (en) | Nondestructive blasting mining method of underground slightly inclined double-layer thin jade ores | |
| RU2515285C2 (en) | Method to develop edge ore bodies with unstable ores | |
| RU2490461C1 (en) | Method to mine thick steep deposits of unstable ores | |
| CN107339114B (en) | Mountain highway tunnel portal critical slope pre-balancing stable control structure and method |
Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| MM4A | The patent is invalid due to non-payment of fees |
Effective date: 20130914 |