RU2736928C1 - Method for determining degree of mine rocks danger in road archway - Google Patents
Method for determining degree of mine rocks danger in road archway Download PDFInfo
- Publication number
- RU2736928C1 RU2736928C1 RU2020101937A RU2020101937A RU2736928C1 RU 2736928 C1 RU2736928 C1 RU 2736928C1 RU 2020101937 A RU2020101937 A RU 2020101937A RU 2020101937 A RU2020101937 A RU 2020101937A RU 2736928 C1 RU2736928 C1 RU 2736928C1
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- section
- roof
- hole
- arch
- ratio
- Prior art date
Links
- 239000011435 rock Substances 0.000 title claims abstract description 31
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims abstract description 18
- 230000015572 biosynthetic process Effects 0.000 claims abstract description 35
- 238000005553 drilling Methods 0.000 claims abstract description 25
- 238000005336 cracking Methods 0.000 claims abstract description 23
- 238000012360 testing method Methods 0.000 claims abstract description 14
- 230000003313 weakening effect Effects 0.000 claims abstract description 14
- 231100001261 hazardous Toxicity 0.000 claims abstract description 5
- 238000007689 inspection Methods 0.000 claims 1
- 238000013461 design Methods 0.000 abstract description 4
- 230000000694 effects Effects 0.000 abstract description 2
- 238000013016 damping Methods 0.000 abstract 1
- 238000005065 mining Methods 0.000 abstract 1
- 239000000126 substance Substances 0.000 abstract 1
- 239000003245 coal Substances 0.000 description 7
- 238000012544 monitoring process Methods 0.000 description 3
- 238000012345 traction test Methods 0.000 description 3
- 229910000831 Steel Inorganic materials 0.000 description 2
- 238000001514 detection method Methods 0.000 description 2
- 238000010586 diagram Methods 0.000 description 2
- 238000012806 monitoring device Methods 0.000 description 2
- 238000011160 research Methods 0.000 description 2
- 239000004576 sand Substances 0.000 description 2
- 239000010959 steel Substances 0.000 description 2
- 238000013459 approach Methods 0.000 description 1
- 230000008859 change Effects 0.000 description 1
- 238000011161 development Methods 0.000 description 1
- 238000006073 displacement reaction Methods 0.000 description 1
- 238000005516 engineering process Methods 0.000 description 1
- 238000011065 in-situ storage Methods 0.000 description 1
- 238000009434 installation Methods 0.000 description 1
- 230000007246 mechanism Effects 0.000 description 1
- 239000002184 metal Substances 0.000 description 1
- 238000012986 modification Methods 0.000 description 1
- 230000004048 modification Effects 0.000 description 1
- 230000035515 penetration Effects 0.000 description 1
- 230000008569 process Effects 0.000 description 1
- 230000003014 reinforcing effect Effects 0.000 description 1
- 238000012827 research and development Methods 0.000 description 1
- 238000000926 separation method Methods 0.000 description 1
Images
Classifications
-
- E—FIXED CONSTRUCTIONS
- E21—EARTH OR ROCK DRILLING; MINING
- E21C—MINING OR QUARRYING
- E21C39/00—Devices for testing in situ the hardness or other properties of minerals, e.g. for giving information as to the selection of suitable mining tools
-
- E—FIXED CONSTRUCTIONS
- E21—EARTH OR ROCK DRILLING; MINING
- E21F—SAFETY DEVICES, TRANSPORT, FILLING-UP, RESCUE, VENTILATION, OR DRAINING IN OR OF MINES OR TUNNELS
- E21F17/00—Methods or devices for use in mines or tunnels, not covered elsewhere
- E21F17/18—Special adaptations of signalling or alarm devices
-
- G—PHYSICS
- G01—MEASURING; TESTING
- G01L—MEASURING FORCE, STRESS, TORQUE, WORK, MECHANICAL POWER, MECHANICAL EFFICIENCY, OR FLUID PRESSURE
- G01L5/00—Apparatus for, or methods of, measuring force, work, mechanical power, or torque, specially adapted for specific purposes
-
- G—PHYSICS
- G01—MEASURING; TESTING
- G01N—INVESTIGATING OR ANALYSING MATERIALS BY DETERMINING THEIR CHEMICAL OR PHYSICAL PROPERTIES
- G01N3/00—Investigating strength properties of solid materials by application of mechanical stress
- G01N3/08—Investigating strength properties of solid materials by application of mechanical stress by applying steady tensile or compressive forces
Landscapes
- Engineering & Computer Science (AREA)
- Mining & Mineral Resources (AREA)
- Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
- General Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
- Geochemistry & Mineralogy (AREA)
- Geology (AREA)
- Physics & Mathematics (AREA)
- General Physics & Mathematics (AREA)
- Health & Medical Sciences (AREA)
- Chemical & Material Sciences (AREA)
- Analytical Chemistry (AREA)
- Biochemistry (AREA)
- General Health & Medical Sciences (AREA)
- Immunology (AREA)
- Pathology (AREA)
- Force Measurement Appropriate To Specific Purposes (AREA)
- Investigating Strength Of Materials By Application Of Mechanical Stress (AREA)
Abstract
Description
ОБЛАСТЬ ТЕХНИКИ ИЗОБРЕТЕНИЯTECHNICAL FIELD OF THE INVENTION
[0001] Настоящее изобретение относится к способу определения участка потенциально опасного пласта породы в своде штрека.[0001] The present invention relates to a method for identifying an area of a potentially hazardous rock formation in a drift roof.
УРОВЕНЬ ТЕХНИКИ ИЗОБРЕТЕНИЯBACKGROUND OF THE INVENTION
[0002] Ежегодно в Китае копаются более 10 000 километров (соответствует диаметру Земли) штреков, что представляет собой наибольшее количество в мире. Вследствие неустойчивости свода часто случаются аварии, составляя около 50% всех аварий на угольных шахтах. На протяжении многих лет развития поддержка на анкерных болтах стала основным способом укрепления штреков, и штреки с поддержкой на болтах составляют от 90% от всех выкапываемых штреков или выше. Наряду с продвижением технологии поддержки на анкерных болтах случается все большее количество обрушений сводов угольных штреков, укрепленных анкерными болтами, представляя большую угрозу для безопасного использования штреков.[0002] More than 10,000 kilometers (the diameter of the Earth) of drifts are dug in China every year, which is the largest number in the world. Due to the instability of the vault, accidents are frequent, accounting for about 50% of all accidents in coal mines. Throughout the years of development, anchor bolt support has become the main method of reinforcing gates, and bolted gates account for 90% of all gates dug or higher. Along with the advancement of rock bolt support technology, an increasing number of rock bolt roof collapses are occurring, posing a greater threat to the safe use of the roadways.
[0003] Отечественные и зарубежные специалисты и ученые провели ряд полезных исследований по раннему предупреждению обрушений вследствие неустойчивости сводов угольных шахт. Исследовательские работы, в основном, сосредоточены на механизме растрескивания свода вследствие неустойчивости, методе определения неустойчивости, а также на исследовании и разработке локального контрольного прибора и системы контроля и раннего предупреждения и связанных темах, которые преимущественно включают в себя расширение трещины в своде, определение порога растрескивания, стандартный прибор определения растрескивания (многоточечный измеритель смещений), систему контроля в режиме реального времени и раннего предупреждения и связанные темы. При этом в вышеприведенном процессе исследований пренебрегают вопросом точного определения потенциально неустойчивого обрушающегося участка свода в штреках с поддержкой на болтах, то есть, следующим: какие из мест штрека могут обрушиться вследствие неустойчивости вероятнее всего, каков участок обрушений вследствие неустойчивости, объем монтажных работ для установки локальных контрольных приборов вследствие сложности определения объема использования стандартной компоновки контроля и недостаточная эффективность контроля.[0003] Domestic and foreign experts and scientists have carried out a number of useful studies on the early warning of collapses due to the instability of the roofs of coal mines. Research work is mainly focused on the mechanism of vault cracking due to instability, the method for determining instability, as well as on the research and development of a local monitoring device and monitoring and early warning system and related topics, which mainly include expansion of cracks in the vault, determination of the cracking threshold , standard cracking tester (multi-point displacement meter), real-time early warning monitoring system and related topics. At the same time, the above research process neglects the issue of accurately determining the potentially unstable collapsing section of the vault in the gates with support on bolts, that is, the following: which of the gates may collapse due to instability, what is the section of collapse due to instability, the amount of installation work for installing local control devices due to the difficulty of determining the scope of use of the standard control layout and insufficient control efficiency.
СУЩНОСТЬ ИЗОБРЕТЕНИЯSUMMARY OF THE INVENTION
[0004] Решение проблемы определения потенциально неустойчивой обрушаемой зоны свода штрека. Согласно настоящему изобретению оценка контроля постепенно выполняется посредством применения трех подходов: испытания на тяговое усилие, контроля скорости бурения и определения растрескивания пласта породы свода для эффективного решения проблемы определения потенциально неустойчивого обрушаемого участка свода. Техническое решение, применяемое в настоящем изобретении, приведено ниже.[0004] A solution to the problem of identifying a potentially unstable collapsed area of a roadway roof. According to the present invention, control assessment is progressively performed through three approaches: tractive force testing, drilling rate control, and rock formation cracking detection to effectively address the problem of identifying a potentially unstable roof collapse portion. The technical solution used in the present invention is shown below.
[0005] Способ определения потенциально опасного участка пласта породы в своде штрека включает в себя следующие этапы.[0005] A method for determining a potentially hazardous section of a rock formation in a drift top includes the following steps.
[0006] На этапе а проводится испытание на тяговое усилие поддерживающего элемента согласно требованиям такого испытания, и выбирается крайнее тяговое усилие испытуемой зоны в 1,2 раза меньше расчетного усилия крепления поддерживающего элемента.[0006] In step a, a traction force test of the support element is performed according to the requirements of such a test, and the extreme traction force of the test area is selected to be 1.2 times less than the design fastening force of the support element.
[0007] На этапе b в пределах 0,5 м от места расположения поддерживающего элемента, подвергающегося испытанию на тяговое усилие, в выбранной зоне высверливается отверстие; регистрируется время, необходимое для прохождения буром каждого метра пласта породы, и скорость бурения отверстия получается путем вычисления; путем сопоставления получают максимальную и минимальную скорости бурения и вычисляют отношение скорости бурения каждого метра отверстия к минимальной скорости бурения для получения участка пласта породы в своде с соотношением выше 2.0.[0007] In step b, a hole is drilled in a selected area within 0.5 m of the location of the support member to be tested for pulling force; the time required for the drill to travel through each meter of the rock formation is recorded and the hole drilling speed is obtained by calculation; by comparison, the maximum and minimum drilling speeds are obtained and the ratio of the drilling speed of each meter of the hole to the minimum drilling speed is calculated to obtain a section of the formation in the roof with a ratio higher than 2.0.
[0008] На этапе с пробуренное в своде отверстие обследуют устройством отображения отверстий для получения схематического изображения распределения трещин по своду, а также участка ослабления свода вследствие растрескивания.[0008] In step c, the hole drilled in the vault is inspected by a hole display device to obtain a schematic representation of the distribution of cracks along the vault, as well as a region of weakening of the vault due to cracking.
[0009] На этапе d при обнаружении участка пласта породы в своде с соотношением выше 2,0 сопоставляются отношения пространственных положений участка ослабления свода вследствие растрескивания и участка пласта породы в своде с таким соотношением с целью определения наибольшего участка пласта породы в своде с потенциальной опасностью обрушения; при отсутствии участка пласта породы в своде с соотношением более 2,0 потенциально обрушаемым является участок ослабления свода вследствие растрескивания.[0009] In step d, upon finding a rock formation section in the dome with a ratio greater than 2.0, the relationship of the spatial positions of the section of weakening of the dome due to cracking and the section of the formation formation in the dome with this ratio is compared in order to determine the largest section of the formation formation in the dome with a potential danger of collapse ; in the absence of a section of rock formation in the roof with a ratio of more than 2.0, the area of weakening of the roof due to cracking is potentially collapsing.
[0010] Согласно вышеприведенному техническому решению глубина отверстия составляет не менее 10 метров.[0010] According to the above technical solution, the hole depth is at least 10 meters.
[0011] Согласно вышеприведенному техническому решению поддерживающий элемент представляет собой анкерный болт.[0011] According to the above technical solution, the support member is an anchor bolt.
[0012] Согласно вышеприведенному техническому решению поддерживающий элемент представляет собой анкерный болт или анкерный канат.[0012] According to the above technical solution, the support member is an anchor bolt or an anchor rope.
[0013] Настоящее изобретение имеет следующие преимущества.[0013] The present invention has the following advantages.
[0014] (1) Потенциально неустойчивый обрушаемый участок штрека получают после полного окончания испытания на тяговое усилие. Вследствие большого охвата предотвращается возникновение высокой рабочей нагрузки, возникающей из-за повторяющегося контроля давления в шахте, и количество монтируемых контрольных приборов уменьшается.[0014] (1) A potentially unstable collapsed drift section is obtained after complete completion of the pull test. Due to the large coverage, the high workload caused by repeated pressure monitoring in the shaft is prevented and the number of installed monitoring devices is reduced.
[0015] (2) Потенциально неустойчивый обрушаемый участок пласта породы в своде определяют по трем показателям: крайнему тяговому усилию, скорости бурения и участку ослабления свода вследствие растрескивания, причем полностью учитывается воздействие характеристик анкерного болта, литологии свода и ослабляющего растрескивания на устойчивость свода. Таким образом, обеспечиваются высокая точность, простота рабочей процедуры и уменьшение дополнительной рабочей нагрузки.[0015] (2) Potentially unstable collapsed rock formation in the roof is determined by three measures: extreme tractive force, drilling speed and area of weakening of the roof due to cracking, with full consideration of the effect of anchor bolt characteristics, roof lithology and attenuating cracking on roof stability. Thus, high precision, ease of operation and less additional workload are ensured.
[0016] (3) Настоящий способ предложен для эффективного решения задачи определения потенциально неустойчивого обрушаемого участка свода с целью более точной установки контрольных приборов.[0016] (3) The present method is proposed to effectively solve the problem of determining a potentially unstable collapsed section of the arch in order to more accurately install the control devices.
КРАТКОЕ ОПИСАНИЕ ЧЕРТЕЖЕЙBRIEF DESCRIPTION OF DRAWINGS
[0017] Для более точного описания технических решений в примерах настоящего изобретения или предыдущего уровня техники ниже будут кратко приведены прилагаемые чертежи, необходимые для описания этих примеров. Очевидно, что чертежи, приведенные ниже, являются только примерами осуществления настоящего изобретения, и специалистами в данной области техники на основании приведенных чертежей без выполнения творческой работы путем дополнения могут быть получены другие чертежи.[0017] To more accurately describe the technical solutions in the examples of the present invention or the prior art, the accompanying drawings will be briefly given below, necessary to describe these examples. It is obvious that the drawings below are only examples of the implementation of the present invention, and specialists in the art based on the drawings without performing creative work by complementing other drawings.
[0018] ФИГ. 1 - технологическая схема, на которой показан способ согласно одному примеру осуществления настоящего изобретения.[0018] FIG. 1 is a flow diagram showing a method according to one embodiment of the present invention.
[0019] ФИГ. 2 схематическое изображение, на котором показана поддержка на анкерных болтах согласно одному примеру осуществления настоящего изобретения.[0019] FIG. 2 is a schematic diagram showing anchor bolt support according to one embodiment of the present invention.
[0020] ФИГ. 3 график, на котором показана скорость бурения каждого метра отверстия согласно одному примеру осуществления настоящего изобретения.[0020] FIG. 3 is a graph showing the drilling speed of each meter of hole according to one embodiment of the present invention.
[0021] ФИГ. 4 - схематическое изображение, на котором показано распределение трещин в своде, полученное при обследовании отверстия согласно одному примеру осуществления настоящего изобретения.[0021] FIG. 4 is a schematic view showing the distribution of cracks in a vault obtained by examining a hole according to one embodiment of the present invention.
[0022] Расшифровка числовых обозначений на чертежах: 1 анкерный болт, 2 анкерный канат, 3 металлическая сетка, 4 пластмассовая сетка, 5 уголь, 6 песчаный сланец, 7 - мелкозернистый песчаник, 8 - зона растрескивания и 9 - зона отделения.[0022] Interpretation of the numerical designations in the drawings: 1 anchor bolt, 2 anchor rope, 3 metal mesh, 4 plastic mesh, 5 coal, 6 sand shale, 7 - fine-grained sandstone, 8 - cracking zone and 9 - separation zone.
ПОДРОБНОЕ ОПИСАНИЕ ВАРИАНТОВ ОСУЩЕСТВЛЕНИЯ ИЗОБРЕТЕНИЯDETAILED DESCRIPTION OF MODES FOR CARRYING OUT THE INVENTION
[0023] Далее настоящее изобретение будет описано в сочетании с прилагаемыми чертежами и примерами.[0023] Hereinafter, the present invention will be described in conjunction with the accompanying drawings and examples.
[0024] Как показано на ФИГ. 1-4, в одном примере осуществления настоящего изобретения предлагается способ определения участка потенциально опасного пласта породы в своде штрека. Способ включает в себя следующие этапы.[0024] As shown in FIG. 1-4, in one embodiment of the present invention, a method is provided for identifying an area of a potentially hazardous rock formation in a drift roof. The method includes the following steps.
[0025] На этапе а выполняется тяговое испытание поддерживающего элемента свода путем подбора соответствующего положения секции согласно актуальным требованиям к такому испытанию, причем испытание на тяговое усилие выполняется для каждой секции путем подбора как минимум трех поддерживающих элементов, равномерно расположенных в центре и по обе стороны свода соответственно; тяговые усилия поддерживающих элементов регистрируют, и подбирается зона с показателем крайнего тягового усилия в 1,2 раза меньше расчетного усилия крепления поддерживающего элемента.[0025] In step a, a pull test of the arch support is carried out by selecting the appropriate section position in accordance with the actual requirements for such a test, and the pull test is performed for each section by selecting at least three supporting elements equally spaced in the center and on both sides of the arch respectively; The traction forces of the supporting elements are recorded, and a zone is selected with an indicator of the extreme traction force 1.2 times less than the calculated fastening force of the supporting element.
[0026] На этапе b в пределах участка, равного 0,5 м, в зоне расположения поддерживающего элемента, проходящего испытание на тяговое усилие, высверливается отверстие; после начала бурения до расчетной глубины отверстия регистрируют время, необходимое буру для прохождения каждого метра пласта породы в своде, с целью получения скорости бурения путем вычислений. При этом делается вывод об изменении литологии пласта породы в своде, путем сопоставления получают максимальную и минимальную скорости бурения и вычисляют отношение скорости прохождения буром каждого метра отверстия к минимальной скорости бурения для определения участка пласта породы в своде с соотношением выше 2,0.[0026] In step b, a hole is drilled within the area of 0.5 m in the area of the traction test support member; after the start of drilling to the calculated hole depth, the time required for the drill to pass each meter of the rock formation in the roof is recorded in order to obtain the drilling speed by calculation. At the same time, it is concluded that the lithology of the rock formation in the roof has changed, the maximum and minimum drilling speeds are obtained by comparison, and the ratio of the speed of the drill passing each meter of the hole to the minimum drilling speed is calculated to determine the section of the rock formation in the roof with a ratio above 2.0.
[0027] На этапе с отверстие, пробуренное в своде, обследуют устройством отображения отверстий, составляют схематическое изображение растрескивания свода по распределению трещин, полученному в ходе обследования, и, таким образом, получают участок ослабления свода вследствие растрескивания по глубине[0027] In step c, the hole drilled in the vault is inspected by the hole display device, a schematic representation of the vault cracking from the crack distribution obtained during the survey is drawn, and thus an area of weakening of the vault due to cracking in depth is obtained.
[0028] На этапе d, как показано на гистограмме угольного пласта, при обнаружении участка пласта породы в своде с коэффициентом выше 2,0 сопоставляются отношения пространственных положений участка ослабления свода вследствие растрескивания и участка пласта породы в своде с коэффициентом более 2,0 с целью определения наибольшего участка пласта породы в своде с потенциальной опасностью обрушения; при отсутствии участка пласта породы в своде с соотношением более 2,0 потенциально обрушаемым является участок ослабления свода вследствие растрескивания.[0028] In step d, as shown on the coal seam histogram, upon detection of a rock formation section in the roof with a factor higher than 2.0, the relations of the spatial positions of the zone of weakening of the roof due to cracking and the zone of the formation formation in the roof with a coefficient of more than 2.0 are compared to determining the largest section of the rock formation in the roof with a potential danger of collapse; in the absence of a section of rock formation in the roof with a ratio of more than 2.0, the area of weakening of the roof due to cracking is potentially collapsing.
[0029] Предпочтительно, чтобы глубина отверстия составляла не менее 10 метров.[0029] Preferably, the hole depth is at least 10 meters.
[0030] Предпочтительно, чтобы поддерживающий элемент был представлен анкерным болтом.[0030] Preferably, the support member is an anchor bolt.
[0031] Дополнительно поддерживающий элемент представляет собой анкерный болт или анкерный канат.[0031] Additionally, the support member is an anchor bolt or an anchor rope.
[0032] Ниже будет приведено описание с конкретными примерами осуществления. Толщина угольного пласта в основной шахтной угольной выработке 3-1 составляет 4,3-6,8 м. Пласт породы в своде последовательно включает в себя слой песчаного сланца толщиной 2,5-3,6 м, слой мелкозернистого песчаника толщиной 4,5-7,3 м и слой алеврита толщиной 11,2-18,9 м снизу вверх; в нижней части пробивается горизонтальный транспортировочный штрек для формирования штрека прямоугольного сечения с размерами 5,2 м в ширину × 3,6 м в высоту; анкерный болт свода представляет собой стальной анкерный болт диаметром ϕ20 мм с винтовой резьбой и длиной 2,4 м, интервал между анкерными болтами в ряду составляет 0,9×1,0 м, а расчетное усилие крепления - 100 кН; анкерный канат свода имеет диаметр ϕ17,8 мм и длину 6,0 м, причем анкерные канаты скомпонованы в форме прямоугольника по схеме «2-2-2», и интервал между ними в ряду составляет 2,0 м, а не в ряду - 3,0 м, причем расчетное усилие крепления анкерного каната составляет 250 кН; стальной анкерный болт диаметром ϕ20 мм с винтовой резьбой и длиной 2,4 м применяется по бокам, и интервал между этими болтами в ряду составляет 1,0×1.0 м, а расчетное усилие крепления - 80 кН. Подробная компоновка опор приведена на ФИГ. 2.[0032] Below will be a description with specific examples of implementation. The thickness of the coal seam in the main coal mine 3-1 is 4.3-6.8 m. The rock seam in the roof sequentially includes a layer of sand shale 2.5-3.6 m thick, a layer of fine-grained sandstone 4.5- 7.3 m and a layer of silt with a thickness of 11.2-18.9 m from bottom to top; in the lower part, a horizontal transport drift is punched to form a drift of rectangular cross-section with dimensions of 5.2 m in width × 3.6 m in height; the roof anchor bolt is a steel anchor bolt with a diameter of ϕ20 mm with a screw thread and a length of 2.4 m, the interval between the anchor bolts in a row is 0.9 × 1.0 m, and the calculated fastening force is 100 kN; the anchor rope of the vault has a diameter of ϕ17.8 mm and a length of 6.0 m, and the anchor ropes are arranged in the form of a rectangle according to the "2-2-2" scheme, and the interval between them in a row is 2.0 m, and not in a row - 3.0 m, and the design force of fastening the anchor rope is 250 kN; A steel anchor bolt with a diameter of ϕ20 mm with a screw thread and a length of 2.4 m is applied on the sides, and the spacing between these bolts in a row is 1.0 × 1.0 m, and the design fastening force is 80 kN. The detailed arrangement of the supports is shown in FIG. 2.
[0033] Согласно технологической схеме способа, приведенной на ФИГ. 1, применяются следующие этапы.[0033] According to the flow chart of the method shown in FIG. 1, the following steps apply.
[0034] На этапе а согласно требованиям испытания на тяговое усилие на месте предписывается обследование ровного ряда из трех анкерных болтов свода в произвольном порядке с промежутком 15 м. Испытание на тяговое усилие выполняется в отношении двух анкерных канатов вблизи ряда анкерных болтов. По результатам испытаний известно, что тяговое усилие анкерного каната, находящегося на расстоянии 300 м от отверстия посередине свода, составляет 216 кН, что явно не превосходит расчетное усилие крепления (300 кН) анкерного каната в 1,2 раза.[0034] In step a, the in-situ traction test requires an even row of three roof anchor bolts to be surveyed in random order at 15 m intervals. The traction test is performed on two anchor ropes adjacent to the anchor bolt row. According to the test results, it is known that the traction force of the anchor rope located at a distance of 300 m from the hole in the middle of the vault is 216 kN, which clearly does not exceed the calculated fastening force (300 kN) of the anchor rope by 1.2 times.
[0035] На этапе b высверливают отверстие (диаметр отверстия составляет 32 мм, а глубина - 10,0 м), подобрав подходящее место в пределах зоны 0,5 м от расположения анкерного троса, и регистрируют время, необходимое на прохождение буром каждого метра пласта породы свода для получения скорости бурения путем вычислений, как показано в таблице 1. Изменение литологии пласта породы свода приведено на ФИГ. 3. Таким образом, минимальная скорость бурения составляет 1,1 м, интервал глубин отверстия колеблется в пределах 9,0-10,0 м, а диапазон отношений скорости прохождения буром каждого метра к минимальной скорости бурения, превышающих 2,0, находится в пределах 2,0-3,0 м, 3,0-4,0 м и 4,0-5,0 м соответственно.[0035] In step b, a hole is drilled (hole diameter is 32 mm and depth is 10.0 m), choosing a suitable location within the zone of 0.5 m from the location of the anchor cable, and the time required to drill each meter of the formation is recorded rock formation to obtain the drilling rate by calculations as shown in Table 1. The change in formation lithology of the roof rock is shown in FIG. 3. Thus, the minimum drilling speed is 1.1 m, the interval of hole depths ranges from 9.0-10.0 m, and the range of ratios of the drill speed of each meter to the minimum drilling speed exceeding 2.0 is within 2.0-3.0 m, 3.0-4.0 m and 4.0-5.0 m, respectively.
[0036] На этапе с отверстие, пробуренное в своде, обследуют устройством отображения отверстий, составляют схематическое изображение растрескивания свода по распределению трещин, полученному в ходе обследования, как приведено на ФИГ. 4, и, таким образом, получают участок ослабления свода вследствие растрескивания до глубины 5,1 м.[0036] In step c, the hole drilled in the roof is inspected by the hole display device, a schematic representation of the cracking of the roof is drawn from the crack distribution obtained during the survey, as shown in FIG. 4, and thus a section of weakening of the arch due to cracking to a depth of 5.1 m is obtained.
[0037] В настоящем изобретении устройство отображения отверстий может быть реализовано в виде телевизионного устройства отображения.[0037] In the present invention, the aperture display device may be implemented as a television display device.
[0038] На этапе d с помощью гистограммы угольного пласта устанавливают, что потенциально обрушаемый участок пласта породы в своде составляет 0,5-1 м. В то же время, длина кабельного каната составляет 6,0 м, а длина открытой законцовки - около 0,4 м, причем длина анкерного сегмента каната, составляющая около 1,2 м, располагается в пределах участка ослабления вследствие растрескивания, и поддерживающая способность анкерного каната значительно понижена, что легко приводит к неустойчивости обеспечения поддержки канатом. Таким образом, рекомендуется нарастить длину анкерного каната до 7,5 м.[0038] In step d, using the coal seam histogram, it is established that the potential collapsed section of the rock formation in the roof is 0.5-1 m. At the same time, the length of the cable rope is 6.0 m, and the length of the open tip is about 0 , 4 m, where the length of the anchor segment of the rope of about 1.2 m is located within the area of weakening due to cracking, and the holding capacity of the anchor rope is significantly reduced, which easily leads to instability in the provision of support by the rope. Therefore, it is recommended to increase the length of the anchor rope to 7.5 m.
[0039] Скорость прохождения буром каждого метра равняется скорости заглубления на каждый метр отверстия, то есть, представляет собой скорость бурения отверстия.[0039] The rate of passage of the drill for each meter is equal to the rate of penetration for each meter of the hole, that is, it is the rate of drilling of the hole.
[0040] Описание настоящего изобретения выше приводится посредством примеров осуществления, однако изобретение не ограничивается вышеприведенными конкретными примерами, и любые изменения или модификации, вносимые на основе этого изобретения, должны оставаться в рамках объема его правовой охраны.[0040] The present invention has been described above by way of exemplary embodiments, however, the invention is not limited to the above specific examples, and any changes or modifications made based on this invention should remain within its scope.
Claims (8)
Applications Claiming Priority (3)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| CN201810038272.9 | 2018-01-16 | ||
| CN201810038272.9A CN108286459B (en) | 2018-01-16 | 2018-01-16 | Back potentially danger rock stratum method of determining range |
| PCT/CN2018/120400 WO2019141023A1 (en) | 2018-01-16 | 2018-12-11 | Method for determining range of dangerous rock formation of roadway ceiling |
Publications (1)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| RU2736928C1 true RU2736928C1 (en) | 2020-11-23 |
Family
ID=62835318
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| RU2020101937A RU2736928C1 (en) | 2018-01-16 | 2018-12-11 | Method for determining degree of mine rocks danger in road archway |
Country Status (3)
| Country | Link |
|---|---|
| CN (1) | CN108286459B (en) |
| RU (1) | RU2736928C1 (en) |
| WO (1) | WO2019141023A1 (en) |
Families Citing this family (4)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN108286459B (en) * | 2018-01-16 | 2019-10-25 | 山东科技大学 | Back potentially danger rock stratum method of determining range |
| CN110778363B (en) * | 2019-11-06 | 2023-05-05 | 山东科技大学 | Multi-parameter measurement while drilling method for determining peak area of coal body stress and early warning |
| CN112001086B (en) * | 2020-08-26 | 2024-01-30 | 湖南科技大学 | Method for determining components of leakage air crack cementing material based on regenerated roof layering characteristics |
| CN114413766B (en) * | 2022-01-24 | 2024-03-26 | 义煤集团宜阳义络煤业有限责任公司 | Coal mine roadway mine pressure monitoring method and monitoring system |
Citations (5)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2155866C1 (en) * | 1999-05-07 | 2000-09-10 | АО Корпорация "Казахмыс" | Method of determination of boundaries of deposit hazardous shift zones |
| CN201401174Y (en) * | 2009-03-17 | 2010-02-10 | 安徽理工大学 | System monitoring broken rock zone by high-density electrical resistivity |
| CN104389637A (en) * | 2014-10-14 | 2015-03-04 | 河南理工大学 | A method for determining loosening blasting danger-relieving range of coal beds with rock burst |
| CN104832212A (en) * | 2015-04-07 | 2015-08-12 | 中国矿业大学 | Method of surveying roadway loosening and stress concentration ranges based on drilling parameters |
| CN105626150A (en) * | 2016-02-04 | 2016-06-01 | 山东大学 | Micro-seismic monitoring-based gob-side excavation roadway dynamic monitoring and stability evaluating method |
Family Cites Families (15)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| JP2005200893A (en) * | 2004-01-14 | 2005-07-28 | Nisshin Steel Co Ltd | Steel pipe expansion type rock bolt with high bearing capacity and its manufacturing method |
| CN101694163B (en) * | 2009-10-14 | 2012-01-11 | 山东科技大学 | Determination method of deep tunnel roof support forms and support depth |
| CN102220866B (en) * | 2011-04-17 | 2013-09-18 | 山东科技大学 | Pressure relief and consolidation synergizing prevention and control method for rock burst in deep coal drift |
| AU2013243242A1 (en) * | 2012-04-05 | 2014-10-30 | Geosonde Pty Ltd | Short range borehole radar |
| CN103244101B (en) * | 2013-04-27 | 2016-06-01 | 中国矿业大学 | Rock stratum quality evaluation method along drilling |
| CN103924967A (en) * | 2014-03-04 | 2014-07-16 | 中国矿业大学(北京) | Roadway roof collapse hidden danger detection method |
| JP6503712B2 (en) * | 2014-12-04 | 2019-04-24 | 株式会社大林組 | Intra-hole imaging device |
| CN104793264B (en) * | 2015-04-03 | 2017-12-08 | 山东大学 | Geological state applied to rig reflects and forward probe system and method in real time |
| CN104793261A (en) * | 2015-04-07 | 2015-07-22 | 中国矿业大学 | Drilling detection method for coal measure stratum structuring, weak area recognition and stratum inversion |
| CN105927211B (en) * | 2016-04-18 | 2019-04-16 | 中国科学院武汉岩土力学研究所 | A kind of the rock mass mechanics characteristic original position drilling test method and device of deep underground engineering |
| CN105866786B (en) * | 2016-05-23 | 2018-04-03 | 中国矿业大学 | Roof lithology and layered thickness analysis method based on laser ranging |
| CN106014382A (en) * | 2016-07-12 | 2016-10-12 | 四川大学 | Imaging system of drilling internal fracture space attitude |
| CN106703795A (en) * | 2016-12-05 | 2017-05-24 | 中国矿业大学 | Roof rock in the lane grade while drilling detection device and method based on laser distance meter |
| CN107503796B (en) * | 2017-08-23 | 2021-07-09 | 山东科技大学 | Early warning method for instability and caving of roof of anchor cable supporting roadway |
| CN108286459B (en) * | 2018-01-16 | 2019-10-25 | 山东科技大学 | Back potentially danger rock stratum method of determining range |
-
2018
- 2018-01-16 CN CN201810038272.9A patent/CN108286459B/en active Active
- 2018-12-11 WO PCT/CN2018/120400 patent/WO2019141023A1/en active Application Filing
- 2018-12-11 RU RU2020101937A patent/RU2736928C1/en active
Patent Citations (5)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2155866C1 (en) * | 1999-05-07 | 2000-09-10 | АО Корпорация "Казахмыс" | Method of determination of boundaries of deposit hazardous shift zones |
| CN201401174Y (en) * | 2009-03-17 | 2010-02-10 | 安徽理工大学 | System monitoring broken rock zone by high-density electrical resistivity |
| CN104389637A (en) * | 2014-10-14 | 2015-03-04 | 河南理工大学 | A method for determining loosening blasting danger-relieving range of coal beds with rock burst |
| CN104832212A (en) * | 2015-04-07 | 2015-08-12 | 中国矿业大学 | Method of surveying roadway loosening and stress concentration ranges based on drilling parameters |
| CN105626150A (en) * | 2016-02-04 | 2016-06-01 | 山东大学 | Micro-seismic monitoring-based gob-side excavation roadway dynamic monitoring and stability evaluating method |
Also Published As
| Publication number | Publication date |
|---|---|
| CN108286459A (en) | 2018-07-17 |
| CN108286459B (en) | 2019-10-25 |
| WO2019141023A1 (en) | 2019-07-25 |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| RU2736928C1 (en) | Method for determining degree of mine rocks danger in road archway | |
| AU2017311614B2 (en) | Detection while drilling (DWD) apparatus and method for lithological composition of roadway roof | |
| US20200370433A1 (en) | Risk evaluation method of overburden bed-separation water disaster in mining area | |
| CN102322294B (en) | Comprehensive geological prediction method for karst tunnel construction | |
| Wang et al. | Assessment of excavation damaged zone around roadways under dynamic pressure induced by an active mining process | |
| Tan et al. | In situ investigations of failure zone of floor strata in mining close distance coal seams | |
| CN101581701A (en) | Method for detecting slip casting effect on ground surface | |
| Liu et al. | Predicting the height of the water-conducting fractured zone using multiple regression analysis and GIS | |
| Yertutanol et al. | Displacement monitoring, displacement verification and stability assessment of the critical sections of the Konak tunnel, İzmir, Turkey | |
| CN110645040A (en) | Outburst coal seam 'Wuding' gas treatment method based on directional drilling machine | |
| CN110792450B (en) | Method for determining advanced support of grouting anchor cable | |
| CN101476463A (en) | Drill-following natural gamma geosteering method for horizontal well | |
| CN105093349A (en) | Method for actually measuring growth and development rule of crack in tunnel roof | |
| WO2021134929A1 (en) | Structure activation dual-parameter monitoring system and monitoring method | |
| Ikuma | Maintenance of the undersea section of the Seikan Tunnel | |
| Wang et al. | Application of coal mine roof rating in Chinese coal mines | |
| CN113188517A (en) | Monitoring system for deformation of deep rock mass in landslide exploration well and data processing method | |
| Feng et al. | Research on 3D development characteristics of water-conducting fractured zone based on field measurement | |
| Mirabdullayevna | Diagnostics of the Roadbed | |
| Cavers et al. | Design methods for open pit coal mine footwalls | |
| Osouli et al. | Roof rockmass characterization in an Illinois underground coal mine | |
| CN105203563A (en) | Detection method of canal lining quality in south-to-north water diversion project | |
| CN105019888A (en) | Method for detecting conduction of overlying rock strata crack based on isotope identification | |
| Ward et al. | Managing uncertainty and risk–The exploration program for Seattle’s proposed Light Rail Tunnels | |
| Gao et al. | Synergetic system for water body detection in coal mine: a case study |