SU1116177A1 - Method of driving a mine working in rock body with gas-dynamic hazard - Google Patents

Method of driving a mine working in rock body with gas-dynamic hazard Download PDF

Info

Publication number
SU1116177A1
SU1116177A1 SU833599302A SU3599302A SU1116177A1 SU 1116177 A1 SU1116177 A1 SU 1116177A1 SU 833599302 A SU833599302 A SU 833599302A SU 3599302 A SU3599302 A SU 3599302A SU 1116177 A1 SU1116177 A1 SU 1116177A1
Authority
SU
USSR - Soviet Union
Prior art keywords
coal
holes
coal seam
charges
gap
Prior art date
Application number
SU833599302A
Other languages
Russian (ru)
Inventor
Эрнест Иванович Ефремов
Андрей Никитич Зорин
Виктор Никифорович Харитонов
Алла Андреевна Прусова
Владимир Григорьевич Колесников
Матвей Иосифович Большинский
Original Assignee
Институт Геотехнической Механики Ан Усср
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 Институт Геотехнической Механики Ан Усср filed Critical Институт Геотехнической Механики Ан Усср
Priority to SU833599302A priority Critical patent/SU1116177A1/en
Application granted granted Critical
Publication of SU1116177A1 publication Critical patent/SU1116177A1/en

Links

Abstract

1. СПОСОБ ПРОВЕДЕНИЯ ГОРНОЙ ВЫРАБОТКИ В МАССИВЕ, ОПАСНОМ ПО ГАЗОДИНАМИЧЕСКИМ ЯВЛЕНИЯМ, включающий образование во вмещающих угольный пласт породах кровли или почвы пласта разгрузочной щели, бурение шпуров в угольном пласте и вмещающих породах , зар жение шпуров зар дами взрывчатых веществ и их взрывание, отличающийс  тем, что, с целью повышени  безопасности работ по проведению горных выработок путем уменьшени  напр женного состо ни  массива во врем  проведени  горной выработки в выбросоопасных зонах, разгрузочную щель провод т длиной, равной рассто нию от контура забо  до максимума зоны опорного давлени , на рассто нии Ь от угольного пласта, равном 0,3 ( + МП I глубина шпуров по I углю; 1ч,ап Длина неснижаемого за (Л паса щели над или под угольным пластом . 9д VI vj1. METHOD OF PRODUCING THE MINING in the array dangerous for gas-dynamic phenomena, involves the formation in the surrounding rocks of the coal seam roofing or soil formation crushing gap, drilling holes in the coal seam and the surrounding rocks, the charge voltage charging rows of holes of explosives and blasting them, wherein that, in order to improve the safety of mine workings by reducing the stress state of the massif during the mine workings in outburst zones, the discharge gap is carried out equal to the distance from the bottom contour to the maximum of the reference pressure zone, at a distance b from the coal seam equal to 0.3 (+ MP I depth of holes in I coal; 1 h, an; Length not reduced beyond (L) slot above or below coal reservoir. 9d vi vj

Description

2. Способ по п.1 отличающийс  тем, что дл  образовани  разгрузочной щели бур т скважины, располагают в них зар ды с демпфирующими прокладками, которые укладывают со стороны опасного по газодинамическим  влени м угольного пласта, при этом зар ды в скважинах располагают с воздушным промежутком в донной части скважин, а взрывание в них зар 11162. The method according to claim 1, characterized in that in order to form the discharge gap of the borehole, charges are placed in them with damping pads, which are placed on the side of the coal bed dangerous by the gasdynamic phenomena, while the charges in the wells are arranged with an air gap in the bottom of the wells, and blasting in them zar 1116

7777

дов взрывчатых веществ начинают с центральной части забо  разгрузочной щели.Dust explosives begin from the central part of the discharge opening.

3. Способ по п. 1 и2, отличающийс  тем, что взрывание зар дов взрывчатых веществ в скважинах и шпурах производ т одновременно в пределах контура выработки в режиме короткозамедленного взрывани .3. A method according to Claims 1 and 2, characterized in that the blasting of explosive charges in wells and boreholes is carried out simultaneously within the limits of the production loop in the mode of short-delay blasting.

Изобретение относитс  к горной промышленности и может быть использовано при проведении горных выработок в массивах,.опасных по газодинамическим  влени м. Известен способ проведени  горной выработки на выбросоопасных пластах, включающий проходку горной выработки по угольному пласту и вмещающим поро дам раздельными забо ми с опережение угольного забо  относительно породно го и образование насыпной локализующей перемычки на каждом проходческом цикле путем опережающего взрывани  породного забо  относительно угольного забо  l . Недостатком данного способа прове дени  горной выработки  вл ютс  огра ниченные возможности его применени , так как способ можно примен ть только на средней мощности пологих пластах , кроме того, он не исключает про влени  газодинамических  влений при разрушении перемычки и прорыва газоугольной смеси в выработку. Наиболее близок к предлагаемому по технической сущности способ, включающий образование во вмещающих угольный пласт породах кровли или по вы, пласта разгрузочной щели, бурение шпуров в угольном пласте и вмещающих породах, зар жение шпуров зар дами взрывчатых веществ и их взрывание, при этом разгрузочную щел образуют исполнительные органом колебани  до ведени  работ по выемке угл  2, Однако длина щели и рассто ние от нее до пласта не исключают про влени  газодинамических  влений, поскольку эти параметры устанавливаютс  без учет  напр женного состо ни  массива. Кроме того, применение способа снижает темпы проведени  выработок , так как операции по выполнению щели и выемке пласта производ т раздельно и последовательно. Цель изобретени  - повышение безопасности работ по проведению горных выработок путем уменьшени  напр женного состо ни  массива во врем  проведени  горной выработки в выбросоопасных зонах. Поставленна  цель достигаетс  тем, что согласно способу, включающему образование во вмещающих угольный пласт породах кровли или почвы пласта разгрузочной щели, бурение шпуров в угольном пласте и вмещающих породах , зар жение шпуров зар дами взрывчатых веществ и их взрывание, разгрузочную щель провод т длиной, равной рассто нию от контура забо  до максимума зоны опорного давлени , на рассто нии R от угольного пласта, равном 0,3 (21,, + зо,п. ), где е. - глубина шпуров по углю, jgn - длина неснижаемого запаса щели над или под угольным пластом. Кроме того, дл  образовани  разгрузочной щели бур т скважины, располагают в них зар ды с демпфирующими прокладками, которые укладывают со стороны опасного по газодинамическим  влени м угольного пласта, при этом зар ды в скважинах располагают с воздушным промежугком в донной части скважины, а взрывание в них зар дов взрывчатых веществ начинают с центральной части забо  загрузочной щели. Кроме того, взрывание зар дов взрывчатых веществ в скважинах и шпу рах производ т одновременно в предела контура выработки в режиме короткозамедленного взрывани . На фиг.1 приведено расположение скважины и шпуров по сечению выработ ки; на фиг.2 - разрез А-А на фиг.1; на фиг.З - разрез Б-Б на фиг.1. Способ проведени  выработки осуществл етс  следующим образом. В забое 1 горной выработки, опасной по газодинамическим  влени м, дл  образовани  разгружающей щели 2 над угольным пластом 3, если пласт расположен ближе к почве выработки, или под угольным пластом, если пласт расположен ближе к кровле выработки, бур т скважины 4 на рассто нии от угольного пласта h, 0,3(2ц, + + ,„), где 2u) - глубина 5 шпура по углю, ji-ri - глубина 6 неснижаемо.го запаса щели над или под угольным пла том, равна  согласно существующим норм 1 м (фиг.1); Предварительно дл  каждой из сква жин, образующих щель, определ ют местонахождение максимума зоны 7 опорного давлени  одним из существую щих методов, например методом буровых скважин (фиг.2 и 3). Скважины 4 бур т по линий максиму ма зоны 7 опорного давлени . Зар ды в скважинах располагают с демпфирую щими прокладками 8, которые укладывают со стороны опасного по газодинамическим  влени м угольного пласт Б донной части зар дов оставл ют во душные промежутки 9. Затем бур т шпуры по породе и углю . К проведению взрывных работ готов т весь забой, зар жают скважины и шпуры одновременно. Применением электродетонаторов с замедлением устанавливают определенную очередность взрывани  скважин, шпуров по породе и по углю. Электродетонаторами первой серией замедлени  взрывают скважинкые зар ды в центральной части забо  щели 10. После этого, с некоторым замедлением взрывают остальные скважинные зар ды. Образованна  взрыванием скважинных зар дов щель служит экраном от динамических напр жений при взрывании шпуровых зар дов 11, расположенных над щелью, которые взрывают с определенным замедлением от скважинных зар дов под прикрытием породной пачки. Затем взрывают шпуровые зар ды 12 по углю и последней серией замедлени  шпуровые зар ды 13, расположенные под угольным пластом. При создании защитной породной пачки повышаетс  безопасность работ, поскольку разгрузочную щель провод т до максимума зоны опорного давлени , что позвол ет передвинуть зону опорного давлени  вглубь массива. Применение демпфирующих прокладок и воздушные промежутки в донной части позвол ют снизить в несколько ,раз напр жение на фронте ударной волны в направлении опасного по газодинамическим  влени м пласта. Кроме того, повышаетс  безопасность ведени  взрывных работ по опасному по газодинамическим  влени м пласту, поскольку взрывание зар дов начинают с наименее напр женной центральной части забо  щели. //////////////// A-/iThe invention relates to the mining industry and can be used when conducting mine workings in arrays that are hazardous in terms of gas-dynamic phenomena. There is a known method of making mine workings on outburst-hazardous formations, which includes driving the mine workings through the coal seam and the host pits with separate holes. relative to the breed and the formation of a bulk localizing jumper on each tunneling cycle by advancing the rock slab ahead of the coal slab l. The disadvantage of this method of carrying out mine workings is the limited possibilities of its use, since the method can be applied only on medium thickness of flat formations; moreover, it does not exclude the occurrence of gas-dynamic effects when the jumper is destroyed and the gas-carbon mixture is broken into production. Closest to the method proposed by the technical entity, which includes the formation of roof rocks or rocks in the coal-containing formations, a discharge gap, drilling of holes in the coal seam and enclosing rocks, charging holes with explosives and blasting holes, while forming discharge holes The executive bodies of the oscillations before conducting the excavation of coal 2, However, the length of the slit and the distance from it to the formation do not exclude the appearance of gas-dynamic phenomena, since these parameters are set without taking into account the stresses state of the array. In addition, the application of the method reduces the rate of excavation, since the operations for making the slit and excavating the formation are performed separately and sequentially. The purpose of the invention is to improve the safety of mine workings by reducing the stress state of the massif during the mine workings in outliers. The goal is achieved in that according to the method, which includes the formation of roof rocks or soil in the coal-bearing formations of the formation of the discharge gap, drilling of holes in the coal formation and enclosing rocks, charging holes and explosives with explosives, the discharge gap is equal to the distance from the bottom contour to the maximum of the reference pressure zone, at a distance R from the coal seam equal to 0.3 (21 ,, + 0, p.), where e. is the depth of the drill holes in the coal, jgn is the length of the minimum slit margin above or under a coal seam. In addition, to form a discharge gap, the wells are drilled; they have charges with damping pads, which are placed on the side of a coal-bed dangerous for gas-dynamic phenomena, while the charges in the wells are positioned with an air gap in the bottom part of the well, and blasting into These charges of explosives begin from the central part of the bottom of the charging slot. In addition, the explosive charges of explosives in wells and bores are simultaneously detonated within the limits of the production contour in the mode of short-delay blasting. Figure 1 shows the location of the well and bore holes in the cross section of generation; figure 2 - section aa in figure 1; on fig.Z - section bb in figure 1. The method for producing is carried out as follows. In the bottom hole 1 of a mine working hazardous by gas-dynamic phenomena, to form an unloading gap 2 above the coal seam 3, if the formation is located closer to the working soil, or under the coal seam, if the formation is located closer to the roof of the production, the well 4 is from the coal seam h, 0.3 (2ts, + +, „), where 2u) is the depth 5 of the hole in coal, ji-ri is the depth 6 of the minimum reserve of the slot above or below the coal plate, is equal according to the existing standards 1 m (figure 1); Preliminarily, for each of the wells forming a slit, the location of the maximum of the zone 7 of the reference pressure is determined by one of the existing methods, for example, the method of boreholes (Figures 2 and 3). The wells 4 are drilled along the lines of maximum zone 7 of the reference pressure. The wells in the wells are equipped with damping pads 8, which are placed on the side of the coal-bed hazardous in terms of gas-dynamic effects. The bottom part of the charges is left at the air gaps 9. Then the hole is drilled in the rock and coal. The whole face is prepared for blasting operations, the wells and holes are charged at the same time. The use of electric detonators with delay sets a certain sequence of blasting wells, boreholes on the rock and on coal. With electric detonators, the first series of deceleration blows up the well charges in the central part of the bottom slot 10. After that, with some delay, the remaining well charges explode. The slit formed by blasting borehole charges serves as a screen against dynamic stresses when blasting blast-hole charges 11, located above the slit, which explode with a certain deceleration from the borehole charges under the cover of the rock pack. Then, blast-hole charges 12 are exploded over the coal and the last series of retarding blast-hole charges 13, located under the coal seam. When creating a protective rock pack, the safety of work is improved, since the discharge gap is carried out up to the maximum of the reference pressure zone, which allows the reference pressure zone to be moved deep into the array. The use of damping pads and air gaps in the bottom part can reduce by several times the stress at the front of the shock wave in the direction of the formation that is dangerous for gas-dynamic phenomena. In addition, the safety of blasting operations on a formation that is hazardous in terms of gas-dynamic phenomena is enhanced, since the blasting of charges starts from the least stressed central part of the slab. ////////////// A- / i

Фаг.ЗPhage.Z

Claims (3)

1. СПОСОБ ПРОВЕДЕНИЯ ГОРНОЙ ВЫРАБОТКИ В МАССИВЕ, ОПАСНОМ ПО ГАЗОДИНАМИЧЕСКИМ ЯВЛЕНИЯМ, включающий образование во вмещающих угольный пласт породах кровли или почвы плас- та разгрузочной щели, бурение шпуров в угольном пласте и вмещающих породах, заряжение шпуров зарядами взрывчатых веществ и их взрывание, отличающийся тем, что, с целью повышения безопасности работ по проведению горных выработок путем уменьшения напряженного состояния массива во время проведения горной выработки в выбросоопасных зонах, разгрузочную щель проводят длиной, равной расстоянию от контура забоя до максимума зоны опорного давления, на расстоянии h от угольного пласта, равном 0,3 (Сш + + С Sfln ) где Iω - глубина шпуров по с углю; длина неснижаемого запаса щели над или под угольным пластом .1. METHOD FOR MINING IN A MASS, DANGEROUS BY GAS-DYNAMIC PHENOMENA, including the formation of an unloading gap in the enclosing coal seams of the roof or soil, drilling of holes in the coal seam and enclosing rocks, charging the holes with explosive charges that, in order to increase the safety of mining operations by reducing the stress state of the massif during mining in the hazardous areas, the discharge gap is carried out length equal to the distance from the bottomhole contour to the maximum of the zone of reference pressure, at a distance h from the coal seam, equal to 0.3 (C w + + C Sfln ) where I ω is the depth of the drill holes in coal; the length of the minimum margin of the gap above or below the coal seam. SU 1П6177SU 1P6177 Фиг.1Figure 1 2. Способ по п.1, отличающийся тем, что для образования разгрузочной щели бурят скважины, располагают в них заряды с демпфирующими прокладками, которые укладывают со стороны опасного по газодинамическим явлениям угольного пласта, при этом заряды в скважинах располагают с воздушным промежутком в донной части скважин, а взрывание в них заря дов взрывчатых веществ начинают с центральной части забоя разгрузочной щели.2. The method according to claim 1, characterized in that for the formation of an unloading gap, wells are drilled, charges are placed in them with damping gaskets, which are laid on the side of a coal seam that is dangerous in gas-dynamic phenomena, while charges in the wells are placed with an air gap in the bottom wells, and the blasting of explosive charges in them begins from the central part of the bottom of the discharge gap. 3. Способ поп. 1и2, отличающийся тем, что взрывание зарядов взрывчатых веществ в скважинах и шпурах производят одновременно в пределах контура выработки в режиме короткозамедленного взрывания.3. The method of pop. 1 and 2, characterized in that the explosive charges in the boreholes and holes are produced simultaneously within the production circuit in the mode of short-blown blasting.
SU833599302A 1983-06-02 1983-06-02 Method of driving a mine working in rock body with gas-dynamic hazard SU1116177A1 (en)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
SU833599302A SU1116177A1 (en) 1983-06-02 1983-06-02 Method of driving a mine working in rock body with gas-dynamic hazard

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
SU833599302A SU1116177A1 (en) 1983-06-02 1983-06-02 Method of driving a mine working in rock body with gas-dynamic hazard

Publications (1)

Publication Number Publication Date
SU1116177A1 true SU1116177A1 (en) 1984-09-30

Family

ID=21066282

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
SU833599302A SU1116177A1 (en) 1983-06-02 1983-06-02 Method of driving a mine working in rock body with gas-dynamic hazard

Country Status (1)

Country Link
SU (1) SU1116177A1 (en)

Cited By (3)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN104453935A (en) * 2014-12-15 2015-03-25 中铁第四勘察设计院集团有限公司 Auxiliary pit type buffering structure in railway tunnel
CN104564088B (en) * 2014-12-31 2016-08-17 中铁隧道集团有限公司 A kind of advanced double pilot tunnel construction methods discharging tunnel high stress rock burst destruction
CN109209383A (en) * 2018-10-19 2019-01-15 远安县燎原矿业有限责任公司 A kind of method of double back production prevention and treatment rock bursts of going up a hill

Non-Patent Citations (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Title
1. Авторское свидетельство СССР № 773292, кл. Е 21 F 5/00, 1970. 2. Авторское свидетельство СССР № 560068, кл. Е 21 F 5/00, 1974. *

Cited By (3)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN104453935A (en) * 2014-12-15 2015-03-25 中铁第四勘察设计院集团有限公司 Auxiliary pit type buffering structure in railway tunnel
CN104564088B (en) * 2014-12-31 2016-08-17 中铁隧道集团有限公司 A kind of advanced double pilot tunnel construction methods discharging tunnel high stress rock burst destruction
CN109209383A (en) * 2018-10-19 2019-01-15 远安县燎原矿业有限责任公司 A kind of method of double back production prevention and treatment rock bursts of going up a hill

Similar Documents

Publication Publication Date Title
CN107328327A (en) The soft or hard blast hole loading structure and its method for being mingled with beded rock mass Long-hole Bench Blasting
CN110879027A (en) Efficient energy-gathered blasting rapid tunneling method for half coal rock roadway
CN105606002B (en) Reduce the disrumpent feelings layering presplit blasting method for causing calamity risk of colliery hard-and-thick strata
SU1116177A1 (en) Method of driving a mine working in rock body with gas-dynamic hazard
AU784685B2 (en) A method of blasting
SU1263868A1 (en) Method of controlling the strained state of rock about mine working
CN207797897U (en) The soft or hard blast hole loading structure for being mingled with beded rock mass Long-hole Bench Blasting
SU1469137A1 (en) Roof control method
SU1645553A1 (en) Method of mining outburst-prone coal seams
RU2046941C1 (en) Pillars demolition method
RU2011822C1 (en) Method for roof control
SU1490419A1 (en) Method of moving rock by explosion
SU1506109A1 (en) Method of protecting development workings
SU1510453A1 (en) Method of erecting storring in mine working
SU1469178A1 (en) Method of relieving rock around a working
SU1427076A1 (en) Method of driving a mine working
RU2088759C1 (en) Method of rock mass mining by benches
SU987111A1 (en) Method of driving mine working along outburst-hazardous bed
SU817253A1 (en) Method of driving a mine working
SU1751348A1 (en) Method of preventing floor heaving of development workings
SU1765402A1 (en) Ore block completion method
SU1555502A2 (en) Method of relieving a mine working from strain
RU1796023C (en) Method for formation of shaped slot
RU2046942C1 (en) Mountain rocks cutting method
RU1809111C (en) Method for making mining workings rock burst non-hazardous