SU1263868A1 - Method of controlling the strained state of rock about mine working - Google Patents
Method of controlling the strained state of rock about mine working Download PDFInfo
- Publication number
- SU1263868A1 SU1263868A1 SU843821040A SU3821040A SU1263868A1 SU 1263868 A1 SU1263868 A1 SU 1263868A1 SU 843821040 A SU843821040 A SU 843821040A SU 3821040 A SU3821040 A SU 3821040A SU 1263868 A1 SU1263868 A1 SU 1263868A1
- Authority
- SU
- USSR - Soviet Union
- Prior art keywords
- cavities
- mine
- controlling
- rock
- inclined wells
- Prior art date
Links
- 239000011435 rock Substances 0.000 title claims abstract description 15
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims abstract description 6
- 238000005553 drilling Methods 0.000 claims abstract 2
- 238000004880 explosion Methods 0.000 claims description 6
- 230000015572 biosynthetic process Effects 0.000 claims description 4
- 235000018936 Vitellaria paradoxa Nutrition 0.000 claims 1
- 230000006378 damage Effects 0.000 claims 1
- 238000009412 basement excavation Methods 0.000 abstract description 4
- 239000002360 explosive Substances 0.000 description 4
- 239000002689 soil Substances 0.000 description 3
- 238000010586 diagram Methods 0.000 description 2
- 238000005065 mining Methods 0.000 description 2
- 230000003245 working effect Effects 0.000 description 2
- 238000006073 displacement reaction Methods 0.000 description 1
- 230000000694 effects Effects 0.000 description 1
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 description 1
Landscapes
- Earth Drilling (AREA)
Abstract
СПОСОБ УПРАВЛЕНИЯ НАПРЯЖЕННЫМ СОСТОЯНИЕМ ВОКРУГ ВЫРАБОТКИ, включающий бурение опережающих наклонных скважин в нодрщве выработки и образование при помощи камуфлетных взрывов разгрузочных полостей вдоль выработки до начала разрушени вмещающих пород, заполнение полостей раздробленной породой, отличающийс тем, что с целью снижени трудозатрат на крепление и ремонт выработки, производ т бурение дополнительных опережающих наклонных скважин в кровле выработки, при этом разгрузочные полости имеют диаметр, превышающий половину ширины выработки, а глубину заложени камуфлетных зар дов принимают равной 3-4 радиусам внутренней зоны дроблени .A METHOD FOR CONTROLLING A STRESSED STATE AROUND DEVELOPMENT, including drilling advanced inclined wells in the reservoir of the mine and using camouflet blasts to unload relief cavities with a drawing tool before the onset of the enclosing rocks, filling the cavities with a design tool that can reach the target. additional advanced inclined wells are drilled in the roof of the excavation, while the relief cavities have a diameter exceeding half the width generating widths and depth of the kamufletnyh charge is taken equal to the inner radius 3-4 crushing zone.
Description
Изобретение относится к горному делу, а именно к способам повышения устойчивости горных выработок путем управления напряженным состоянием вмещающих пород, и может быть использовано в горнодобывающей промышленности.The invention relates to mining, and in particular to methods of increasing the stability of mine workings by controlling the stress state of the host rocks, and can be used in the mining industry.
Целью изобретения является снижение трудозатрат на крепление и ремонт выработки.The aim of the invention is to reduce labor costs for fastening and repair workings.
На фиг. 1 изображена выработка, продольный разрез; на фиг. 2 — то же, поперечный разрез.In FIG. 1 shows a working, longitudinal section; in FIG. 2 - the same, transverse section.
Способ осуществляется следующим образом.The method is as follows.
При проведении выработки I серийным проходческим оборудованием одновременно со шпурами по забою бурят шпуры 2 для образования разгрузочных полостей 3. Шпуры 2 бурят в кровле и почве под углом к груди забоя и располагают их в вертикальной плоскости вдоль оси выработки 1. После этого шпуры 2 заряжают зарядами взрывчатого вещества 4 и перед взрывом на выброс по проходке выработки 1 производят камуфлетный взрыв. Массу зарядов взрывчатого вещества 4 и глубину их заложения назначают из условия камуфлетности взрыва без образования внешней зоны дробления пород, т. е. толщину ненарушенного породного слоя между разгрузочной полостью 3 и контуром выработки 1 выполняют равной 3—4 радиусам внутренней зо-; ны дробления 5 камуфлетного заряда взрывчатого вещества 4. При меньшей толщине породного слоя приконтурные породы будут разрушаться взрывом, а при большей — снижается эффект разгрузки. Заряды взрывчатого вещества'размещают в породном массиве так, чтобы зоны дробления 5 от отдель ных зарядов 4 накладывались друг на друга, образуя в почве и кровле выработки 1 замкнутые протяженные цилиндрические полости 3, заполненные раздробленной поро5 дой и опережающие забой более, чем на их диаметр, который выполняют равным не менее половины ширины выработки 1.When conducting development I using serial sinking equipment, bore holes 2 are drilled at the same time as boreholes to form discharge cavities 3. Boreholes 2 are drilled in the roof and soil at an angle to the bottom hole and placed in a vertical plane along the production axis 1. After that, boreholes 2 are charged with charges explosive 4 and before the explosion for ejection through the excavation of mine 1 produce a camouflage explosion. The mass of explosive charges 4 and the depth of their laying is determined from the condition of the camouflage of the explosion without the formation of an external zone of crushing of rocks, that is, the thickness of the undisturbed rock layer between discharge cavity 3 and the output circuit 1 is equal to 3-4 radii of the inner zo ; crushing 5 camouflage explosive charge 4. With a smaller thickness of the rock layer, the near-edge rocks will be destroyed by the explosion, and with a larger thickness the unloading effect is reduced. Explosive charges are placed in the rock mass so that crushing zones 5 from the individual charges 4 overlap each other, forming closed closed cylindrical cavities 3 in the soil and roof of the mine 1, filled with crushed rock and ahead of the face by more than their diameter , which is equal to at least half the width of the output 1.
Образование разгрузочных полостей 3 приводит к изменению поля распределения напряжений вокруг выработки 1. При этом 10 эпюра распределения тангенциальных напряжений 6 на контуре выработки 1 после разгрузки существенно изменяется по сравнению с эпюрой распределения тангенциальных напряжений 7 без разгрузки пород. В 15 результате осуществления способа кровля и почва выработки 1 разгружаются от растягивающих напряжений, которые локализируются на контуре разгрузочных полостей 3, а сжимающие напряжения в боках снижаются в 1,2 —1,4 раза, что приводит к повы20 шению устойчивости породного контура, снижению смещений пород и нагрузок на крепь выработки 1.The formation of unloading cavities 3 leads to a change in the stress distribution field around the mine 1. In this case, 10 the diagram of the distribution of tangential stresses 6 on the circuit of the mine 1 after unloading changes significantly compared to the diagram of the distribution of tangential stresses 7 without unloading the rocks. 15, as a result of the implementation of the method, the roof and soil of excavation 1 are unloaded from tensile stresses that are localized on the contour of discharge cavities 3, and the compressive stresses in the sides decrease by 1.2-1.4 times, which leads to an increase in the stability of the rock contour and a decrease in displacements rocks and loads on the support lining 1.
Скважины для образования разгрузочных полостей бурят длиной 6 м в кровле и почве выработки под углом 45° в вертикальной плоскости вдоль оси выработки, расстояние между устьями скважин составляет 2,0 м. Скважины заряжают скальным аммонитом № 1 массой заряда 300 г. Камуф30 летный взрыв производят одновременно со шпурами по проходке выработки, причем разгрузочные заряды взрывают в первую очередь, а затем с замедлением — врубовые. Подвигание забоя за цикл составляет 2,0 м, расчетный диаметр разгрузочной полости 35 также равен 2,0 м.Wells for the formation of unloading cavities are drilled 6 m long in the roof and mine of the mine at an angle of 45 ° in a vertical plane along the axis of the mine, the distance between the mouths of the wells is 2.0 m. The wells are charged with rock ammonite No. 1 with a charge mass of 300 g. Kamuf30 produces a summer explosion at the same time as the boreholes in the excavation, moreover, unloading charges explode in the first place, and then with a slowdown - cut. The face movement per cycle is 2.0 m; the calculated diameter of the discharge cavity 35 is also 2.0 m.
Claims (1)
Priority Applications (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
SU843821040A SU1263868A1 (en) | 1984-12-05 | 1984-12-05 | Method of controlling the strained state of rock about mine working |
Applications Claiming Priority (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
SU843821040A SU1263868A1 (en) | 1984-12-05 | 1984-12-05 | Method of controlling the strained state of rock about mine working |
Publications (1)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
SU1263868A1 true SU1263868A1 (en) | 1986-10-15 |
Family
ID=21149981
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
SU843821040A SU1263868A1 (en) | 1984-12-05 | 1984-12-05 | Method of controlling the strained state of rock about mine working |
Country Status (1)
Country | Link |
---|---|
SU (1) | SU1263868A1 (en) |
Cited By (5)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
RU2338881C2 (en) * | 2005-08-10 | 2008-11-20 | Государственное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Южно-Российский государственный технический университет" (Новочеркасский политехнический институт) | Method of mine working |
WO2016107435A1 (en) * | 2014-12-29 | 2016-07-07 | 中国矿业大学 | Method operating outside of passageway for optimizing passageway regional stress field |
WO2016107434A1 (en) * | 2014-12-29 | 2016-07-07 | 中国矿业大学 | Regional stress field optimization method for main haulageway |
CN112065404A (en) * | 2020-09-15 | 2020-12-11 | 中国矿业大学(北京) | A stress-lithology-structure three-factor spatiotemporal coupling regulation and support method |
US11008860B2 (en) | 2015-06-24 | 2021-05-18 | Manchao He | Equipment system for no-roadway no-coal-pillar retained roadway mining method |
-
1984
- 1984-12-05 SU SU843821040A patent/SU1263868A1/en active
Non-Patent Citations (1)
Title |
---|
Авторское свидетельство СССР № 160139, кл. Е 21 D 11/00, 1962. Авторское свидетельство СССР № 1023099, кл. Е 21 D 13/02, 1984. * |
Cited By (5)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
RU2338881C2 (en) * | 2005-08-10 | 2008-11-20 | Государственное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Южно-Российский государственный технический университет" (Новочеркасский политехнический институт) | Method of mine working |
WO2016107435A1 (en) * | 2014-12-29 | 2016-07-07 | 中国矿业大学 | Method operating outside of passageway for optimizing passageway regional stress field |
WO2016107434A1 (en) * | 2014-12-29 | 2016-07-07 | 中国矿业大学 | Regional stress field optimization method for main haulageway |
US11008860B2 (en) | 2015-06-24 | 2021-05-18 | Manchao He | Equipment system for no-roadway no-coal-pillar retained roadway mining method |
CN112065404A (en) * | 2020-09-15 | 2020-12-11 | 中国矿业大学(北京) | A stress-lithology-structure three-factor spatiotemporal coupling regulation and support method |
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
EP0692611B1 (en) | Method for excavating a working face | |
SU1263868A1 (en) | Method of controlling the strained state of rock about mine working | |
CN106522962A (en) | Tunneling method | |
RU2554359C1 (en) | Method of destruction of frozen soil during drill and fire excavation | |
US4135450A (en) | Method of underground mining | |
SU900666A1 (en) | Method of explosion rock failure and charge for effecting same | |
CN112964143B (en) | Three-time blasting method for hollow hole straight-hole cut | |
RU2634597C1 (en) | Method for developing mine workings and conducting stoping operations | |
KR100787204B1 (en) | Drilling hole drilling pattern of tunnel and open blasting and combined control blasting method using the same | |
RU2046941C1 (en) | Pillars demolition method | |
SU1116177A1 (en) | Method of driving a mine working in rock body with gas-dynamic hazard | |
SU1469137A1 (en) | Roof control method | |
SU1643726A1 (en) | Method for tunneling mine workings under high rock pressure | |
RU2229602C2 (en) | Method for driving vertical shaft | |
SU1469178A1 (en) | Method of relieving rock around a working | |
SU1506109A1 (en) | Method of protecting development workings | |
SU1546665A1 (en) | Method of rock bump control in entry-driving | |
RU2012804C1 (en) | Method for protection of workings from rock pressure | |
SU1543082A1 (en) | Method of mining mineral deposits | |
SU817253A1 (en) | Method of driving a mine working | |
SU1446310A1 (en) | Mine working protection method | |
RU2094613C1 (en) | Method for driving underground working close to outburst-risky rock mass | |
SU1615540A1 (en) | Method of relieving a stressed rock mass | |
SU1314066A1 (en) | Method of mining ore bodies | |
SU1427076A1 (en) | Method of driving a mine working |