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.