SU1546665A1 - Method of rock bump control in entry-driving - Google Patents

Method of rock bump control in entry-driving Download PDF

Info

Publication number
SU1546665A1
SU1546665A1 SU874341670A SU4341670A SU1546665A1 SU 1546665 A1 SU1546665 A1 SU 1546665A1 SU 874341670 A SU874341670 A SU 874341670A SU 4341670 A SU4341670 A SU 4341670A SU 1546665 A1 SU1546665 A1 SU 1546665A1
Authority
SU
USSR - Soviet Union
Prior art keywords
text
style
wells
mining
distance
Prior art date
Application number
SU874341670A
Other languages
Russian (ru)
Inventor
Petr V Miroshnikov
Vadim V Ivanov
Original Assignee
Nii Str Ugolnykh Gornorudnykh
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 Nii Str Ugolnykh Gornorudnykh filed Critical Nii Str Ugolnykh Gornorudnykh
Priority to SU874341670A priority Critical patent/SU1546665A1/en
Application granted granted Critical
Publication of SU1546665A1 publication Critical patent/SU1546665A1/en

Links

Description

<p>Изобретение относится к горной промышленности,и м.б. использовано при проходке горных выработок в уело*, виях высоких боковых тектонических сжимающих напряжений для предотвращения горных ударов со стороны кровли. Цель изобретения - повышение безопасности ведения горных работ за · счет учета напряженного состояния массива и местоположения очага горного</p></li></ul> <p>2</p> <p>удара. При проходке выработки по удароопасному участку производят опреде~ ление направления наибольших сжимающих напряжений. Устанавливают расстояние от проектного контура кровли до центра потенциального очага горного удара и необходимую глубину клиновидной полости методом электрозондирования горных пород. Определяют расстояние между опережающими скважинами ‘ (ОС) и минимальную высоту (МВ) от кровли заложения ОС. После бурения ОС размещают в них заряды ВВ в оболочках с щелями направленного действия. Одновременным взрыванием зарядов.ВВ формируют в ОС клиновидную полость. Затем © производят шпуровуй отбойку породы. Угол у вершины клиновидной полости рас- . считывают по выведенной зависимости. [Цель в оболочке располагают под углом к вертикальной оси скважины, равным половине угла при вершине клиновидной полости, и перпендикулярно направлению наибольшего сжимающего напряжения.</p> <p>1 з.п. ф-лы, 4 ил.</p> <p>„„ 1546665</p> <p>Изобретение относится к горному делу и может быть использовано при проходке горных выработок в условиях высоких боковых тектонических сжимающих напряжений для предотвращения горных ударов со стороны кровли.</p> <p>Цель изобретения - повышение безопасности ведения горных работ за счет учета напряженного состояния массива и местоположения очага горного Удара.</p> <p>На фиг.1 показано сечение выработки с параметрами опережающих скважин, отбойными шпурами, клиновидной щелью; .на фиг.2- схема заряда ВБ с оболочкой со щелью, ориентированной, под углом οί/2 к линии, перпендикулярной направлению наибольшего сжимающего напряжения; на фиг.З - пример зависимости удельного электросопротивления ( р<sub>к</sub>) от величины иолуразноса пар эле3</p> <p>1546665</p> <p>4</p> <p>,А1к Л. /</p> <p>электродов (-~); на фиг, 4 - схема электрозондирования кровли выработки, где; Ь - высота проектного сечения; Ь его ширина; Ь, - расстояние от плоскости скважин до проектного контура кровли; - расстояние между центрами скважин; Н, - расстояние от проектного контура кровли до центра по- щ тенциального очага горного удара (точки 8*); 1,5Ь<sub>3</sub> - глубина создаваемой клиновидной полости в кровле.</p> <p>Способ осуществляют следующим образом. - 15</p> <p>При проходке горизонтальной выработки 1 с поперечным сечением шириной Ь и высотой Н по удароопасному участку горного массива производят определение направления наибольших ежи- 20 мающих напряжений б<sub>макс</sub>(на фиг.1). Устанавливают расстояние Ь<sub>э</sub> и необходимую глубину клиновидной полости (щели) 4 для разгрузки кровли проводимой выработки от напряжений, напри- &gt;5 мер, методом электрического зондирования. Для этого на расстоянии 1,5Ъ от забоя производят оперативное электрическое зондирование пород кровли, например четырехэлектродной установ-· эд кой по фиг,4, по методу кажущегося удельного электросопротивления.</p> <p>Абсцисса локального максимума на графике (фиг.З) зависимости удельного электросопротивления ( р„) от вед к 35</p> <p>личины полуразноса пар электродов с установленным шагом является величиной причем глубину клиновидной</p> <p>полости принимают равной 1,5Ъ<sub>3</sub>. Затем определяют минимальную от кровли дд выработки высоту Ь, заложения опережающих скважин 2 и рациональный их диаметр и массу заряда ВВ на 1 п.м. скважин, исходя из прочности пород и расстояния между скважиной и точкой д^ пересечения направлений действия зарядов. Принимают расстояние между скважинами исходя из условия правил ведения буровзрывных работ. Опережающие скважины бурят на глубину трех проходческих циклов. Затем пробуривают шпуры 3 для отбойки горной массы забоя на глубину цикла в обычном порядке. В скважинах 2 'заряды ВВ размещают в оболочках 5 со ·$ щелями 6. Производят одновременное взрывание зарядов ВВ в опережающих скважинах, результатом которого явля</p> <p>ется образование клиновидной полости. Угол при вершине клиновидной полости рассчитывают по формуле</p> <p>е/ =2агс£ё [ Ь<sub>2</sub>/(26,+36^)7 ,</p> <p>а щель в оболочке располагают под углом с(/2 перпендикулярно направлению наибольшего сжимающего напряжения.</p><p> The invention relates to the mining industry, and m. used in the excavation of mine workings in the villages *, because of high lateral tectonic compressive stresses to prevent rock bursts from the side of the roof. The purpose of the invention is to improve the safety of mining operations by taking into account the stress state of the massif and the location of the mountain hearth </ p> </ li> </ ul> <p> 2 </ p> <p> hitting. When penetrating the excavation along the shock-hazardous area, the direction of the greatest compressive stresses is determined. Establish the distance from the design contour of the roof to the center of the potential source of rockstroke and the required depth of the wedge-shaped cavity by electrosounding of the rocks. Determine the distance between the leading wells ‘(OS) and the minimum height (MV) from the roof of the OS foundation. After drilling the OS, they place explosive charges in the shells with directional gaps. Simultaneous blasting of charges. VVB forms a wedge-shaped cavity in the OS. Then © blast rock cutting. The angle at the top of the wedge-shaped cavity ras-. Read on the derived dependencies. [The target in the shell is placed at an angle to the vertical axis of the well, equal to half the angle at the apex of the wedge-shaped cavity, and perpendicular to the direction of the greatest compressive stress. </ P> <p> 1 hp f-ly, 4 ill. </ p> <p> „„ 1546665 </ p> <p> The invention relates to mining and can be used when driving mine workings under conditions of high lateral tectonic compressive stresses to prevent rock bursts from the roof. </ p> <p> The purpose of the invention is to increase the safety of mining operations by taking into account the stress state of the massif and the location of the source of mining impact. </ p> <p> Figure 1 shows a production cross section with advanced well parameters, boreholes, a wedge-shaped slot; 2 is a diagram of the charge of a WB with a shell with a slit oriented at an angle οί / 2 to the line perpendicular to the direction of the greatest compressive stress; on fig.Z - an example of the dependence of the electrical resistivity (p <sub> k </ sub>) on the magnitude of the gash of the pairs ele3 </ p> <p> 1546665 </ p> <p> 4 </ p> <p> A1k L. / </ p> <p> of electrodes (- ~); Fig, 4 is a diagram of the electrical sounding of the roof of the excavation, where; B is the height of the design section; B is its width; B, is the distance from the plane of the wells to the design contour of the roof; - the distance between the centers of the wells; H, - is the distance from the design contour of the roof to the center of the potential center of the mountain strike (point 8 *); 1.5b <sub> 3 </ sub> - the depth of the created wedge-shaped cavity in the roof. </ P> <p> The method is as follows. - 15 </ p> <p> When sinking a horizontal mine 1 with a cross section of width b and height H over the shock-hazardous section of the mountain massif, the direction of the largest heights of stresses b <max> max </ sub> is determined (figure 1). Establish the distance b <sub> e </ sub> and the required depth of the wedge-shaped cavity (slit) 4 for unloading the roof of the current output from stresses, for example, &gt; 5 measures, by the method of electrical sounding. To do this, at a distance of 1.5b from the face, operational electrical sounding of the roof rocks is made, for example, a four-electrode installation according to FIG. 4, using the method of apparent electrical resistivity. </ P> <p> The abscissa of the local maximum in the graph (FIG. 3) of the dependence of the specific electrical resistance (p „) on Vedas to 35 </ p> <p> the magnitude of the half-spacing of pairs of electrodes with a fixed step is the value of which the depth is wedge-shaped </ p> <p> Cavities are equal to 1.5 <sub> 3 </ sub>. Then determine the minimum from the roof dd generation height b, the laying of the leading wells 2 and their rational diameter and mass of the explosive charge by 1 l.m. wells, based on the strength of the rocks and the distance between the well and the point d ^ intersection of the directions of action of the charges. Take the distance between the wells based on the conditions of the rules of drilling and blasting operations. Leading wells are drilled to a depth of three tunneling cycles. Then drilled holes 3 for blasting rock mass to the depth of the cycle in the usual manner. In wells 2 'explosive charges are placed in shells 5 with · $ slits 6. Simultaneous blasting of explosive charges in leading wells results in </ p> <p> the formation of a wedge-shaped cavity. The angle at the top of the wedge-shaped cavity is calculated by the formula </ p> <p> e / = 2ags £ ё [b <sub> 2 </ sub> / (26, + 36 ^) 7, </ p> <p> and the slot in the shell is placed at an angle with (/ 2 perpendicular to the direction of the greatest compressive stress. </ p>

Claims (2)

<claim-text>Формула изобретения</claim-text> <ul style="list-style:none;"><li> <claim-text>1. Способ борьбы с горными.ударами при проходке горных выработок, включающий бурение опережающей скважины, размещение в ней зарядов взрывчатых веществ в оболочке со щелью направленного действия, взрывание этих зарядов, формирование клиновидной полости, последующую шпуровую отбойку горной массы в контуре выработки, отличающийся тем, что, с целью повышения безопасности ведения горных работ за счет учета напряженного состояния массива и местоположения очага горного удара, производят опредег^ ление в массиве направления наибольшего сжимающего напряжениязатем в плоскости указанного напряжения параллельно оси выработки бурят дополнительную опережающую скважину, а клиновидную полость формируют в направлении к кровле выработки с углом о/ при ее вершине, определяемым по формуле:</claim-text></li></ul> <claim-text>с( =2агсС§ [ Ь<sub>2</sub>/(211,+31¾ )] , где Ь, - расстояние от линии, соединяющей центры скважин, до проектного контура выработки в кровле;</claim-text> <ul style="list-style:none;"><li> <claim-text>- расстояние между скважинами{</claim-text></li><li> <claim-text>- расстояние от проектного контура выработки до центра потенциального очага горного Удара,</claim-text></li></ul> <claim-text>а щель в оболочке располагают под углом к вертикальной оси скважины, равным половине угла при вершине клиновидной полости, и перпендикулярно направлению наибольшего,сжимающего на-, пряжения, при этом взрывание зарядов взрывчатых веществ в опережающих скважинах производят одновременно.</claim-text> <ul style="list-style:none;"><li> <claim-text> Formula of Invention </ claim-text> <ul style = "list-style: none;"> <li> <claim-text> 1. The way to deal with mining blows during the excavation of mine workings, including drilling an advance well, placing explosives in it in a shell with a directional action slot, blasting these charges, forming a wedge-shaped cavity, followed by blasting mining rock mass in the production contour, characterized in that in order to increase the safety of mining operations by taking into account the stress state of the massif and the location of the source of rock bursts, it is determined in the directional array of the greatest compression napryazheniyazatem in said second plane parallel to the axis voltage generating additional pre-drilled wells are drilled and tapered cavity is formed in the direction of the roof with an angle about the generation / under its apex defined by the formula: </ claim-text> </ li> </ ul> <claim-text> c (= 2gsС§ [b <sub> 2 </ sub> / (211, + 31¾)], where b, is the distance from the line connecting the centers of the wells to the design production contour in the roof; </ claim-text> <ul style = "list-style: none;"> <li> <claim-text> - distance between wells {</ claim-text> </ li> <li> <claim-text> - the distance from the design contour of the mine to the center of the potential focus of the Mining Impact, </ claim-text> </ li> </ ul> The claim in the shell is placed at an angle to the vertical axis of the well, equal to half the angle at the apex of the wedge-shaped cavity, and perpendicular to the direction of the greatest compressive voltage, while the explosive charges in the leading wells are simultaneously detonated. </ claim-text> <ul style = "list-style: none;"> <li> 2. Способ по π. 1, отличающийся тем, что в оболочках скважин формируют по одной продольной, с наклоном друг к другу щели.2. The method according to π. 1, characterized in that in the shell of the wells form one longitudinal, with an inclination to each other slots. 15466651546665 фиг. 7FIG. 7 Н ННH NN 15466651546665
SU874341670A 1987-12-11 1987-12-11 Method of rock bump control in entry-driving SU1546665A1 (en)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
SU874341670A SU1546665A1 (en) 1987-12-11 1987-12-11 Method of rock bump control in entry-driving

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
SU874341670A SU1546665A1 (en) 1987-12-11 1987-12-11 Method of rock bump control in entry-driving

Publications (1)

Publication Number Publication Date
SU1546665A1 true SU1546665A1 (en) 1990-02-28

Family

ID=21341549

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
SU874341670A SU1546665A1 (en) 1987-12-11 1987-12-11 Method of rock bump control in entry-driving

Country Status (1)

Country Link
SU (1) SU1546665A1 (en)

Cited By (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN110747832A (en) * 2019-11-27 2020-02-04 中国电建集团成都勘测设计研究院有限公司 Method for arranging longitudinal axis of underground cavern under high ground stress factor

Cited By (2)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN110747832A (en) * 2019-11-27 2020-02-04 中国电建集团成都勘测设计研究院有限公司 Method for arranging longitudinal axis of underground cavern under high ground stress factor
CN110747832B (en) * 2019-11-27 2021-05-25 中国电建集团成都勘测设计研究院有限公司 Method for arranging longitudinal axis of underground cavern under high ground stress factor

Similar Documents

Publication Publication Date Title
CN110779403B (en) Hole-by-hole initiation and presplitting blasting crack forming method for open deep hole step presplitting hole under complex environment
CN113107490A (en) Roof cutting and pressure relief method for high-ground-stress hard roof of coal mine
CN111102892B (en) Wedge-shaped cut blast hole arrangement method suitable for blasting excavation of deep-buried tunnel
KR100903576B1 (en) The method of tunnelblasting by using changeable blasting pattern
CN105606002B (en) Reduce the disrumpent feelings layering presplit blasting method for causing calamity risk of colliery hard-and-thick strata
SU1546665A1 (en) Method of rock bump control in entry-driving
RU2208221C2 (en) Method for selective mining extraction of qualitative mineral resource in open pit
SU1263868A1 (en) Method of controlling the strained state of rock about mine working
SU1116177A1 (en) Method of driving a mine working in rock body with gas-dynamic hazard
SU1645553A1 (en) Method of mining outburst-prone coal seams
RU2200298C2 (en) Procedure of blast breaking of ore blocks cleaved by dike
RU2179243C1 (en) Method of driving of mine workings in mining of thin deposits of hard ores by shearer under conditions of high rock pressure
RU2046941C1 (en) Pillars demolition method
SU1643726A1 (en) Method for tunneling mine workings under high rock pressure
CN114754644B (en) Cut blasting method for optimizing number of blast holes in rock roadway tunneling
SU817253A1 (en) Method of driving a mine working
SU1709115A1 (en) Method of control of outbursts in driving development working along rock bed strike
RU2001101189A (en) METHOD FOR EXPLOSIVE BREAKDOWN OF ORE BLOCKS DISCUTTED BY A DIKE
SU1180518A1 (en) Method of enhancing the stability of fissured rock when driving mine workings
RU1802140C (en) Method for driving raises
SU989073A1 (en) Method of driving ascending workings
SU1751310A1 (en) Method of driving a horizontal mine working
SU1502839A1 (en) Method of maintaining mine workings at great depths
SU1023099A1 (en) Method of enhancing mine working stability
SU1125373A1 (en) Method of mining unstable ores