[go: up one dir, main page]

RU2078927C1 - Method of relief of working marginal rock mass and shaped charge for formation of initial fissures - Google Patents

Method of relief of working marginal rock mass and shaped charge for formation of initial fissures Download PDF

Info

Publication number
RU2078927C1
RU2078927C1 RU94028321A RU94028321A RU2078927C1 RU 2078927 C1 RU2078927 C1 RU 2078927C1 RU 94028321 A RU94028321 A RU 94028321A RU 94028321 A RU94028321 A RU 94028321A RU 2078927 C1 RU2078927 C1 RU 2078927C1
Authority
RU
Russia
Prior art keywords
charge
length
explosive
formation
wells
Prior art date
Application number
RU94028321A
Other languages
Russian (ru)
Other versions
RU94028321A (en
Inventor
Ю.А. Семенов
С.Т. Кузнецов
А.В. Джигрин
С.А. Федористов
В.А. Гребенщиков
Л.М. Гусельников
А.Н. Осипов
Original Assignee
Научно-исследовательский институт горной геомеханики и маркшейдерского дела
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 Научно-исследовательский институт горной геомеханики и маркшейдерского дела filed Critical Научно-исследовательский институт горной геомеханики и маркшейдерского дела
Priority to RU94028321A priority Critical patent/RU2078927C1/en
Publication of RU94028321A publication Critical patent/RU94028321A/en
Application granted granted Critical
Publication of RU2078927C1 publication Critical patent/RU2078927C1/en

Links

Images

Landscapes

  • Earth Drilling (AREA)
  • Drilling And Exploitation, And Mining Machines And Methods (AREA)

Abstract

FIELD: mining industry; applicable in mining of stratified coal deposits for relief of hazardous concentration of stresses in seams prone to outbursts of coal and gas. SUBSTANCE: the invention offerers a method of directed hydraulic fracturing and parameters of depth of relieving holes, length and location of initial fissure, required length of hole interval between holes depending on the texture and structure of rocks of main roof. Initial fissure is made by blasting of special shaped charge oriented along the working. Shaped charge consists of a body with longitudinal slot for charge hollow of explosive charge located inside the body. Damping stemming is located between upper and lower covers of the body and separating covers, and also between charges and body walls. After blasting of shaped charge, liquid is injected in the mode of hydraulic fracturing and development of the surface of breakage within the preset limits takes place. EFFECT: higher efficiency of relief of working and removal of stress hazardous concentration. 6 cl, 6 dwg

Description

Изобретение относится к горному делу, а именно к разработке пластовых месторождений угля, и может быть использовано для разгрузки от повышенного горного давления повторно сохраняемых выработок при бесцеликовых схемах подготовки выемочных участков, а также для разгрузки от опасной концентрации напряжений на пластах, склонных к горным ударам и внезапным выбросам угля и газа. The invention relates to mining, in particular to the development of coal strata, and can be used for unloading from elevated rock pressure, re-stored workings with aimless schemes for the preparation of excavation sections, as well as for unloading from a dangerous concentration of stress on formations prone to mountain impacts and sudden emissions of coal and gas.

Известен способ управления труднообрушаемой кровлей, включающий бурение вертикальных скважин в кровлю пласта из выработки впереди очистного забоя, образование в них круговых зародышевых трещин специальными механическими щеленарезаными устройствами, герметизацию скважин и нагнетание в скважины жидкости под высоким давлением до гидроразрыва пород кровли (авт.св. СССР N 825962, кл. E 21C 41/04, 1981 г.). При этом в вертикальных скважинах может создаваться несколько зародышевых щелей. Поочередно герметизацией их и нагнетанием жидкости под высоким давлением выделяют несколько слоев пород основной кровли, которые должны обрушаться в выработанном пространстве очистного забоя, что предотвращает проявление осадок основной кровли, однако применение этого способа не дает положительных результатов, поскольку известно, что вокруг любой выработки образуется зона разгрузки, сопровождаемая раскрытием трещин в кровле. По этой причине при нагнетании жидкость замыкается на эти трещины и выходит в выработку, что сопровождается ухудшением состояния кровли. A known method of managing a hard-collapsible roof, including drilling vertical wells into the formation roof from a working face ahead, formation of circular germ cracks in them with special mechanical snapped-cutting devices, sealing wells and injecting high-pressure liquids into the wells before hydraulic fracturing of the roofing (ed. St. USSR N 825962, CL E 21C 41/04, 1981). At the same time, several germinal cracks can be created in vertical wells. By alternately sealing them and pumping the liquid under high pressure, several layers of rocks of the main roof are distinguished, which should collapse in the worked out face of the working face, which prevents the formation of sediments of the main roof, however, the application of this method does not give positive results, since it is known that a zone is formed around any mine unloading, accompanied by the opening of cracks in the roof. For this reason, when injected, the fluid closes on these cracks and goes into the production, which is accompanied by a deterioration in the state of the roof.

Наиболее близким по технической сущности к предлагаемому является способ управления кровлей при разборке угольных пластов (авт.св. СССР N 1216345, кл. E 21C 41/04, 1986 г.), включающий бурение скважин в зону концентрации растягивающих напряжений, расположенную над опорной у границы выемочного столба, создание зародышевых щелей механическими щеленарезными устройствами, герметизацию скважин и нагнетание в них жидкости в режиме гидроразрыва. Причем зародышевая щель образуется в плоскости, проходящей через режущую кромку опоры с наклоном 50-80o к наслоению пород кровли. Место заложения щели определяется исходя из известного условия самоподбучивания.The closest in technical essence to the proposed one is a method of controlling the roof during disassembly of coal seams (ed. St. USSR N 1216345, class E 21C 41/04, 1986), including drilling in the zone of concentration of tensile stresses located above the support the boundaries of the extraction column, the creation of embryonic cracks with mechanical snapping tools, the sealing of wells and the injection of fluid in them in the hydraulic fracturing mode. Moreover, the germ gap is formed in a plane passing through the cutting edge of the support with an inclination of 50-80 o to the layering of the roof rocks. The location of the gap is determined based on the known conditions of self-training.

На пластах с трубнообрушаемой кровлей высокой прочности 150-250 МПа наблюдается ее зависание на больших площадях в выработанном пространстве, что приводит к высокой концентрации напряжений по кромке угольного массива сохраняемой выработки, что инициирует интенсивное пучение почвы. Проявление осадок основной кровли вдоль поддерживаемой выработки приводит к полной деформации крепи и выработки. Поэтому при нарезке новой лавы выработка проходится заново в присечку к выработанному пространству, что требует значительных трудовых и материальных затрат. On seams with a pipe-collapsed roof of high strength 150-250 MPa, it hangs over large areas in the worked out space, which leads to a high concentration of stresses along the edge of the coal mass of the preserved mine, which initiates intense soil heaving. The manifestation of sediments of the main roof along the supported mine leads to a complete deformation of the lining and the mine. Therefore, when cutting a new lava, mining is carried out anew in a notch to the worked out space, which requires significant labor and material costs.

Использование известного способа в этих условиях не может быть эффективным по следующим причинам:
образование начальных трещин (зародышевых щелей) в стенках скважин механическими устройствами (авт. св-ва N 1408067, 1408068, 1452976, 1458569) требует высокой трудоемкости по изготовлению этих устройств и прорезанию начальных трещин в крепких породах;
образование начальных трещин механическими устройствами ограничено по длине;
отсутствие обоснование места заложения начальных трещин и расстояние между скважинами с учетом шага осадки основной кровли. Приведенные формулы для их определения не учитывают структуру и строение крепких пород основной кровли и известных особенностей их разрушения;
не обоснованы необходимая длина начальных трещин в зависимости от мощности нагружающего нижнего слоя основной кровли и положение зоны повышенных растягивающих напряжений;
Известны конструкции кумулятивных зарядов, помещенных в специальные металлические корпуса однократного использования применяемые для перфорации стенок скважины (Справочник "Прострелочновзрывная аппаратура", М. "Недра", 1990, стр. 48-53). Такой корпусной перфоратор ПКО имеет глухой корпус в виде отрезка горячекатаной стальной трубы без механической обработки по наружным и внутренним поверхностям. Кумулятивные заряды ЗПКО в бумажных оболочках смонтированы на металлической ленте и укреплены в корпусе пружинными фиксаторами. При длине корпуса перфоратора 2720-2940 мм в нем одновременно размещается до 30 зарядов, сдвинутых друг от друга на 90o или 180o. Причем заряды располагаются перпендикулярно стенкам скважины.
Using the known method under these conditions cannot be effective for the following reasons:
the formation of initial cracks (germ cracks) in the walls of the wells by mechanical devices (ed. St. N 1408067, 1408068, 1452976, 1458569) requires high laboriousness in the manufacture of these devices and cutting through the initial cracks in hard rocks;
the formation of initial cracks by mechanical devices is limited in length;
the lack of justification for the location of the initial cracks and the distance between the wells, taking into account the step of settlement of the main roof. The above formulas for their determination do not take into account the structure and structure of strong rocks of the main roof and the known features of their destruction;
the necessary length of the initial cracks is not substantiated, depending on the power of the loading lower layer of the main roof and the position of the zone of increased tensile stresses;
Known designs of cumulative charges placed in special metal shells for single use used for perforation of the walls of the well (Reference "Prostrelinochnoznovaya equipment", M. "Nedra", 1990, pp. 48-53). Such a cabinet PKO puncher has a blind body in the form of a segment of a hot-rolled steel pipe without machining on the external and internal surfaces. The cumulative charges of ZPKO in paper shells are mounted on a metal tape and secured in the case by spring clips. With a perforator body length of 2720-2940 mm, it simultaneously accommodates up to 30 charges, shifted from each other by 90 o or 180 o . Moreover, the charges are perpendicular to the walls of the well.

В перфораторах однократного использования ПКО образующиеся при взрывании зарядов кумулятивные струи вначале пробивают отверстия в стенках корпуса, а потом уже в стенках скважины. In single-use perforating guns, the cumulative jets formed during the explosion of charges first pierce holes in the walls of the body, and then already in the walls of the well.

Перфораторы ПКО применяются только в нисходящих скважинах и спуск их в скважину производится на кабеле или на колонне насоснокомпрессорных труб. PKO drills are used only in downhole wells and they are lowered into the well on a cable or on a string of tubing.

Для образования начальных продольных трещин в наклонных восстающих разгрузочных скважинах данная конструкция кумулятивного корпусного перфоратора непригодна. For the formation of initial longitudinal cracks in inclined ascending unloading wells, this design of a cumulative casing punch is unsuitable.

Наиболее близкой к кумулятивной является конструкция заряда для контурного взрывания направленного воздействия (Справочник взрывника, М."Недра", 1988, стр. 285-295), состоящая из цилиндрического корпуса, заполненного ВВ с выемкой в корпусе, протяженной по всей длине заряда параллельно продольной оси. В сечении заряда, перпендикулярном продольной оси, выемка имеет параболическую форму. Closest to cumulative is the design of the charge for contour blasting of directional impact (Handbook of an explosive, M. "Nedra", 1988, pp. 285-295), consisting of a cylindrical body filled with explosives with a recess in the body, extended along the entire length of the charge parallel to the longitudinal axis. In the charge cross section perpendicular to the longitudinal axis, the notch has a parabolic shape.

Диаметр заряда равен диаметру скважины. При детонации таких зарядов основная доля энергии продуктов детонации пассивной части ВВ направлено на стенки скважины, разрушая их и создавая систему дополнительных трещин по всей поверхности скважины, вредных при направленном гидроразрыве пород. The diameter of the charge is equal to the diameter of the well. During the detonation of such charges, the main part of the energy of the detonation products of the passive part of the explosive is directed to the borehole walls, destroying them and creating a system of additional cracks over the entire surface of the borehole, harmful during directed fracturing.

С целью повышения эффективности разгрузки выработок от повышенного горного давления и снятия опасной концентрации напряжений в боках выработки предлагается способ разгрузки приконтурного массива горных выработок, включающий бурение скважин в зону концентрации растягивающих напряжений в плоскости естественного обрушения, образование начальных трещин и нагнетание в них жидкости в режиме гидроразрыва пород основной кровли. Начальные трещины образуют путем размещения и взрывания в каждой скважине кумулятивного заряда ВВ, кумулятивную выемку которого ориентируют вдоль оси выработки. Длину начальной трещины определяют из условия

Figure 00000002

Длину скважины определяют из выражения
Figure 00000003

где
Figure 00000004
расстояние от устья скважины до верхнего контура непосредственно кровли, м;
Hc мощность нижнего нагружающего слоя основной кровли, которая определяется на основе изучения строения пород кровли по местоположению и типу ослабления контактов путем кернового бурения, м;
θ угол возвышения скважины над пластом, град.In order to increase the efficiency of unloading the workings from increased rock pressure and relieving the dangerous concentration of stresses in the sides of the workings, a method is proposed for unloading the near-edge array of mine workings, including drilling wells in the concentration zone of tensile stresses in the plane of natural collapse, the formation of initial cracks and pumping fluid in them in the hydraulic fracturing mode rocks of the main roof. Initial cracks are formed by placing and blasting in each well a cumulative explosive charge, the cumulative recess of which is oriented along the axis of the output. The initial crack length is determined from the condition
Figure 00000002

The length of the well is determined from the expression
Figure 00000003

Where
Figure 00000004
the distance from the wellhead to the upper contour of the roof directly, m;
H c the power of the lower loading layer of the main roof, which is determined based on the study of the structure of the roof rocks according to the location and type of contact weakening by core drilling, m;
θ angle of elevation of the well above the reservoir, deg.

Расстояние между скважинами рассчитывают по формуле
a lраз + 1/3Lо
где lраз длина поверхности разрушения, м;
Lо шаг осадки основной кровли, м.
The distance between the wells is calculated by the formula
al times + 1 / 3L o
where l times the length of the fracture surface, m;
L about the step of precipitation of the main roof, m

Кумулятивный заряд для образования начальной трещины составляется из отдельных зарядов для возможности создания начальной трещины различной длины в зависимости от конкретных условий строения пород основной кровли. The cumulative charge for the formation of the initial crack is made up of individual charges for the possibility of creating an initial crack of various lengths depending on the specific structural conditions of the rocks of the main roof.

Заряд ВВ имеет кумулятивную выемку. При создании кумулятивной струи участвует только часть ВВ, непосредственно прилегающая к кумулятивной выемки, так называемая активная часть. Продукты детонации остальной пассивной части кумулятивного заряда разделяются в стороны и, как правило, оказывают вредное воздействие на стенки скважины. Чтобы уменьшить это воздействие, заряд ВВ помещается в корпус, заполненный демпфирующей забойкой, воспринимающей при детонации ВВ часть энергии и уменьшающей развитие вредных трещин на стенках скважины. The explosive charge has a cumulative recess. When creating a cumulative jet, only the part of the explosive that is directly adjacent to the cumulative recess, the so-called active part, is involved. The detonation products of the remaining passive part of the cumulative charge are separated to the sides and, as a rule, have a harmful effect on the borehole walls. To reduce this effect, the explosive charge is placed in a casing filled with damping stemming, which receives part of the energy during detonation of the explosive and reduces the development of harmful cracks on the borehole walls.

На фиг. 1 показана схема расположения скважин в массиве; на фиг. 2 - скважины в массиве пород кровли (поперечный разрез) с кумулятивным зарядом; на фиг. 3 положение перед нагнетанием жидкости после образования начальной трещины взрыванием кумулятивного разряда; на фиг.4 расположение зон разрушения, образованных гидроразрывом; на фиг. 5 -конструкция продольного кумулятивного заряда и на фиг.6 поперечный разрез этого заряда. In FIG. 1 shows an arrangement of wells in an array; in FIG. 2 - wells in the rock mass of the roof (cross section) with a cumulative charge; in FIG. 3 position before injection of liquid after the formation of the initial crack by the explosion of a cumulative discharge; figure 4 the location of the fracture zones formed by hydraulic fracturing; in FIG. 5 is a design of a longitudinal cumulative charge; and FIG. 6 is a cross-sectional view of this charge.

Способ осуществляют следующим образом. Впереди очистного забоя 1 вне зоны опорного давления из охраняемой выработки 2 в сторону подготовленного угольного массива, отрабатываемого очистным забоем 1, пробуривают скважины 3 под углом q на определенном расстоянии друг от друга. The method is as follows. In front of the working face 1 outside the reference pressure zone from the guarded mine 2 towards the prepared coal mass mined by the working face 1, wells 3 are drilled at an angle q at a certain distance from each other.

В скважину 3 досылают специальный продольный кумулятивный заряд 4 (фиг. 2) составными досыльниками 5. A special longitudinal cumulative charge 4 (Fig. 2) is sent to the borehole 3 with composite dowels 5.

После взрывания кумулятивного заряда 4 и образования начальной трещины 6 (фиг. 3) в скважину 3 вводят герметизатор 7 и через гибкий шланг 8 от насоса 9 нагнетают жидкость под высоким давлением. Выше герметизатора 7 образуется камера высокого давления 10, в верхней части которой расположена начальная трещина 6. По ней происходит гидроразрыв пород и образуется поверхность разрушения 11 (фиг. 4). Таким образом, в нижнем нагружающем слое 12 основной кровли модностью Hc образуются поверхности разрушения, являющиеся крупными макродефектами, ослабляющие поперечное сечение слоя в плоскости его изгиба в сторону выработанного пространства, что обеспечивает его обрушение непосредственно за очистным забоем 1 в выработанном пространстве.After blasting the cumulative charge 4 and the formation of the initial crack 6 (Fig. 3), a sealant 7 is introduced into the well 3 and liquid is pumped under high pressure through a flexible hose 8 from the pump 9. Above the sealant 7, a high-pressure chamber 10 is formed, in the upper part of which an initial crack 6 is located. Hydraulic fracturing of the rocks occurs along it and a fracture surface 11 is formed (Fig. 4). Thus, in the lower loading layer 12 of the main roof with a modulus of H c , fracture surfaces are formed, which are large macrodefects, weakening the cross section of the layer in the plane of its bend towards the worked out space, which ensures its collapse directly behind the working face 1 in the worked out space.

Эффективность применения данного способа разгрузки приконтурного массива выработок с целью сохранения их для поворотного использования зависит от правильности выбранных параметров расположения скважин 3, определяющих разрушение нижнего нагружающего слоя 12 основной кровли в выработанном пространстве позади очистного забоя 1. The effectiveness of the application of this method of unloading the near-surface array of workings in order to preserve them for rotary use depends on the correctness of the selected parameters of the location of the wells 3, which determine the destruction of the lower loading layer 12 of the main roof in the mined space behind the face 1.

К этим параметрам относится (фиг. 4) длина lнт начальной трещины 6, расстояние lк от забоя скважины до плоскости ослабленного контакта 13, длина lраз поверхности разрушения 11 образованной гидроразрывом пород по длине начальной трещины 6 и расстояние a между скважинами 3.These parameters include (Fig. 4), the length l nt initial crack 6, the distance l from the bottom to the borehole to contact the weakened plane 13, times the length l 11 of the fracture surface formed by fracture rocks along the length of the initial crack 6 and a distance between the wells 3.

Для предотвращения замыкания жидкости при ее нагнетании на плоскости ослабленного контакта 13 забой скважины 3 располагают на расстоянии от него, равном приблизительно двум длинам начальной трещины 6. т.е. To prevent liquid shorting when it is injected on the plane of the weakened contact 13, the bottom of the well 3 is located at a distance from it equal to approximately two lengths of the initial crack 6. i.e.

Lк ≈ 2lнт
Длина dнт начальной трещины 6 определяет параметры развиваемой поверхности разрушения 11, имеет определяющее значение в инициировании разрушения нижнего нагружающего слоя 12 основной кровли непосредственно позади очистного забоя 1, которые необходимо образовывать в зоне повышенных растягивающих напряжений при изгибе слоя 12.
L to ≈ 2l NT
The length d NT of the initial crack 6 determines the parameters of the developed fracture surface 11, is crucial in initiating the destruction of the lower loading layer 12 of the main roof directly behind the face 1, which must be formed in the zone of increased tensile stresses when the layer 12 is bent.

Из курса сопротивления материалов известно, что эта зона расположена выше нейтральной оси изгибаемой балки, и величины растягивающих напряжений увеличиваются от нуля на нейтральной оси до максимальных значений на верхнем контуре балки. Это положение можно с достаточной точностью отнести к изгибу нижнего слоя 12 основной кровли. Поэтому примыкающая к нейтральной оси зона растягивающих напряжений имеет невысокие значения и образовывать в ней начальные трещины 6 нецелесообразно. В связи с этим их необходимо образовывать в верхней части зоны растягивающих напряжений, где значения их будут повышенными и смогут обеспечить ускоренное развитие процесса разрушения. Для этой цели высота зоны растягивающих напряжений делится на две примерно равные части по линии 14. На данной линии 14 располагается нижний контур начальной трещины, а, следовательно, и нижний торец активной части заряда ВВ, что соответствует 0,75 мощности нижнего слоя 12 основной кровли, т.е. 0,75 (фиг. 4). From the resistance course of materials it is known that this zone is located above the neutral axis of the bent beam, and the tensile stresses increase from zero on the neutral axis to the maximum values on the upper contour of the beam. This position can be attributed with sufficient accuracy to the bend of the lower layer 12 of the main roof. Therefore, the zone of tensile stresses adjacent to the neutral axis has low values and it is not practical to form initial cracks 6 in it. In this regard, they must be formed in the upper part of the zone of tensile stresses, where their values will be increased and can ensure the accelerated development of the fracture process. For this purpose, the height of the zone of tensile stresses is divided into two approximately equal parts along line 14. On this line 14 is the lower contour of the initial crack, and, consequently, the lower end of the active part of the explosive charge, which corresponds to 0.75 of the power of the lower layer 12 of the main roof , i.e. 0.75 (Fig. 4).

Исходя из вышеизложнных соображений и учитывая то, что положение верхнего контура начальной трещины, соответствующего положению верхнего торца кумулятивного заряда, должно располагаться на расстоянии, приблизительно равном двукратной ее длине от плоскости ослабленного контакта 13, необходимая длина начальной трещины 6 будет определяться из выражения

Figure 00000005

где
Q угол возвышения скважины над пластом, град.Based on the foregoing considerations and given the fact that the position of the upper contour of the initial crack corresponding to the position of the upper end of the cumulative charge should be located at a distance approximately equal to twice its length from the plane of the weakened contact 13, the necessary length of the initial crack 6 will be determined from the expression
Figure 00000005

Where
Q angle of elevation of the well above the reservoir, deg.

С учетом наличия непосредственной кровли (nн.к.) и в частности той ее части, которая перебуривается скважиной

Figure 00000006
, необходимая длина пробуриваемой скважины определяется по формуле
Figure 00000007

Другим фактором, имеющим важное значение в обеспечении разрушения нижнего слоя 12 основной кровли позади очистного забоя, является выбор рационального расстояния a между скважинами. Это расстояние определяется длиной lраз поверхности разрушения (фиг. 4) и величиной шага Lо осадки основной кровли вдоль выработки 2 (на чертеже шаг осадки полностью не показан).Given the presence of a direct roof (n NK ) and in particular that part of it that is drilled by a well
Figure 00000006
, the required length of the drilled well is determined by the formula
Figure 00000007

Another factor that is important in ensuring the destruction of the lower layer 12 of the main roof behind the face is the choice of the rational distance a between the wells. This distance is determined by the length l times the fracture surface (Fig. 4) and the value of the step L about the precipitation of the main roof along the excavation 2 (the drawing does not show the precipitation step completely).

Длина lраз поверхности разрушения 11 зависит от прочностных свойств пород кровли, глубины разработки угольного пласта и определяется один раз перед началом отработки выемочного участка путем бурения контрольных скважин на различных расстояниях от скважины 3 (на чертеже не показаны).The length l times the fracture surface 11 depends on the strength properties of the roof rocks, the depth of the coal seam development and is determined once before mining the excavation section by drilling control wells at various distances from the well 3 (not shown in the drawing).

Необходимо также учитывать при определении расстояния между скважинами особенности проявления шага осадки Lо основной кровли по длине выработки. Общеизвестно, что на первой трети предельного пролета или шага осадки Lо не наблюдается пучения почвы, повышенного давления на крепь и только в дальнейшем по мере продвигания очистного забоя, а, следовательно, и увеличения предельного пролета начинается интенсивное пучение почвы, усиленное давление на крепь. Осадки основной кровли уже проявляются теперь по всей длине предельного пролета, захватывая и первую его треть, и обычно сопровождается полной деформацией крепи и выработки.It is also necessary to take into account when determining the distance between wells the features of the upsetting step L on the main roof along the length of the development. It is well known that in the first third of the limiting span or step of precipitation L о , soil heaving, increased pressure on the lining are not observed, and only in the future as the working face advances, and, consequently, the maximum span increases, intense soil heaving begins, increased pressure on the lining. Precipitation of the main roof is now already evident along the entire length of the limiting span, capturing its first third, and is usually accompanied by a complete deformation of the lining and development.

Учитывая эти особенности проявления горного давления по длине выработки, расстояние между скважинами определится из выражения a lраз + 1/3Lо (4)
где lраз длина поверхности разрушения, м;
Lо шаг осадки основной кровли вдоль выработки, м.
Given these features of the manifestation of rock pressure along the length of the mine, the distance between the wells will be determined from the expression al times + 1 / 3L о (4)
where l times the length of the fracture surface, m;
L about the step of precipitation of the main roof along the output, m

Кумулятивный заряд ВВ для образования начальных трещин (фиг.5 и 6) в стенках скважины содержит заряд ВВ 15, состоящий из нескольких полиэтиленовых трубок с кумулятивной выемкой 16, соединенных между собой муфтами 17. Заряд ВВ 15 помещен в корпус 18, изготовленный из пластмассы или резистосолевой трубы и имеющий продольную прорезь 19 под кумулятивную выемку 16, предназначенную для острой направленности взрыва заряда ВВ. Корпус 18 имеет верхнюю 20 и нижнюю 21 крышки, прикрепляемые к нему шплинтами 28. Прижатие заряда ВВ 15 к прорези 19 корпуса 18 производится, например, распорной планкой 22, расположенной в средней части корпуса 18. Сверху и снизу заряда ВВ 15 свободного укладываются разделительные крышки 23 по всему диаметру корпуса 18 между верхней 20 и нижней 21 крышками, которые образуют отделения для укладки демпфирующей забойки 24. Аналогичная забойка укладывается в корпус 18 вокруг заряда ВВ 15. В качестве демпфирующей забойки 24 может использоваться пластичный забоечный материал (ПЗМ). The cumulative explosive charge for the formation of initial cracks (FIGS. 5 and 6) in the borehole walls contains the explosive charge 15, consisting of several polyethylene tubes with a cumulative recess 16, interconnected by couplings 17. The explosive charge 15 is placed in a housing 18 made of plastic or resistance salt pipe and having a longitudinal slot 19 under the cumulative recess 16, intended for the acute direction of the explosion of the explosive charge. The housing 18 has an upper 20 and a lower 21 covers attached to it with cotter pins 28. The charge BB 15 is pressed against the slot 19 of the housing 18, for example, by a spacer strip 22 located in the middle of the housing 18. Separation covers are placed on top and bottom of the charge BB 15 free. 23 over the entire diameter of the housing 18 between the upper 20 and lower 21 covers that form the compartments for laying the damping stemming 24. A similar stemming is placed in the housing 18 around the explosive charge 15. As a damping stemming 24 can be used plastic stemming material (PZM).

Эта демпфирующая забойка 24 служит для предохранения стенок скважины от воздействия ударной волны. This damping stemming 24 serves to protect the walls of the well from the effects of the shock wave.

Внутри одной полиэтиленовой трубки с зарядом ВВ 15 при его сборке размещаются электродетонаторы 25 для инициирования заряда ВВ. Магистральный провод 26 выводится через трубку 27, впрессованную в нижнюю крышку 21 и служащую также для крепления досылочных штанг. During one assembly, electric detonators 25 are placed inside one polyethylene tube with explosive charge 15 to initiate explosive charge. The main wire 26 is output through the tube 27, pressed into the bottom cover 21 and also serves to attach the delivery rods.

Сборка заряда ВВ 15 из отрезков полиэтиленовых трубок позволяет составить заряд любой длины в соответствии с расчетной длиной lнт начальной трещины.Assembling the explosive charge 15 from segments of polyethylene tubes allows you to make a charge of any length in accordance with the estimated length l NT initial crack.

Данный способ разгрузки приконтурного массива горных выработок с использованием кумулятивного заряда ВВ для образования начальных трещин позволяет уменьшить пучение почвы ≈ в 2,5 раза, снизить смещения кровли на 35 40% Давление на крепь снижается. Деформация крепи не наблюдается. Выработка на экспериментальном участке находится в удовлетворительном состоянии. На участке, где не производилась разгрузка, выработка полностью деформирована на расстоянии 20 25 м за очистным забоем. This method of unloading the near-edge array of mine workings using a cumulative explosive charge for the formation of initial cracks can reduce soil heaving ≈ 2.5 times, reduce roof displacement by 35–40%. The pressure on the roof supports is reduced. Support deformation is not observed. Production at the experimental site is in satisfactory condition. In the area where unloading was not carried out, the mine is completely deformed at a distance of 20 25 m behind the mine face.

Claims (6)

1. Способ разгрузки приконтурного массива горных выработок, включающий бурение скважин в зону концентрации растягивающих напряжений в плоскости естественного обрушения, образование начальных трещин, герметизацию скважин и нагнетание в них жидкости в режиме гидроразрыва пород основной кровли, отличающийся тем, что начальные трещины образуют путем размещения и взрывания в каждой скважине кумулятивного заряда взрывчатого вещества, кумулятивную выемку которого ориентируют вдоль оси выработки, длину lр.т начальной трещины определяют из условия
Figure 00000008

где q угол возвышения скважины над пластом, град;
Hc мощность нижнего нагружающего слоя основной кровли,
скважины пробуривают на глубину Lск, определяемую из выражения
Figure 00000009

где h'н.к расстояние от устья скважины до верхнего контура непосредственной кровли, м;
расстояние между скважинами рассчитывают по формуле
a lраз + 1/3 Lо,
где lраз -длина поверхности разрушения, м;
Lo шаг осадки основной кровли, м.
1. The method of unloading the near-edge array of mine workings, including drilling wells in the concentration zone of tensile stresses in the plane of natural collapse, the formation of initial cracks, sealing the wells and pumping fluid in them in the hydraulic fracturing mode of the main roof, characterized in that the initial cracks form by placing and explosives in each well shaped charge explosive cumulative recess which is oriented along the axis of generation, the length l RT is determined from the initial crack word
Figure 00000008

where q is the angle of elevation of the well above the formation, deg;
H c the power of the lower loading layer of the main roof,
wells are drilled to a depth of L SK , determined from the expression
Figure 00000009

where h ' nk the distance from the wellhead to the upper contour of the immediate roof, m;
the distance between the wells is calculated by the formula
al times + 1/3 L o ,
where l times is the length of the fracture surface, m;
L o the pitch of the main roof, m
2. Способ по п. 1, отличающийся тем, что длину кумулятивного разряда взрывчатого вещества выбирают равной длине начальной трещины. 2. The method according to p. 1, characterized in that the length of the cumulative discharge of the explosive is chosen equal to the length of the initial crack. 3. Кумулятивный заряд взрывчатого вещества (ВВ) для образования начальных трещин, содержащий цилиндрический корпус с продольной прорезью и с зафиксированными в нем зарядом ВВ и средствами инициирования, отличающийся тем, что корпус снабжен закрепленными на нем верхней и нижней крышками, а также двумя разделительными крышками, установленными в торцовых плоскостях заряда на расстоянии от верхней и нижней крышек с образованием в корпусе соответствующих полостей между ними, продольная прорезь выполнена в корпусе между разделительными крышками, а заряд ВВ снабжен кумулятивной крышкой по длине продольной прорези и прижат к последней с помощью распорного устройства, причем полости в корпусе, образованные между верхней, нижней и распорными крышками, заполнены демпфирующей забойкой. 3. The cumulative charge of explosive (BB) for the formation of initial cracks, containing a cylindrical body with a longitudinal slot and a fixed explosive charge and means of initiation, characterized in that the body is equipped with upper and lower covers fixed to it, as well as two dividing covers installed in the end planes of the charge at a distance from the upper and lower covers with the formation in the housing of the corresponding cavities between them, a longitudinal slot is made in the housing between the dividing roofs kami, and the explosive charge is equipped with a cumulative cover along the length of the longitudinal slot and is pressed to the latter with the help of a spacer device, the cavities in the housing formed between the upper, lower and spacer caps, are filled with a damping stem. 4. Заряд по п.3, отличающийся тем, что заряд ВВ выполнен переменным по длине и составлен по меньшей мере из двух полиэтиленовых трубок с ВВ, соединенных между собой муфтами. 4. The charge according to claim 3, characterized in that the explosive charge is made variable in length and is composed of at least two polyethylene tubes with explosives connected by couplings. 5. Заряд по п.3, отличающийся тем, что распорное устройство выполнено в виде распорной планки, установленной посередине заряда ВВ. 5. The charge according to claim 3, characterized in that the spacer device is made in the form of a spacer bar installed in the middle of the explosive charge. 6. Заряд по п.3, отличающийся тем, что в качестве демпфирующей забойки использован пластичный забойный материал. 6. The charge according to claim 3, characterized in that the plastic bottomhole material is used as the damping stemming.
RU94028321A 1994-07-27 1994-07-27 Method of relief of working marginal rock mass and shaped charge for formation of initial fissures RU2078927C1 (en)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
RU94028321A RU2078927C1 (en) 1994-07-27 1994-07-27 Method of relief of working marginal rock mass and shaped charge for formation of initial fissures

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
RU94028321A RU2078927C1 (en) 1994-07-27 1994-07-27 Method of relief of working marginal rock mass and shaped charge for formation of initial fissures

Publications (2)

Publication Number Publication Date
RU94028321A RU94028321A (en) 1996-06-10
RU2078927C1 true RU2078927C1 (en) 1997-05-10

Family

ID=20159066

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
RU94028321A RU2078927C1 (en) 1994-07-27 1994-07-27 Method of relief of working marginal rock mass and shaped charge for formation of initial fissures

Country Status (1)

Country Link
RU (1) RU2078927C1 (en)

Cited By (10)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
RU2199006C2 (en) * 2001-03-30 2003-02-20 Общество с ограниченной ответственностью "Кубаньгазпром" Device for drilling of inclined and horizontal wells
RU2210671C2 (en) * 2001-08-09 2003-08-20 Акционерное общество открытого типа "Приаргунское производственное горно-химическое объединение" Method of unloading of outburst-prone rock mass regions by blasting
RU2320871C2 (en) * 2006-03-27 2008-03-27 Институт горного дела Севера им. Н.В. Черского Сибирского отделения Российской академии наук Method to prepare difficult-to-cave permafrost zone roof for initial caving
RU2331766C1 (en) * 2006-10-18 2008-08-20 Институт горного дела Севера им. Н.В. Черского Сибирского отделения Российской академии наук Method of primary collapse-proof roof caving preparation in permafrost environment
RU2381369C1 (en) * 2008-08-28 2010-02-10 Открытое акционерное общество "Научно-исследовательский институт горной геомеханики и маркшейдерского дела - Межотраслевой научный центр ВНИМИ" Method for prevention of rock bursts in rocks of mine soil
RU2396429C1 (en) * 2009-07-09 2010-08-10 Анатолий Николаевич Осипов Procedure for weakening marginal massif of mine workings at development of coal beds
RU2478786C1 (en) * 2011-09-16 2013-04-10 Учреждение Российской академии наук Институт горного дела Севера им. Н.В. Черского Сибирского отделения РАН Method to control hard roof under conditions of cryolithic zone
RU2493368C1 (en) * 2012-04-02 2013-09-20 Федеральное государственное бюджетное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Санкт-Петербургский государственный горный университет" Method to develop unloading slots in bump-hazardous rock massif by thermal treatment of wells
CN111022049A (en) * 2019-11-25 2020-04-17 中国矿业大学 Operation-controllable roof-cutting pressure-relief gob-side entry retaining method
RU2842976C1 (en) * 2024-10-16 2025-07-04 Владимир Иванович Клишин Method for development of coal bed with hard-to-collapse roof and rock pressure dangerous by dynamic manifestations

Families Citing this family (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN104390538B (en) * 2014-10-21 2016-08-24 武汉大学 A kind of stress relieving blasting method based on face grooving

Non-Patent Citations (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Title
SU, авторское свидетельство, 825962, кл. Е 21 С 41/18, 1981. SU, авторское свидетельство, 1216345, кл. E 21 С 41/18, 1986. Прострелочно-взрывная аппаратура. Справочник.- M.: Недра, 1990, с.48 - 5З. Справочник взрывника.- M.: Недра, 1988, с.285 - 295. *

Cited By (11)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
RU2199006C2 (en) * 2001-03-30 2003-02-20 Общество с ограниченной ответственностью "Кубаньгазпром" Device for drilling of inclined and horizontal wells
RU2210671C2 (en) * 2001-08-09 2003-08-20 Акционерное общество открытого типа "Приаргунское производственное горно-химическое объединение" Method of unloading of outburst-prone rock mass regions by blasting
RU2320871C2 (en) * 2006-03-27 2008-03-27 Институт горного дела Севера им. Н.В. Черского Сибирского отделения Российской академии наук Method to prepare difficult-to-cave permafrost zone roof for initial caving
RU2331766C1 (en) * 2006-10-18 2008-08-20 Институт горного дела Севера им. Н.В. Черского Сибирского отделения Российской академии наук Method of primary collapse-proof roof caving preparation in permafrost environment
RU2381369C1 (en) * 2008-08-28 2010-02-10 Открытое акционерное общество "Научно-исследовательский институт горной геомеханики и маркшейдерского дела - Межотраслевой научный центр ВНИМИ" Method for prevention of rock bursts in rocks of mine soil
RU2396429C1 (en) * 2009-07-09 2010-08-10 Анатолий Николаевич Осипов Procedure for weakening marginal massif of mine workings at development of coal beds
RU2478786C1 (en) * 2011-09-16 2013-04-10 Учреждение Российской академии наук Институт горного дела Севера им. Н.В. Черского Сибирского отделения РАН Method to control hard roof under conditions of cryolithic zone
RU2493368C1 (en) * 2012-04-02 2013-09-20 Федеральное государственное бюджетное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Санкт-Петербургский государственный горный университет" Method to develop unloading slots in bump-hazardous rock massif by thermal treatment of wells
CN111022049A (en) * 2019-11-25 2020-04-17 中国矿业大学 Operation-controllable roof-cutting pressure-relief gob-side entry retaining method
CN111022049B (en) * 2019-11-25 2020-12-04 中国矿业大学 A gob-side entry retaining method for roof cutting and pressure relief with controllable operation
RU2842976C1 (en) * 2024-10-16 2025-07-04 Владимир Иванович Клишин Method for development of coal bed with hard-to-collapse roof and rock pressure dangerous by dynamic manifestations

Also Published As

Publication number Publication date
RU94028321A (en) 1996-06-10

Similar Documents

Publication Publication Date Title
US9062545B2 (en) High strain rate method of producing optimized fracture networks in reservoirs
CA2791646C (en) System and method for fracturing rock in tight reservoirs
US3902422A (en) Explosive fracturing of deep rock
US5551344A (en) Method and apparatus for overbalanced perforating and fracturing in a borehole
US5564499A (en) Method and device for slotting well casing and scoring surrounding rock to facilitate hydraulic fractures
CA2840118A1 (en) Mining method for gassy and low permeability coal seams
CN110259447A (en) Underground coal mine oriented perforating pressure break cuts top release shield lane method
US11629585B2 (en) Integrated coaxial perforating acidizing operation
RU2078927C1 (en) Method of relief of working marginal rock mass and shaped charge for formation of initial fissures
AU2018282890B2 (en) Limited penetration perforating methods for oilfield applications
US3771600A (en) Method of explosively fracturing from drain holes using reflective fractures
CN107120137A (en) A kind of coal roadway tunneling is along seat earth Deephole pre-splitting blasting pumping method
RU2166637C2 (en) Method of preparing coal seams for extraction
SU1535992A1 (en) Method of oriented rupture of rock
US4239286A (en) In situ leaching of ore bodies
US3999803A (en) In situ leaching of explosively fractured ore bodies
RU2732554C2 (en) Method for development of productive formation of well with cumulative charges and device for implementation thereof (embodiments)
RU2163968C2 (en) Method of cover caving
CN113107583A (en) Thick and hard roof high-gas coal seam gas extraction system and extraction method
US20240247574A1 (en) Pulse Pressure Fracking
CA3126028C (en) Integrated coaxial perforating acidizing operation
RU2254462C2 (en) Oil-and-gas stratum splitting method
SU977836A1 (en) Method of erecting bridge in mine working
RU2103516C1 (en) Method for degassing of coal-bearing mass
EA017030B1 (en) Hard mineral resource mining method