[go: up one dir, main page]

SU1180518A1 - Method of enhancing the stability of fissured rock when driving mine workings - Google Patents

Method of enhancing the stability of fissured rock when driving mine workings Download PDF

Info

Publication number
SU1180518A1
SU1180518A1 SU843716089A SU3716089A SU1180518A1 SU 1180518 A1 SU1180518 A1 SU 1180518A1 SU 843716089 A SU843716089 A SU 843716089A SU 3716089 A SU3716089 A SU 3716089A SU 1180518 A1 SU1180518 A1 SU 1180518A1
Authority
SU
USSR - Soviet Union
Prior art keywords
well
wells
reservoir
charging
charge
Prior art date
Application number
SU843716089A
Other languages
Russian (ru)
Inventor
Владимир Александрович Усков
Евгений Павлович Рябченко
Александр Вадимович Ефремов
Николай Николаевич Хрусталев
Original Assignee
Институт Горного Дела Со Ан Ссср
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 Горного Дела Со Ан Ссср filed Critical Институт Горного Дела Со Ан Ссср
Priority to SU843716089A priority Critical patent/SU1180518A1/en
Application granted granted Critical
Publication of SU1180518A1 publication Critical patent/SU1180518A1/en

Links

Landscapes

  • Consolidation Of Soil By Introduction Of Solidifying Substances Into Soil (AREA)

Abstract

СПОСОБ ПОВЬПиВНИЯ УСТОЙЧИВОСТИ ТРЕЩИНОВАТЫХ ПОРОД ПРИ ПРОВЕДЕНИИ ГОРНЫХ ВЫРАБОТОК, включающий бурение по контуру выработки зар дных скважин и скважин-резервуаров, размещение в зар дных скважинах зар дов взрывчатого вещества, а в скв жинах-резервуарах твердеющего соста ва и забойки с последующим нагнетан ем в трещины пород твердеющего состава путем поэтапного взрывани  /- --tSi f „х-т зар дных скважин, отличающийс  тем, что, с целью повьшени  эффективности укреплени  пород путем увеличени  глубины нагнетани  твердеющего состава в массив, каждую скважину-резервуар бур т за конту- ром вьфаботки против каждой зар дной скважины под углом к ней на рассто нии от ее усть , равном предельной дл  данных условий взрьшани  линии наименьшего сопротивлени , при этом конец каждой скважины-резервуара заглубл ют относительно конца каждой зар дной скважины на длину забойки, причем угол ot между скважиной-резервуаром и наклонной скважины определ ют из выражени  агс tg 1, где А - рассто ние от скважины-резервуара до усть  зар дной скважины; I - глубина зар дной скважины.METHOD POVPiVNIYa STABILITY fractured rocks during mining workings comprising drilling contour generating charge dnyh wells and wells, tanks, placing in charge dnyh wells charges of explosive, and in wells zhinah-tanks hardening amounted va and tamping followed by booster it to crack rocks of hardening composition by gradual blasting / - - tSi f "х-т charging wells, characterized in that, in order to increase the effectiveness of strengthening rocks by increasing the depth of injection of hardening composition in m each well-reservoir is drilled beyond the working loop contour against each charge well at an angle to it at a distance from its mouth equal to the limit for the given conditions of rising of the line of least resistance, and the end of each well-reservoir is buried relative to the end of each charging well for the length of the damming, and the angle ot between the well-reservoir and the inclined well is determined from the expression arcs tg 1, where A is the distance from the well-reservoir to the mouth of the charged well; I is the depth of the charge well.

Description

Изобретение относитс  к горному делу, а именно к способам повьппени  устойчивости горных выработок в тре пдановатых неустойчивых породах путе их упрочнени . Цель изобретени  - повьшение эффективности укреплени  пород путем увеличени  глубины нагнетани  твердеющего состава в массив. На фиг. 1 изображена проводима  выбработка, поперечное сечение; на фиг. 2 - взаимное расположение зар дной скважины и скважины-резервуара; на фиг. 3 - схема действи  взрыва при взрывании зар дной скваж ны и нагнетании R породу твердеющего состава из скважины-резервуара. Способ осуществл ют следующим образом. По контуру 1 вьфаботки 2 бур т зар дные скважины 3. Затем на расст НИИ, равном величине предельной линии наименьшего сопротивлени  дл  данных условий взрывани  (А), бур т скважины-резервуары 4 со смещением их устьев от соответствующих взрывных скважин в приконтурную зону 5 перпендикул рно к контуру проводимо выработки и под углом наклона оС к з р дным скважинам 3. Величину рационального угла наклона d определ ют по формуле , . 2А tg |-, где оС - угол наклона скважин резервуаров к взрывным скважинам предельна  дл . данных условий взрывани  лини  наимень шего сопротивлени ; глубина бурени  зар дных скважин. В скважины-резервуары 4 помещают .твердеющий состав 6 и забойку 7, а зар дные скважины 3 зар жают зар  дами взрывчатого вещества 8 на полную глубину. Глубину скважин-резерв аров 4 принимают такой, чтобы заинъ ектировать горные породы в начале следующей заходки, т.е. перебуривают на длину забойки Ij (фиг. 2). Целик 9 при забуривании скважин-резервуаров 4, как правило, не сохран етс , и поэтому длина забойки 1 прин та от груди забо  10 проводимо выработки 2. Рассмотрим процесс закреплени  горных пород на примере работы двух .парных скважин (фиг. 3),,11ри взрыва 8 НИИ зар дов взрывчатого вещества 8 в одной из зар дных сквалсин 3 в массиве образуютс  трещины, которые соедин ют зар дную скважину 3 и скважину-резервуар 4. Продукты детонации, проника  через трещины в скважинурезервуар 4, смешивают компоненты твердеющего состава 6 и повышают давление в скважине-резервуаре 4. В это же врем  происходит разрушение целика 11 между зар дной скважиной 3 и скважиной-резервуаром 4. Разрушенный целик 11 сдвигаетс  в сторону скважины-резервуара 4, дополнительно повыша  в ней давление, и запрессовывает ее устье, преп тству  тем самым выходу твердеющего состава 6 и газов из скважины-резервуара 4 в выработку 2. Наход щийс  под большим давлением твердеющий состав нагнетаетс  через контактирующие со скважиной-резервуаром 4 трещины в массив горных пород, тем самым закрепл   его с образованием упрочненной роны 12. Аналогично производитс  взрывание зар дов остальных скважин и закрепление массива горных пород преимущественно во внешних пределах проводимой вьфаботки. Пример. Провод т нагнетание в трещиноватый массив горных пород твердеющего состава на основе смолы МФ-17 с отвердителем щавелевой кислотой при проходке орта. В шпуры диаметром 0,040-0,042 м, глубиной 1,8 м, пробуренные по контуру выработки, помещают зар ды патронированного аммонита бЖВ, а в пробуренные под углом к ним в приконтурной зоне на рассто нии ,140 перпендикул рно контуру выработки шпуры диаметром 0,040-0,042 и глубиной .2,1 м помещаютс  стекл нные ампулы с твердеющим составом и забойка, из глины на глубину 0,3 м от усть . При камуфлетном взрывании зар дов твердеющий .состав нагнетаетс  в массив трещиноватых горных пород с образованием упрочненной зоны. Размещение зар дных скважин и скважин-резервуаров под расчетным углом позвол ет наиболее рационально использовать твердеющий состав, так как основна  его часть расходуетс  на закрепление массива при нагнетании в естественные трещины и трещины, образующиес  при взрьше, зар дов, а расположение устьев скважии-резервуа3 ров и зар дных скважин на рассто ни равном по величине предельной дл  данных условий взрывани  линии наименьшего сопротивлени , позвол ет сначала повысить давление в скважине-резервуаре , затем удерживать его достаточно длительное врем  за счет запрессовки устьев скважинрезервуаров , В результате увеличи184 ваетс  радиус распространени  твердеющего состава вследствие бурени  скважин-резервуаров с перебуром относительно зар дных скважин на длину забойки, обеспечиваетс  качественное закрепление массива на всем прот жении выработки, без пропусков призайбойной зоны, что повышает безопасность работы проходчиков.The invention relates to mining, and in particular to methods of improving the stability of mine workings in difficult unstable rocks by strengthening them. The purpose of the invention is to increase the effectiveness of reinforcing rocks by increasing the depth of injection of hardening composition into an array. FIG. 1 shows the draw, cross-section; in fig. 2 — mutual arrangement of the charge well and the reservoir well; in fig. 3 is a diagram of the action of an explosion in blasting a borehole and injecting R rock of a hardening composition from a reservoir well. The method is carried out as follows. Along the contour 1, the charging wells 2 are drilled 3. Then, at a distance research institute equal to the limit line of least resistance for the given blasting conditions (A), the reservoir wells 4 are drilled from their respective mouths from the corresponding blasting wells to the perimeter 5 perpendicular Conversely, to the contour, the conductive development and at an angle of inclination of ° C to the rear wells 3. The value of the rational angle of inclination d is determined by the formula,. 2A tg | -, where оС - the angle of inclination of the wells of the reservoirs to the explosive wells is limiting for. data of conditions for blasting the line of least resistance; drilling depth of charge wells. In the reservoir wells 4, a hardening compound 6 and a bottom hole 7 are placed, and the charge wells 3 are charged with charges of explosive 8 at full depth. The depth of the wells, reserve Ars 4, is taken in such a way as to inject rocks at the beginning of the next step, i.e. binge on the length of the stemming Ij (Fig. 2). Target 9 when drilling wells-reservoirs 4, as a rule, is not maintained, and therefore the length of the tamping 1 is taken from the chest and 10 of the production is carried out 2. Consider the process of rock fixation using the example of two steam wells (Fig. 3). During the explosion of the 8 research institutes of explosive charges 8 in one of the charging squalves 3, cracks are formed in the massif, which connect the charge well 3 and the well-reservoir 4. Products of detonation, penetrating through the cracks into the borehole tank 4, mix the components of hardening composition 6 and increase the pressure in the well non-reservoir 4. At the same time, the destruction of the pillars 11 between the charging well 3 and the reservoir wells 4. The destroyed pillars 11 moves toward the well-reservoir 4, additionally increasing the pressure in it, and pressing it into the mouth, hindering the hardening composition 6 and gases from the well-tank 4 to the output 2. The hardening compound under high pressure is injected through the cracks in contact with the well-tank 4 into the rock massif, thereby fixing it with the formation of a hardened ron 12 Similarly, the blasting of charges of the remaining wells and the consolidation of the rock mass are predominantly carried out in the outer limits of the operation. Example. The injection of a hardening composition based on the resin MF-17 with a hardener with oxalic acid during the orth penetration into the fractured rock mass is conducted. The bore-holes with a diameter of 0.040–0.042 m, a depth of 1.8 m, drilled along the production contour, are placed with charges of ammonium-bitumen packaged ammonite, and drilled at an angle to them in the marginal zone at a distance of 140 perpendicular to the development contour of the borehole with a diameter of 0.040-0.042 and a depth of .2.1 m are placed glass ampoules with a hardening compound and a blockage made of clay to a depth of 0.3 m from the mouth. During camouflage blasting of charges, a hardening composition is injected into an array of fractured rocks with the formation of a hardened zone. Placing the charge wells and reservoir wells at the calculated angle allows the most efficient use of the hardening composition, since its main part is spent on fixing the array during injection into natural cracks and cracks formed during exploding charges. and charge wells at a distance equal in size to the limit for the given conditions of blasting the line of least resistance, allows first to increase the pressure in the well-reservoir, then keep it sufficiently For a long time due to pressing in the wellheads of reservoirs. As a result, the radius of spreading of the hardening composition is increased due to drilling wells-reservoirs with drill holes relative to the charge wells for the length of the tamping, high-quality fixation of the array throughout the production, without gaps in the tidal zone, which increases safety work sinkers.

6 12 6 12

Фиг.З 7Fig.Z7

Claims (1)

СПОСОБ ПОВЫШЕНИЯ УСТОЙЧИВОСТИ ТРЕЩИНОВАТЫХ ПОРОД ПРИ ПРОВЕДЕНИИ ГОРНЫХ ВЫРАБОТОК, включающий бурение по контуру выработки заряд ных скважин и скважин-резервуаров, размещение в зарядных скважинах зарядов взрывчатого вещества, а в скважинах-резервуарах твердеющего состава и забойки с последующим нагнетани ем в трещины пород твердеющего состава путем поэтапного взрывания зарядных скважин, отличающийся тем, что, с целью повышения эффективности укрепления пород путем увеличения глубины нагнетания твердеющего состава в массив, каждую скважину-резервуар бурят за контуром выработки против каждой зарядной скважины под углом к ней на расстоянии от ее устья, равном предельной для данных условий взрывания линии наименьшего сопротивления, при этом конец каждой скважины-реэер· вуара заглубляют относительно конца каждой зарядной скважины на длину забойки, причем угол оС между скважиной-резервуаром и наклонной скважины определяют из выражения οό =arc tg где А - расстояние от скважины-резервуара до устья зарядной скважины;METHOD FOR INCREASING THE STABILITY OF CRACKED ROCKS DURING MINING, including drilling along the output circuit of charging wells and reservoir wells, placing explosive charges in charging wells, and in the reservoir wells of hardening composition and stemming followed by injection into the wells stage blasting of charging wells, characterized in that, in order to increase the efficiency of rock strengthening by increasing the depth of injection of the hardening composition into the array, each well an auga-reservoir is drilled behind the production circuit against each charging well at an angle to it at a distance from its mouth equal to the limit for the given conditions of blasting the line of least resistance, while the end of each rehear moreover, the angle oС between the well-reservoir and the deviated well is determined from the expression οό = arc tg where A is the distance from the well-reservoir to the mouth of the charging well; I - глубина зарядной скважины.I is the depth of the charging well. SU ,.,1180518SU,., 1180518 Фиг!Fig!
SU843716089A 1984-03-22 1984-03-22 Method of enhancing the stability of fissured rock when driving mine workings SU1180518A1 (en)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
SU843716089A SU1180518A1 (en) 1984-03-22 1984-03-22 Method of enhancing the stability of fissured rock when driving mine workings

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
SU843716089A SU1180518A1 (en) 1984-03-22 1984-03-22 Method of enhancing the stability of fissured rock when driving mine workings

Publications (1)

Publication Number Publication Date
SU1180518A1 true SU1180518A1 (en) 1985-09-23

Family

ID=21109451

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
SU843716089A SU1180518A1 (en) 1984-03-22 1984-03-22 Method of enhancing the stability of fissured rock when driving mine workings

Country Status (1)

Country Link
SU (1) SU1180518A1 (en)

Non-Patent Citations (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Title
Патент FR № 2011196, кл. Е 21 В 33/00, опублик. 1969. Авторское свидетельство СССР № 742577, кл. Е 21 В 33/00, 1980. *

Similar Documents

Publication Publication Date Title
SU1180518A1 (en) Method of enhancing the stability of fissured rock when driving mine workings
SU1263868A1 (en) Method of controlling the strained state of rock about mine working
SU1446310A1 (en) Mine working protection method
SU793030A1 (en) Method for making mining workings
SU1701938A1 (en) Method of prevention of rock and gas outbursts in driving openings
RU2089844C1 (en) Method of blasting of low-stable ore bodies
SU1469178A1 (en) Method of relieving rock around a working
SU1578408A1 (en) Method of improving stability of mine rocks
SU1116177A1 (en) Method of driving a mine working in rock body with gas-dynamic hazard
RU2012804C1 (en) Method for protection of workings from rock pressure
SU1265351A1 (en) Method of driving a mine working
RU1828921C (en) Method for working pillars in room-and-pillar mining system
RU2029083C1 (en) Method for rock mass breaking
SU1390372A1 (en) Method of driving mine working near outburst-hazardous body
SU1384793A1 (en) Method of driving workings in outburst-hazardous rock
SU1694911A1 (en) Method of rock machines consolidation in opening driving
SU1314066A1 (en) Method of mining ore bodies
RU2074321C1 (en) Method for preventing rock ground in workings from heaving
SU877031A1 (en) Method of constructing a vertical shaft
SU1516603A1 (en) Method of driving horizontal workings
SU1555490A1 (en) Method of excavating inter-chamber pillars
RU2203419C2 (en) Process of underground development of thick ore deposits
SU1506109A1 (en) Method of protecting development workings
SU1023099A1 (en) Method of enhancing mine working stability
Rao et al. Effect of priming and explosive initiation location on pull in hard rock underground mine