Способ охраны выемочных штреков Советский патент 1991 года по МПК E21D11/00 

(21)4647258/03 (22) 19.12.88 (46)30.06.91. Бюл. №24

(71)Донецкий политехнический институт

(72)И.Ф.Яремваш, Р.В.Дегтярь, В.Ф.Анд- рушко, А.Ф.Морозов и П.С.Бутенко (53)622.281 (088.8)

(56)Авторское свидетельство СССР Ne 1051295,кл. Е 21 D 11/00, 1982.

Авторское свидетельство СССР № 1395833,кл. Г 21 D 11/00,1986.

(54) СПОСОБ ОХРАНЫ ВЫЕМОЧНЫХ ШТРЕКОВ

(57)Изобретение относится к горному делу и может быть использовано при разработке пластовых полезных ископаемых. Цель изобретения - повышение устойчивости выемочных штреков в зонах концентрации временного и постоянного опорного давления при обработке выемочного столба. Из выемочных штреков впереди и позади лавы после ее отхода от разрезной печи бурят в краевую часть горного массива и выемочного столба скважины. Скважины бурят до наложения временной и стационарной зон опорного давления. Разрядные печи отработанного и вновь подготовленного выемочных столбов располагают на одной линии. В скважины заряжают ВВ, количество которого определяют по формуле. В зонах концентрации временного и постоянного опорного давления производят камуфлетное взрывание. 1 з.п.ф-лы, 5 ил.

Изобретение относится к горному делу может быть использовано при разработке пластов полезного ископаемого, преимущественно угольных, для защиты подготовительных выработок от повышенного горного давления и вреднего влияния очистных работ а сложных условиях поддержания, особенно в пучащих породах.

Целью изобретения является повышение устойчивости выемочных штреков в зонах концентрации временного, и стационарного опорного давлений при отработке выемочного столба.

На фиг, 1 изображена схема параметров зоны стационарного опорного даления по падению угольного пласта; на фиг. 2 - схема распределения горного давления по зонам при подвигающейся лаве; на фиг. 3 - схема вертикального разреза по падению угольного пласта; на фиг. 4 - схема расположения выемочного столба на плане по простиранию угольного пласта; на фиг. 5 - схема расположения скважин на плане и-зарядов ВВ в зоне максимального опорного давления,

Способ охраны выемочных штреков осуществляется следующим образом.

По мере отработки выемочного столба 1 породы под действием силы тяжести обру- шаются в выработанное пространство 2. Обрушение пород кровли происходит отдельными слоями с углом наклона к плоскости напластования t/) 60°, именуемым углом полных сдвижений пород на высоту 5-6-кратной мощности угольного пласта. Образуется свод 3 полных сдвижений. Над опорными контурами горного массива происходит зависание консолей, вылет которых

О

ел ю о о

00

увеличивается в сторону выработанного пространства по мере удаления слоя породы от пласта. С образованием и формированием свода 3 полных сдвижений образуется свод 4 полных давлений по падению и восстанию угольного пласта под углом р д(3°. именуемым углом полных давлений, а также свод 5 разгрузки.

Над опорными контурами отработанного выемочного столба 1 по падению и вос- сганию образуется зона консольного прогиба пород 6. Границами зон консольного прогиба являются: со стороны выработанного пространства - линия полного обрушения пород; со стороны нетронутого массива -линия, прошэденная черезчдейст- вительные точки опор зависших породных слоев кровли. Размеры зоны по падению измеряются в зависимости от прочностных характеристик угля, мощности разрабатываемого пласта, глубины разработки и физико-механических свойств пород кровли. Зона консольного прогиба слоев формирует зону 7 стационарного опорного давления. Вентиляционный штрек 8, в качестве которого служит бывший откаточный штрек отработанного выемочного столба 1 при повторном использовании, или же проводится впри.;ечку к выработанному пространству 2 отработанного выемочного столба, подвержен влиянию зоны 7 стационарного опорного давления по всему простиранию отработанного выемочного столба 1. Новый выемочный столб 9 оконту- ривается с помощью вентиляционного штрек 8. откаточного штрека 10 и разрезной печи 11. Разрезная печь 11 нового выемочного столба 9 располагалась на одной линии в разрезной печыо 12 отработанного выемочного столба 1. По мере развития очистных работ при отработке лавы 13 порле отхода от разрезной печи 11 увеличивается площадь обнажения пород кровли 14, с увеличением которой порода 15 под действием сил тяжести обрушилась в выработанное пространство 16 действующего выемочного столба 9. Обрушение пород основной кровли 17 в выработанное пространство 16 происходит периодически. Расстояние, че- оез которое происходит обрушение, равняется шагу обрушения по мере продвиганич лавы 13. При подвигании лапы 13 после обнажения пород основной кровли 17 происходит консольное зависание их над лавой 13. Под действием онсольно зависших пород с- прогиба слоев над лавой 13, а также пригруза вышележащих пород впереди лавы 13, формируется временное опорное давление 18. Величина концентрации временного опорного давления 18 пропорциональна ширине зависшей консоли по простиранию угольного пласта над лавой 13. Максимум концентрации временного опорного давления 18 наблюдается перед обрушением пород основной кровли 17. После обрушения пород основной кровли 17 происходит значительное снижение концентрации временного опорного давления 18. Затем нарастание концентрации временного

опорного давления повторяется до своего

максимального значения. И так повторяется

по всей протяженности выемочного столба 9.

Впереди лавы 13 в стационарной зоне 7

опорного давления до наложения временного опорного давления 18 и стационарного опорного давления с опережением временного опорного давления 18, равным двум длинам зоны обрушения основной кровли 17, осуществляется бурение скважин 19

уменьшенного диаметра (42 мм) с вентиляционного штрека 8 перпендикулярно продольной его оси в краевую часть выемочного столба 9. Количество скважин 19 в зоне выполнения камуфлетного взрывания зависит от расстояния между скважинами 19, которое задается эмпирическим путем. При реализации способа охраны расстояние между скважинами может составлять 2 м, шаг обрушения основной кровли 15 м, нз участке выполнения камуфлетного взрывания бурится 7 шт. скважин. Длина скзажины составляет 4 м. Длина скважины до местонахождения максимума зоны 7 стационарного опорного давления определяется аналитико-экспериментальным путем.

Между двумя участками опережения, в которых производилось камуфлетное взрывание, находится участок 20, равным длине зоны обрушения основной кровли, на котором не-производится бурение скважины 19. В пробуренные скважины 19 заряжают ВВ 21 и производят пыжевание забоечным материалом - глиной 22.

Величину заряда В В 21 в скважине 19

определяют по формуле

а - I f л2 Ea #«e d«, ( 1 + ,U ) ( 1 - 2 U )

a D d

50(i)

где К - коэффициент концентрации напряжений в зоне концентрации стационарного опорного давления;

Н - глубина ведения работ, м- 55у -объемный вес породы. МН/м 1

Е - модуль упругости пород, МПа.

q - отпор крепи, МПа;

R - предел прочности пород на сжатие. МПа;

Ев - энергия взрыва, расходуемая на разрушение пород, Н-м;

1а - длина заряда ВВ в скважине, м;

ICKB - длина скважины, м;

dcKB диаметр скважины, м;

b - удельный объем газов взрыва, м3/кг;

d - расстояние между двумя соседними скважинами в зоне камуфлетного взрывания, м;

/л, - коэффициент Пуассона пород;

D - скорость детонации ВВ, м/с.

Коэффициент концентрации напряжений в стационарной зоне опорного давления определяется по следующей формуле

К 1,33 + Kf Км-Кс,

где Кг - коэффициент, учитывающий приведенную крепость пород

К - коэффициент, учитывающий при- грузку на консольно зависшие породы со стороны породных плит:

Кс - коэффициент, учитывающий влияние внешнего покоя напряжений.

Коэффициент Kf определяется по формуле

Kf & .

tcp

где tnp приведенная крепость массива пород.

Приведенная крепость массива пород определяется из выражения hh

tnp 2 fimi/2 mi ,

. 1 i i

где ti - крепость пород в i-м слое;

mi - мощность i-ro слоя;

tcp - средняя крепость массива пород.

Коэффициент Км можно определить по формуле

Км 1+(4C3+6LC(L-C))/L3tg p, где С - мощность породных плит, м;

L - ширина выработанного пространства, м;

р - угол падения, град

C H-0,, где Н - глубина ведения робот, м,

Коэффициент Кс определяется по формуле

Kc H/Ltgi/, t/ - угол полных сдвижений, град.

Для определения прочности вмещающих пород и угольного пласта воспользуемся формулой

hn

Rnp 2 Ki m,/X m,

где Rt - предел прочности пород на сжатие в i-м слое.

Эти зависимости можно использовать при разработке пологих и слабонаклонных пластов и интервале глубин 300-800 м.

1 0

5

0

5

0

5

0

5

0

5

Величина заряда ВВ 21 в скважине 19 при расстоянии, например, 2 м, между скважинами, составляет 2,4 кг.

После взрыва одновременно зарядов ВВ 21 в скважинах 19 образуется охранный целик 23 и область 24 разрушения, воспринимающие на себя часть повышенного опорного давления при наложении временного и стационарного, искусственно снижая и перераспределяя путем отодвигания их вглубь выемочного столба 9.

Аналогично осуществляется бурение скважин 19с откаточного штрека 10 перпендикулярно его продольной оси в сторону краевой части угольного пласта горного массива позади лавы 13 перед формированием стационарной зоны 7 опорного давления при влиянии выработанного пространства 2 после отработки выемочного столба 9. Бурение скважин 19 с откаточного штрека 10 осуществляется по всей протяженности выработки с целью сохранения откаточного штрека для повторного использования в качестве вентиляционного. Бурение скважин 19 осуществляется с расстоянием, например, 2 м друг относительно друга, величина заряда ВВ 21 в скважине 19 определялась по формуле (1). Таким образом, камуфлетное взрывание зарядов ВВ 21 в сважинах 19с целью поддержания выработки в устойчивом состоянии производится дважды; при отработке выемочного столба 1 и при отработке выемочного стопба 9 с той разницей, что с откаточного штрека скважины бурятся по всей протяженности выработки, а с вентиляционного штрека на участках с чередованием между собой по выполнению и не выполнению камуфлетного взрывания,

Формула изобретения

vtmrHf-grr, f -,|lcte(, +я)(, + a„)

где К - коэффициент концентрации напря- жений в зоне концентрации стационарного опорного давления;

Н - глубина ведения работ, м;

у - объемный вес пород, МН/м3;

Е - модуль упругости пород, МПа;

/л - коэффициент Пуассона пород;

q - отпор крепи, МПа;

R - предел прочности пород на сжатие, МПа;

Ев - энергия взрыва, расходуемая на разрушение пород, Н-м;v

/ VVW/y/S -WTTTT S 1vx4 -X vV / /vx, ,VA«4.YV AV Щ///,(у/гЈ

фиг. /f

з - длина заряда В В в скважине, м;

ICKB длина скважины, м;

иски - диаметр скважины, м;

b -удельный объем газов взрыва, м3/кг;

d - расстояние между двумя соседними скважинами в зоне камуфлетного взрывания, м;

D - скорость детонации В В, м/с.

Фиг. t

0/70Я,

/

iWXI f - . .

М. Бандура

Ю 22

Фиг 5

Составитель С.Бачурин Техред М.Моргентал

21 2223 Фиг.З

2 Ю

23

/

щ%

+

8

Корректор М.Кучерявая