RU2013546C1 - Method for protection of reused workings - Google Patents
Method for protection of reused workings Download PDFInfo
- Publication number
- RU2013546C1 RU2013546C1 SU4911026A RU2013546C1 RU 2013546 C1 RU2013546 C1 RU 2013546C1 SU 4911026 A SU4911026 A SU 4911026A RU 2013546 C1 RU2013546 C1 RU 2013546C1
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- wells
- rocks
- roof
- row
- drilled
- Prior art date
Links
Images
Landscapes
- Drilling And Exploitation, And Mining Machines And Methods (AREA)
Abstract
Description
Изобретение относится к горной промышленности и может быть использовано для охраны повторно используемых горных выработок при бесцеликовой отработке угольных пластов. The invention relates to the mining industry and can be used to protect reusable mine workings with aimless mining of coal seams.
Охрана и поддержание горных выработок, используемых повторно при бесцеликовой отработке угольных пластов, связаны с большими затратами и трудностями в связи с зависанием на них и краевую часть массива угольного пласта значительных объемов подработанных пород кровли. Нависшие породы формируют обычно большие нагрузки на повторно используемые выработки, которые зачастую приводят к частичному или полному задавливанию охраняемых выработок. The protection and maintenance of the mine workings, which are used repeatedly in the aimless mining of coal seams, are associated with high costs and difficulties in connection with hanging on them and the marginal part of the coal seam massif significant volumes of under-roofing rocks. Hanging rocks usually form large loads on reused workings, which often lead to partial or complete crushing of protected workings.
Известны способы охраны и поддержания повторно используемых горных выработок по авт. св. N 983273, кл. Е 21 С 41/04, 1982; авт. св. N 998757, кл. Е 21 С 41/04, 1983; авт. св. N 1244327, кл. Е 21 С 11/00, 1986. Known methods for the protection and maintenance of reused mine workings according to ed. St. N 983273, CL E 21 C 41/04, 1982; author St. N 998757, CL E 21 C 41/04, 1983; author St. N 1244327, CL E 21 C 11/00, 1986.
Недостатком способа по авт. св. N 983273 является необходимость обрушения зависающих пород кровли буровзрывным способом из разгрузочных выработок и сооружение разгрузочных выработок и ниш. Кроме того, скважины для разупрочнения и обрушения консольно зависающих пород кровли взрывным способом бурятся без учета структурно-текстурных элементов строения пород кровли, секущих трещин и других природных поверхностей ослабления, что затрудняет принудительное обрушение пород кровли, требует бурения дополнительных скважин и дополнительный расход взрывчатых веществ. The disadvantage of the method according to ed. St. N 983273 is the need for collapse of the hanging rocks of the roof using a blasting method from unloading workings and the construction of unloading workings and niches. In addition, wells for softening and collapse of cantilever-dependent roofing rocks by an explosive method are drilled without taking into account structural and structural structural elements of roofing rocks, secant cracks and other natural weakening surfaces, which complicates the forced collapse of roofing rocks, requires drilling additional wells and additional consumption of explosives.
Недостатком способа по авт. св. N 1244327 является то, что не обеспечивается обрушения консольно зависающих пород на охраняемую выработку, а поддержание их - элементами гидрокрепи, устанавливаемыми на берме лавы. Это связано с большими затратами на гидрокрепь и необходимостью поддержания пород кровли над бермой, что ведет к дополнительным повышенным нагрузкам на сохраняемую выработку на протяжении всего времени ее повторного использования. The disadvantage of the method according to ed. St. N 1244327 is that it is not ensured that the cantilever-dependent rocks collapse into a guarded mine, and their maintenance is ensured by hydro-support elements installed on the lava berm. This is associated with high costs of hydrocracking and the need to maintain the roof rocks over the berms, which leads to additional increased loads on the stored output throughout the entire time of its reuse.
Из известных способов охраны повторно используемых горных выработок наиболее близким к предлагаемому является способ по авт. св. N 998757. Of the known methods of protecting reused mine workings, the closest to the proposed one is the method according to ed. St. N 998757.
Сущность способа, включающего установку усиливающей крепи в охраняемой выработке со стороны выработанного пространства и впереди очистного забоя, бурение в кровлю скважин, заряжение их зарядами ВВ и взрывание их выработки, заключается в том, что скважины бурят на высоту, равную высоте разуплотнения кровли с подпором, через расстояние не более диаметра интенсивного трещинообразования при взрывании кровли и под углом наклона линий заделки прогибающихся слоев кровли к горизонту. The essence of the method, including the installation of reinforcing lining in the guarded mine from the side of the mined space and ahead of the face, drilling into the roof of the wells, charging them with explosive charges and blasting their production, consists in drilling the wells to a height equal to the height of the roof decompression with backwater, through a distance of not more than the diameter of intense cracking during the explosion of the roof and at an angle of inclination of the lines of embedment of the deflecting layers of the roof to the horizon.
Основной недостаток способа состоит в том, что скважины для обрушения зависающих пород кровли взрывным способом бурят без учета основной природной трещиноватости пород кровли. Принудительное обрушение зависающих пород кровли способом без учета и не во взаимосвязи с основной природной трещиноватостью резко снижает обрушаемость и разрушение зависающей кровли, требует бурения дополнительных скважин и дополнительных расходов взрывчатых материалов. The main disadvantage of this method is that wells for collapsing hanging roof rocks by an explosive method are drilled without taking into account the main natural fracturing of the roof rocks. Forced collapse of hanging roof rocks in a manner that does not take into account and not in conjunction with the main natural fracture sharply reduces the breakability and destruction of the hanging roof, requires drilling additional wells and additional costs of explosive materials.
Недостаток способа состоит также в том, что усиливающая крепь, устанавливаемая в охраняемой выработке, является пассивно поддерживающей, т. е. крепью, принцип работы которой не основан на несущей способности пород кровли. Пассивная усиливающая крепь поддерживающего типа характеризуется повышенной материалоемкостью и повышенной трудоемкостью ее установки. Применение усиливающей крепи поддерживающего типа в виде органного ряда стоек, тумб, костров, пневматических баллонов и др. на границе выработки с выработанным пространством очистного забоя не обеспечивает сохранения естественных связей слоев и отдельностей кровли над выработкой и их совместной работы. The disadvantage of this method also lies in the fact that the reinforcing lining installed in the guarded mine is passively supporting, that is, the lining, the principle of which is not based on the bearing capacity of the roof rocks. The passive reinforcing support of the supporting type is characterized by increased material consumption and increased complexity of its installation. The use of reinforcing supports of the supporting type in the form of an organ row of racks, stands, fires, pneumatic cylinders, etc. at the boundary of the mine with the worked out face space does not ensure the preservation of the natural connections of the layers and roof sections over the mine and their joint work.
Целью изобретения является снижение затрат на крепление и поддержание повторно используемых горных выработок и повышение безопасности труда. The aim of the invention is to reduce the cost of fastening and maintaining reusable mine workings and improving labor safety.
Поставленная цель достигается тем, что в способе, включающем бурение в кровлю скважин на высоту, равную высоте разуплотнения кровли с подпором, и принудительное обрушение пород кровли через скважины, впереди зоны опорного давления очистного забоя из выработки по ее борту со стороны очистного забоя бурят вертикально ряд скважин и устанавливают в них анкеры с заглублением их замков за контур разупрочнения пород над выработкой, затем бурят второй ряд скважин рядом с первым с выходом их в зону опорного давления в направлении падения наиболее развитых поперечных систем трещин и трещин, продольных оси выработки, при падении последних на краевую часть пласта, а при падении продольных трещин на завал второй ряд скважин бурят за очистным забоев в боку выработки со стороны выработанного пространства параллельно поперечной трещиноватости и площадкам скольжения пород кровли, параллельных охраняемой выработке, при этом разупрочнение пород кровли с использованием второго ряда скважин производят за очистным забоем. Бурение второго ряда скважин ведут в промежутках между поперечными трещинами поперечной системы. This goal is achieved by the fact that in the method, including drilling into the roof of the wells to a height equal to the height of the decompression of the roof with back-up, and forced collapse of the roof rocks through the wells, in front of the zone of reference pressure of the working face from the development along its side from the face of the face, drill a row vertically wells and install anchors in them with the deepening of their locks beyond the contour of softening the rocks above the production, then drill a second row of wells next to the first with their exit to the zone of reference pressure in the direction of falling most developed transverse systems of cracks and cracks, the longitudinal axis of the excavation, when the latter fall on the edge of the formation, and when the longitudinal cracks fall on the blockage, a second row of wells are drilled behind the working faces in the side of the excavation from the side of the worked-out space, parallel to the transverse fracturing and the sliding areas of the roof rocks parallel to protected production, while the softening of the roof rocks using the second row of wells is carried out for the working face. Drilling of the second row of wells is carried out between the transverse cracks of the transverse system.
В заявленном техническом решении в отличие от прототипа обрушение и разрушение консольно зависающих пород кровли обеспечиваются путем использования основных природных поверхностей ослабления подработанных пород кровли, а надежное безопасное состояние пород кровли в сохраняемой выработке на границе с выработанным пространством обеспечивается скреплением их анкерами, в результате чего достигается совместная работа слоев и отдельностей кровли и использование их несущей способности. In the claimed technical solution, in contrast to the prototype, the collapse and destruction of cantilever-dependent roofing rocks are ensured by using the main natural weakening surfaces of worked-out roofing rocks, and a reliable safe condition of the roofing rocks in the stored excavation at the border with the worked out space is ensured by fastening them with anchors, as a result of which joint the work of layers and sections of the roof and the use of their bearing capacity.
Скважины, в которые устанавливают анкеры, бурят на расстоянии друг от друга, не превышающем шага устойчивого состояния скрепленных пород между анкерами, а отсечные скважины бурят через расстояние не более шага разрушения и обрушения консольно зависающих пород на границе охраняемой выработки с выработанным пространством, т. е. через расстояние, при котором происходит разупрочнение и обрушение пород, осуществляемое через эти скважины, например, нагнетания в них под давлением воду (гидроразрыв) или взрывания зарядов взрывчатых веществ, размещаемых в них. The wells in which the anchors are installed are drilled at a distance from each other that does not exceed the step of the stable state of the bonded rocks between the anchors, and shut-off wells are drilled through a distance of not more than the step of destruction and collapse of cantilever-dependent rocks at the boundary of the guarded mine with the worked out space, i.e. . through the distance at which softening and collapse of the rocks occurs through these wells, for example, injection of water under them under pressure (hydraulic fracturing) or explosion of explosive charges, times placed in them.
Бурение скважин из выработки по борту со стороны отрабатываемого очистного забоя до попадания ее в зону опорного давления через расстояние не более шага устойчивого состояния заанкерованных пород и закрепление в скважинах анкеров с заглублением их замков за пределами высоты разуплотнения и разупрочнения пород кровли над выработкой обеспечивает совместную работу скрепленных пород (слоев, структурно-текстурных отдельностей). С помощью анкеров в скважинах этого ряда создается место жесткой заделки пород кровли охраняемой выработки в граничной ее части (жесткая линия обреза пород), а с помощью параллельного ряда скважин, в которые нагнетают воду (размещают заряды ВВ) за очистным забоем, обеспечивается обрушение, отсечение консольно зависающих пород кровли на границе охраняемой выработки и выработанного пространства. Drilling wells from a mine onboard from the side of the worked face until it reaches the reference pressure zone at a distance of no more than a steady state step step of anchored rocks and fixing anchors in the wells with deepening their locks beyond the height of softening and softening of the roof rocks above the mine ensures joint work of bonded rocks (layers, structural and texture units). With the help of anchors in the wells of this series, a place of rigid sealing of the rocks of the roof of the protected mine in its boundary part (a hard line of cutting rocks) is created, and with the help of a parallel series of wells into which water is pumped (explosive charges are placed) behind the treatment face, collapse, cut-off is ensured cantilever-dependent roofing rocks on the border of the protected mine and the mined-out space.
За счет ряда анкеров с жесткой заделкой их в породах кровли, не испытывающих разуплотнения и разупрочнения, на границе сохраняемой выработки с выработанным пространством и параллельного ряда со стороны выработанного пространства отсечных скважин, пробуренных на высоту, равную высоте разуплотнения пород кровли с полным их подбучиванием (подпором), достигается практически разлом и обрушение консольно зависающих пород в плоскости наличия отсечных скважин без установки в выработке на границе с выработанным пространством усиливающей подпорной крепи в виде органного ряда из деревянных и металлических стоек, обрезанных тумб типа ОКУ, секций механизированных комплексов и других средств. Усиливающая крепь, как правило, очень материалоемка, трудоемка в возведении и дорогая. В предлагаемом техническом решении нет надобности в высоконесущей усиливающей крепи, необходимой в прототипе. Для предотвращения высыпания и обрушения пород из выработанного пространства в выработку в заявленном способе достаточна ограждающая крепь. Бурение отсечных скважин в направлении (параллельно) падения наиболее развитых поперечных систем трещин и продольных оси выработки трещин, если последние подают на краевую часть угольного пласта, и бурение этих скважин при падении продольных трещин на завал параллельно поперечной трещиноватости и площадкам скольжения пород, которые параллельны охраняемой выработке, причем как в первых, так и во вторых условиях - в промежутках между трещинами поперечной системы, обеспечивают по сравнению с прототипом (и аналогами)
размещение отсечных скважин и средств, применяемых для разупрочнения пород (нагнетаемую под давлением воду, ВВ, др. ), в более прочных и наиболее сильно зависающих породах кровли;
резкое облегчение разупрочнения, сползания и обрушения консольно зависающих пород;
более эффективное разрушение пород и равномерное забучивание выработанного пространства;
снижение объема бурения отсечных скважин;
экономия средств, подаваемых в отсечные скважины и используемых для разупрочнения и обрушения зависающих пород.Due to a number of anchors with their hard seal in the roof rocks that do not experience softening and softening, on the border of the stored output with the worked out space and a parallel row from the worked out space of the shut-off wells drilled to a height equal to the height of the softening of the roof rocks with their complete bumping (backwater ), practically fracture and collapse of cantilever-dependent rocks in the plane of the presence of shut-off wells without installation in the mine at the border with the worked-out space reinforcing under ornoy lining in the form of a number of wooden organ and metal studs cutoff pedestals type CCCH sections mechanized systems and other means. Reinforcing lining, as a rule, is very material-intensive, laborious in erection and expensive. In the proposed technical solution, there is no need for a highly supporting reinforcing lining, necessary in the prototype. To prevent rashes and collapse of the rocks from the worked out space into the working out, the enclosed support is sufficient in the claimed method. Drilling of shut-off wells in the direction of (parallel to) the fall of the most developed transverse systems of cracks and longitudinal axes of crack production, if the latter are fed to the edge of the coal seam, and drilling of these wells when longitudinal cracks fall on the block parallel to the transverse fracture and rock slip areas that are parallel to the guarded development, both in the first and in the second conditions - in the intervals between the cracks of the transverse system, provide in comparison with the prototype (and analogues)
placement of shut-off wells and tools used to soften the rocks (pressurized water, explosives, etc.) in the more durable and most heavily dependent roof rocks;
sharp relief of softening, sliding and collapse of cantilever-hanging rocks;
more effective destruction of rocks and uniform milling of the worked out space;
reduction in shut-off wells;
saving of funds supplied to shut-off wells and used for softening and collapse of hanging rocks.
Физически это обусловлено использованием основных природных поверхностей ослабления (поверхностей секущих трещин) в породах кровли, которые являются фактором (дополнительными свободными поверхностями) резкого повышения эффективности отбойки и разрушения пород. Physically, this is due to the use of the main natural weakening surfaces (surfaces of secant cracks) in the roof rocks, which are a factor (additional free surfaces) of a sharp increase in the efficiency of breaking and rock destruction.
Таким образом заявленное техническое решение соответствует критерию "новизна" и "существенные отличия". Thus, the claimed technical solution meets the criterion of "novelty" and "significant differences".
На фиг. 1 показана принципиальная схема взаимного расположения охраняемой выработки и очистной выработки, скважин в кровле для установки в них анкеров и отсечных скважин у борта охраняемой выработки при падении продольных трещин, параллельных оси выработки, на краевую часть пласта угля; на фиг. 2 - разрез А-А на фиг. 1; на фиг. 3 - разрез Б-Б на фиг. 1; на фиг. 4 - разрез В-В на фиг. 1; на фиг. 5 - принципиальная схема взаимного расположения охраняемой и очистной выработок, скважин в кровле для установки в них анкеров и отсечных скважин при падении продольных скважин, параллельных оси охраняемой выработки, на завал (выработанное пространство); на фиг. 6 - разрез Г-Г на фиг. 5; на фиг. 7 - разрез Д-Д на фиг. 5; на фиг. 8 - разрез на фиг. 5. In FIG. 1 shows a schematic diagram of the mutual arrangement of the guarded mine and the mine, wells in the roof for installing anchors and shut-off wells on the side of the guarded mine when longitudinal cracks parallel to the axis of the mine fall to the edge of the coal seam; in FIG. 2 is a section AA in FIG. 1; in FIG. 3 is a section BB in FIG. 1; in FIG. 4 is a section BB of FIG. 1; in FIG. 5 is a schematic diagram of the mutual arrangement of the guarded and treatment workings, wells in the roof for installing anchors and shut-off wells in them when longitudinal wells parallel to the axis of the guarded work fall to the blockage (mined-out space); in FIG. 6 is a section GG in FIG. 5; in FIG. 7 is a section DD in FIG. 5; in FIG. 8 is a sectional view of FIG. 5.
Способ осуществляют следующим способом. The method is carried out in the following way.
При отработке очистной выработки 1 в выемочном поле или столбе угольного пласта столбовой системой разработки выработку 2 сохраняют на границе выработанного пространства 3 для повторного использования. При отработке соседней очистной выработки сохраненную выработку 2 используют повторно. В процессе геологической разведки пласта и при проведении выработки 2 и других выработок, оконтуривающих очистную выработку 1, изучают строение пород кровли - продольные (нормальные) системы трещин и поперечные (нормально секущие) системы трещин, расстояние между трещинами этих систем, направление падения трещин этих систем. Полученную информацию наносят на план отработки очистной выработки 1 выемочной части пласта. When mining treatment mine 1 in a mining field or column of a coal seam with a pillar mining system,
Впереди очистного забоя 4 за пределами протяженности зоны опорного давления по борту выработки 2 со стороны очистного забоя бурят ряд скважин 5 вертикально в кровлю на высоту, превышающую высоту разуплотнения пород кровли над выработкой на величину заглубления (закрепления) замков анкеров за контур возможного разуплотнения и разоупрочнения пород над охраняемой выработкой, и на расстоянии друг от друга по длине выработки, не превышающем шага устойчивого состояния скрепленных пород между анкерами. В скважины 5 этого ряда по мере их бурения устанавливают анкеры 6 и скрепляют перебуренные породы (преимущественно металлические, винтовые, полимерные анкеры). Величину возможного разуплотнения и опасных деформаций пород кровли над сохраняемой выработкой lр определяют опытным путем шахтными наблюдениями для конкретных условий или расчетом по известным методикам, например по формуле
lр= 
f - коэффициент крепости скрепляемых пород по шкале проф. М. М. Протодьяконова;
Ко - коэффициент концентрации опорного горного давления в краевой части охраняемой выработки в зоне влияния очистных работ, равен 2-3 по данным шахтных и лабораторных исследований (для подавляющего большинства условий отработки угольных месторождений).In front of the working face 4, outside the length of the reference pressure zone along the working
l p =
f is the coefficient of strength of the bonded rocks on the scale of prof. M. M. Protodyakonova;
To about - the concentration coefficient of the reference rock pressure in the marginal part of the protected mine in the zone of influence of sewage treatment, is 2-3 according to mine and laboratory studies (for the vast majority of mining conditions of coal deposits).
Величину заглубления замка анкера за контур разуплотнения и разупрочнения пород кровли выработки определяют исходя из условий прочности закрепления замка анкера в породах, т. е. исходя из веса пород, поддерживаемых анкером, и ожидаемого на него горного давления. По результатам шахтных и лабораторных исследований эта величина для условий шахт Кузбасса составляет 0,4-0,6 м. Шахтными наблюдениями выявлено также, что в указанных условиях величина шага безопасного состояния скрепляемых пород кровли пластов, т. е. расстояние между скважинами, в которые устанавливают анкеры, составляет 1,1-1,6 м. The depth of the anchor lock for the loosening and softening contour of the roof rocks is determined on the basis of the strength conditions of anchoring the anchor lock in the rocks, i.e. based on the weight of the rocks supported by the anchor and the expected rock pressure on it. According to the results of mine and laboratory studies, this value for the conditions of the Kuzbass mines is 0.4-0.6 m. Mine observations also revealed that under these conditions, the step size of the safe condition of the stratified rocks of the roofing layers, i.e., the distance between the wells into which install anchors, is 1.1-1.6 m.
Если продольные трещины 7 в породах кровли совпадают с осью охраняемой выработки 2 и падают на краевую часть массива, то одновременно со скважинами 5, в которых по мере их бурения устанавливают анкеры 6, непосредственно у борта выработки из нее бурят ряд скважин 8 в промежутках между поперечно-секущими трещинами 9 параллельно основным трещинам 7 и 9, т. е. в направлении, совпадающем с направлением падения наиболее развитых продольных и поперечных трещин 9 обеих этих систем. Скважины 8 второго ряда бурят на расстоянии 0,3-0,4 м от скважин 5 первого ряда и на высоту, равную высоте разуплотнения пород кровли с подпором, т. е. на высоту, при которой обрушение консольно зависающих пород кровли в краевой части сохраняемой выработки обеспечивает полное подбучивание с подпором вышележащих пород, подработанных очистными работами. Высоту бурения скважин данного ряда определяют одним из известных способов. В частности, она может быть определена из выражения, по которому находят обычно мощность пород кровли hк, обрушение которых обеспечивает полное подбучивание с подпором вышележащих подработанных пород
hк= 
Кр - коэффициент разрыхления пород кровли после их уплотнения и слеживания.If
h k =
To p is the coefficient of loosening of the roof rocks after compaction and caking.
Скважины 8 второго ряда бурят в промежутках между поперечными трещинами по длине сохраняемой выработки на расстоянии друг от друга, не превышающем шага разлома и обрушения консольно зависающих пород на границе с выработанным пространством. Величину шага бурения скважин (расстояние между скважинами) данного ряда для конкретных горно-геологических и горнотехнических условий разработки угольного пласта, группы пластов в свите, определяют, например, опытным путем шахтными наблюдениями за полнотой обрушения консольно зависающих пород или на моделях из эквивалентных материалов.
По мере перехода скважин 8 (второго ряда) за очистной забой 4 на границе сохраняемой выработки с выработанным пространством устанавливают ограждающую крепь 10 для предотвращения выпадания и скатывания (при крутонаклонном и крутом залегании пластов) пород из выработанного пространства в сохраняемую выработку 2 и удаление их на безопасное расстояние от очистного забоя 4 из сохраняемой выработки, в скважины поочередно вставляют шланги с герметизующей оболочкой, нагнетают в скважины воду и осуществляют направленный (ориентированный) гидроразрыв и разрушение пород или заряжают по одной скважине ВВ, взрывают заряды и обрушают консольно зависающие на выработку породы кровли. As the wells 8 (second row) move behind the face 4 at the boundary of the stored mine with the mined space, a
Когда продольные трещины 7 пород кровли параллельны продольной оси охраняемой выработки 2 и падают на выработанное пространство (завал), т. е. не в направлении от выработки, как в первом случае (условиях), а на выработку, скважины 8 второго ряда бурят позади очистного забоя 4 вслед за его подвиганием в промежутках между поперечными трещинами 9 параллельно этим трещинам и площадкам скольжения (сдвига и отрыва) консольно зависающих пород. Скважины бурят на такую же глубину, расстояние между ними принимают таким же образом, как и в первом случае. Так же осуществляют через эти скважины (отсечные) гидравлическим и взрывным способом разупрочнение и обрушение зависающих пород кровли. When the
Повышение безопасности труда при эксплуатации повторно используемых выработок достигается за счет повышения устойчивости пород кровли в результате скрепления их анкерами, а не усиливающими крепями поддерживающего типа, как в прототипе, и снижения объема буровых и разупрочненных работ за счет использования природных поверхностей ослабления пород кровли. Improving occupational safety during the operation of reused workings is achieved by increasing the stability of roofing rocks as a result of fastening them with anchors rather than reinforcing supports of the supporting type, as in the prototype, and reducing the volume of drilling and softened work through the use of natural surfaces to weaken roofing rocks.
Использование заявляемого технического решения обеспечивает снижение стоимости охраны 1 м повторного использования выработки и повышение безопасности труда. The use of the proposed technical solution provides a reduction in the cost of protection of 1 m of reuse of production and increase labor safety.
Claims (2)
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| SU4911026 RU2013546C1 (en) | 1991-02-15 | 1991-02-15 | Method for protection of reused workings |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| SU4911026 RU2013546C1 (en) | 1991-02-15 | 1991-02-15 | Method for protection of reused workings |
Publications (1)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| RU2013546C1 true RU2013546C1 (en) | 1994-05-30 |
Family
ID=21560392
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| SU4911026 RU2013546C1 (en) | 1991-02-15 | 1991-02-15 | Method for protection of reused workings |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| RU (1) | RU2013546C1 (en) |
Cited By (2)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN113914860A (en) * | 2021-10-11 | 2022-01-11 | 中国矿业大学 | Roof cutting gob-side entry retaining method for non-compact solid filling working face |
| CN114810071A (en) * | 2022-04-14 | 2022-07-29 | 中钢集团马鞍山矿山研究总院股份有限公司 | Structural arrangement suitable for underground mine large-scale goaf caving treatment |
-
1991
- 1991-02-15 RU SU4911026 patent/RU2013546C1/en active
Cited By (3)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN113914860A (en) * | 2021-10-11 | 2022-01-11 | 中国矿业大学 | Roof cutting gob-side entry retaining method for non-compact solid filling working face |
| CN114810071A (en) * | 2022-04-14 | 2022-07-29 | 中钢集团马鞍山矿山研究总院股份有限公司 | Structural arrangement suitable for underground mine large-scale goaf caving treatment |
| CN114810071B (en) * | 2022-04-14 | 2023-06-06 | 中钢集团马鞍山矿山研究总院股份有限公司 | Structural arrangement suitable for caving treatment of large goaf of underground mine |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| WO2019227852A1 (en) | Fracture relieving method for stress concentration of pillar left in overlying goaf | |
| WO2011103620A1 (en) | A method of reducing subsidence or windblast impacts from longwall mining | |
| CN109973126A (en) | The double release constant resistance supporting surrounding rock stability control methods of fender gob side entry driving | |
| CN112610218B (en) | Thick coal seam fully-mechanized top-tunneling top-cutting pressure relief automatic roadway forming method | |
| AU2015387618A1 (en) | Method for fracturing filler wall left behind in adjacent coal-mining face | |
| CN113982582A (en) | Method for hydraulic fracturing treatment of end triangular area suspended roof of underground coal mine coal face | |
| CN112983418A (en) | Method for hydraulic fracturing pressure relief of coal mine underground coal face withdrawal channel | |
| Nehrii et al. | Analyzing kinetics of deformation of boundary rocks of mine workings | |
| Kumar et al. | Influence of overlying roof strata on rib design in mechanised depillaring | |
| RU2323337C2 (en) | Method for underground thick ore body mining | |
| CN113605893A (en) | Control method for pre-filled completely gob-side entry driving surrounding rock | |
| RU2013546C1 (en) | Method for protection of reused workings | |
| CN110985123A (en) | High-pressure hydraulic pre-cracking dangerous impact ore pressure crossheading roadway drilling arrangement method | |
| Konicek | Destressing | |
| RU2757619C1 (en) | Method for developing low-powered steel ore bodies | |
| Yin et al. | Gob-side entry retaining formed by roof cutting without roadside support | |
| CN113107583A (en) | Thick and hard roof high-gas coal seam gas extraction system and extraction method | |
| Klishin et al. | Directional hydraulic fracturing application for reduction of rock heaving intensity in the development opening under conditions of SM Kirov Mine | |
| RU2134786C1 (en) | Method for saving sections of development workings | |
| RU2755287C1 (en) | Method for developing thin and low-powered steel-falling ore bodies | |
| RU2186975C2 (en) | Method of mining of thick mineral beds | |
| RU2762170C1 (en) | Method for developing thin and low-powered steel-falling ore bodies | |
| RU2224890C1 (en) | Method for extracting sloping or slanted shock-hazardous layers | |
| SU894197A1 (en) | Pillar excavation method | |
| RU2095570C1 (en) | Method for development of steep ore bodies |