RU2472931C1 - Control method of poorly caving roof at mining of gas-bearing formations in faces with mechanised complexes - Google Patents

Control method of poorly caving roof at mining of gas-bearing formations in faces with mechanised complexes Download PDF

Info

Publication number
RU2472931C1
RU2472931C1 RU2011123355/03A RU2011123355A RU2472931C1 RU 2472931 C1 RU2472931 C1 RU 2472931C1 RU 2011123355/03 A RU2011123355/03 A RU 2011123355/03A RU 2011123355 A RU2011123355 A RU 2011123355A RU 2472931 C1 RU2472931 C1 RU 2472931C1
Authority
RU
Russia
Prior art keywords
roof
rocks
main roof
wells
mining
Prior art date
Application number
RU2011123355/03A
Other languages
Russian (ru)
Other versions
RU2011123355A (en
Inventor
Сергей Григорьевич Баранов
Марк Абрамович Розенбаум
Original Assignee
Федеральное государственное бюджетное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Санкт-Петербургский государственный горный университет"
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 Федеральное государственное бюджетное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Санкт-Петербургский государственный горный университет" filed Critical Федеральное государственное бюджетное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Санкт-Петербургский государственный горный университет"
Priority to RU2011123355/03A priority Critical patent/RU2472931C1/en
Publication of RU2011123355A publication Critical patent/RU2011123355A/en
Application granted granted Critical
Publication of RU2472931C1 publication Critical patent/RU2472931C1/en

Links

Images

Landscapes

  • Devices Affording Protection Of Roads Or Walls For Sound Insulation (AREA)

Abstract

FIELD: mining.
SUBSTANCE: as face advances from special chambers passed above preparatory minings on the side of extraction galleries there drilled opposite each other are wells parallel to formation at the distance from lower plane of the main roof to wells, which is determined by the following formula: Lllr=l3(1+√Kl) / (Kl -1), where Kl - rock loosening coefficient of the main roof at their blasting with loosening; l3 - distance from the main roof to fallen rocks, m; lllr - line of least resistance of blasting cone, m. Then, they are charged and blasted after the support line in the worked-out space. At each explosion there created is support from roof rocks fallen out of funnels throughout the face length, by means of which free falling of main roof, which is torn by explosion, is prevented.
EFFECT: considerable increase in mining of gas-bearing formations by means of mechanised complexes in wide range of coal bed in bedding zone of coal formations.
4 dwg

Description

Изобретение относится к горнодобывающей промышленности и может быть использовано в лавах с механизированными комплексами при отработке газоносных пластов с труднообрушающейся кровлей в широком диапазоне условий залегания угольных пластов.The invention relates to the mining industry and can be used in lavas with mechanized complexes when mining gas-bearing formations with hard-to-collapse roofs in a wide range of conditions of occurrence of coal seams.

Известен «Способ управления труднообрушаемой кровлей», включающий создание бутовых полос в выработанном пространстве, одна из которых, центральная, выкладывается параллельно линии очистного забоя длиной 0,2Lл и шириной 0,2 установившегося шага обрушения основной кровли (патент SU №2177546, опубл. 27.12.2001).The well-known "Method of managing hard-to-collapse roofs", including the creation of rubble strips in the worked-out space, one of which, the central one, is laid out parallel to the face line 0.2 L in length and 0.2 in the established step of the collapse of the main roof (patent SU No. 2177546, publ. 12/27/2001).

Недостатком способа является высокая опасность ведения работ по возведению бутовых полос в выработанном пространстве, в котором трудно обеспечить нормальное проветривание зоны, где производятся работы, и существует опасность непланируемого обрушения кровли в месте возведения центральной бутовой полосы.The disadvantage of this method is the high risk of work on the construction of rubble strips in the worked out space, in which it is difficult to ensure normal ventilation of the area where the work is being done, and there is a danger of unplanned collapse of the roof at the place of construction of the central rubble strip.

Известен «Способ управления труднообрушаемой кровлей в очистных забоях», отличающийся тем, что разрушение основной кровли на блоки, равные естественному шагу обрушения, производят до начала ведения очистных работ с оставлением пачки породы, прилегающей к угольному пласту. Скважины располагают таким образом, что при взрывании ВВ слои кровли над пластом угля остаются ненарушенными, которые предохраняют призабойное пространство от просыпания разрушенных пород при движении блока основной кровли (a.c. SU №311011, опубл. 09.08.1971).The well-known "Method of managing hard-to-collapse roofs in working faces", characterized in that the destruction of the main roof into blocks equal to the natural step of collapse, is carried out before the start of treatment works, leaving a pack of rock adjacent to the coal seam. The boreholes are positioned in such a way that when the explosive is blasted, the roof layers over the coal seam remain intact, which protect the bottom hole from spilling of the destroyed rocks during the movement of the main roof block (a.c. SU No. 3111011, published 09.08.1971).

Недостатком способа является то, что при обрушении больших блоков основной кровли происходит выдавливание ими скопившегося в выработанном пространстве метана в рабочее пространство очистных и подготовительных выработок выемочного участка, в результате создается опасная обстановка для находящихся в выработках людей.The disadvantage of this method is that when large blocks of the main roof collapse, they squeeze out the methane accumulated in the working space into the working space of the treatment and preparatory workings of the excavation area, and as a result a dangerous situation is created for people in the workings.

Известен «Способ управления труднообрушаемой кровлей при разработке угольных пластов механизированными комплексами», при котором на заданном расстоянии отработки столба производят искусственную посадку жесткой кровли путем переориентации размещения образующихся блоков породы параллельно кромке забоя со смещением границы обрушения кровли в направлении завала за пределы рабочего пространства лавы. Для реализации метода бурят скважины в борт конвейерного штрека на расстоянии 0,8-1,0 м друг от друга, в которых размешают и взрывают заряды ВВ. При этом линия обрушения основной кровли смещается в сторону завала, вследствие чего механизированная крепь оказывается под защитой консоли основной кровли и не испытывает разрушительных нагрузок во время очередного обрушения основной кровли. В этом случае снижается трудоемкость бурения шпуров, так как эти работы производят не по породе, а по углю (патент RU №2151293, опубл. 20.06.2000).The well-known "Method of managing hard-to-collapse roofs in the development of coal seams by mechanized complexes", in which at a given working distance of the pillar, an artificial roof is artificially planted by reorienting the placement of the formed rock blocks parallel to the edge of the face with the displacement of the collapse of the roof in the direction of the blockage outside the lava working space. To implement the method, wells are drilled into the side of the conveyor drift at a distance of 0.8-1.0 m from each other, in which explosive charges are mixed and exploded. In this case, the collapse line of the main roof shifts towards the blockage, as a result of which the mechanized lining is protected by the main roof console and does not experience destructive loads during the next collapse of the main roof. In this case, the complexity of drilling holes is reduced, since this work is carried out not by rock, but by coal (patent RU No. 2151293, publ. 06/20/2000).

Недостатком способа является то, что обрушение кровли происходит большими блоками, которые при падении на почву пласта выдавливают из выработанного пространства в призабойное и в подготовительные выработки скопившийся в завале метан, в результате создается опасная сетуация для работающих на участке людей. Этот фактор является основным недостатком рассматриваемого способа.The disadvantage of this method is that the collapse of the roof occurs in large blocks, which, when falling onto the soil of the formation, squeeze methane accumulated in the blockage from the developed space into the bottom hole and into the preparatory workings, as a result of which a dangerous set-up is created for people working on the site. This factor is the main disadvantage of this method.

Наиболее близким по технической сущности к заявляемому способу является «Способ управления труднообрушающейся кровлей в очистных забоях», принятый за прототип (авт.св. SU №313979, опубл. 07.09.1971). При осуществлении способа до начала очистных работ из штреков бурят скважины вертикальным веером и производят взрывание в выработанном пространстве после подвигания очистного забоя за линию скважин на величину радиуса взрывной воронки. Обрушение при взрыве плиты пород основной кровли происходит за линией крепи и поэтому исключается воздействие ее на механизированную крепь при первых осадках.Closest to the technical nature of the claimed method is the "Method of controlling a hard-collapsing roof in the working faces", adopted as a prototype (ed. St. SU No. 313979, publ. 07.09.1971). When implementing the method, prior to the start of treatment work, drills are drilled from the drifts by a vertical fan and blast in the worked out space after moving the working face beyond the line of wells by the value of the radius of the explosive funnel. The collapse in the explosion of a plate of rocks of the main roof occurs behind the lining line and therefore excludes its impact on the mechanized lining during the first precipitation.

Недостатком является то, что способ не исключает выдавливание газа из выработанного пространства в призабойную зону лавы во время обрушения плиты основной кровли. По этой причине способ не обеспечивает безопасное ведение очистных работ в лавах при отработке газоносных пластов.The disadvantage is that the method does not exclude the extrusion of gas from the developed space into the bottomhole zone of the lava during the collapse of the slab of the main roof. For this reason, the method does not ensure the safe conduct of treatment in lavas during the development of gas-bearing formations.

Техническим результатом является повышение безопасности отработки газоносных пластов в широком диапазоне условий.The technical result is to increase the safety of working gas-bearing formations in a wide range of conditions.

Технический результат достигается тем, что в способе управления труднообрушающейся кровлей при отработке газоносных пластов в лавах с механизированными комплексами, включающем бурение скважин со стороны подготовительных выработок в породах кровли, заряжание и взрывание их за крепью в выработанном пространстве, создание опор из высыпавшихся из взрывных воронок пород, препятствующих свободному обрушению оторванной от массива плиты основной кровли, бурение скважин производят параллельно напластованию, а расстояние от нижней плоскости основной кровли до скважин определяют по формуле:The technical result is achieved by the fact that in the method of controlling a hard-to-collapse roof during the development of gas-bearing formations in lavas with mechanized complexes, including drilling wells from the side of preparatory workings in the roof rocks, loading and blasting them behind the roof support in the worked-out space, creating supports from the rocks that have precipitated from explosive funnels , preventing the free collapse of the main roofing plate torn off from the array, the wells are drilled parallel to the bedding, and the distance from the lower plane main roof to the wells determined by the formula:

Figure 00000001
Figure 00000001

где Kp - коэффициент разрыхления пород основной кровли при взрывании их рыхлением;where K p - coefficient of loosening of the rocks of the main roof when blown by their loosening;

lз - расстояние от основной кровли до обрушившихся пород непосредственной, м;l s - distance from the main roof to the collapsed rocks immediate, m;

lлнс - линия наименьшего сопротивления воронки взрыва, м.l lns - line of least resistance of the explosion funnel, m.

Бурение скважин параллельно напластованию на расстоянии, определяемом соотношением величин lз, lлнс и Kp, позволяет обеспечить создание более надежной опоры для оторванной от массива плиты основной кровли по всей длине лавы и тем препятствовать свободному опусканию ее при различных значениях вынимаемой мощности пласта и соотношении названных величин.Drilling wells parallel to the bedding at a distance determined by the ratio of the values of l s , l lns and K p allows us to create a more reliable support for the main roof torn off the slab massif along the entire length of the lava and thus prevent its free lowering at different values of the removed formation thickness and the ratio named quantities.

Сущность изобретения поясняется чертежами, на которых представлены следующие детали способа: фиг.1 - вертикальный разрез пород кровли по линии падения пласта выемочного участка в нормальной к пласту плоскости расположения скважин очередного взрыва; фиг.2 - вертикальный разрез пород кровли в нормальной к пласту плоскости расположения скважин после взрыва; фиг.3 - расположение искусственных опор из высыпавшихся при взрывах пород по мере подвигания лавы; фиг.4 - вертикальный разрез пород по линии падения пласта в зоне взорванной воронки.The invention is illustrated by drawings, which show the following details of the method: figure 1 is a vertical section of the rocks of the roof along the fall line of the reservoir of the excavation section in the normal to the reservoir plane of the location of the wells of the next explosion; figure 2 is a vertical section of the rocks of the roof in the normal to the reservoir plane of the location of the wells after the explosion; figure 3 - the location of the artificial supports from the rocks that spilled out during the explosions as the lava moves; figure 4 is a vertical section of the rocks along the line of fall of the reservoir in the area of the blown funnel.

Способ осуществляют следующим образом. Подготовку выемочного участка для отработки угольного пласта 1 (фиг.1), над которым залегает глинистый сланец (непосредственная кровля) 2, выше которого расположен песчаник 3, осуществляют парными штреками 4, 5, 6, 7. Над штреками через определенные расстояния проходят камеры 8 и 9. Из камер бурят скважины 10 параллельно напластованию на расстоянии 15 от пласта, которое определяют по приведенной формуле. Заряды в скважинах располагают по всей их длине. Исключение представляют участки скважин 11, заполненные забойкой. После взрывания скважин разрыхленные породы 16 (фиг.2) заполняют объем воронки и расположенный под ней зазор 14 между основной кровлей и почвой пласта или обрушившимися при подвигании лавы породами непосредственной кровли 12. Взрывание зарядов в скважинах производят периодически в выработанном пространстве лавы за механизированной крепью 17 (фиг.3) и путем рыхления пород основной кровли создают опоры 16, на которые опираются оторванные от массива плиты основной кровли и с помощью которых препятствуют свободному обрушению оторванной от массива по линии 18 (фиг.3) плит основной кровли. Вследствие этого газ (13), находящийся в выработанном пространстве перед взрывом, не выдавливается в призабойное пространство лавы и в подготовительные выработки, в которых находятся люди.The method is as follows. The preparation of the excavation site for mining the coal seam 1 (Fig. 1), above which shale lies (direct roofing) 2, above which sandstone 3 is located, is carried out by paired drifts 4, 5, 6, 7. Chambers 8 pass over the drifts over certain distances and 9. From the chambers, wells 10 are drilled parallel to the bedding at a distance of 15 from the formation, which is determined by the above formula. The charges in the wells are located along their entire length. An exception is the sections of wells 11 filled with stemming. After blasting the wells, loosened rocks 16 (Fig. 2) fill the volume of the funnel and the gap 14 located under it between the main roof and the soil of the formation or the rocks of the immediate roof collapsed when the lava is moving 12. The charges are blown up in the wells periodically in the worked out lava space behind the mechanized roof support 17 (figure 3) and by loosening the rocks of the main roof create supports 16, on which base plates of the main roof torn off from the array are supported and with the help of which they prevent the free collapse of the torn off from the mass and through line 18 (Figure 3) of the main roof tiles. As a result of this, the gas (13) located in the worked out space before the explosion is not squeezed out into the bottomhole space of the lava and into the preparatory workings in which people are located.

Взрывание удлиненных зарядов в скважинах производят методом рыхления. Радиус воронки 19 при взрыве пород рыхлением принимают равным половине величины линии наименьшего сопротивления 15, т.е. r=0,5lлнс (фиг.4).Blasting of elongated charges in wells is carried out by loosening. The radius of the funnel 19 during the explosion of rocks by loosening is equal to half the value of the line of least resistance 15, i.e. r = 0.5l ls (Fig. 4).

Полное подбучивание пород основной кровли в зоне воронки обеспечивают путем соблюдения равенства:Complete re-framing of the rocks of the main roof in the funnel zone is ensured by observing equality:

Figure 00000002
Figure 00000002

где левая часть представляет увеличение объема пород основной кровли за счет их рыхления в объеме воронки, а правая - объем разрыхленных пород в зазоре ACEF.where the left part represents the increase in the volume of rocks of the main roof due to their loosening in the volume of the funnel, and the right part represents the volume of loose rocks in the ACEF gap.

Из подобия треугольников DBC и КСЕ находят выражения для определения величинFrom the similarity of triangles, DBC and KSE find expressions for determining the quantities

КЕ=FL=0,5lз,KE = FL = 0.5l s ,

Найденные выражения для r и КЕ подставляют в формулу (2) и находят квадратное уравнение для определения величины линии наименьшего сопротивления при взрывании породы рыхлением (расстояние от скважин до нижней плоскости пород основной кровли):The found expressions for r and КЕ are substituted into formula (2) and a quadratic equation is found to determine the line of least resistance when blasting the rock by loosening (distance from the wells to the lower plane of the rocks of the main roof):

Figure 00000003
Figure 00000003

Решают уравнение (3) и находят искомое выражение (1).Solve equation (3) and find the desired expression (1).

Пример: mв=3,5 м - вынимаемая мощность пласта;Example: m in = 3.5 m - the removed capacity of the reservoir;

mн.к=2,0 м - мощность непосредственной кровли;m nk = 2.0 m - the power of the immediate roof;

Kp=1,5.K p = 1.5.

В этом случае lз=mв+mн.к-Kp·mн.к=3,5+2,0-1,5·2,0=2,5 м.In this case, l z = m in + m n.k. -K p · m n.k = 3.5 + 2.0-1.5 · 2.0 = 2.5 m.

Подставляя эти данные в формулу (1), получим:Substituting these data in the formula (1), we obtain:

Figure 00000004
Figure 00000004

Откуда следует, что скважины должны быть пробурены на расстоянии 11,1 м от пласта.It follows that the wells should be drilled at a distance of 11.1 m from the reservoir.

Применение способа позволяет значительно повысить безопасность ведения очистных работ при отработке газоносных пластов с помощью механизированных комплексов в широком диапазоне условий.The application of the method can significantly improve the safety of treatment operations during the development of gas-bearing formations using mechanized complexes in a wide range of conditions.

Claims (1)

Способ управления труднообрушающейся кровлей при отработке газоносных пластов в лавах с механизированными комплексами, включающий бурение скважин со стороны подготовительных выработок в породах кровли, заряжание и взрывание их за крепью в выработанном пространстве, создание опор из высыпавшихся из взрывных воронок пород, препятствующих свободному обрушению оторванной от массива плиты основной кровли, отличающийся тем, что бурение скважин производят параллельно напластованию, а расстояние от нижней плоскости основной кровли до скважин определяют по формуле
Figure 00000005

где Kp - коэффициент разрыхления пород основной кровли при взрывании их рыхлением;
lз - расстояние от основной кровли до обрушившихся пород непосредственной, м;
lлнс - линия наименьшего сопротивления воронки взрыва, м. A method for controlling a hard-collapsing roof during the development of gas-bearing formations in lavas with mechanized complexes, including drilling wells from the side of preparatory workings in the roof rocks, loading and blasting them behind the support in the worked-out space, creating supports from the rocks that precipitated from the blasting funnels, preventing free collapse of the rock torn from the massif slabs of the main roof, characterized in that the wells are drilled parallel to the bedding, and the distance from the lower plane of the main roof to the well Jin is determined by the formula
Figure 00000005

where K p - coefficient of loosening of the rocks of the main roof when blown by their loosening;
l s - distance from the main roof to the collapsed rocks immediate, m;
l lns - line of least resistance of the explosion funnel, m.
RU2011123355/03A 2011-06-08 2011-06-08 Control method of poorly caving roof at mining of gas-bearing formations in faces with mechanised complexes RU2472931C1 (en)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
RU2011123355/03A RU2472931C1 (en) 2011-06-08 2011-06-08 Control method of poorly caving roof at mining of gas-bearing formations in faces with mechanised complexes

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
RU2011123355/03A RU2472931C1 (en) 2011-06-08 2011-06-08 Control method of poorly caving roof at mining of gas-bearing formations in faces with mechanised complexes

Publications (2)

Publication Number Publication Date
RU2011123355A RU2011123355A (en) 2012-12-20
RU2472931C1 true RU2472931C1 (en) 2013-01-20

Family

ID=48806573

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
RU2011123355/03A RU2472931C1 (en) 2011-06-08 2011-06-08 Control method of poorly caving roof at mining of gas-bearing formations in faces with mechanised complexes

Country Status (1)

Country Link
RU (1) RU2472931C1 (en)

Cited By (6)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN106767213A (en) * 2017-01-18 2017-05-31 长沙有色冶金设计研究院有限公司 A kind of Roof Control blasting method of soft broken top board ore body back production
WO2020062821A1 (en) * 2018-09-30 2020-04-02 中国矿业大学 Mine mining, seperation and filling + x mining mode
WO2020062823A1 (en) * 2018-09-30 2020-04-02 中国矿业大学 Mining, separation, filling, and control method for mine exploitation
WO2020087860A1 (en) * 2018-10-29 2020-05-07 中国矿业大学 Coalbed methane horizontal well hole collapse pressure relief mining simulation test system
WO2020087861A1 (en) * 2018-10-29 2020-05-07 中国矿业大学 Coalbed methane horizontal well hole collapse de-stressed mining simulation test method
CN111720119A (en) * 2020-07-22 2020-09-29 天地科技股份有限公司 Coal mine pillar-free wall-reserving mining method

Families Citing this family (2)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN110984986B (en) * 2019-12-19 2021-05-14 山东东山新驿煤矿有限公司 Radial coal mining method for controlling surface deformation
CN112610251B (en) * 2020-12-22 2021-09-24 中国矿业大学(北京) Control method of coal mining roadway top plate

Citations (7)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
SU313979A1 (en) * Шахтинский научно исследовательский , проектно конструкторский METHOD OF MANAGEMENT OF LABOR-DESTRUCTIVE ROOFING
SU783472A1 (en) * 1977-05-04 1980-11-30 За витель Method of solid rood control
SU1448063A1 (en) * 1985-04-15 1988-12-30 Н. А. Жданкин Method of controlling solid roof in mining bed deposits
SU1469137A1 (en) * 1986-12-25 1989-03-30 Ленинградский горный институт им.Г.В.Плеханова Roof control method
US4979780A (en) * 1986-06-19 1990-12-25 Marion Rene A Mining or underground quarrying method and installation for implementing same
SU1642009A1 (en) * 1989-03-27 1991-04-15 Всесоюзный научно-исследовательский институт горной геомеханики и маркшейдерского дела Method of controlling stability of parent rock in stopes
RU2177546C1 (en) * 2000-05-24 2001-12-27 Санкт-Петербургский государственный горный институт им. Г.В. Плеханова (Технический университет) Method of controlling difficult-to-cave roof

Patent Citations (7)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
SU313979A1 (en) * Шахтинский научно исследовательский , проектно конструкторский METHOD OF MANAGEMENT OF LABOR-DESTRUCTIVE ROOFING
SU783472A1 (en) * 1977-05-04 1980-11-30 За витель Method of solid rood control
SU1448063A1 (en) * 1985-04-15 1988-12-30 Н. А. Жданкин Method of controlling solid roof in mining bed deposits
US4979780A (en) * 1986-06-19 1990-12-25 Marion Rene A Mining or underground quarrying method and installation for implementing same
SU1469137A1 (en) * 1986-12-25 1989-03-30 Ленинградский горный институт им.Г.В.Плеханова Roof control method
SU1642009A1 (en) * 1989-03-27 1991-04-15 Всесоюзный научно-исследовательский институт горной геомеханики и маркшейдерского дела Method of controlling stability of parent rock in stopes
RU2177546C1 (en) * 2000-05-24 2001-12-27 Санкт-Петербургский государственный горный институт им. Г.В. Плеханова (Технический университет) Method of controlling difficult-to-cave roof

Cited By (8)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN106767213A (en) * 2017-01-18 2017-05-31 长沙有色冶金设计研究院有限公司 A kind of Roof Control blasting method of soft broken top board ore body back production
CN106767213B (en) * 2017-01-18 2018-06-19 长沙有色冶金设计研究院有限公司 A kind of Roof Control blasting method of soft broken top plate ore body back production
WO2020062821A1 (en) * 2018-09-30 2020-04-02 中国矿业大学 Mine mining, seperation and filling + x mining mode
WO2020062823A1 (en) * 2018-09-30 2020-04-02 中国矿业大学 Mining, separation, filling, and control method for mine exploitation
US11143025B2 (en) 2018-09-30 2021-10-12 China University Of Mining And Technology Mine exploitation based on stoping, separation and filling control
WO2020087860A1 (en) * 2018-10-29 2020-05-07 中国矿业大学 Coalbed methane horizontal well hole collapse pressure relief mining simulation test system
WO2020087861A1 (en) * 2018-10-29 2020-05-07 中国矿业大学 Coalbed methane horizontal well hole collapse de-stressed mining simulation test method
CN111720119A (en) * 2020-07-22 2020-09-29 天地科技股份有限公司 Coal mine pillar-free wall-reserving mining method

Also Published As

Publication number Publication date
RU2011123355A (en) 2012-12-20

Similar Documents

Publication Publication Date Title
RU2472931C1 (en) Control method of poorly caving roof at mining of gas-bearing formations in faces with mechanised complexes
CN106223998B (en) Rock protective layer face gas administering method under a kind of closely tight roof
CN106761912B (en) It is a kind of be suitable for unstable formation efficiently on to route slicing and filling mining methods
CN106761756B (en) A kind of stope structure for Upward slicing all-tailing cemented filling method
CN108625856A (en) A kind of mining methods in the two neighboring one ore removal lane of stope of underground mine
WO2011103620A1 (en) A method of reducing subsidence or windblast impacts from longwall mining
CN104847352A (en) Chamber and overhand cut combined cut-and-filling stoping method in pre-roof-protecting stage
CN1982649A (en) Mining method
MX2012009756A (en) Underground mining.
CN105422102B (en) A kind of vertical medium-length hole ore blast subsection access back-filling method
CN109653748A (en) A kind of thin mining methods with very thin ore body
CN108590649A (en) A kind of broken narrow vein medium-length hole recovery method of low-angle dip
US3917346A (en) Method of blasting a subterranean deposit
CN108625855A (en) Safe and efficient mining methods under a kind of obturation
CN105370280B (en) A kind of double-deck thin jade ore deposit nondestructive blasting mining methods of underground low-angle dip
RU2472936C1 (en) Control method of poorly caving roof at entry of mechanised complex to removal chamber
RU2439323C1 (en) Method to mine inclined ore deposits
RU2272136C1 (en) Development method for thick steep coal bed liable to spontaneous ignition
CN111780633B (en) Step-type rapid excavation method for IV-V-level surrounding rock lower step of double-track tunnel
CN105422101B (en) A kind of bilayer mineral inclined orebody Synchronization mining shrinkage mining method
RU2632615C1 (en) Method for development of inclined ore bodies of medium width
CN115183639A (en) Three-face upper-breaking single-roadway down-cutting blasting construction method for roof-cutting retained roadway
RU2143074C1 (en) Method of mining of thick inclined outburst-phone seam
RU2471989C1 (en) Method to manage hard-to-collapse roof when mining gas-bearing beds in long faces with mechanical complexes
RU2576427C2 (en) Method for underground development of thin, sloping and inclined veins with combined filling

Legal Events

Date Code Title Description
MM4A The patent is invalid due to non-payment of fees

Effective date: 20130609