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Mar 24, 2024

Bohr- und Strahlkonstruktionen für parallelen Lochschnitt und V

Scientific Reports Band 13, Artikelnummer: 2449 (2023) Diesen Artikel zitieren 2264 Zugriffe 1 Altmetric Metrics Details Die Karadon-Mine, in der Feldstudien durchgeführt wurden, liegt im Norden

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Details zu den Metriken

Die Karadon-Mine, in der Feldstudien durchgeführt wurden, liegt im Nordwesten der Türkei und gilt als stark gashaltiges Kohlebergwerk. Die in unterirdischen Kohlebergwerken verwendeten Sprengstoffe und Zündsysteme werden durch Gesetze, Satzungen, Verordnungen und strenge Regeln bestimmt. Einschränkungen, die sich aus gesetzlichen Vorgaben ergeben, wie z. B. Beschränkungen der Beschickungs- und Vortriebslängen sowie der zu verwendenden Strahlmittel, erschweren den Einsatz bekannter Tunnelsprengtechniken oder machen sie teilweise unmöglich. In solchen Fällen müssen die mit den in der Literatur angegebenen Gleichungen erstellten Entwürfe überarbeitet und neu geordnet werden. Ziel dieser Studie ist es, Lösungen für die Sprengschwierigkeiten zu empfehlen, die in Bergwerken für gasförmige Untertagekohle auftreten, bei denen aufgrund gesetzlicher Anforderungen Einschränkungen bestehen. Diese Studie fasst die derzeit in der Karadon-Mine angewandten Sprengpraktiken zusammen und analysiert sie sowie ihre Nachteile. Anschließend wurden unter Verwendung der in der Literatur vorgeschlagenen Methoden neue Sprengpläne erstellt und diese Entwürfe entsprechend den gesetzlichen Anforderungen überarbeitet. Indem die Ladungskonzentration relativ zu ihrem ursprünglichen Wert konstant gehalten wurde, wurden die Belastung und die Abstandsabstände angepasst. Als Ergebnis dieser Studie wurde festgestellt, dass eine Neuordnung, bei der die Ladungskonzentration im Vergleich zu ihrem ursprünglichen Wert konstant gehalten wird, eine geeignete technische Lösung darstellt.

Sprengstoffe sind wahrscheinlich die kostengünstigste Methode zum Gesteinsaushub im Untertagebergbau1,2,3. Der Tunnel- und unterirdische Felsaushub erfolgte in den letzten Jahren weitgehend durch Bohr- und Sprengmethoden4. Menge und Art der Sprengstoffe, Bohrmuster und die Reihenfolge der Sprengung sind entscheidend für den erfolgreichen Abbau von Gesteinsmassen5.

Sprengungen in einem Tunnel oder Stollen beginnen immer mit dem „Schnitt“ – einem Lochmuster, das die effizienteste Verformungslinie erzeugen soll – in oder nahe der Mitte der Ortsbrust. Jede Sprengung schafft mehr Platz für den folgenden Sprenglochring. Es ist zwingend erforderlich, den Schnittabschnitt erfolgreich zu sprengen, damit die gesamte Runde erfolgreich ist. Im Bergbau und im Baugewerbe werden verschiedene Schnittarten angewendet, die sich jedoch im Wesentlichen in zwei Kategorien einteilen lassen: parallele Löcher und schräg gebohrte Löcher. Heutzutage ist die am häufigsten verwendete Schnittmethode für parallele Löcher der vierteilige Schnitt mit großen Löchern, während der am häufigsten verwendete Schnitt bei abgewinkelten Löchern der V-Schnitt ist. Diese Schnittart eignet sich für Tunnel mit relativ großem Querschnitt und erfordert weniger Löcher als ein paralleler Schnitt. Als die ersten maschinellen Bohrmaschinen eingeführt wurden, ermöglichte der Parallelschnitt präzises Parallelbohren. Der Einsatz dieser Schnittart ist auch bei kleinen Tunneln mit langen Rundungen üblich.

Die gewählte Schnittart hängt nicht nur von der physikalischen Beschaffenheit des Gesteins und dem Vorhandensein von Schwachstellen und Rissen ab, sondern auch von der verwendeten Ausrüstung, der Querschnittsfläche und der bevorzugten Vortriebsgeschwindigkeit. Im Laufe der Jahre, seit in den 1860er Jahren erstmals Sprengstoffe zum Ausheben von Tunneln eingesetzt wurden, hat die Tunnelsprengung enorme Erfahrungen gesammelt. Viele Forscher6,7,8,9,10,11,12,13 untersuchten das Schnittstrahlen und schlugen verschiedene Schnittmuster vor. Was die Schneidmethoden betrifft, verglich Shapiro14 V-Schnitte mit anderen Schnitten und kam zu dem Schluss, dass der V-Schnitt die maximale Sprengeffizienz bietet, wenn das Loch weniger als 2,5 m tief ist. Chakraborty et al.15 zeigten, dass parallele Schnitte in kleinen Tunneln nicht so produktiv waren wie V-Schnitte, und es wurde ein empirischer Zusammenhang entwickelt. In verschiedenen Sprengmodellen untersuchten Soroush et al.16 die Auswirkung und Empfindlichkeit des Lochdurchmessers und der Tunnelflächenfläche auf die Sprengergebnisse und wiesen darauf hin, dass der V-Schnitt unter ähnlichen Bedingungen mehr Schnittlöcher erfordert als der Parallelschnitt. Cardu und Seccatore17 berichten, dass Tunnelrundungen mit parallelen Lochschnitten tendenziell eine höhere Zugeffizienz aufweisen als Tunnelrundungen mit geneigten Lochschnitten. Laut Wang et al.18 haben V-Schnitte den Vorteil, dass sie weniger Bohrlöcher benötigen, den Gesteinsguss erleichtern und geringe Anforderungen an die Bohrgenauigkeit stellen. Durch die Entwicklung hydraulischer Jumbos mit einem oder mehreren Auslegern hat sich jedoch der Trend zu parallelen Lochschnitten herauskristallisiert. Darüber hinaus erfordern parallele Lochschnitte keine Änderung des Vorschubwinkels und der Vorschub wird nicht so stark von der Tunnelbreite beeinflusst19.

Da es keine freie Oberfläche gibt, ist die Sprengung im Freiland schwieriger als die Sprengung im Tagebau20. Unter der Annahme, dass die untere, linke und rechte Seite der geschnittenen Gesteinsmasse durch Explosion gebrochen wurde und dass an der oberen und unteren Seite ein Scherversagen auftrat, wurden die Versagensarten der verschiedenen Seiten der geschnittenen Gesteinsmasse von Dai und vollständig berücksichtigt Du21. Der Mechanismus der Hohlraumbildung in V-Schnitten wurde von ihnen qualitativ erklärt. Eine Berechnungsmethode zur Bestimmung der kritischen Tiefe des zentralen Lochs wurde von Lou et al.22 basierend auf seiner Theorie des V-Cut-Sprengmechanismus vorgeschlagen.

Das Vorhandensein von Leerlöchern kann während des Sprengvorgangs in geraden Schnitten günstige Zerkleinerungsbedingungen für Gestein schaffen. Daher besteht die primäre Möglichkeit zur Steigerung der Sprengwirkung beim Minentunnelbau darin, die Schneidmethode zu optimieren und zu verbessern23. Basierend auf ihrer Untersuchung der Hohlraumbildung in Dachrinnen kamen Lin und Chen24 zu dem Schluss, dass Gestein unter der Wirkung von Gas, das durch eine Hochdruckexplosion erzeugt wird, herausgeschleudert wird. Feldtests wurden von Liu et al.25 durchgeführt, um festzustellen, wie sich das zentrale Loch auf die Spannungskonzentration auswirkt. Laut den oben genannten Forschern fördert das Loch den zyklischen Vortrieb, indem es die Gesteinsfragmentierung durch die Reflexion von Zugwellen verstärkt. Um die Vorteile des parallelen und abgewinkelten Schneidens zu kombinieren, erfanden Shan et al.20 das quasi-parallele Schneiden mit einem Mittelloch. Darüber hinaus schlugen Shan et al.20 einen Winkel zwischen dem Hauptschnitt und der Arbeitsfläche vor, während der Hilfsschnitt senkrecht verlief. Durch die Verwendung eines zentralen Lochs zeigten Yang et al.26, dass die Wurfwirkung gebrochener Steine ​​und die Nutzung geschnittener Löcher erheblich verbessert werden konnten. Wang et al.4 führten numerische Simulationen durch, um das durch das Schnittloch erster Ordnung erzeugte explosive Spannungsfeld zu analysieren. Den gleichen Autoren zufolge führte die Vergrößerung des Durchmessers eines leeren Lochs dazu, dass der Spitzenwert der Spannungswelle um das Loch mehr als doppelt so hoch war wie in einer Gesteinsmasse ohne leeres Loch. Zuo et al.27 beobachteten den Sprengvorgang bei unterschiedlichen Lochdurchmessern mittels Hochgeschwindigkeitsfotografie und erklärten den Zusammenhang zwischen Hohlraumvolumen und Lochdurchmesser mittels Hochgeschwindigkeitsfotografie.

Die oben genannten Untersuchungen konzentrieren sich in erster Linie auf den Schneidmechanismus und die Schneidmethode, die Untersuchungen zur Stollensprengung in gashaltigen Untertagekohlebergwerken werden jedoch nicht ausreichend erwähnt. Durch den Bergbau wird Methan aus Kohle und den umliegenden Gesteinsschichten freigesetzt. Aufgrund seiner explosiven Eigenschaften ist es äußerst gefährlich, in Minen Methan mit Luft zu vermischen. Aus diesem Grund werden Sprengstoffe und Zündsysteme, die in unterirdischen Gaskohlebergwerken eingesetzt werden, durch Gesetze, Satzungen, Verordnungen und strenge Regeln bestimmt. Diese gesetzlichen Anforderungen, die die Lade- und Vortriebslängen, die zu verwendenden Strahlmittel und die Verwendung von Verzögerungskapseln einschränken, machen den Einsatz bekannter Tunnelsprengtechniken schwierig und teilweise unmöglich. In diesem Fall können die Sprenglöcher nicht auf die erforderliche Länge gebohrt oder nicht ausreichend mit Sprengstoff beaufschlagt werden. Aus diesem Grund kann die erforderliche lineare Ladungskonzentration nicht erreicht werden. Wenn die verzögerten Kapseln nicht verwendet werden, müssen außerdem alle Sprenglochgruppen, z. B. Schnitt, Stopfen und Umfang, gleichzeitig gesprengt werden. Normalerweise sind zum Bohren und Sprengen (Laden und Zünden) von Sprenglöchern zwei oder drei Schritte erforderlich, wenn keine verzögerten Zünder verwendet werden. In diesem Fall werden die Steine ​​fester und es wird schwieriger, sie zu brechen und aus der Wand zu entfernen. Auch das Sprengen von Hartgestein ist mit Methan-sicheren zulässigen Dynamiten aufgrund ihrer geringen relativen Gewichtsfestigkeit eine große Herausforderung. Folglich führen solche Schwierigkeiten insbesondere in gashaltigen Steinkohlebergwerken zu unzureichenden Sprengungen oder unzureichenden Vortrieben beim Abbau. In solchen Fällen ist unklar, wie in der Literatur empfohlene Tunnelsprengtechniken zu einer Lösung führen, die diese Einschränkungen einhält, insbesondere in gashaltigen unterirdischen Steinkohlebergwerken. In der Literatur sind keine Formeln angegeben, die in solchen Spezialfällen direkt angewendet werden können. Um diese Schwierigkeiten zu überwinden, müssen Entwürfe, die mit den in der Literatur angegebenen Gleichungen erstellt wurden, unter Berücksichtigung spezifischer Ladungskonzentrationen überarbeitet und neu angeordnet werden.

Im türkischen Steinkohlenunternehmen (TTK), dem größten Steinkohleproduzenten der Türkei, werden große Stollen wie Erschließungsstraßen (in Fels gegraben) im Parallellochverfahren gesprengt, während kurze und schmale Stollen wie Torwege und Stollen (teilweise in den Fels gehauen) gesprengt werden oder in der Nähe des Kohleflözes) werden im V-Cut-Verfahren gesprengt. In dieser Studie werden die derzeit in der Karadon-Mine angewandten Sprengpraktiken zusammengefasst und die aktuelle Situation mit ihren Nachteilen dargestellt. Anschließend wurden zunächst mit den in der Literatur vorgeschlagenen Methoden neue Sprengkonstruktionen erstellt, die den aktuellen Vortrieb steigern würden, und diese Konstruktionen anschließend unter Berücksichtigung der gesetzlichen Anforderungen überarbeitet. Indem die Ladungskonzentration relativ zu ihrem ursprünglichen Wert konstant gehalten wurde, wurden die Belastung und die Abstandsabstände angepasst. Parallele Lochschnittentwürfe wurden für Erschließungsstraßen erstellt, wohingegen abgewinkelte Lochschnittentwürfe für Einfahrtsstraßen und Stollen erstellt wurden. Dabei wurden das Bohrbild, die Anzahl und Menge der benötigten Sprengkapseln sowie die Menge an Dynamit angegeben.

Der Einsatz von Sprengstoffen und Zündsystemen in unterirdischen Kohlebergwerken unterliegt Gesetzen, Verordnungen und Vorschriften. In der Türkei gibt es zwei spezifische Gesetze, die den Einsatz von Sprengstoffen in Minen und die Arbeitssicherheit klar regeln. Bei der ersten Rechtsvorschrift handelt es sich um die Anforderungen des Dekrets Nr. 87/12028 „Vorschriften/Richtlinien zu Verfahren und Grundsätzen für Jagdmaterialien und ähnliche Gegenstände im Zusammenhang mit nichtmonopolistischen Sprengstoffen“ und bei der anderen handelt es sich um die „Verordnung über Arbeitsschutz, die berücksichtigt werden muss“. Bergbau- und Steinbruchbetriebe sowie Tunnelbau“28. In diesen beiden Rechtsvorschriften sind die Artikel, die Bohr- und Sprenganwendungen speziell für den Kohlebergbau unter Tage umfassen, nur im ersten Gesetz enthalten. Nachfolgend finden Sie eine Zusammenfassung dieser Artikel zum Tunnelbau in Kohlebergwerken:

Beim Bau von Bergwerken, Steinbrüchen und Tunneln dürfen nur Sprengmittel der vom Ministerium zugelassenen Art verwendet werden. Die in Gas-, Kohlenstaub- und Schwefelbergwerken zu verwendenden Sprengmittel müssen von der Qualität sein, die für die Sicherheit dieser Bergwerke erforderlich ist.

Die Höhe der Sprengladung darf die halbe Lochtiefe nicht überschreiten. Der verbleibende Raum wird mit Stielmaterial gefüllt.

In Bergwerken mit brennbaren und brennbaren Gasen und Staubverbrennungs- und Explosionsgefahr ist das Zünden mit Zündschnur nicht möglich

In Gas- und Kohlenstaubbergwerken werden feuerfeste elektrische Zündgeräte eingesetzt.

c) Verzögerungskapseln dürfen in Kohlebergwerken nur zur Sprengung von Gestein eingesetzt werden;

d) Wenn ein plötzlicher Gasaustritt in Kohlebergwerken vermutet wird oder sich Zufahrtsstraßen dem Kohleflöz nähern, werden sichere Kapseln statt verzögerter Kapseln eingesetzt.

a) In Kohlebergwerken können Tore nur durch elektrische Zündkapseln gezündet werden.

b) Kapseln mit Aluminiumhülle dürfen nicht in Kohle- und Schwefelbergwerken eingesetzt werden.

Bohr- und Sprengarbeiten in Kohlebergwerken sind aufgrund der oben genannten Anforderungen schwierig zu gestalten.

Die wichtigsten Steinkohlevorkommen der Türkei liegen im Zonguldak-Becken, zwischen Ereğli und Amasra an der Schwarzmeerküste, mit einer Ausbreitung von 160 km. Als größter Steinkohleproduzent der Türkei verwaltet TTK als Staatsunternehmen alle Steinkohleaktivitäten im Land. Aufgrund der Zerstreuung der Steinkohlebecken von Zonguldak hat TTK fünf Produktionsgebiete eingerichtet: Armutcuk, Kozlu, Uzulmez, Karadon und Amasra. Die ersten vier Betriebe befinden sich innerhalb der Grenzen der Provinz Zonguldak und der letzte innerhalb der Provinz Bartın (Abb. 1). Für die gesamte Produktion wird Untertagebergbau genutzt, und die Förderung erfolgt gleichzeitig an mehreren Horizonten innerhalb der Zechen. Kohleflöze im Kohlerevier haben eine durchschnittliche Mächtigkeit von 2 m und eine Neigung von 0°–90°. Der Heizwert der Kohlen aus dem Zonguldak-Becken liegt zwischen 6200 und 7250 kcal/kg und die geschätzte Reserve beträgt etwa 1,3 Milliarden Tonnen.

Lage der Zechen im Steinkohlebecken Zonguldak.

Es gibt mehr als 20 abbaubare Kohleflöze im Kohlerevier Zonguldak, das aus einem Gürtel aus kohlenstoffhaltigen Kohleeinheiten besteht. Die Geologie ist durch steil abfallende Flöze gekennzeichnet, die in bestimmten Gebieten unter dem Schwarzen Meer liegen. Verwerfungen und Falten haben die Schichten erheblich gestört und Methan ist in großen Mengen vorhanden. Neben der Tendenz zur Selbstentzündung ist Kohle bekanntermaßen auch anfällig für Ausbrüche. Aufgrund dieser Probleme hat sich der Bergbau zu einem äußerst arbeitsintensiven Industriezweig mit begrenztem Mechanisierungspotenzial entwickelt. Das Karadon Hard Coal Business Enterprise (Karadon TIM), in dem Feldstudien durchgeführt wurden, setzt seine Produktionsaktivitäten in einem Gebiet von 32 km2, 12 km östlich der Provinz Zonguldak, fort und wird als stark gashaltiges Kohlebergwerk eingestuft. Als Folge der Bergbauaktivitäten wird Kohlengrubenmethan aus der Kohle und den umliegenden Gesteinsschichten freigesetzt. Bergwerksmethan stellt aufgrund seiner Explosivität ein Sicherheitsrisiko dar.

Um die elastischen und mechanischen Eigenschaften des umgebenden Gesteins zu bestimmen, wurden an 15 verschiedenen abbaubaren Kohleflözen gesteinsmechanische Experimente durch Probenahme der Boden- und Dachschichten durchgeführt. Das umgebende Gestein besteht hauptsächlich aus Sandstein, Schluffstein und Konglomerat (Abb. 2). Die Zusammenfassung der Durchschnittswerte der intakten Gesteinseigenschaften, die aus den untersuchten Gesteinen ermittelt wurden, ist in Tabelle 1 dargestellt.

Beobachtete Felsformationen im Kohlebecken.

Gemäß der von ISRM29 vorgeschlagenen Klassifizierung hinsichtlich der einachsigen Druckfestigkeit von Gesteinsmaterialien ist die Verteilung der getesteten Gesteinsproben in Abb. 3 dargestellt. Im Allgemeinen wurden die UCS-Werte (einachsige Druckfestigkeit) der Sandsteinproben als stark eingestuft aus technischer Sicht, während die Schluffsteinproben als schwach und die Konglomeratproben als mäßig schwach eingestuft wurden. Allerdings wiesen 27 der Sandsteinproben UCS-Werte über 100 MPa auf, mit einem Maximalwert von 140 MPa. Dieser Wert liegt im Bereich von 100–250 der empfohlenen ISRM-Klassifizierung und wird als sehr starkes Gestein bezeichnet.

Klassifizierung der einachsigen Druckfestigkeit geprüfter Gesteine.

Basierend auf den Erfahrungen aus der Mine werden die vor Ort angetroffenen Formationen der Einfachheit halber in Kategorien entsprechend der Gesteinsfestigkeit eingeteilt. Diese Kategorien umfassen mittelharte Formationen und relativ schwache Formationen. Die Eigenschaften der Gesteinsmasse in der Region sind unterschiedlich und der durchschnittliche RQD (Rock Quality Designation) liegt in mittelharten Formationen, die massiven Sandstein enthalten, bei etwa 90 %, während dieser Wert in relativ schwachen Formationen, die aus Schluffstein-Sandstein bestehen, bei etwa 20 % liegt. RMR-Werte (Rock Mass Rating) liegen bei mittelharten Formationen mit massivem Sandstein bei etwa 70 und bei relativ schwachen Formationen mit schwachen Schluff-, Sandstein- und Konglomerat-Übergangseinheiten bei 40 bis 60.

Der Vorgang des Aushebens von Tunneln, Galerien, Stollen usw. wird als Tunnelbau bezeichnet. Bohren und Sprengen sind aufgrund ihrer Vielseitigkeit, geringeren Anfangsinvestitionskosten und einfacheren Anwendbarkeit im Vergleich zum mechanischen Aushub eine weit verbreitete Aushubmethode im Tunnelbau. Obwohl heute bei vielen Transporttunnelprojekten Tunnelbaumaschinen zum Einsatz kommen, ist Bohren und Sprengen die bei weitem gebräuchlichste Technik des unterirdischen Gesteinsaushubs.

Das Banksprengen unterscheidet sich vom Tunnelsprengen dadurch, dass das Banksprengen auf mehrere freie Oberflächen gerichtet ist, während das Tunnelsprengen auf eine einzige freie Oberfläche gerichtet ist. Daher gibt es eine Grenze hinsichtlich der runden Länge und des Gesteinsvolumens, das gleichzeitig gesprengt werden kann. Damit das Gestein brechen und von der Oberfläche weggeschleudert werden kann, muss eine zweite freie Fläche gebildet werden. Durch einen Schnitt in der Tunnelbrust entsteht diese zweite Ortsbrust7. Der Zweck des Schnitts besteht darin, einen primären Hohlraum in der Tunnellinie zu schaffen. Hier können sich die verbleibenden Löcher leicht erweitern und das verbleibende Gestein in Richtung dieser Öffnung sprengen.

Im Bergbau und im Baugewerbe kommen verschiedene Schnittarten zum Einsatz, sie lassen sich jedoch hauptsächlich in zwei Kategorien einteilen: Schnitte mit parallelen Löchern und Schnitte mit Winkellöchern. Obwohl es von jedem wichtigen Schnitttyp viele verschiedene Untertypen gibt, sind die heute am häufigsten verwendeten Schnittarten Parallelloch- und V-Schnitt.

Mit der Einführung maschineller Bohrmaschinen wurde das parallele Lochschneiden eingeführt11. Bei dieser Schnittart werden alle Löcher parallel zueinander gebohrt. Als Sprengöffnung dient ein großes Bohrloch. Die heute am häufigsten verwendete Methode zum parallelen Lochschneiden ist der vierteilige Großlochschnitt, der auch als schwedische Methode bekannt ist. Ursprünglich von Langerfors und Kihlstrom6 entwickelt, wurde später von Holmberg9 ein vollständiges Designmodell für dieses Schnittdesign veröffentlicht. Kürzlich wurde es von Persson et al.13 aktualisiert.

Beim parallelen Lochschneiden wird der Vorschub des Geschosses durch den Durchmesser des leeren Lochs und die Abweichung der Ladungslöcher begrenzt. Da das Vortreiben recht teuer ist, wenn der Vortrieb weit unter 95 % der Bohrlochtiefe liegt, kann der durchschnittliche Vortrieb (I) 95 % der Sprenglochtiefe (H) erreichen.

Bei parallelen Lochschnitten in vier Abschnitten kann die Tiefe des Sprenglochs anhand der folgenden Gleichung geschätzt werden:

wobei D0 den Leerlochdurchmesser (m)13 bezeichnet. Olofsson10 schlug außerdem das in Abb. 4 gezeigte Diagramm für die Beziehung zwischen Lochtiefe und Vorschub für verschiedene Leerlochdurchmesser vor.

Die Beziehung zwischen Lochtiefe und Vorschub für verschiedene Leerlochdurchmesser10.

Der Bruchmechanismus hängt stark von der Art des Sprengstoffs, den Gesteinseigenschaften und dem Abstand zwischen dem leeren Loch und den geladenen Sprenglöchern ab12. Für den gesamten Sprengvorgang ist die Bestimmung der Belastung durch geschnittene Löcher von entscheidender Bedeutung30. Für einen effektiven Aufbruchvorgang sollte der Abstand zwischen Leerloch und Sprengloch im ersten Viereck B1 das 1,7-fache des Durchmessers des Leerlochs D06 nicht überschreiten. Bei Belastungen größer als 2D0 ist der Bruchwinkel zu klein und es kommt zu einer plastischen Verformung des Gesteins zwischen den Sprenglöchern. Liegt die Gesteinslast unter D0, kommt es zum Schnittversagen. Aus diesem Grund wird empfohlen, die Belastungen mit B1 = 1,5D0 zu berechnen. Laut Persson et al.13 berechnet sich die Belastung im ersten Viereck praktisch wie folgt, wenn die Bohrabweichung mehr als 1 % beträgt;

wobei der Term \(\left({\mathrm{\alpha }}_{e}\mathrm{H}+{\upbeta }_{e}\right)\) die maximalen Bohrabweichungen darstellt, αe die Winkelabweichung in m/m. H ist die Lochtiefe in Metern und βe bezeichnet die Kragenabweichung in Metern. Die lineare Ladungskonzentration q (ausgedrückt in kg/m) wird aus der folgenden Gleichung13 berechnet;

Dabei bezeichnet der Begriff dh den Durchmesser des Sprenglochs (m), D0 den Durchmesser des leeren Lochs (m), B ist definiert als der maximale Abstand zwischen Löchern und Belastung (m), c ist die Gesteinskonstante und RWS wird als ausgedrückt relative Gewichtsstärke des Sprengstoffs in Bezug auf ANFO. Unter der Annahme, dass die Belastung im ersten Viereck (B1) bekannt ist, wird die folgende Formel für die geometrische Gestaltung der Breite des ersten Vierecks verwendet10.

Nachdem das erste Viereck berechnet ist, sollte die Belastung für die folgenden Vierecke geometrisch gelöst werden. Das Sprengen in Richtung eines kreisförmigen Lochs erfordert eine höhere Ladungskonzentration als das Sprengen in Richtung einer rechteckigen Öffnung. Dies geschieht aufgrund einer höheren und weniger effektiven Spannungswellenreflexion. Die Berechnungsmethode für die restlichen Vierecke des Schnittes ist im Wesentlichen dieselbe wie für das 1. Viereck. Der Bruch erfolgt jedoch in Richtung einer rechteckigen statt einer kreisförmigen Öffnung. Es gibt viele bewährte Varianten der parallelen Lochschnittmuster, die gut funktionieren11. Laut Langerfors und Kihlstrom6 sollte die Belastung (B) für die verbleibenden Vierecke des Schnitts das 0,7-fache der Breite (W) der vorhandenen Öffnung betragen, um einen maximalen Bruch zu gewährleisten (Bn = 0,7 Wn). Dann kann die Breite (Wn) der verbleibenden Vierecke geometrisch wie folgt berechnet werden8;

Die Abmessungen des vierteiligen Großlochschnittdesigns sind in Abb. 5 dargestellt. Als allgemeine Faustregel zur Bestimmung der Anzahl der Abschnitte gilt, dass die Seitenlänge des letzten Abschnitts nicht kleiner als die Quadratwurzel des Vorschubs sein sollte12. Die Vortriebslänge (ho) sollte auf das Zehnfache des Sprenglochdurchmessers geschätzt werden.

Vierteiliges Design mit großem Lochschnitt.

Wenn die Schnittlöcher (A) berechnet wurden, kann der Rest des Tunnelrundgangs berechnet werden. Die Runde ist unterteilt in: Anschlaglöcher mit Bruch nach oben und horizontal (B), Anschlaglöcher mit Bruch nach unten (C), Konturlöcher (Dach- und Wandlöcher) (D) und Bodenlöcher (Heber) (E)10. Abbildung 6 zeigt die verschiedenen Tunnelsegmente, die durch Tunnelsprengung entstanden sind. Die Belastung (B) für das Geschoss hängt von der Sprengstoffmenge und dem Durchmesser des Sprenglochs ab. Die Belastungsgleichung wird wie folgt dargestellt;

Dabei steht der Begriff B für die Belastung (m), dh für den Sprenglochdurchmesser (mm) und qb für die Bodenladungskonzentration (kg/m). Die Berechnung der Bodenladungskonzentration erfolgt wie folgt10;

Zonen beim Tunnelsprengen9.

Dabei ist qe die Explosionsdichte (g/cm3) und AWS die absolute Gewichtsfestigkeit (1 für Dynamex M)31. Wenn die Belastung (B), die Lochtiefe (H) und die Grundladungskonzentration (qb) bekannt sind, kann Tabelle 2 zur Berechnung der Bohr- und Ladungsgeometrie des Geschosses verwendet werden.

Der am häufigsten verwendete Schnitt bei Winkellöchern ist der V-Schnitt. Der V-Schnitt ist ein traditioneller Schnitt, bei dem symmetrisch gebohrte Winkellöcher verwendet werden. Die untere Gesichtsmitte ist meist mit keilförmigen, abgewinkelten Löchern durchbohrt. Durch die erste Detonation wird das Material im Keil entfernt, sodass nachfolgende Detonationen den Keil zerbrechen können32. In breiten Tunneln, in denen das Bohren nicht durch die Tunnelbreite begrenzt ist, wird es immer noch häufig verwendet.

V-Schnitte erfordern eine bestimmte Tunnelbreite, um Bohrgeräte unterzubringen (Abb. 7). Daher schränkt die Tunnelbreite die Verwendung des V-Schnitts stark ein. Bei dieser Schnittart erhöht sich der theoretische Vortrieb pro Runde mit der Tunnelbreite und es kann ein Vortrieb von 45–50 % der Tunnelbreite erreicht werden. Bei schmalen Tunneln wird der V-Schnitt spitz und dadurch schwieriger zu sprengen. Daher sind bei kleinen Tunnelaushubarbeiten mehr Bohrrunden erforderlich. Die Bohrgenauigkeit hat einen erheblichen Einfluss auf die Sprengergebnisse. Normalerweise besteht der Schnitt aus einem oder zwei Vs, in tieferen Runden kann er jedoch auch aus dreifachen oder vierfachen Vs bestehen. Beim V-Schneiden werden Oberflächenstrahlprinzipien eingesetzt, bei denen der Winkel der Gesteinsausdehnung mindestens 90 Grad beträgt. Der Schnittwinkel darf nicht zu spitz sein und sollte 60° nicht unterschreiten. Spitzere Winkel erfordern höhere Ladungskonzentrationen in den Löchern8,10.

Typischer V-Schnitt für den Untertagebergbau10.

Der Tunnelaushub mittels V-Schnitt-Sprengung führt mit zunehmender Tiefe zu einer minimalen Belastungszunahme22. Die Belastung jedes V hängt von der Sprengstoffmenge ab, mit der der Sprenglochdurchmesser aufgeladen werden kann. Im schwedischen Modell hängt die Gleichung, die die Belastung angibt, hauptsächlich von der linearen Ladungskonzentration (Bohrlochdurchmesser) und der Art des Sprengstoffs ab. Die Beziehung, die die Last gibt, ist;

Dabei stellt der Term B die Belastung (m) dar, dh bezeichnet den Sprenglochdurchmesser (mm), f ist der Belastungskorrekturkoeffizient entsprechend dem Winkel der Schnittlöcher αv (f = 1 für αv = 60°; f = 1,1 für αv = 75°; f = 1,2 für αv = 90° und die Werte dazwischen können interpoliert werden) und qb ist die Bodenladungskonzentration (kg/m) und kann aus Gl. (8). Der Abstand (E) für die Schnittlöcher sollte das 0,8-fache der Belastung (B) betragen. Die Grundladung sollte mindestens ein Drittel der Lochtiefe betragen. Die Säulenladungskonzentration sollte das 0,5-fache der Bodenladung betragen. Der ungeladene Teil des Lochs beträgt das 0,3-fache der Belastung. Abbildung 8 zeigt die Schnitthöhe (C) und die Belastungen B1 und B2 für den Schnitt entsprechend der Ladungskonzentration10.

Die Belastungen B1, B2 und die Schnitthöhe C im Verhältnis zur Grundladung10.

Für den Rest des Schusses gilt die gleiche Berechnungsmethode wie in Tabelle 2 dargestellt. Geschnittene Streulöcher müssen durch den Einsatz von Millisekundenzündern so weit wie möglich gezündet werden.

Um festzustellen, ob die in unterirdischen Kohlebergwerken verwendeten Sprengstoffe gegen Feuer und Kohlenstaub sicher sind, müssen physikalische und chemische Untersuchungen sowie Stollentests durchgeführt werden. Vor der Verwendung jeglicher Art von Sprengstoffen ist unbedingt die Genehmigung der Aufsichtsbehörde einzuholen. Als Sprengstoffe werden in Karadon TIM zwei Arten von Dynamit verwendet, nämlich Methan-sicheres zulässiges Dynamit und Gelatine-Dynamit. Methansicheres zulässiges Dynamit eignet sich vor allem für unterirdische Kohlesprengungen und für die Sprengung von weichem Gestein. Hartgesteinssprengung kann mit diesem Dynamittyp aufgrund seiner geringen relativen Gewichtsfestigkeit nicht durchgeführt werden. Darüber hinaus ist es das einzige zuverlässige Produkt, das in unterirdischen Kohlebergwerken in der Türkei auf Grubengase (insbesondere Methan) und Kohlenstaub getestet wurde33. Dennoch ist es dem Unternehmen gestattet, eine bestimmte Art von Gelatine-Dynamit in in den Fels gerammten Stollen (mindestens 20 m Abstand von Kohleflözen) einzusetzen, sofern es den oben genannten rechtlichen Anforderungen entspricht. Die technischen Eigenschaften von Methan-sicherem, zulässigem Dynamit und Gelatine-Dynamit sind in Tabelle 3 aufgeführt. In dieser Mine werden gemäß den Sicherheitsvorschriften auch Sprengkapseln mit elektrischer Verzögerung (Kupfer) verwendet.

Die Erschließungswege (in Felsformationen eröffnet) im Karadon TIM werden mit Gelatine-Dynamit im Parallellochschnittverfahren ausgehoben. Bei dieser Methode erfolgt das Strahlen in zwei Schritten; Zuerst werden die geschnittenen und geschnittenen Spreizlöcher gesprengt, dann wird der Rest der Fahrbahnoberfläche gebohrt und gestrahlt (Stopp-, Kontur- und Heberlöcher). Das Leerloch wird zunächst auf 38 mm gebohrt und dann je nach Gesteinsfestigkeit schrittweise auf 76 oder 115 mm erweitert.

Der Nenndurchmesser und die Länge des im Bergwerk verwendeten Bohrers betragen 0,038 m bzw. 3 m. Für die verwendeten elektrohydraulischen Bohrgeräte wurden die Winkel- und Bohrlochabweichungen auf 0,2 m/m bzw. 0,2 m geschätzt. Für eine Querschnittsfläche von 14 m2 mit 90 Sprenglöchern sind 2,4 m Vortrieb vorgesehen. Aufgrund der Erfahrungen aus dem Bergwerk sollte der Durchmesser des Leerlochs bei mittelharten Formationen 115 mm und bei relativ schwachen Formationen 76 mm betragen. Daher wurden je nach Gesteinsfestigkeit zwei unterschiedliche Sprengkonzepte in Betracht gezogen.

Die Länge des in der Mine verwendeten Bohrers beträgt 3 m, daher wäre es angemessen, die tatsächliche Bohrtiefe mit 2,85 m (H = 2,85 m) anzunehmen. In diesem Fall kann der durchschnittliche Vortrieb in einer Runde mit einem Wirkungsgrad von 95 % erreicht werden, was 0,95 H = 2,7 m entspricht. Die praktische Belastung kann dann aus Gl. berechnet werden. 3 für beide Leerlochdurchmesser;

In dieser Arbeit wurde die Gesteinskonstante c zu 0,4 kg/m3 für massive Sandsteinformationen und zu 0,45 kg/m3 für relativ schwache Schluffstein-, Sandstein- und Konglomerat-Übergangsformationen gewählt. Unter Verwendung von Gl. In 4 werden die linearen Ladungskonzentrationen mit 0,386 bzw. 0,520 kg/m für Leerlochdurchmesser von 76 bzw. 155 mm berechnet.

Wie ersichtlich ist, übersteigt die lineare Ladungskonzentration des verwendeten Gelatinedynamits (1,20 kg/m) die erforderliche lineare Ladungskonzentration im Sprengloch. Dies kann dazu führen, dass Gesteinsreste, die nach dem Sprengen am Bohrlochboden zurückbleiben, sich ausbeulen und sogar zu Schnittfehlern führen. Um dieses Phänomen zu verhindern, ist es notwendig, den Abstand zwischen dem leeren Loch und dem Sprengloch im ersten Viereck entsprechend den aktuellen Dynamitmerkmalen zu berechnen. Diese Berechnungen können durch Versuch und Irrtum durchgeführt werden, bis die erforderliche lineare Ladungskonzentration von Gelatinedynamit erreicht ist. Auf diese Weise wird der Belastungsabstand so eingestellt, dass die Ladungskonzentration des verwendeten Dynamits die erforderliche Ladungskonzentration liefert. Bei der Durchführung dieser Berechnungen ergeben sich praktische Belastungen von 0,113 bzw. 0,182 mm für Leerlochdurchmesser von 76 bzw. 155 mm.

Anschließend wurden, wie in Abb. 9 dargestellt, die Belastung und die Breite der verbleibenden Vierecke im Schnitt für beide Leerlochdurchmesser berechnet. In Abb. 9 sind die Zahlen von 1 bis 9 Kapselnummern mit einer Verzögerung von 30 ms.

Die Anordnung der Schnittlöcher für 76 und 115 mm Leerlochdurchmesser.

Wie aus Abb. 9 ersichtlich, ergibt sich für beide betrachteten Leerlochdurchmesser eine Seitenlänge des letzten Abschnitts von 1,34 bzw. 2,16 m. Als Ergebnis kann man sagen, dass der Schnitt in beiden Fällen mit 5 Vierecken abgeschlossen ist. Nach dieser Phase, in der das Schnittdesign abgeschlossen ist, sollte der gewünschte Querschnitt erreicht sein.

Da die Dichte und die relative Gewichtsfestigkeit von Gelatine-Dynamit 1,5 g/cm3 und 0,8 betragen, wird die Konzentration der unteren Ladung aus Gl. berechnet. 8 für das 38-mm-Sprengloch wie folgt:

Die Belastung kann dann aus Gl. berechnet werden. 7 wie folgt:

Wenn die Belastung (B), die Bohrlochtiefe (H) und die Konzentration der Grundladung (qb) bekannt sind, kann Tabelle 2 zur Berechnung der Bohr- und Ladungsgeometrie des Geschosses verwendet werden. Die gemäß den Berechnungen in Tabelle 2 erhaltenen Werte sind in Tabelle 4 dargestellt.

Durch die exakte Anwendung der in Tabelle 4 angegebenen Belastungs- und Abstandsabstände sowie Stammlängen wird gegen die Anforderungen des türkischen Rechts verstoßen. In der oben genannten Gesetzgebung heißt es: „Die Höhe der Sprengladung darf die Hälfte der Lochtiefe nicht überschreiten.“ Der verbleibende Raum wird mit Stielmaterial gefüllt.“ Wenn die Sprenglöcher gemäß den einschlägigen Rechtsvorschriften aufgeladen werden, kann es sein, dass die in Tabelle 4 angegebenen Belastungen und Abstände der Sprenglöcher nicht wie gewünscht funktionieren oder dass die Sprengung fehlschlägt.

Für beide Leerlochdurchmesser wurden Sprengmuster erstellt, wobei die in Tabelle 4 angegebenen Bohr- und Ladungsgeometriedaten als vorläufige Informationen berücksichtigt wurden. Es sollte so angeordnet werden, dass die Höhe der Sprengladung die halbe Lochtiefe nicht überschreitet. Bei dieser Anordnung wurde die spezifische Ladungskonzentration beibehalten (0,286 m3/kg) und die geometrischen Eigenschaften des Querschnitts berücksichtigt. Mit anderen Worten: Die Neuordnung wurde durchgeführt, wobei die Ladungskonzentration im Verhältnis zu ihrem ursprünglichen Wert konstant gehalten wurde. In diesem Fall müssen sieben Patronen Gelatine-Dynamit in die Stoplöcher und sechs Patronen in die Konturlöcher eingesetzt werden. Die Bodenlöcher werden wie zuvor beschrieben auf halber Länge des Sprenglochs beschickt. Um die ungeladenen Teile der Sprenglöcher einzudämmen, wurden Wasserkartuschen aus Kunststoff verwendet.

Kurz gesagt, die Belastung und die Abstandsabstände werden angepasst, um sicherzustellen, dass die spezifische Ladungskonzentration mit dem Wert übereinstimmt, der in den Berechnungen erhalten wird, wenn das Sprengloch bis zur halben Lochtiefe aufgeladen wird. Die Anordnung von Sprenglöchern und Schussfolgen beim Aushub von Erschließungsstraßen mit 14 m2 Querschnitt für Leerlochdurchmesser von 76 mm und 115 mm ist in den Abbildungen dargestellt. 10 bzw. 11. In diesen Abbildungen geben die Zahlen auf den Sprenglöchern die Schussfolge (Verzögerungsreihenfolge) an. Alle Abstände sind ebenfalls in mm angegeben. Wie man sehen kann, wurden Verzögerungszahlen bis zu 14 in Explosionsgeschossen verwendet, wenn man die verfügbaren Millisekunden- und Halbsekundenkapseln berücksichtigt. Die Schnittdetails wurden bereits früher bekannt gegeben.

Die Anordnung der Sprenglöcher und die Schusssequenzen beim Aushub einer Erschließungsstraße mit 14 m2 Querschnitt für einen Leerlochdurchmesser von 76 mm (Schnittdetails siehe Abb. 9).

Die Anordnung der Sprenglöcher und die Schusssequenzen beim Aushub einer Erschließungsstraße mit 14 m2 Querschnitt für einen Leerlochdurchmesser von 115 mm (Schnittdetails siehe Abb. 9).

Die Konturlöcher (Dachlöcher, Wandlöcher und Bodenlöcher) müssen aus der Kontur abgewinkelt sein, damit der Tunnel mit seiner vorgesehenen Querschnittsfläche geöffnet werden kann. Zwischen dem praktischen (gebohrten) Tunnelprofil und dem theoretischen Tunnelprofil gibt es einen Winkel, der als Aussichtswinkel bezeichnet wird. In einem Tunnel, der parallel zu seiner theoretischen Linie gebohrt wird, wird die Wand nach jeder Runde immer kleiner. Es wird empfohlen, dass der Ausguck 10 cm + 3 cm/m Lochtiefe10 nicht überschreitet. Der Lookout beträgt in diesem Fall ca. 19 cm.

Die Mine verwendet Methan-sicheres, zulässiges Dynamit, um Zufahrtswege (Kopf- und Hecktore) und Stollen zu schaffen, da der elektrohydraulische Bohrer in so kurzen und engen Stollen ineffizient ist.

Im Bergwerk erfolgt die Sprengung in drei Schritten; Zuerst werden die Schnittlöcher gesprengt, dann werden die Stopplöcher gebohrt und gestrahlt. In einer weiteren Schicht werden die verbleibenden Löcher in der Fahrbahnoberfläche (Konturlöcher) gebohrt und gesprengt. Bei 12,5 m2 bzw. 10 m2 Querschnitten mit 60–90 Sprenglöchern ist 1 m Vortrieb vorgesehen.

In diesem Abschnitt wurden zwei unterschiedliche V-Schnitt-Designs für einen Querschnitt von 12,5 m2 hergestellt, wobei der angestrebte Vortrieb 1,3 m und 2,4 m unter Verwendung von Einzel- und Doppel-V-Schnitt-Designs betrug. Bohrgeräte mit einer Länge von 1,6 m waren im Einzel-V-Design und 2,4 m im Doppel-V-Design enthalten. Beide im Bergwerk eingesetzten Bohrer haben einen Durchmesser von 32 mm.

Die durchschnittliche Lochtiefe, die mit einem 1,6-m-Bohrer mit einer Effizienz von 95 % gebohrt werden kann, beträgt H = 1,5 m. Um den Spitzenwinkel der geschnittenen Löcher von 60° zu erreichen, beträgt der theoretische Vorschub A = H.Cos30o = 1,3 m. In ähnlicher Weise beträgt die durchschnittliche Lochtiefe, die mit einem 2,4-m-Bohrer mit einer Effizienz von 95 % gebohrt werden kann, H = 2,3 m. Um den Spitzenwinkel von 60° bereitzustellen, beträgt der theoretische Vorschub A = H.Cos30o = 2,0 m.

Für die Dichte von methansicherem Dynamit von 1,1 g/cm3 und die relative Gewichtsstärke von methansicherem Dynamit S = 0,56 wird die Bodenladungskonzentration qb aus Gleichung berechnet. (8) als 0,495 kg/m für das 32-mm-Sprengloch.

Der Belastungskorrekturkoeffizient für den Winkel der Schnittlöcher αv = 60° beträgt f = 1. Die Belastung B kann dann aus Gl. berechnet werden. (9) als 0,46 m.

Da der Abstand (E) für die Schnittlöcher das 0,8-fache der Belastung (B) betragen sollte, beträgt der Abstand für die Schnittlöcher E = 0,46 × 0,8 = 0,37 m. Wenn die Belastung (B) und die Konzentration der Grundladung (qb) bekannt sind, kann Tabelle 2 zur Berechnung der Bohr- und Ladungsgeometrie des Geschosses verwendet werden. Die gemäß den Berechnungen in Tabelle 2 erhaltenen Werte sind in Tabelle 5 für das Design mit einfachem V-Schnitt dargestellt.

Nach dieser Berechnung müssen in den geschnittenen Löchern vier Patronen methansicheres Dynamit eingesetzt werden. Es folgen drei Patronen in den Stopf- und Wandlöchern, zwei Patronen in den Dachlöchern und sechs Patronen in den Bodenlöchern. In diesem Fall verstoßen die Schnitt- und Bodenlöcher jedoch gegen die einschlägigen Rechtsvorschriften. Dies hat zur Folge, dass, genau wie bei der parallelen Lochschnittkonstruktion, die Menge an Dynamit so angepasst werden muss, dass die Sprengladung die halbe Tiefe des Sprenglochs nicht überschreitet.

Die Anordnung einzelner V-Schnittlöcher ist in Abb. 12 dargestellt, und die Anordnung von Sprenglöchern und Schusssequenzen beim Aushub von Stollen mit 12,5 m2 Querschnitt für ein einzelnes V-Schnittmuster ist in Abb. 13 dargestellt. In Abb. 13 Zahlen Auf den Sprenglöchern von 0 bis 6 befinden sich Kapselnummern mit einer Verzögerung von 30 ms. Im neu angeordneten Entwurfsmuster wird empfohlen, drei Patronen methansicheres Dynamit in den Schnitt-, Stopp- und Wandlöchern, zwei Patronen in den Dachlöchern und drei Patronen in den Bodenlöchern zu verwenden.

Die Anordnung einzelner V-geschnittener Löcher.

Die Anordnung von Sprenglöchern und Schusssequenzen im Aushub mit einem Querschnitt von 12,5 m2 für ein einzelnes V-Schnittmuster.

In Tabelle 6 finden Sie eine Zusammenfassung des klassischen Einzel-V-Schnittmusters, das einen Vorschub von 1,3 m bei einem Querschnitt von 12,5 m2 ermöglicht. Um die Menge der verfügbaren Millisekunden- und Halbsekundenkapseln, die verwendet werden müssen, zu minimieren, wurde die Schnitthöhe so groß wie möglich gewählt. Die hier angegebenen Brennreihenfolgen gelten jedoch weiterhin für in Fels gerammte Stollen. Aufgrund der Tatsache, dass verzögertes Schießen auf Torstraßen verboten ist, muss jede Sprenglochgruppe wie Schnitt, Sperrung und Perimeter einzeln gemäß den einschlägigen Vorschriften zur Detonation gebracht werden. In diesem Fall werden zunächst die Schnittlöcher mit den Nummern 0, 1 und 2 gebohrt und gesprengt. Nachdem der Schnitthohlraum gebildet wurde, werden die Stopplöcher mit den Nummern 3 und 4 gebohrt und gesprengt. Abschließend werden die Kontur- und Bodenlöcher mit den Nummern 5 und 6 gebohrt und gesprengt, um den Einfahrten den gewünschten Querschnitt zu verleihen.

Diese Art der Zündung hat auch ihre eigenen negativen Auswirkungen. Während beispielsweise das Bohren und Sprengen (Laden und Zünden) von Sprenglöchern in einem Schritt erfolgen kann, erfolgen sie, wie oben erwähnt, in drei Schritten. Darüber hinaus erhöht das gleichzeitige Abfeuern von drei Reihen von Bohrlöchern die Gesteinsfixierung und erschwert das Brechen und Abtransportieren von Gestein aus der Ortswand.

Durch den Einsatz eines 1,6-m-Bohrgeräts ist es theoretisch möglich, mit dem klassischen Einzel-V-Schnitt-Sprengmuster einen Vortrieb von 1,3 m zu erzielen. Um weiter voranzukommen, ist es notwendig, auf das Doppel-V-Schnittmuster umzusteigen. Um dies zu erreichen, muss ein Bohrer von 2,4 m verwendet werden. Mit einem Bohrer dieser Größe ist theoretisch ein Vortrieb von 2,0 m möglich. Anhand des Diagramms in Abb. 8 werden die Höhe des Schnitts (C) und die Belastungen B1 und B2 für den Schnitt zu 1,35, 0,950 bzw. 0,725 bestimmt, für eine lineare Ladungskonzentration von methansicherem Dynamit von 0,625 kg/ M.

Nach dieser Berechnung müssen sechs Patronen methansicheres Dynamit in den Schnittlöchern, Stopplöchern und Wandlöchern, fünf Patronen in den Dachlöchern und sieben Patronen in den Bodenlöchern verwendet werden. Wie bereits erwähnt, verstoßen die Schnitt- und Bodenlöcher erneut gegen geltende Gesetze. Unter diesen Bedingungen sollte die Dynamitmenge so umgeschichtet werden, dass die Höhe der Sprengladung die halbe Lochtiefe nicht überschreitet. Dies geschieht, indem die Löcher näher zusammengebracht werden, wie zuvor beim parallelen Lochschnitt.

Die Anordnung der Löcher mit doppeltem V-Schnitt ist in Abb. 14 dargestellt, und die Anordnung der Sprenglöcher und Schusssequenzen beim Aushub von Stollen mit 12,5 m2 Querschnitt für das Muster mit doppeltem V-Schnitt ist in Abb. 15 dargestellt.

Die Anordnung der Doppel-V-Löcher.

Die Anordnung von Sprenglöchern und Schusssequenzen im Aushub mit einem Querschnitt von 12,5 m2 für ein Doppel-V-Schnittmuster.

In Tabelle 7 finden Sie eine Zusammenfassung des klassischen Doppel-V-Schnittmusters, das einen Vorschub von 2,0 m bei einem Querschnitt von 12,5 m2 ermöglicht.

In der Karadon-Mine wird die Kohleförderung von Kilimli und Gelik Enterprises durchgeführt. Je nach den in der Mine herrschenden Bedingungen wurden zwei verschiedene reale Fälle ausgewählt. Im ersten Fall wurde ein Kohleflöz mit einer Mächtigkeit von 1 m und einer Neigung von 45° im Südstollen 54.516 ausgewählt, der das Flöz Kurul auf der Ebene −460 des Kilimli Enterprise kreuzt. Für das ausgewählte Torstraßen-Beispiel wird die erforderliche freie Fläche zunächst durch den Kohleaushub an der Torstraßenfläche geschaffen. Danach werden, wie in Abb. 16a dargestellt, die ersten zu sprengenden Löcher in einer Linie parallel zum Kohleflöz mit 45 cm Belastung und 50 cm Abstand gebohrt. Für eine effektive Sprengung müssen die Sprenglochreihen quer zueinander gebohrt werden. Es wird empfohlen, gerade Sprenglöcher in 2,1 m Tiefe zu bohren und diese dann mit vier Patronen methansicherem Dynamit zu beladen und sie gleichzeitig und ohne Verzögerung zur Detonation zu bringen. Nachdem die ersten Sprenglöcher gesprengt und der Talg entnommen wurden, sollten die Konturlöcher in 2,15 m Tiefe mit einem Winkel von 6° nach außen gebohrt werden, wie in Abb. 16b dargestellt. Die zweiten Sprenglöcher müssen im gewünschten Querschnitt gebohrt werden, wobei Dach- und Wandlöcher im Abstand von 40 cm und Bodenlöcher im Abstand von 50 cm angebracht werden müssen. Dach- und Wandlöcher sollten mit drei Patronen methansicherem Dynamit und Bodenlöcher mit vier Patronen methansicherem Dynamit gefüllt werden. Alle Konturlöcher müssen gleichzeitig gestrahlt werden. Auf der Grundlage des bei der ersten Sprengung erhaltenen Sprenghohlraums können Hilfslöcher gebohrt und gesprengt werden.

Ausgewählte Gateway-Geometrie und Platzierung des ersten (a) und zweiten (b) Sprenglochs.

Im zweiten Fall wurde ein Fall mit einem Kohleflöz mit einer Mächtigkeit von 1 m und einer Neigung von 55° mit Einlagerungen parallel zum Flöz im Nordstollen 41.505 gewählt, der das Flöz Akdag auf der Ebene −460 von Gelik Enterprise kreuzt. Wird die Freifläche durch den Aushub des Kohleflözes an der Ortsbrust geschaffen, können die ersten Löcher senkrecht zur Ortsbrust gebohrt werden. Dies ähnelt dem zuvor erläuterten ersten Beispiel. Dieses Mal wurde der Fall diskutiert, dass das Kohleflöz nicht ausgegraben wurde.

In diesem Fall werden die ersten zu sprengenden Löcher entlang einer Linie parallel zum Kohleflöz mit einer Belastung von 40 cm und einem Abstand von 40 cm gebohrt. Dies ist in Abb. 17a dargestellt. Diese ersten Sprenglöcher sollten in einem Winkel von 11° in einer Tiefe von 2,15 m zum Kohleflöz hin gebohrt werden. In der zweiten Sprenglochreihe kann diese Neigung verringert werden. Jedes Sprengloch wurde gleichzeitig ohne Verzögerungskapseln gezündet und die Ladung erfolgte mit vier Patronen methansicherem Dynamit.

Ausgewählte Gateroad-Geometrie und Platzierung des ersten und zweiten Sprenglochs.

Nachdem die ersten Sprenglöcher gesprengt und der Talg entnommen wurden, sollten die Konturlöcher in 2,1 m Tiefe mit einem Winkel von 6° nach außen gebohrt werden, wie in Abb. 17b dargestellt. Zweite Sprenglöcher sollten im gewünschten Querschnitt im Abstand von 40 cm zwischen Dach- und Wandlöchern und 50 cm zwischen Bodenlöchern gebohrt werden. Dach- und Wandlöcher sollten mit drei Patronen methansicherem Dynamit und Bodenlöcher mit vier Patronen methansicherem Dynamit gefüllt werden. Alle Konturlöcher müssen gleichzeitig gestrahlt werden.

Das Ziel dieser Studie besteht darin, einfache Lösungen für die Sprengschwierigkeiten zu empfehlen, die in Kohlebergwerken auftreten, bei denen es Einschränkungen aufgrund gesetzlicher Anforderungen gibt. Die türkische Bergbaugesetzgebung enthält einige Informationen über Bohr- und Sprenganwendungen in unterirdischen Kohlebergwerken. Das Fehlen spezifischer Entwurfskriterien in der Literatur für solche Bedingungen führt jedoch zu ineffektiven Explosionsentwürfen. Darüber hinaus ist der Felsaushub aufgrund dieser ineffektiven Sprengkonstruktion ineffizient.

Die einschlägigen Gesetzesartikel werden verletzt, wenn die Sprengungsauslegungswerte gemäß den Gleichungen berechnet werden, die in der Literatur für Sprengungsauslegungen in Kohlebergwerken vorgeschlagen werden. Wenn andererseits die Sprenglöcher gemäß den einschlägigen Rechtsvorschriften aufgeladen werden, kann es sein, dass die anhand der in der Literatur angegebenen Gleichungen berechneten Belastungs- und Abstandsabstände nicht wie gewünscht funktionieren oder es sogar zu erfolglosen Sprengungen kommt.

Diese Studie fasst die derzeit in der Karadon-Mine angewandten Sprengpraktiken zusammen und analysiert sie sowie ihre Nachteile. Anschließend wurden unter Verwendung der in der Literatur vorgeschlagenen Methoden neue Sprengpläne erstellt und diese Entwürfe gemäß den gesetzlichen Anforderungen überarbeitet. Parallele Lochschnittentwürfe wurden für Erschließungsstraßen erstellt, wohingegen abgewinkelte Lochschnittentwürfe für Einfahrtsstraßen und Stollen erstellt wurden. Um den gesetzlichen Vorschriften zu entsprechen, wurde die Sprengladung in jedem Sprengloch so angeordnet, dass die Sprengladung die halbe Sprenglochtiefe nicht überschreitet. In diesem Fall werden die Belastung und der Abstand jedes Sprenglochs angepasst, um die gleiche spezifische Ladungskonzentration zu erreichen, die sich aus den in der Literatur angegebenen Gleichungen ergibt. Zu den in diesem Zusammenhang bereitgestellten Informationen gehörten das Bohrmuster, die Anzahl verzögerter Sprengkapseln und die Menge an Dynamiten. Durch die im Einsatzbergwerk umgesetzten Konzepte konnte somit eine Verkürzung des erforderlichen Arbeitszyklus und eine Steigerung des Arbeitsfortschritts pro Schicht erreicht werden. Eines der wichtigsten Ergebnisse dieser Studie ist, dass die Neuanordnung der Belastung und der räumlichen Abstände von Sprenglöchern durch Konstanthaltung der Ladungskonzentration gegenüber ihrem ursprünglich aus der Literatur berechneten Wert eine geeignete technische Lösung für Sprengkonstruktionen in unterirdischen Kohlebergwerken darstellt. Dieser vorgeschlagene Ansatz kann in ähnlichen Anwendungen angewendet werden.

Die während der aktuellen Studie verwendeten und/oder analysierten Datensätze sind auf begründete Anfrage beim entsprechenden Autor erhältlich.

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Der Autor möchte sich bei allen Mitarbeitern des Bergbaukonzerns TTK Karadon TIM bedanken.

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Ozgur Yilmaz

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Korrespondenz mit Ozgur Yilmaz.

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Nachdrucke und Genehmigungen

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Eingegangen: 06. August 2022

Angenommen: 10. Februar 2023

Veröffentlicht: 11. Februar 2023

DOI: https://doi.org/10.1038/s41598-023-29803-6

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