JP3750043B2

JP3750043B2 - Large section underground hollow quarry

Info

Publication number: JP3750043B2
Application number: JP17968798A
Authority: JP
Inventors: 国一郎宮下; 誠長谷川; 孝安河内
Original assignee: Shimizu Corp
Current assignee: Shimizu Corp
Priority date: 1998-06-10
Filing date: 1998-06-10
Publication date: 2006-03-01
Anticipated expiration: 2018-06-10
Also published as: JPH11350899A

Description

【０００１】
【発明の属する技術分野】
本発明は大断面地下空洞原石採掘場に係り、特に大断面地下空洞を掘削して原石を得、さらに原石残土の埋戻しを可能とした自然環境との調和と地下の有効利用を図るようにした原石採掘場に関する。
【０００２】
【従来の技術】
鉱山において、鉱石を採掘する経済的な大規模採掘方法としてサブレベルストーピング法が知られている。このサブレベルストーピング法は、採掘しようとする鉱体の底部にあらかじめ搬出坑道を掘削しておき、その上方に広がる鉱体中に複数本のサブレベル（水平坑道）を、各サブレベルが上下位置となるように掘削し、下方のサブレベルの切羽に近い部分からベンチカット発破等により順次盤下げし、搬出坑道の上方を拡幅して構築したホッパ部に掘削した鉱石を落とし込み、ホッパー部下端のドローポイントから鉱石を引き出し、搬出坑道を介して鉱車等により鉱石を坑口まで搬出するようになっている。
【０００３】
このサブレベルストーピング法では、地下空洞を大規模にまた安価に掘削することができるので、特に板状をなして鉛直方向に胚胎している鉱床に対して合理的かつ有効な採掘方法として用いられている。
【０００４】
【発明が解決しようとする課題】
鉱山では、採掘作業を効率よく行うために、サブレベルストーピング法で掘削された空洞に対しては支保工の施工は行われず、岩盤は露出した素掘り状態にある。このため、掘削後の空洞の崩落等に対しては全く対策がなされていないのが実状である。また、空洞周辺の岩盤のゆるみ等に起因する地表面沈下も発生するおそれが十分にある。したがって、従来の採掘方法による鉱床掘削は、対象となる土地の採掘権を確立させた上で、かつ地表沈下等の影響が他に及ばないような状況下においてでしか実施できなかった。なお、このような事態を可能な限り防止するため、多くの場合については、採掘跡の空洞内に選鉱後の鉱石ズリ等を充填し、採掘跡空洞の安定を図っている。しかし、この場合には空洞は鉱石ズリで埋め戻されることから、採掘後の地下空洞を他の目的に利用することはできなかった。
【０００５】
ところで、現在、ロックフィルダム等の建設工事においては、ダム本体の築造材料としての原石は現場付近の山を切り崩して採取している。しかし、このような原石採取は、山の大規模の切り崩しを伴うため、現場周辺環境を著しく破壊する場合がある。たとえばイヌワシ、クマタカ等の野生動物の生息が脅かされたりと、生態系への悪影響が各方面で懸念されている。これらの問題に対処するために建設プロジェクトが数年以上遅れたりしているのが実状であり、またダムの建設自体の問題にも派生するおそれを内在している。したがって、原石採取に伴う自然破壊を最小限に抑えるような対策が望まれている。
【０００６】
そこで、本発明の目的は上述した従来の技術が有する問題点を解消し、地下空洞の掘削において、サブレベルストーピング法による掘削を行うとともに、適切な周辺岩盤支保を行うようにした大断面地下空洞の掘削方法を提供し、また同方法を用いて掘削時、掘削後において岩盤の安定性を保持した原石採掘場を提供することにある。
【０００７】
【課題を解決するための手段】
上記目的を達成するために、本発明は原石採掘予定の岩盤の所定位置に複数列の原石引出横坑を掘削し、該原石引出横坑を横切るような方向で複数段のサブレベルを前記岩盤の上下方向に所定間隔をあけて掘削し、前記サブレベルの最下段と前記原石引出横坑とを連通させたホッパー部を構築し、その上部の岩盤を前記最下段のサブレベルの先端自由面近傍からベンチカットによって盤下げするようにして原石を採掘し、採掘された原石を前記ホッパー部から前記原石引出横坑を介して搬出する一方、前記ベンチカットによる盤下げ採掘を上下位置にあるサブレベルのうち、上側に位置するサブレベルでの採掘が下側に位置するサブレベルの採掘に追従するように行われ、多段のベンチカットによって採掘された採掘跡空洞が各サブレベルで段差のつけられた階段状をなして上方に向けて拡幅された大断面地下空洞を形成する一方、主として原石残土によって前記大断面地下空洞を埋め戻すようにした原石採掘場であって、前記ベンチカットの発破孔を削孔する際に前記岩盤のうち不良岩盤に遭遇する箇所の発破孔を前記最終掘削面の外側に位置する前記不良岩盤をロックボルトで補強するのに必要な長さまで延長して削孔し、該孔にロックボルトを打設するとともに、該孔の前記最終掘削面より手前部分の所定範囲に装薬して発破孔として使用し、前記原石採取予定の岩盤内に存在する不良層を、その周囲の健全な岩盤と一体的な柱状部とし、該柱状部の岩盤を採掘せず残置したことを特徴とする。
【００１１】
【発明の実施の形態】
以下、本発明の大断面地下空洞原石採掘場の一実施の形態について、添付図面を参照して説明する。
図１各図は、本発明の大断面地下空洞原石採掘場における採掘のための掘削方法による実施の形態の参考例の掘削状態を模式的に示した模式説明図である。掘削予定の岩盤の上下方向にわたって３段のサブレベル坑道２（２Ａ、２Ｂ、２Ｃ）が掘削されている。各サブレベル坑道２では図１（ｂ）に示したように、切羽から下方の岩盤に向けての放射状発破によるベンチカット盤下げがなされ、このときに発生するズリは地下空洞下部１Ａに掘削されたズリ引出横坑４と補助坑５とを介して坑外に搬出されるようになっている。このとき各サブレベル坑道２から削孔された発破孔３を兼用して図１（ｃ）に示したように、地下空洞１の最終掘削面６より外側の岩盤にロックボルト７を施工している。これにより、導坑としての機能を果たすサブレベル坑道２から断面拡幅を行う場合に、地下空洞１の最終掘削面６以深に設置したロックボルト７による支保が果たされる。また、空洞天端部については、同様に図１（ｃ）に示したように、ロックボルト８を施工し、空洞の安定性を確保する。
【００１２】
［参考例］
以下に本発明による地下空洞１の原石採掘場の掘削手順について図２〜図９を参照して説明する。図２〜図９では２段のサブレベル坑道２を利用して採掘空洞掘削を行うものとして説明する。なお、以下の参考例では、掘削方法について説明しているため、説明中にある搬出されるズリが、搬出される原石に相当する。
【００１３】
図２には、採掘空洞の掘削方法の参考例として、岩盤中に地下空洞１が２点鎖線で示されている。この地下空洞１の長手方向に沿って地上坑口（図示せず）から補助坑５を掘削する。この補助坑５は地下空洞１に沿って所定距離だけ離して掘削し、後に地下空洞１を掘削する際に発生するズリを坑外に搬出するための経路及び掘削機械搬入の経路として使用される。さらに補助坑５の側面から、図２に示したように、地下空洞下部１Ａに構築するスロット形状のホッパー部９（図１（ａ）参照）と等しい本数の下部ズリ引出横坑４を掘削する。このズリ引出横坑４は補助坑５のトンネル断面より小さく設定されているが、所定容量の鉱車、バッテリロコの走行する軌道を設置可能な断面とすることが好ましい。
【００１４】
まず、坑口から一番奥側となるズリ引出横坑４を地下空洞１の全幅Ｂにわたって掘削した段階で地上坑口側（図示せず）から第１サブレベル坑道２Ａを掘削する。この第１サブレベル坑道２Ａは前述した補助坑５と平行なトンネルで、その断面は補助坑５のトンネル断面よりやや小さく設定されている。ズリ引出横坑４と同様に掘削機械を搭載した車両等の走行軌道を敷設できる程度の断面を有する。この第１サブレベル坑道２Ａは図３に示したように、切羽が地下空洞１の一番奥側まで到達するまで掘削する。なお、第１サブレベル坑道２Ａは図示したように、地下空洞１の高さＨのおよそ半分の位置に設けることが好ましい。
【００１５】
引き続き地下空洞１の頂部とその頂部を一致させるような位置に第２サブレベル坑道２Ｂを第１サブレベル坑道２Ａと上下位置となるように掘削する（図４参照）。本実施の形態では、第１、第２の２段のサブレベル坑道２Ａ、２Ｂを導坑として掘削を行っているが、地下空洞１の掘削断面の規模に応じてサブレベル坑道２の段数を適宜設定することが好ましい。また、この各段のサブレベル坑道２からの掘削において、サブレベル坑道２を地質調査のための調査坑として利用し、岩盤観察により破砕帯等の地質的弱層部の分布状況を把握し、この結果を最終掘削面６まで延長させて最終掘削面６における地質分布を予測しておく。
【００１６】
引き続き、図５に示したように第１サブレベル坑道２Ａの先端位置においてズリ引出横坑４から上向きに発破孔３を削孔してスロット状のホッパー部９を掘削するための上向き発破を行う。ホッパー部９は図５に示したようにズリ引出横坑４を下端位置とした横向きの三角柱形状をなし、掘削完了段階では地下空洞１の全幅Ｂにわたってズリ引出横坑４天端を貫通させたスロット９ａが構築される。後に発生するズリはホッパー部９に堆積するように積み上げられ、その一部はスロット９ａを落下してズリ引出横坑４に山積みされる。このホッパー部９の形状はズリ引出横坑４から上向き発破の発破孔３を削孔する際の削孔ロッドののみ方向、削孔パターンによってその形状、勾配が設定できる。ホッパー部９の勾配はズリの安息角より大きく設定することが好ましい。
【００１７】
引き続き第１サブレベル坑道２Ａの切羽付近からホッパー部９に向けたベンチカットを開始する。このベンチカットでは岩盤の下側に既に掘削を完了したホッパー部９が位置するので発破によって発生したズリのホッパー部９からズリ引出横坑４に落下するようになっている。
【００１８】
また、既にサブレベル坑道２の掘削時に確認した岩盤状況によって地下空洞１を横切るような破砕帯等の弱層部２０の存在が明らかな場合には、図６に示したように発破孔３をさらに延長させてロックボルト打設用の孔２１としての削孔をおこなうことが好ましい。そしてロックボルト７が打設された孔２１の掘削面６の内側部分はベンチカットのための発破孔３として利用する。
すなわち、サブレベル坑道２から削孔されるベンチカット用の発破孔３の削孔長は、サブレベル坑道２を横切る弱層部２０（図１（ｃ）参照）が分布している範囲がある場合には図６、図７に示したように、最終掘削面６より外側に打設するロックボルト長分を加えた長さとする。すなわち、弱層部２０を十分に補強可能な岩盤位置にロックボルト７の定着部が位置するような深さまで削孔する。他の健全な岩盤部分での削孔長はベンチカットのために最終掘削面６までの範囲まででよい。そして、弱層部２０対象の孔２１に対して所定長さのロックボルト７を打設する。ロックボルト打設作業としては、まずモルタル注入ホース（図示せず）を孔底まで挿入して孔２１内にモルタルを注入し、その後削孔機（図示せず）のロッド先端にロックボルト７を装着して孔奥にロックボルト７を打設する。次いでロックボルト７を打設した後の孔２１を、掘削面６近くまで再度空繰りする。さらに孔２１内を清掃し、この部分をベンチカットのための発破孔３として利用する。なお、空洞側壁部の安定性確保のため、サブレベル坑道２のレベル付近の最終掘削面に対しては、同様の方法にてロックボルト７（図１（ｃ）参照）を施工しておくのが好ましい。また、空洞天端部については同様の方法にてロックボルト８（図１（ｃ）参照）を施工し、空洞の安定性を確保する。
【００１９】
最終掘削面６までベンチカットにより盤下げ掘削した状態では、空洞壁面にロックボルト７の頭部が現れた状態にある。そこでサブレベル坑道２の端部から空洞壁面に対して所定厚さの吹付けコンクリート２５（図１（ｃ）参照）を施工する。吹付け機（図示せず）はサブレベル坑道２に設置してあるので、吹付け機のホースのノズル先端と空洞壁面との距離がある場合には必要に応じて長いノズルを利用すればよい。
なお、以上の説明ではロックボルト７による岩盤補強の例を述べたが、ロックボルト以外にＰＣケーブルストランドを用いたＰＣアンカーを使用することもできる。
【００２０】
図７はこのようにして第１サブレベル坑道２Ａの切羽からその下方に向けて大きなホッパー部９を掘削した状態を示したものである。引き続きこのホッパー部９の空洞の上部に位置する第２サブレベル坑道２Ｂからホッパー部９に向けてベンチカット盤下げを行う。また、この場合も周囲の岩盤状況に応じてロックボルト７、吹付コンクリート２５による覆工を施工する工程を組み込むことが好ましい。また、図７に示したベンチカットによって第１サブレベル坑道２Ａで構築されたホッパー部９は拡幅され、その拡幅された部分にズリを落下でき、このズリはズリ引出横坑４及び補助坑５を介して坑外に排出される。
【００２１】
図１（ａ）及び図７に示したように、第１サブレベル坑道２Ａと第２サブレベル坑道２Ｂとの間の位置関係において、常に下側の第１サブレベル坑道２Ａの発破掘削が上側の第２サブレベル坑道２Ｂに先行し、構築されたホッパー部９に上部の第２サブレベル坑道２Ｂからのベンチカットが行われる。以上に述べた掘削サイクルを坑口側に向けて繰り返すことにより地下空洞１の奥側から坑口側に向かって複数列のスロット状ホッパー部９を構築できる。また複数段のサブレベル坑道２を利用してその上方岩盤を多段のベンチカットにより盤下げすることにより、大規模な地下空洞１を安全かつ迅速に掘削することができる。このとき図８に示したように各ズリ引出横坑４の間にはスロット状のホッパー部９に相当するブロック２２が残っているが、このブロック２２も最終工程において通常の発破工法により切り崩すことにより、最終的に図９に示したような地下空洞１を完成することができる。
【００２２】
図１（ｃ）に示したように、地下空洞１は、周囲の岩盤の破砕帯等の弱層部２０等を補強するために所定のロックボルト７が施工され、さらに空洞内壁面全体に吹付けコンクリート２５による覆工がなされているため、完成状態で高い安定性が確保される。
【００２３】
掘削後の地下空洞１の安定性は、内空変位、吹付けコンクリート面の変状の観察及び図示しない傾斜計等の計測機器を地表あるいは上部坑道から設置して経時的な計測を行うことにより管理する。この計測結果によって計測管理基準を越えた内空変状、変位あるいは変位速度が認められた場合には、空洞底部から高所作業車等に搭載したロックボルト打設機、吹付け機によってロックボルト７の増し打ち、吹付コンクリート２５の増し吹き等を行い、変状の進行を抑える対策を講じる。
【００２４】
【実施例】
図１０から図１２は、以上に示した大断面地下空洞１の掘削方法を地下の原石採掘に適用した実施例を示したものである。すなわち、従来の原石山を切り崩す採掘方法が有する問題を解消するために、参考例で述べた大断面地下空洞の掘削方法を用いて、原石採取によって地上の環境を破壊したりすることのなく、また原石残土を埋め戻すことにより、原石残土の処理に際しての周辺環境の悪化も防止できるようにした原石採掘場の実施例を示したものである。
【００２５】
図１０に示したように、採掘空洞３０からなる原石採掘場では、地表等の外部に何ら支障が生じないように原石を採掘し外部に搬出することが必要である。このように従来ズリとして取り扱われていた原石を外部に搬出するため、前述のズリ引出横坑４を原石引出横坑１４として利用することができる。また、図１０に示したように掘削された採掘空洞３０に頂部サブレベル坑道２Ｄから原石残土３６を投入し、採掘後に空洞３０を埋め戻し、岩盤の安定を図るようになっている。
【００２６】
上述した大断面地下空洞の掘削方法によって採石を行うようにした採掘空洞３０からなる原石採掘場の採掘手順について簡単に説明する。
原石採掘場としてふさわしいと判断された地下岩盤部分に対して図２，図３に示したのと同等の補助坑５、原石引出横坑１４を掘削した後に、複数段のサブレベル坑道２を掘削する（図４参照）。このサブレベル坑道２は地質調査のための調査横坑としても利用し、破砕帯等の地質的弱層部の分布状況を把握し、この結果を最終掘削面６まで延長させて地下部分における３次元的な地質構造を予測しておく。
【００２７】
図１１は地質観察により採掘空洞３０内において原石として不適と判断された不良岩盤２０に対して柱状部としてのロックストラット３１を構築した例を示した採掘空洞３０の模式断面図である。採掘空洞３０では、通常の地下空洞１（図１参照）と異なり、不良岩盤が分布している部分を残置してその部分の採掘を行わないようにすることが可能である。図１１は採掘空洞３０に不良岩盤が所定の走向傾斜で存在した例を示したものである。同図に示したように、採掘する原石としては適しているが、採掘した後の地下空洞１の安定性に影響があると判断される破砕帯等の弱層部２０に対しては図１１（ａ）に示したように、健全な岩盤で上下方向に帯状に延びた弱層部２０を囲むようにして採掘空洞３０の上下方向にわたるロックストラット３１を設ける。このロックストラット３１により弱層部２０を採掘空洞３０に露出させることなく、採掘掘削を行えるとともに、空洞３０の天端３０ａのゆるみを最小限に押さえることもできる。また、空洞の長手方向の延長が大きくなるような採掘空洞３０では適正な間隔をあけてロックストラット３１を残置させて掘削を行うことが好ましい。
【００２８】
最終掘削面６での支保手段としては前述したロックボルト７、吹付コンクリート２５による覆工を行うようにして空洞３０の変形、変状の進行を防止することが好ましい。
【００２９】
ところで、この採掘空洞３０は採掘が終了した跡を有効に利用することができる。すなわち、図１０（図中、左側）、図１２に示したように頂部サブレベル坑道２Ｄから坑外に搬出された原石３５のうち、クラッシャにかけられて所定の骨材が生産された残部の原石残土３６を採掘空洞３０に投入し、地下大空間を順次埋め戻していく。この原石残土３６による埋め戻しは図１２に示したように、頂部サブレベル坑道２Ｃ付近まで行い、原石残土３６の処分場とするとともに、アーチ状天井部分３２は地下空間として残して有効利用を図ることができる。
【００３０】
具体的には、採掘空洞３０において、図１２に示したように、原石残土３６による埋め戻しが所定の高さまで到達した段階で、敷き均された残土からなる底盤の締固めを行い、ある程度の地盤耐力が得られるようにした後に、ロックボルト８及び吹付けコンクリート２５による支保を施工し、アーチ天井部分３２の安全性を確保する。なお、原石残土３６以外に建設残土等を投棄可能な処分空間とすることもできる。
【００３１】
このように、地下の採掘空洞３０を掘削した後に埋め戻しを行う原石採掘場では、原石を採取するために地上において大規模な山地形の切り崩しをする必要がなく、自然環境を保持することができる。また、採掘空洞３０に現場で発生した原石残土３６を順次埋め戻すようにすれば、残土処分場を別の場所に確保する必要もない。さらに、採掘空洞３０を原石残土３６で埋め戻す際にアーチ状部分３２からなる天井空間を採掘空洞３０上部に残して、この空間を地下倉庫、管理施設、展示館等の多目的地下空間として利用することもできる。
【図面の簡単な説明】
【図１】本発明による大断面地下空洞の掘削方法の一実施の形態を示した断面図。
【図２】大断面地下空洞の掘削方法における掘削手順を示した説明図（その１）。
【図３】大断面地下空洞の掘削方法における掘削手順を示した説明図（その２）。
【図４】大断面地下空洞の掘削方法における掘削手順を示した説明図（その３）。
【図５】大断面地下空洞の掘削方法における掘削手順を示した説明図（その４）。
【図６】大断面地下空洞の掘削方法における掘削手順を示した説明図（その５）。
【図７】大断面地下空洞の掘削方法における掘削手順を示した説明図（その６）。
【図８】大断面地下空洞の掘削方法における掘削手順を示した説明図（その７）。
【図９】大断面地下空洞の掘削方法における掘削手順を示した説明図（その８）。
【図１０】採掘空洞による原石採掘場の一実施の態様を示した断面図。
【図１１】採掘空洞による原石採掘場に構築されたロックストラットの一例を示した断面図。
【図１２】採掘空洞による原石採掘場を原石残土で埋め戻した状態を示した断面図。
【符号の説明】
１地下空洞
２サブレベル
２Ａ第１サブレベル
２Ｂ第２サブレベル
２Ｃ，２Ｄ頂部サブレベル
３発破孔
４ズリ引出横坑
５補助坑
６最終掘削面
７ロックボルト（側壁部）
８ロックボルト（天端部）
９ホッパー部
９ａスロット
１４原石引出横坑
３０採掘空洞
３５原石
３６原石残土[0001]
BACKGROUND OF THE INVENTION
The present invention relates to a large section underground air HoraHara stone quarry to give a rough particularly drilling large section underground cavities, harmonization and effective use of underground natural environment further allowed the backfill Ore surplus soil It relates to the rough quarry.
[0002]
[Prior art]
A sub-level stopping method is known as an economical large-scale mining method for mining ore in a mine. In this sub-level stopping method, an unloading tunnel is excavated in advance at the bottom of the ore body to be mined, and multiple sub-levels (horizontal tunnels) are placed in the ore body that extends above. Excavate to the position, and lower the board by blasting from the bottom near the lower level face by bench-cut blasting etc., drop the excavated ore into the hopper part constructed by widening the upper part of the unloading mineway, the lower end of the hopper part The ore is pulled out from the draw point, and the ore is carried out to the pit by a mining car or the like through a carry-out mine shaft.
[0003]
In this sub-level stopping method, underground cavities can be excavated on a large scale and at a low cost, so it is used as a rational and effective mining method especially for deposits that are plate-shaped and are located vertically. It has been.
[0004]
[Problems to be solved by the invention]
In the mine, in order to efficiently perform the mining work, the support work is not performed on the cavity excavated by the sub-level stopping method, and the rock mass is in an exposed digging state. For this reason, the actual situation is that no measures are taken against the collapse of the cavity after excavation. In addition, there is a sufficient risk of ground subsidence due to loose rock around the cavity. Therefore, the ore digging by the conventional mining method can be performed only under the condition that the influence of the land subsidence etc. is not exerted by others after the mining right of the target land is established. In order to prevent such a situation as much as possible, in many cases, the excavated trace cavity is filled with ore waste after the beneficiation to stabilize the excavated trace cavity. However, in this case, since the cavity was backfilled with ore waste, the underground cavity after mining could not be used for other purposes.
[0005]
By the way, at present, in construction work such as rockfill dams, rough stones as the building material of the dam body are collected by cutting up the mountain near the site. However, such roughing is accompanied by large-scale mountain cuts, which can significantly damage the environment around the site. For example, wildlife such as golden eagles and bear hawks are threatened, and there are concerns about various adverse effects on the ecosystem. In fact, construction projects have been delayed for more than a few years to deal with these problems, and there is a possibility that they may also be derived from problems in the construction of the dam itself. Therefore, it is desirable to take measures to minimize the natural destruction associated with the extraction of rough.
[0006]
Therefore, the object of the present invention is to solve the problems of the conventional techniques described above, and in excavation of underground cavities, excavation by the sub-level stoping method and appropriate surrounding rock mass support are performed. The object of the present invention is to provide a method for excavating a cavity and to provide a rough quarry where the stability of the rock mass is maintained after excavation using the method.
[0007]
[Means for Solving the Problems]
In order to achieve the above-mentioned object, the present invention excavates a plurality of rows of ore-drawing horizontal shafts at a predetermined position of a rock to be mined ore, and sets a plurality of levels of sub-levels in such a direction as to cross the rough-drawing horizontal shaft. Excavated at a predetermined interval in the vertical direction of the sub-level, constructing a hopper portion that communicates the lowermost level of the sub-level and the draw-out horizontal pit, the upper rock is the free surface of the tip of the lower-level sub-level The rough is mined as if it is lowered by a bench cut from the vicinity, and the mined rough is carried out from the hopper part via the rough draw-out horizontal shaft, while the lower cut by the bench cut is in the vertical position. Among the levels, the mining at the upper sub-level is performed to follow the sub-level mining located at the lower side, and the mining cavities mined by the multi-stage bench cut are at each sub-level. A rough quarry where a large cross-section underground cavity is formed that is widened upward in a stepped shape with a step, while the large cross-section underground cavity is mainly backfilled with residual rough ore, and the bench When drilling a cut blast hole, the blast hole at the location where the bad rock is encountered in the rock is extended to the length required to reinforce the bad rock located outside the final excavation surface with a rock bolt. Drilling holes, placing rock bolts in the holes, charging them to a predetermined range in front of the final excavation surface and using them as blast holes , and existing in the rock to be collected The defective layer is a columnar portion integrated with the surrounding healthy rock mass, and the rock mass of the columnar portion is left without being mined .
[0011]
DETAILED DESCRIPTION OF THE INVENTION
Hereinafter, an embodiment of the large section underground air HoraHara stone quarry of the present invention will be described with reference to the accompanying drawings.
Each drawing in FIG. 1 is a schematic explanatory view schematically showing an excavation state of a reference example of an embodiment by an excavation method for mining in a large cross-section underground hollow ore mine of the present invention. Three levels of sub-level tunnels 2 (2A, 2B, 2C) are excavated along the vertical direction of the rock to be excavated. In each sub-level tunnel 2, as shown in FIG. 1 (b), the bench cut board is lowered by radial blasting from the face toward the lower rock, and the generated gap is excavated in the lower part of the underground cavity 1A. It is carried out to the outside of the pit through the horizontal pull-out horizontal pit 4 and the auxiliary pit 5. At this time, using the blast hole 3 drilled from each sub-level tunnel 2 as shown in FIG. 1 (c), a rock bolt 7 is applied to the bedrock outside the final excavation surface 6 of the underground cavity 1. Yes. As a result, when the cross-section is widened from the sub-level tunnel 2 that functions as a guide shaft, support is achieved by the rock bolt 7 installed deeper than the final excavation surface 6 of the underground cavity 1. Moreover, about the cavity top end part, as shown in FIG.1 (c) similarly, the lock bolt 8 is constructed and the stability of a cavity is ensured.
[0012]
[Reference example]
Below, the excavation procedure of the rough quarry of the underground cavity 1 according to the present invention will be described with reference to FIGS. In FIG. 2 to FIG. 9, description will be made on the assumption that mining cavity excavation is performed using the two-stage sub-level tunnel 2. In addition, in the following reference examples, since the excavation method is described, the gap to be carried out in the explanation corresponds to the raw stone to be carried out.
[0013]
2 shows, as a reference example of a drilling method of mining cavity, underground cavity 1 is shown by a two-dot chain line in the rock. The auxiliary mine 5 is excavated from the ground well (not shown) along the longitudinal direction of the underground cavity 1. The auxiliary mine 5 is excavated along the underground cavity 1 by a predetermined distance, and is used as a path for carrying out a gap generated when the underground cavity 1 is excavated later and a path for carrying in an excavating machine. . Further, as shown in FIG. 2, from the side surface of the auxiliary pit 5, the number of lower slidable horizontal pits 4 equal to the number of slot-shaped hopper portions 9 (see FIG. 1 (a)) constructed in the lower part of the underground cavity 1A are excavated. . The slip-out horizontal pit 4 is set to be smaller than the tunnel cross section of the auxiliary mine 5, but it is preferable to have a cross section in which a track having a predetermined capacity of a mining vehicle and a battery locomotive can be installed.
[0014]
First, the first sub-level tunnel 2 A is excavated from the ground well side (not shown) at the stage where the pull-out horizontal shaft 4 which is the innermost side from the well hole is excavated over the entire width B of the underground cavity 1. The first sub-level tunnel 2 A is a tunnel parallel to the auxiliary mine 5 described above, and its cross section is set slightly smaller than the tunnel cross section of the auxiliary mine 5. It has a cross section to the extent that a traveling track such as a vehicle equipped with an excavating machine can be laid in the same manner as the sliding pull-out horizontal shaft 4. As shown in FIG. 3, the first sub-level tunnel 2 A is excavated until the face reaches the innermost side of the underground cavity 1. The first sub-level tunnel 2A is preferably provided at a position approximately half the height H of the underground cavity 1 as shown.
[0015]
Subsequently, the second sub-level tunnel 2B is excavated at a position where the top portion of the underground cavity 1 and the top portion thereof coincide with each other so as to be vertically positioned with respect to the first sub-level tunnel 2A (see FIG. 4). In the present embodiment, excavation is performed using the first and second sub-level tunnels 2A and 2B as guide shafts, but the number of sub-level tunnels 2 is set according to the scale of the excavation cross section of the underground cavity 1. It is preferable to set appropriately. Moreover, in the excavation from the sub-level tunnel 2 in each stage, the sub-level tunnel 2 is used as a survey mine for geological survey, and the distribution status of the geological weak layer such as the fracture zone is grasped by the rock observation. This result is extended to the final excavation surface 6 to predict the geological distribution on the final excavation surface 6.
[0016]
Subsequently, as shown in FIG. 5, upward blasting is performed for excavating the slot-like hopper portion 9 by drilling the blasting hole 3 upward from the sliding pull-out horizontal shaft 4 at the tip position of the first sub-level tunnel 2A. . As shown in FIG. 5, the hopper portion 9 has a horizontal triangular prism shape with the sloping pull-out horizontal shaft 4 as a lower end position, and the top end of the sloping pull-out horizontal shaft 4 is penetrated over the entire width B of the underground cavity 1 at the completion of excavation. Slot 9a is constructed. The slip generated later is piled up so as to be accumulated in the hopper portion 9, and a part of it drops in the slot 9 a and is piled up in the pull-out horizontal shaft 4. The shape and gradient of the hopper portion 9 can be set according to the direction and the drilling pattern of the drilling rod when drilling the blasting hole 3 of the upward blasting from the sliding pull-out horizontal shaft 4. It is preferable to set the gradient of the hopper portion 9 to be larger than the angle of repose of the slip.
[0017]
Subsequently, a bench cut from the vicinity of the face of the first sub-level tunnel 2A toward the hopper portion 9 is started. In this bench cut, the hopper portion 9 that has already been excavated is located below the bedrock, so that it falls from the hopper portion 9 of the spill generated by the blasting to the slid pull-out horizontal shaft 4.
[0018]
In addition, when the existence of a weak layer 20 such as a crushing zone that crosses the underground cavity 1 is clear according to the bedrock condition already confirmed during the excavation of the sub-level tunnel 2, the blast hole 3 is formed as shown in FIG. Further, it is preferable to carry out drilling as a hole 21 for extending the lock bolt. And the inner part of the excavation surface 6 of the hole 21 in which the lock bolt 7 is laid is used as a blast hole 3 for bench cutting.
That is, the drilling length of the bench-cut blast hole 3 drilled from the sub-level tunnel 2 has a range in which the weak layer portion 20 (see FIG. 1C) that crosses the sub-level tunnel 2 is distributed. In this case, as shown in FIGS. 6 and 7, the length is obtained by adding a length corresponding to the length of the lock bolt to be driven outside the final excavation surface 6. That is, a hole is drilled to such a depth that the fixing portion of the rock bolt 7 is located at a rock position where the weak layer portion 20 can be sufficiently reinforced. The drilling length in other healthy rocks may be up to the final excavation surface 6 for bench cutting. Then, a lock bolt 7 having a predetermined length is driven into the hole 21 targeted for the weak layer portion 20. As a rock bolt driving operation, first, a mortar injection hose (not shown) is inserted to the bottom of the hole to inject mortar into the hole 21, and then a lock bolt 7 is attached to the rod end of a hole drilling machine (not shown). Attach the lock bolt 7 to the back of the hole. Next, the hole 21 after the placement of the lock bolt 7 is idled again to near the excavation surface 6. Further, the inside of the hole 21 is cleaned, and this portion is used as the blast hole 3 for bench cutting. In order to ensure the stability of the cavity side wall, the lock bolt 7 (see FIG. 1 (c)) is applied to the final excavation surface near the level of the sub-level tunnel 2 by the same method. Is preferred. Moreover, about the cavity top end part, the lock bolt 8 (refer FIG.1 (c)) is constructed by the same method, and the stability of a cavity is ensured.
[0019]
In the state where the bottom excavation is performed by bench cutting to the final excavation surface 6, the head of the lock bolt 7 appears on the hollow wall surface. Therefore, shotcrete 25 (see FIG. 1C) having a predetermined thickness is applied to the cavity wall surface from the end of the sub-level tunnel 2. Since the sprayer (not shown) is installed in the sub-level tunnel 2, if there is a distance between the nozzle tip of the hose of the sprayer and the cavity wall surface, a long nozzle may be used as necessary. .
In addition, although the example of the rock reinforcement by the lock bolt 7 was described in the above description, the PC anchor using PC cable strand can also be used besides a lock bolt.
[0020]
FIG. 7 shows a state in which the large hopper portion 9 has been excavated from the face of the first sub-level tunnel 2A in the downward direction. Subsequently, the bench cut board is lowered from the second sub-level tunnel 2 B located at the upper part of the cavity of the hopper portion 9 toward the hopper portion 9. Also in this case, it is preferable to incorporate a process of lining the rock bolt 7 and the shotcrete 25 according to the surrounding rock mass. Further, the hopper portion 9 constructed in the first sub-level tunnel 2A by the bench cut shown in FIG. 7 is widened, and a slip can be dropped on the widened portion. It is discharged out of the mine via
[0021]
As shown in FIG. 1 (a) and FIG. 7, in the positional relationship between the first sublevel tunnel 2A and the second sublevel tunnel 2B, the blast excavation of the lower first sublevel tunnel 2A is always on the upper side. Prior to the second sub-level tunnel 2B, a bench cut from the upper second sub-level tunnel 2B is performed on the constructed hopper portion 9. By repeating the excavation cycle described above toward the wellhead side, a plurality of rows of slot-like hopper portions 9 can be constructed from the back side of the underground cavity 1 toward the wellhead side. Moreover, the large underground cavity 1 can be excavated safely and rapidly by lowering the upper rock using a multi-stage bench cut by using a plurality of sub-level tunnels 2. At this time, as shown in FIG. 8, a block 22 corresponding to the slot-like hopper portion 9 remains between the sliding pull-out horizontal shafts 4, but this block 22 is also cut by a normal blasting method in the final process. Thus, the underground cavity 1 as shown in FIG. 9 can be finally completed.
[0022]
As shown in FIG. 1 (c), the underground cavity 1 is provided with a predetermined lock bolt 7 to reinforce the weak layer 20 such as a crush zone of the surrounding rock mass, and further blown over the entire inner wall surface of the cavity. Since the lining with the attached concrete 25 is made, high stability is ensured in the completed state.
[0023]
The stability of the underground cavity 1 after excavation is determined by measuring the passage of time by installing measuring devices such as inclinometers (not shown) from the ground surface or upper tunnels, and observing the displacement of the interior sky, the deformation of the shotcrete surface. to manage. If the result of this measurement shows an internal deformation, displacement, or displacement speed that exceeds the measurement control standard, the lock bolt is installed by a lock bolt driving machine or spray machine mounted on an aerial work vehicle from the bottom of the cavity. Take measures to suppress the progression of deformation by increasing the number 7 and blowing the shotcrete 25 more.
[0024]
【Example】
10 to 12 show an embodiment in which the excavation method for the large-section underground cavity 1 shown above is applied to underground underground mining. That is, in order to solve the problem of mining methods cut through the conventional rough mountain has, Reference Examples using drilling methods of the large cross section underground cavities described, terrestrial environment rather name or to destroy the ore taken In addition, an embodiment of a rough quarry where the surrounding environment is prevented from deteriorating when the rough rough soil is treated by backfilling the rough rough soil is shown.
[0025]
As shown in FIG. 10, it is necessary to mine the raw stone in the raw quarry composed of the mining cavities 30 and extract it to the outside so as not to cause any trouble on the outside such as the ground surface. In this way, since the rough ore which has been conventionally handled as a slip is carried out to the outside, the above-described slip pull-out horizontal shaft 4 can be used as the rough ore pull-out horizontal shaft 14. In addition, as shown in FIG. 10, the unearthed residual soil 36 is introduced into the excavated mining cavity 30 from the top sublevel tunnel 2D, and after excavation, the cavity 30 is backfilled to stabilize the rock mass.
[0026]
The mining procedure of the raw ore mining pit composed of the mining cavity 30 in which quarrying is performed by the above-described excavation method of the large-section underground cavity will be briefly described.
After excavating the underground pit 5 and the ore-drawing horizontal pit 14 equivalent to those shown in FIGS. 2 and 3 for the underground rock mass judged to be suitable as a rough quarry, the multi-level sub-level gallery 2 is excavated. (See FIG. 4). This sub-level tunnel 2 is also used as a survey horizontal shaft for geological surveys, grasping the distribution of geological weak layers such as fracture zones, and extending this result to the final excavation surface 6 to Predict the dimensional geological structure.
[0027]
FIG. 11 is a schematic cross-sectional view of a mining cavity 30 showing an example in which a rock strut 31 as a columnar portion is constructed for a defective rock 20 that is determined to be unsuitable as a raw stone in the mining cavity 30 by geological observation. In the mining cavity 30, unlike the normal underground cavity 1 (see FIG. 1), it is possible to leave a portion where defective rock is distributed and not mine that portion. FIG. 11 shows an example in which a bad bedrock exists in the mining cavity 30 with a predetermined strike slope. As shown in the figure, for a weak layer 20 such as a crush zone which is suitable as a raw stone to be mined but is considered to have an influence on the stability of the underground cavity 1 after mining, FIG. As shown to (a), the rock strut 31 over the up-down direction of the mining cavity 30 is provided so that the weak layer part 20 extended in the strip | belt shape in the up-down direction may be enclosed with a healthy rock. The rock strut 31 enables mining excavation without exposing the weak layer portion 20 to the mining cavity 30, and can also suppress the looseness of the top end 30a of the cavity 30 to a minimum. Further, in the mining cavity 30 where the longitudinal extension of the cavity is increased, it is preferable to perform excavation by leaving the lock struts 31 at an appropriate interval.
[0028]
As a support means on the final excavation surface 6, it is preferable to prevent the progress of deformation and deformation of the cavity 30 by performing the above-described covering with the lock bolt 7 and the shotcrete 25.
[0029]
By the way, the mining cavity 30 can effectively use the trace of the mining. That is, as shown in FIG. 10 (left side in the figure) and FIG. 12, the remaining rough stones produced by the crusher and produced with the predetermined aggregate among the rough stones 35 carried out from the top sublevel tunnel 2D. The remaining soil 36 is thrown into the mining cavity 30 and the underground space is sequentially refilled. As shown in FIG. 12, the backfilling with the rough rough soil 36 is performed up to the vicinity of the top sub-level tunnel 2 C and used as a disposal site for the rough rough soil 36, and the arched ceiling portion 32 is left as an underground space for effective use. be able to.
[0030]
Specifically, in the mining cavity 30, as shown in FIG. 12, when the backfilling with the raw stone residual soil 36 reaches a predetermined height, the bottom plate made of the spread residual soil is compacted to a certain extent. After the ground strength is obtained, support by the lock bolt 8 and the shotcrete 25 is applied to ensure the safety of the arch ceiling portion 32. It is also possible to use a disposal space in which construction residual soil and the like can be dumped in addition to the raw stone residual soil 36.
[0031]
Thus, in the rough quarry where the underground mining cavity 30 is excavated and backfilled, it is not necessary to cut large-scale mountain topography on the ground in order to extract the rough, and the natural environment can be maintained. it can. In addition, if the raw ore residue 36 generated on site in the mining cavity 30 is sequentially backfilled, it is not necessary to secure a remaining soil disposal site in another place. Further, when the mining cavity 30 is backfilled with the unearthed residual soil 36, the ceiling space formed by the arch-shaped portion 32 is left on the upper portion of the mining cavity 30, and this space is used as a multipurpose underground space such as an underground warehouse, a management facility, and an exhibition hall. You can also.
[Brief description of the drawings]
FIG. 1 is a sectional view showing an embodiment of a method for excavating a large-section underground cavity according to the present invention.
FIG. 2 is an explanatory view (No. 1) showing an excavation procedure in an excavation method for an underground cavity having a large cross section.
FIG. 3 is an explanatory diagram (part 2) showing an excavation procedure in an excavation method for an underground cavity having a large cross section.
FIG. 4 is an explanatory view (No. 3) showing an excavation procedure in an excavation method for an underground cavity having a large cross section.
FIG. 5 is an explanatory diagram (part 4) showing a digging procedure in the excavation method for a large-section underground cavity.
FIG. 6 is an explanatory view (No. 5) showing the excavation procedure in the excavation method for a large-section underground cavity.
FIG. 7 is an explanatory view (No. 6) showing an excavation procedure in an excavation method for a large-section underground cavity.
FIG. 8 is an explanatory view (No. 7) showing the excavation procedure in the excavation method for a large-section underground cavity.
FIG. 9 is an explanatory view (No. 8) showing the excavation procedure in the excavation method for a large cross-section underground cavity.
FIG. 10 is a cross-sectional view showing an embodiment of a rough quarry with a mining cavity.
FIG. 11 is a cross-sectional view showing an example of a rock strut constructed in a rough quarry with a mining cavity.
FIG. 12 is a cross-sectional view showing a state in which a rough quarry with a mining cavity is backfilled with unearthed soil.
[Explanation of symbols]
DESCRIPTION OF SYMBOLS 1 Underground cavity 2 Sub level 2A 1st sub level 2B 2nd sub level 2C, 2D Top sub level 3 Blast hole 4 Sliding extraction side pit 5 Auxiliary mine 6 Final excavation surface 7 Rock bolt (side wall part)
8 Rock bolt (top end)
9 Hopper portion 9a Slot 14 Roughing horizontal shaft 30 Mining cavity 35 Rough 36 Rough earth

Claims

原石採掘予定の岩盤の所定位置に複数列の原石引出横坑を掘削し、該原石引出横坑を横切るような方向で複数段のサブレベルを前記岩盤の上下方向に所定間隔をあけて掘削し、前記サブレベルの最下段と前記原石引出横坑とを連通させたホッパー部を構築し、その上部の岩盤を前記最下段のサブレベルの先端自由面近傍からベンチカットによって盤下げするようにして原石を採掘し、採掘された原石を前記ホッパー部から前記原石引出横坑を介して搬出する一方、前記ベンチカットによる盤下げ採掘を上下位置にあるサブレベルのうち、上側に位置するサブレベルでの採掘が下側に位置するサブレベルの採掘に追従するように行われ、多段のベンチカットによって採掘された採掘跡空洞が各サブレベルで段差のつけられた階段状をなして上方に向けて拡幅された大断面地下空洞を形成する一方、主として原石残土によって前記大断面地下空洞を埋め戻すようにした原石採掘場であって、
前記ベンチカットの発破孔を削孔する際に前記岩盤のうち不良岩盤に遭遇する箇所の発破孔を前記最終掘削面の外側に位置する前記不良岩盤をロックボルトで補強するのに必要な長さまで延長して削孔し、該孔にロックボルトを打設するとともに、該孔の前記最終掘削面より手前部分の所定範囲に装薬して発破孔として使用し、前記原石採取予定の岩盤内に存在する不良層を、その周囲の健全な岩盤と一体的な柱状部とし、該柱状部の岩盤を採掘せず残置したことを特徴とする大断面地下空洞原石採掘場。Excavate multiple rows of ore-drawing horizontal shafts at a predetermined position of the rock to be mined, and excavate multiple levels of sub-levels at predetermined intervals in the vertical direction of the rock in such a direction as to cross the original ore-exposed horizontal shaft And construct a hopper part in which the lowermost level of the sub-level and the rough drawing horizontal pit are communicated, and the upper rock is lowered by a bench cut from the vicinity of the free surface at the tip of the lowermost level While mining the rough stone, the mined rough is carried out from the hopper portion through the rough pull-out horizontal pit, while the down-cut mining by the bench cut is performed at a sub-level located on the upper side among the sub-levels in the vertical position. Mining is performed to follow the sub-level mining located below, and the excavation trace cavities mined by multi-stage bench cuts form a stepped shape with steps at each sub-level upward While forming a large section underground cavities widened towards, a gemstone mine which is adapted backfill the large section underground cavities by mainly rough surplus soil,
When drilling the blast hole of the bench cut, the blast hole of the place where the bad rock is encountered out of the rock is up to a length necessary to reinforce the bad rock located outside the final excavation surface with a rock bolt. Extending and drilling holes, placing lock bolts in the holes, charging them to a predetermined range in front of the final excavation surface, and using them as blast holes, in the rock to be collected the defective layer present, and healthy bedrock integral with the columnar portion of the periphery thereof, a large cross section underground air HoraHara stone quarry, characterized in that the leaving without mining the rock of the columnar portion.