RU2030581C1 - Method for combined mining of thick ore bodies - Google Patents
Method for combined mining of thick ore bodies Download PDFInfo
- Publication number
- RU2030581C1 RU2030581C1 SU5055371A RU2030581C1 RU 2030581 C1 RU2030581 C1 RU 2030581C1 SU 5055371 A SU5055371 A SU 5055371A RU 2030581 C1 RU2030581 C1 RU 2030581C1
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- ore
- wells
- formation
- blasting
- trench
- Prior art date
Links
Images
Landscapes
- Earth Drilling (AREA)
Abstract
Description
Изобретение относится к горной промышленности и может быть использовано при комбинированной разработке мощных крутопадающих рудных тел. The invention relates to the mining industry and can be used in the combined development of powerful steeply falling ore bodies.
Известен открыто-подземный способ разработки мощных месторождений полезных ископаемых [1]. Он включает выемку полезного ископаемого открытыми горными работами и одновременно подземного этажа подземными горными работами с созданием между ними единого очистного пространства. Подготовка подземного этажа этим способом включает проходку откаточных выработок, восстающих, выработок доставки, выпускных ниш и дучек, траншейных выработок и разделку выпускных траншей, проходку выработок подэтажных буровых горизонтов. Очистные работы включают разделку отрезной щели и отбойку скважинами на эту щель в отступающем порядке рудного массива на всю высоту подземного этажа, формирование в процессе отбойки в рудном массиве единого откоса на всю высоту подземного этажа, выпуск отбитой руды из единого очистного пространства через подземные выработки. Способ позволяет повысить интенсивность добычи руды за счет одновременной с открытыми работами отработки подземного этажа, обуривания этого этажа мощными карьерами буровыми станками. Для этого подэтажные буровые горизонты подготавливают выемкой горизонтального слоя камерно-столбовой системой разработки. Интенсивность добычи руды достигают также увеличением высоты отбиваемого слоя рудного массива за счет увеличения числа подэтажных буровых горизонтов и высоты подэтажей при обуривании их мощными карьерными буровыми станками. Недостатками способа являются: качество дробления руды при отбойке скважинами, пробуренными карьерными буровыми станками, не соответствует по крупности эффективному ее выпуску через подземные выработки и применяемому на подземных работах погрузочному и транспортному оборудованию; подготовка подэтажных буровых горизонтов камерно-столбовой системой разработки для размещения крупногабаритного карьерного бурового оборудования требует выемки большого объема руды, проведения дополнительных выработок для ее выдачи на откаточный горизонт и больших затрат, а значительные площади обнажения рудного массива на подэтажных требуют принятия дополнительных мер по обеспечению безопасности работ, ограничивают применение способа рудами повышенной устойчивости и небольшими глубинами разработки. Known open-underground method of developing powerful mineral deposits [1]. It includes the extraction of minerals by open cast mining and at the same time the underground floor by underground mining with the creation of a single treatment space between them. The preparation of the underground floor by this method includes the excavation of the retreating workings, uprising, delivery workings, exhaust niches and dyuks, trench excavations and cutting of the exhaust trenches, the excavation of the workings of sub-floor drilling horizons. Treatment works include cutting a cutting gap and breaking holes into the ore in the backing order of the ore massif to the entire height of the underground floor, the formation of a single slope in the ore massif during the breaking process in the ore massif, and the release of broken ore from a single treatment space through underground workings. The method allows to increase the intensity of ore mining due to the simultaneous open-cast mining of the underground floor, drilling this floor with powerful quarries drilling rigs. For this, sub-floor drilling horizons are prepared by excavating the horizontal layer with a chamber-pillar development system. Ore mining intensity is also achieved by increasing the height of the beaten layer of the ore mass due to an increase in the number of sub-floor drilling horizons and the height of sub-floors when they are drilled with powerful quarry drilling rigs. The disadvantages of the method are: the quality of the crushing of ore during blasting by wells drilled by quarry drilling rigs does not correspond in size to its effective output through underground workings and the loading and transport equipment used in underground work; the preparation of sub-floor drilling horizons with a chamber-and-pillar development system to accommodate large-sized open pit drilling equipment requires the extraction of a large amount of ore, additional workings for its delivery to the return horizon and high costs, and significant areas of exposure of the ore mass on the sub-floor require additional measures to ensure work safety , limit the application of the method by ores of increased stability and shallow development depths.
Наиболее близким по технической сущности и достигаемому результату к предлагаемому является способ комбинированной разработки мощных рудных тел [2]. Он включает выемку руды открытыми и подземными работами единым очистным забоем, проведение выработок доставочного горизонта, восстающих и буро-погрузочных выработок, образование отрезной щели до дна карьера, опережающую выемку нижнего слоя руды на уровне достаточного горизонта с формированием плоского днища. Выемку руды осуществляют под дном действующего карьера на направлении его углубки камерой с формированием потолочины между кровлей этой камеры и проектной отметкой дна карьера. Отбойку руды в этой камере выполняют шпуровым способом с забойной рудоразработкой отбитой руды и магазинированием отсортированных пород. Затем послойной отбойкой руды в бортах камеры восходящими скважинами из буро-погрузочных выработок доставочного горизонта и потолочины камеры восходящими веерами скважин из забоя камеры образуют отрезную щель до дна карьера. По мере отбойки руды в камере на плоском днище формируют навал пустых пород. В рудном массиве за границей камеры проходят подэтажные буровые выработки, из которых производят отбойку руды в едином очистном забое на отрезную щель, при этом крайние веера скважин бурят в плоскости откоса уступов, а полный выпуск руды из единого очистного пространства ведут через буро-погрузочные выработки доставочного горизонта по навалу отсорбированных пород. Способ позволяет повысить эффективность разработки за счет снижения потерь кристаллосырья применением забойной рудоразборки руды в процессе шпуровой отбойки камеры и возможности отработки последующих горизонтов без перерыва добычи и дополнительных затрат на выемку пород. Кроме того, он позволяет несколько улучшить качество дробления руды по сравнению с аналогом. Недостатками способа являются: для подготовки подэтажного бурового горизонта требуется выполнить большой объем проходческих работ и выработок перепуска руды из проходческих забоев на достаточный горизонт, требует дополнительных затрат также обеспечение проветривания, пуска-подъема людей и оборудования. Отработка восходящими скважинами на подземных выработках верхнего слоя руды, нарушенного при отбойке уступов карьера, не обеспечивает качественного дробления, что затрудняет выпуск руды через подземные выработки и увеличивает затраты на добычу; наличие плоского днища не исключает возможность потерь отбитой руды при ее выпуске даже при формировании навала отсортированных пород на нем, что также увеличивает затраты на добытую руду. The closest in technical essence and the achieved result to the proposed one is a method for the combined development of powerful ore bodies [2]. It includes ore excavation by open pit and underground workings as a single mining face, delivery horizon workings, risers and drilling and loading workings, the formation of a cutting gap to the bottom of the quarry, ahead of the excavation of the lower ore layer at a level sufficient to form a flat bottom. The extraction of ore is carried out under the bottom of the existing quarry in the direction of its depth by the chamber with the formation of a ceiling between the roof of this chamber and the design mark of the bottom of the quarry. Ore breaking in this chamber is performed using a blast-hole method with downhole ore mining of broken ore and storing sorted rocks. Then, layer-by-layer breaking of ore in the chamber’s sides with ascending wells from the drilling and loading workings of the delivery horizon and chamber ceilings with ascending fans of wells from the chamber face form a cutting gap to the bottom of the quarry. As the ore is broken, a pile of gangue is formed in the chamber on a flat bottom. In the ore mass outside the chamber there are sub-floor drilling workings, from which the ore is blasted in a single working face to a cutting slot, while the extreme fans of the wells are drilled in the plane of the escarpment of the ledges, and the ore is completely discharged from the single treatment space through the loading and loading workings of the delivery horizon in bulk of sorbed rocks. The method allows to increase the development efficiency by reducing the loss of crystalline raw materials by using bottom-hole ore picking in the process of blasting the chamber and the possibility of mining subsequent horizons without interruption in production and additional costs for excavating rocks. In addition, it allows you to slightly improve the quality of ore crushing in comparison with the analogue. The disadvantages of the method are: for the preparation of the sub-floor drilling horizon, it is required to perform a large amount of tunneling work and workings of ore bypass from the tunnel faces to a sufficient horizon, it also requires additional ventilation, start-up of people and equipment. The development of ascending wells in underground mines of the upper ore layer, broken during the breakdown of the pit ledges, does not provide high-quality crushing, which complicates the production of ore through underground mines and increases production costs; the presence of a flat bottom does not exclude the possibility of loss of broken ore during its production even when a pile of sorted rocks is formed on it, which also increases the cost of extracted ore.
Предлагаемое изобретение направлено на решение задачи повышения эффективности разработки мощных рудных тел комбинированным способом путем улучшения качества дробления, уменьшения потерь руды при выпуске, сокращения объемов трудоемких горных работ и снижения за этот счет затрат на добычу руды. The present invention is aimed at solving the problem of increasing the efficiency of the development of powerful ore bodies in a combined way by improving the quality of crushing, reducing ore losses during production, reducing the volume of labor-intensive mining and reducing ore extraction costs.
Отработка месторождения по предлагаемому способу осуществляется в следующей последовательности. Опpеделяют направление углубки карьера на завершающем его этапе и на участке, находящемся на этом направлении между дном карьера и подземным буро-доставочным горизонтом, располагают разрезную траншею. Для отработки разрезной траншеи проходят откаточные орты, погрузочные штреки, буро-подсечной орт, отрезной восстающий. Одновременно с подготовкой разрезной траншеи продвигают фронт уступов карьера на безопасное расстояние от границ подготавливаемой разрезной траншеи. Затем шпуровой или скважинной отбойкой на отрезной восстающий разделывают отрезную щель на всю ширину и высоту разрезной траншеи и создают между открытыми и подземными работами единое очистное пространство. Разделка отрезной щели с такими параметрами позволяет осуществить отработку разрезной траншеи секциями на всю высоту до дна карьера. Для этого каждую секцию по высоте разделяют на два слоя, при этом верхний слой отбивают со дна карьера, а нижний - из подземных выработок. С этой целью в нижнем слое секций из буро-подсечного орта бурят веера восходящих скважин, а в верхнем слое секций со дна карьера бурят ряды основных и дополнительных нисходящих параллельных скважин. Отбойка верхнего слоя со дна карьера позволяет расположить нисходящие скважины параллельно, а также сформировать в дополнительных скважинах по их высоте сферические заряды. Чтобы подготовить верхний слой секций к отбойке бурят основные скважины всю глубину, а со стороны массива их располагают в одной плоскости с последним веером восходящих скважин. Такое расположение последнего ряда нисходящих скважин и веера восходящих скважин обеспечивает отделение отбиваемой руды от массива с наименьшими его нарушениями, повышает устойчивость массива, а также создает условия для отработки очередной секции. Дополнительные скважины располагают между боковой обнаженной поверхностью и рядами основных скважин. При этом ряды дополнительных скважин формируют из одиночных скважин или групп скважин. Такое расположение дополнительных скважин дает возможность разместить сферические затраты на участках верхнего слоя удаленных от зарядов основных скважин, что способствует улучшению дробления руды, а формирование рядов дополнительных скважин из одиночных и групп скважин позволяет создавать сферические заряды в них, регулировать их массу изменением высоты заряда и числа заряжаемых скважин. Нижний слой секций обуривают веерами восходящих скважин из буро-подсечной выработки, при этом крайние скважины в веерах располагают с углом наклона не менее угла естественного откоса отбитой руды. Такое расположение скважин обеспечивает формирование в процессе последующей отбойки этого слоя рудоприемной части днища в виде выпускной траншеи. The development of the field by the proposed method is carried out in the following sequence. The direction of the pit deep is determined at the final stage and a sectional trench is located in the area located in this direction between the bottom of the pit and the underground drilling and delivery horizon. To work out the split trench, haul-off units, loading drifts, a drill-and-slash unit, and a cutting insurrection pass. Simultaneously with the preparation of the split trench, the front of the quarry ledges is advanced to a safe distance from the boundaries of the prepared split trench. Then, with a hole or borehole blasting, a cutting slot is cut into the cutting riser for the entire width and height of the cutting trench and a single treatment space is created between open and underground operations. Cutting a cutting gap with such parameters allows the development of a cutting trench in sections to the full height to the bottom of the quarry. To do this, each section in height is divided into two layers, while the upper layer is beaten from the bottom of the quarry, and the lower one from underground workings. For this purpose, fans of ascending wells are drilled in the lower layer of sections from the brown-slash ort, and in the upper layer of sections from the bottom of the quarry, rows of main and additional descending parallel wells are drilled. The breaking of the upper layer from the bottom of the quarry allows you to arrange downhole wells in parallel, as well as to form spherical charges in additional wells by their height. To prepare the top layer of sections for breaking, the main wells are drilled the entire depth, and from the side of the array they are placed in the same plane as the last fan of the ascending wells. Such an arrangement of the last row of descending wells and a fan of ascending wells ensures separation of the beaten ore from the array with its least disturbances, increases the stability of the array, and also creates conditions for working out the next section. Additional wells are located between the exposed side surface and the rows of the main wells. Moreover, the rows of additional wells are formed from single wells or groups of wells. This arrangement of additional wells makes it possible to place spherical costs in the areas of the upper layer remote from the charges of the main wells, which improves ore crushing, and the formation of rows of additional wells from single and groups of wells allows you to create spherical charges in them, adjust their mass by changing the charge height and number charged wells. The bottom layer of the sections is drilled with fans of ascending wells from a drilling-slash hole, while the extreme wells in the fans are positioned with an angle of inclination not less than the angle of repose of the beaten ore. This arrangement of wells provides the formation in the process of subsequent breaking of this layer of the ore-receiving part of the bottom in the form of an outlet trench.
Бурение нисходящих и восходящих скважин производят одновременно либо со смещением во времени. За один цикл обуривают одну секцию либо бурение скважин ведут с опережением. После завершения бурения скважин приступают к их заряжанию. В восходящих скважинах и в основных нисходящих скважинах формируют цилиндрические заряды, а в дополнительных нисходящих - сферические. При этом для создания сферических зарядов в одиночных скважинах высота зарядов не должна превышать 6-ти диаметров этих скважин, а для создания сферических зарядов в группе нисходящих скважин высота зарядов не должна превышать 6-ти диаметров такой группы. Количество сферических зарядов, формируемых в одиночной скважине и в группе скважин, определяют в зависимости от отбиваемого объема верхнего слоя секции, а глубину их расположения и массу выбирают из условия образования конуса разрушения на верхнюю плоскость обнажения и нижнюю плоскость обнажения в виде подконсольного пространства. При этом отбойка верхнего слоя секций с образованием конуса разрушения на верхнюю плоскость обнажения и подконсольное пространство позволяет выбрать место расположения сферических зарядов по высоте отбиваемого слоя и массу этих зарядов, что способствует улучшению качества дробления руды. После завершения бурения и заряжания скважин отбивают секцию одним массовым взрывом. В начале отбивают нижний слой секции взрыванием зарядов вееров восходящих скважин с замедлением по веерам возвращающим в сторону массива. Опережающая отбойка вееров восходящих скважин по отношению к нисходящим позволяет создать подконсольное пространство под верхним слоем и использовать силу тяжести как дополнительный фактор улучшающий дробление руды при последующем взрывании зарядов верхнего слоя секции. Затем с отставанием во времени отбивают верхний слой секции взрыванием зарядов основных и дополнительных нисходящих скважин с замедлением по рядам также возрастающим в направлении массива. При этом сферические заряды в каждом ряду дополнительных скважин инициируют единовременно или с замедлением возрастающим в направлении дна карьера. Отбойка нижнего слоя секций восходящими веерами скважин, а также расположение крайних скважин в веерах под углом не менее угла естественного откоса отбитой руды дает возможность сформировать в процессе отбойки секций рудоприемную часть днища в виде выпускной траншеи, исключив трудоемкую специальную операцию по подготовке рудоприемной части днища, что снижает затраты. Drilling downstream and upstream wells is carried out simultaneously or with a shift in time. For one cycle, they drill one section or drill wells ahead of schedule. After the completion of drilling, wells begin to charge them. In ascending wells and in main descending wells, cylindrical charges are formed, and in additional descending wells, spherical charges. Moreover, to create spherical charges in single wells, the height of charges should not exceed 6 diameters of these wells, and to create spherical charges in a group of downhole wells, the height of charges should not exceed 6 diameters of such a group. The number of spherical charges formed in a single well and in a group of wells is determined depending on the volume to be beaten off of the upper layer of the section, and their depth and mass are selected from the condition for the formation of a fracture cone on the upper exposure plane and the lower exposure plane in the form of an under-console space. In this case, the breaking of the upper layer of the sections with the formation of a fracture cone on the upper exposure plane and the under-console space makes it possible to choose the location of spherical charges along the height of the beating layer and the mass of these charges, which helps to improve the quality of ore crushing. After completion of drilling and loading of wells, the section is beaten off with one massive explosion. At the beginning, the lower layer of the section is beaten off by blasting charges of fans of ascending wells with deceleration along the fans returning to the side of the array. Ahead breakdown of fans of ascending wells with respect to descending allows you to create an under-console space under the upper layer and use gravity as an additional factor improving ore crushing during subsequent explosion of charges of the upper layer of the section. Then, with a time lag, the top layer of the section is beaten off by blasting the charges of the main and additional downstream wells with a slowdown in rows also increasing in the direction of the array. In this case, spherical charges in each row of additional wells initiate at a time or with a slowdown increasing in the direction of the bottom of the quarry. The breakdown of the lower layer of sections by the rising fans of the wells, as well as the location of the extreme wells in the fans at an angle not less than the angle of repose of the beaten ore, makes it possible to form the ore receiving part of the bottom in the form of an outlet trench during the breaking of the sections, eliminating the time-consuming special operation to prepare the ore receiving part of the bottom, which reduces costs.
После отбойки секции ведут частичный выпуск отбитой руды из призабойного пространства через погрузочные штреки и далее транспортируют по откаточным ортам. При этом часть отбитой руды временно магазинируют в призабойном пространстве очередной секции подготавливаемой к отбойке. После отбойки очередной секции ведут полный выпуск временно замаганизированной руды и частичный выпуск руды из вновь отбитой секции. При этом выпуск руды из траншей при отсутствии перепускных выработок осуществляется непосредственно на достаточный горизонт, что создает лучшие условия истечения руды, что также снижает затраты. Операции по бурению, заряжанию, отбойке, частичному и полному выпуску повторяют до полной отработки запасов руды в разрезной траншее. С опережением отработки разрезной траншеи подвигают фронт уступов карьера на безопасное расстояние. After breaking, the sections conduct a partial release of the beaten ore from the bottomhole space through the loading drifts and then transport it by haulage orts. At the same time, part of the beaten ore is temporarily stored in the bottomhole space of the next section being prepared for breaking. After breaking the next section, the full release of temporarily magnetized ore and a partial release of ore from the newly beaten section are conducted. At the same time, the release of ore from trenches in the absence of bypass openings is carried out directly to a sufficient horizon, which creates better conditions for the flow of ore, which also reduces costs. Drilling, loading, breaking, partial and full release operations are repeated until the ore reserves are fully depleted in a cutting trench. Ahead of mining the split trench, they move the front of the quarry ledges to a safe distance.
Основные запасы руды отрабатывают сближенными траншеями вкрест разрезной траншее в отступающем порядке после завершения отработки разрезной траншеи либо с отстаиванием от фронта ее отработки и очередного подвигания фронта уступов карьера на безопасное расстояние. При этом отработка разрезной траншеи до дна карьера позволяет осуществить отработку сближенных траншей также на всю высоту до дна карьера, а их расположение вкрест разрезной траншее вести отбойку без разделки трудоемких отрезных щелей. Сближение траншеи формируют из двух и более соседних единичных траншей и подготавливают к отработке одновременно, располагают с одной или двух сторон разрезной траншеи. Подготовку буро-доставочного горизонта сближенных траншей ведут одновременно с отработкой разрезной траншеи и завершают не позднее окончания отработки ее запасов. В этих целях из откаточных ортов разрезной траншеи проходят откаточные и буро-подсечные штреки, а из них в шахматном порядке погрузочные орты. The main ore reserves are mined by the adjacent trenches across the cutting trench in a retreating order after the completion of the mining of the split trench or by defending from the front of its mining and the next movement of the front of the quarry ledges to a safe distance. At the same time, working out a split trench to the bottom of the quarry allows mining of adjacent trenches also to the entire height to the bottom of the quarry, and their location across the split trench leads to breaking without cutting time-consuming detachable cracks. The rapprochement of the trench is formed from two or more neighboring single trenches and is prepared for mining at the same time; they are placed on one or two sides of the split trench. The preparation of the drilling and delivery horizon of the adjacent trenches is carried out simultaneously with the development of the split trench and is completed no later than the end of the development of its reserves. For this purpose, haul-off and brown-slash drifts pass from the haul-off units of the split trench, and loading haul-offs are staggered from them.
Отработку сближенных траншей ведут общими секциями до дна карьера. Для этого после подготовки буро-доставочного горизонта нижний слой секции обуривают веерами восходящих скважин из буроподсечных штреков, а верхний слой рядами нисходящих основных и дополнительных скважин со дна карьера. При этом основные нисходящие скважины бурят на всю глубину верхнего слоя, а последний их ряд со стороны массива располагают в одной плоскости с последними веерами восходящих скважин. Дополнительные скважины бурят между боковой обнаженной поверхностью и рядами основных скважин, располагают их в шахматном порядке, каждый ряд формируют из одиночных скважин или групп скважин. Веера восходящих скважин бурят из буроподсечных штреков. Отработка основных запасов сближенными траншеями позволяет расположить эти веера скважин в соседних траншеях со смещением относительно друг друга, а концы встречных скважин в этих веерах внахлест, что способствует улучшению качества дробления руды на участках нижнего слоя наиболее удаленных от буроподсечной выработки, где концентрация ВВ наименьшая. Крайние скважины в веерах бурят под углом не менее угла откоса отбитой руды, что позволяет придать бортам формируемых надштрековых целиков наклон, обеспечивающий выпуск руды без ее потерь в выработанном пространстве. The development of the adjacent trenches is carried out in common sections to the bottom of the quarry. To do this, after preparing the drilling and delivery horizon, the lower layer of the section is drilled with fans of ascending wells from drift slots, and the upper layer is rows of downstream main and additional wells from the bottom of the quarry. In this case, the main descending wells are drilled to the entire depth of the upper layer, and the last row from the side of the array is located in the same plane as the last fans of the ascending wells. Additional wells are drilled between the lateral exposed surface and the rows of the main wells, they are staggered, each row is formed of single wells or groups of wells. Fans of ascending wells are drilled from drift cuttings. The development of the main reserves by means of adjoining trenches makes it possible to arrange these fan fans in adjacent trenches with offset relative to each other, and the ends of the oncoming wells in these fans overlap, which helps to improve the quality of ore crushing in areas of the lower layer that are farthest from the borehole cutting, where the explosive concentration is the lowest. The extreme wells in the fans are drilled at an angle not less than the slope angle of the beaten ore, which allows you to give the sides of the formed supra-track pillars a slope that allows the ore to be released without loss in the mined space.
После обуривания общей секции сближенных траншей производят заряжание скважин. При этом в восходящих веерах скважин и в основных нисходящих скважинах формируют колонковые заряды, а в дополнительных нисходящих скважинах - сферические. Для этого высоту зарядов в одиночных дополнительных скважинах принимают не более диаметров скважин, а в группе дополнительных скважин - не более диаметров группы скважин. Количество сферических зарядов в одиночной и в группе скважин определяют в зависимости от отбиваемого объема, а глубину заложения и массу - из условия образования конуса разрушения на верхнюю плоскость обнажения и подконсольное пространство. При этом массу сферических зарядов в одиночных дополнительных скважинах регулируют изменением их высоты, а массу сферических зарядов в группе дополнительных скважин - также заряжанием различного числа скважин в группе. При этом применение групп дополнительных скважин дает возможность изменять массу сферических зарядов в большом диапазоне. Применение дополнительных зарядов и их сферическая форма способствуют улучшению качества дробления верхнего слоя секции. После завершения бурения и заряжания нисходящих и восходящих скважин в секции производят массовый взрыв. В начале взрывают заряды восходящих скважин с замедлением по веерам, возрастающим в сторону массива, затем взрывают заряды нисходящих скважин также с замедлением, возрастающим по рядам этих скважин к массиву. При этом за счет опережающего взрывания зарядов восходящих скважин создают подконсольное пространство, на которое взрывают заряды нисходящих скважин. Образование подконсольного пространства создает дополнительный эффект по улучшению качества дробления верхнего слоя секции за счет проявления силы тяжести. Расположение концов встречных скважин в веерах соседних буро-подсечных штреков внахлест обеспечивает качественное дробление руды при отбойке участков нижнего слоя, удаленных от буро-подсечных штреков. Более качественное дробление руды в процессе отбойки позволяет повысить производительность выпуска и снизить затраты на добычу, кроме того, позволяет увеличить высоту отбиваемой секции и за счет этого уменьшить объемы работ и затраты на подготовку запасов руды к очистной выемке. В процессе отбойки веерами восходящих скважин нижнего слоя общей секции формируют рудоприемную часть днища в виде выпускных тpаншей и надштрековые целики с углами наклона их ортов, обеспечивающими скатывание отбитой руды к погрузочным ортам. Затем под прикрытием надштрековых целиков через погрузочные орты ведут частичный выпуск отбитой руды из призабойного пространства полный выпуск с отставанием от фронта частичного выпуска. Одновременно с выпуском отбитой руды готовят к отбойке очередную общую секцию сближенных траншей и заканчивают бурение нисходящих и восходящих скважин в этой секции к моменту окончания частичного выпуска руд из отбитой секции. Цикл операций по подготовке, бурению, отбойке, частичному и полному выпуску отбитой руды в сближенных траншеях повторяют до полной отработки запасов этажа. After drilling the common section of the adjacent trenches, wells are charged. At the same time, column charges are formed in the ascending fans of the wells and in the main descending wells, and spherical in additional descending wells. For this, the height of charges in single additional wells is taken no more than the diameters of the wells, and in the group of additional wells - no more than the diameters of the group of wells. The number of spherical charges in a single and in a group of wells is determined depending on the volume to be beaten, and the depth of laying and mass are determined from the condition of the formation of a fracture cone on the upper exposure plane and under-console space. In this case, the mass of spherical charges in single additional wells is regulated by changing their height, and the mass of spherical charges in the group of additional wells is also regulated by charging a different number of wells in the group. Moreover, the use of groups of additional wells makes it possible to change the mass of spherical charges in a wide range. The use of additional charges and their spherical shape contribute to improving the quality of crushing of the upper layer of the section. After completion of drilling and loading of descending and ascending wells, a massive explosion is made in the section. At the beginning, the charges of the ascending wells are blown up with a deceleration along the fans, increasing towards the array, then the charges of the descending wells are also blown up with a deceleration increasing along the rows of these wells to the array. In this case, due to the advanced blasting of the charges of the ascending wells, an under-console space is created, into which the charges of the descending wells are blown up. The formation of the under-console space creates an additional effect on improving the quality of crushing of the upper layer of the section due to the manifestation of gravity. The location of the ends of the oncoming wells in the fans of the adjacent brown-slash drifts overlap provides high-quality crushing of ore during breaking of sections of the lower layer remote from the brown-slash drifts. Better ore crushing in the process of breaking allows to increase the output rate and reduce production costs, in addition, it allows to increase the height of the beat section and thereby reduce the amount of work and the cost of preparing ore reserves for treatment excavation. In the process of breaking off fans of the ascending wells of the lower layer of the general section, the ore receiving part of the bottom is formed in the form of outlet trenches and supra track pillars with angles of inclination of their unit vectors, which ensure rolling of the beaten ore to loading orts. Then, under the cover of the over-pillar pillars, through the loading unit they carry out a partial release of the beaten ore from the bottomhole space, a full release with a lag behind the front of the partial release. Simultaneously with the release of beaten ore, the next general section of adjoining trenches is prepared for breaking and the drilling of descending and ascending wells in this section is completed by the time the partial release of ore from the beaten section ends. The cycle of operations for the preparation, drilling, chipping, partial and full release of the beaten ore in the adjacent trenches is repeated until the floor reserves are completely depleted.
На фиг. 1 изображена отработка разрезной траншеи, поперечный разрез; на фиг. 2 - отбойка секций разрезной траншеи, продольный разрез; на фиг. 3 - подготовка буро-доставочного горизонта, план; на фиг. 4 - отработка сближенных траншей, продольный разрез; на фиг. 5 - отработка сближенных траншей (разрез по А-А на фиг. 4); на фиг. 6 - стадия отбойки сближенных траншей. In FIG. 1 shows the development of a split trench, a transverse section; in FIG. 2 - breaking sections of a trench, a longitudinal section; in FIG. 3 - preparation of the drilling and delivery horizon, plan; in FIG. 4 - mining of adjacent trenches, a longitudinal section; in FIG. 5 - working off of adjacent trenches (section along AA in FIG. 4); in FIG. 6 - the stage of breaking off the adjacent trenches.
Она содержит направление углубки карьера на завершающем этапе 1 углубки; дно карьера 2; буро-доставочный горизонт 3; откаточный орт 4; погрузочный штрек 5; буро-подсечной орт разрезной траншеи 6; уступ карьера 7; основные нисходящие скважины 8; дополнительные нисходящие скважины 9; рудоприемную часть 10 днища; отбитую руду 11; веера восходящих скважин 12; разрезную траншею 13; нижний слой секции разрезной траншеи 14; верхний слой секции разрезной траншеи 15; руду, временно замагазинированную в призабойном пространстве очередной секции 16; очередную секцию разрезной траншеи, подготовленную к отбойке 17; отрезную щель разрезной траншеи 18; отрезной восстающий 19; сближенные траншеи 20; откаточный штрек 21; нагрузочный орт 22; буро-подсечной штрек 23; общую секцию сближенных траншей 24; боковую обнаженную поверхность 25; очередную общую секцию сближенных траншей, подготовленную к бурению скважин 26; веера восходящих скважин в сближенных траншеях 27; надштрековый целик 28; сферические заряды 29; подконсольное пространство 30; α - угол откоса надштрекового целика. It contains the direction of the pit in the
Предлагаемый способ намечено осуществить на производственном объединении "Ковдорслюда" при отработке запасов Ковдорского флогопитового месторождения, находящихся между проектной отметкой дна карьера +144 м и подземным горизонтом +104 м. В настоящее время подземный горизонт подготовлен системой откаточных выработок. Место расположения разрезной траншеи определено на направлении завершающего этапа углубки карьера. Подготовка разрезной траншеи включает проходку буро-подсечного орта, отрезного восстающего до дна карьера, двух откаточных ортов и из них погрузочных штреков до соединения с буро-подсечным ортом. Очистные работы по отработке разрезной траншеи включают разделку отрезной щели до дна карьера с использованием отрезного восстающего, бурение вееров восходящих скважин станками НКР-100 м диаметром 105 мм на высоту нижнего слоя 25 м, одновременно с этим бурение основных и дополнительных скважин диаметром 230 мм со дна карьера станками СБШ-230, отбойку секций на всю высоту 40 м до дна карьера с опережающим продвижением фронта уступов карьера на горизонте +144 на безопасное расстояние. Ширина разрезной траншеи на уровне дна карьера 60 м, на подземном горизонте соответствует ширине буро-подсечного орта 3 м, длина 150 м. Угол наклона бортов траншеи превышает угол естественного откоса отбираемых пород равный 56о. Дальнейшая отработка основных запасов предусмотрена сближенными траншеями, включающих две траншеи, вкрест разрезной траншее в отступающем порядке к флангам месторождения. По предварительным оценкам потери флогопита могут быть снижены на 6-10% (абсолютных), затраты на добычу на 15-20% по сравнению с применяемым способом разработки. Предлагаемым способом может быть отработано около 2 млн. м3 запасов флогопитовой руды, что составляет 7-10 годовых программ предприятия. Кроме того, способ может быть применен для последующей отработки нижележащих запасов руды.The proposed method is planned to be implemented at the Kovdorslyud production association when developing reserves of the Kovdor phlogopite deposit, located between the projected bottom mark of the quarry +144 m and the underground horizon +104 m. Currently, the underground horizon is prepared by a system of haul-outs. The location of the split trench is determined in the direction of the final stage of the pit recess. Preparation of a split trench includes the drilling of a drill-slash ort, a detachable riser to the bottom of the quarry, two haul-off harnesses, and of them loading drifts, before joining the drill-slash. Cleansing works to develop a cutting trench include cutting a cutting gap to the bottom of the quarry using a cutting riser, drilling fans of ascending wells with NKR-100 m machines with a diameter of 105 mm to a height of the lower layer of 25 m, while drilling main and additional wells with a diameter of 230 mm from the bottom the quarry with SBSh-230 machines, breaking sections to a full height of 40 m to the bottom of the quarry with advancing the front of the ledges of the quarry at the horizon +144 to a safe distance. The width of the cutting trench at the bottom of the quarry is 60 m, on the underground horizon it corresponds to the width of the brown-slash unit 3 m, the length is 150 m. The inclination angle of the sides of the trench exceeds the angle of repose of the selected rocks equal to 56 o . Further development of the main reserves is envisaged by adjacent trenches, including two trenches, across a cross-cutting trench in a retreating order to the flanks of the field. According to preliminary estimates, phlogopite losses can be reduced by 6-10% (absolute), production costs by 15-20% compared with the development method used. The proposed method can be worked out about 2 million m 3 reserves phlogopite ore, which is 7-10 annual programs of the enterprise. In addition, the method can be applied for subsequent mining of the underlying ore reserves.
Claims (1)
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| SU5055371 RU2030581C1 (en) | 1992-07-20 | 1992-07-20 | Method for combined mining of thick ore bodies |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| SU5055371 RU2030581C1 (en) | 1992-07-20 | 1992-07-20 | Method for combined mining of thick ore bodies |
Publications (1)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| RU2030581C1 true RU2030581C1 (en) | 1995-03-10 |
Family
ID=21609915
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| SU5055371 RU2030581C1 (en) | 1992-07-20 | 1992-07-20 | Method for combined mining of thick ore bodies |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| RU (1) | RU2030581C1 (en) |
Cited By (3)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2478912C1 (en) * | 2011-09-30 | 2013-04-10 | Федеральное государственное бюджетное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Московский государственный горный университет" (МГГУ) | Method to explode rock massifs of various strength |
| CN109026003A (en) * | 2018-07-09 | 2018-12-18 | 中南大学 | A kind of auger Mars Miner continuous mining of Synergism inhibition soft rock ore body |
| CN113738368A (en) * | 2021-09-05 | 2021-12-03 | 湖北杉树垭矿业有限公司 | Safe stoping method for non-continuous multilayer ore body |
-
1992
- 1992-07-20 RU SU5055371 patent/RU2030581C1/en active
Non-Patent Citations (2)
| Title |
|---|
| Авторское свидетельство СССР N 1150368, кл. E 21C 41/16, 1983. * |
| Авторское свидетельство СССР N 1719637, кл. E 21C 41/22, 1990. * |
Cited By (4)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2478912C1 (en) * | 2011-09-30 | 2013-04-10 | Федеральное государственное бюджетное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Московский государственный горный университет" (МГГУ) | Method to explode rock massifs of various strength |
| CN109026003A (en) * | 2018-07-09 | 2018-12-18 | 中南大学 | A kind of auger Mars Miner continuous mining of Synergism inhibition soft rock ore body |
| CN113738368A (en) * | 2021-09-05 | 2021-12-03 | 湖北杉树垭矿业有限公司 | Safe stoping method for non-continuous multilayer ore body |
| CN113738368B (en) * | 2021-09-05 | 2024-06-07 | 湖北杉树垭矿业有限公司 | Discontinuous multilayer ore body safe stoping method |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| RU2390633C1 (en) | Procedure for development of steeply pitching beds of coal | |
| RU2333363C1 (en) | Method of monitoring gas emission during mining operations in series of highly gaseous coal seams | |
| RU2322583C2 (en) | Development method for steep and inclined deposit having low and medium thickness | |
| RU2397324C1 (en) | Method for development of minor inclined and sloping ore lodes | |
| RU2439323C1 (en) | Method to mine inclined ore deposits | |
| RU2272136C1 (en) | Development method for thick steep coal bed liable to spontaneous ignition | |
| CN105370280A (en) | Nondestructive blasting mining method of underground slightly inclined double-layer thin jade ores | |
| RU2030581C1 (en) | Method for combined mining of thick ore bodies | |
| RU2248448C1 (en) | Method for extraction of steep-falling deposits of weak ores | |
| RU2143074C1 (en) | Method of mining of thick inclined outburst-phone seam | |
| RU2488693C1 (en) | Method for in-line production of work at non-benching version of extraction of chambers along strike on chamber-and-pillar system | |
| RU2790648C1 (en) | Method for underground development of steeping ore bodies in descenting order with chamber system | |
| RU2039265C1 (en) | Method for mining of thin gently dipping ore bodies | |
| RU2099524C1 (en) | Combined method of mining of formation of steeply dipping coal seams | |
| RU2762170C1 (en) | Method for developing thin and low-powered steel-falling ore bodies | |
| SU1384755A1 (en) | Method of mining gently-sloping and sloping ore bodies | |
| SU1155757A1 (en) | Method of mining mineral deposits | |
| RU2254467C1 (en) | Method for extraction of steep-dropping and slanting deposits of lowe and average massiveness | |
| RU2155868C2 (en) | Method of rise rill cut mining with filling of pipe-like kimberlite deposits by powder mining complex | |
| RU2755287C1 (en) | Method for developing thin and low-powered steel-falling ore bodies | |
| RU2796836C1 (en) | Method of mining ore bodies | |
| RU2290510C1 (en) | Open underground method for extracting formations of mineral resources | |
| RU2796992C1 (en) | Method for mining inclined and steeply dipping ore bodies of medium thickness | |
| SU1439240A1 (en) | Method of combined exploitation of mineral deposits | |
| RU2232894C1 (en) | Method for subterranean excavation of mineral deposits by means of chamber-column method |