RU2642903C1 - Method for open-cut mining of mineral deposits - Google Patents
Method for open-cut mining of mineral deposits Download PDFInfo
- Publication number
- RU2642903C1 RU2642903C1 RU2017116583A RU2017116583A RU2642903C1 RU 2642903 C1 RU2642903 C1 RU 2642903C1 RU 2017116583 A RU2017116583 A RU 2017116583A RU 2017116583 A RU2017116583 A RU 2017116583A RU 2642903 C1 RU2642903 C1 RU 2642903C1
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- overburden
- working
- mining
- worked out
- open
- Prior art date
Links
- 238000005065 mining Methods 0.000 title claims abstract description 26
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims abstract description 14
- 229910052500 inorganic mineral Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 13
- 239000011707 mineral Substances 0.000 title claims abstract description 13
- 239000011435 rock Substances 0.000 claims abstract description 32
- 238000006073 displacement reaction Methods 0.000 claims abstract 2
- 238000011888 autopsy Methods 0.000 claims description 2
- 230000000750 progressive effect Effects 0.000 claims description 2
- 239000002699 waste material Substances 0.000 claims description 2
- 238000011161 development Methods 0.000 abstract description 25
- 230000015572 biosynthetic process Effects 0.000 abstract description 10
- 230000013011 mating Effects 0.000 abstract description 2
- 239000007787 solid Substances 0.000 abstract 1
- 239000000126 substance Substances 0.000 abstract 1
- 239000003245 coal Substances 0.000 description 20
- 238000005755 formation reaction Methods 0.000 description 9
- 238000009412 basement excavation Methods 0.000 description 7
- 238000005516 engineering process Methods 0.000 description 6
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 description 6
- 239000002689 soil Substances 0.000 description 5
- 238000005553 drilling Methods 0.000 description 4
- 230000003245 working effect Effects 0.000 description 3
- 238000005520 cutting process Methods 0.000 description 2
- 238000009826 distribution Methods 0.000 description 2
- 230000005484 gravity Effects 0.000 description 2
- 230000035515 penetration Effects 0.000 description 2
- 235000019738 Limestone Nutrition 0.000 description 1
- 238000013459 approach Methods 0.000 description 1
- 238000005422 blasting Methods 0.000 description 1
- 229910052729 chemical element Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000010276 construction Methods 0.000 description 1
- 238000013461 design Methods 0.000 description 1
- 238000007598 dipping method Methods 0.000 description 1
- 238000000605 extraction Methods 0.000 description 1
- 238000003780 insertion Methods 0.000 description 1
- 230000037431 insertion Effects 0.000 description 1
- 239000006028 limestone Substances 0.000 description 1
- 230000014759 maintenance of location Effects 0.000 description 1
- 239000000463 material Substances 0.000 description 1
- 235000011837 pasties Nutrition 0.000 description 1
- 238000012545 processing Methods 0.000 description 1
- 238000004904 shortening Methods 0.000 description 1
- 238000003860 storage Methods 0.000 description 1
Images
Classifications
-
- E—FIXED CONSTRUCTIONS
- E21—EARTH OR ROCK DRILLING; MINING
- E21C—MINING OR QUARRYING
- E21C41/00—Methods of underground or surface mining; Layouts therefor
- E21C41/26—Methods of surface mining; Layouts therefor
Landscapes
- Engineering & Computer Science (AREA)
- Mining & Mineral Resources (AREA)
- Remote Sensing (AREA)
- Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
- General Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
- Geochemistry & Mineralogy (AREA)
- Geology (AREA)
- Excavating Of Shafts Or Tunnels (AREA)
Abstract
Description
Изобретение относится к горной промышленности, в частности к разработке открытыми горными работами пологих пластов месторождений полезных ископаемых.The invention relates to the mining industry, in particular to the development of open pit mining of flat layers of mineral deposits.
Известен способ отвалообразования при открытой разработке месторождений полезных ископаемых (патент РФ № 2509891, опубл. 20.03.2014 г.), включающий выемку вскрышных пород, их транспортирование к месту отвалообразования и их разгрузку под откос отвального фронта. Разгрузку вскрышных пород и их укладку производят раздельными, расположенными параллельно друг другу штабелями, на внутренние откосы штабеля разгружают наиболее мелкие породы вскрыши, а между ними складируют пастообразные хвосты после обогатительного передела руд.A known method of dumping in the open development of mineral deposits (RF patent No. 2509891, publ. March 20, 2014), including the excavation of overburden, their transportation to the dumping site and their unloading under the slope of the dump front. Overburden rocks are unloaded and stacked in separate stacks parallel to each other, the smallest overburden rocks are unloaded onto the internal slopes of the stack, and pasty tailings are stored between them after ore dressing.
Недостатком способа является пониженная устойчивость и ограниченная высота отвального яруса в связи со смешанной отсыпкой разнопрочных пород, обуславливающей относительно низкий дренаж в основании отвала и слабое сцепление его основания с подстилающими породами.The disadvantage of this method is the reduced stability and the limited height of the heap tier due to the mixed dumping of different-strength rocks, which leads to relatively low drainage at the base of the heap and weak adhesion of its base to the underlying rocks.
Известен способ комплексного освоения угольного месторождения (патент РФ №2513785, опубл. 20.04.2014 г.), включающий формирование рабочих площадок с выходом пластов. По достижении разрезом границы горного отвода по глубине осуществляют проведение со дна разреза вскрывающей выработки - квершлага, который проводят под небольшим углом вверх для организации самотечного гидротранспорта угля и которым вскрывают все пласты свиты, залегающие в приконтурной зоне. По пластам, намеченным к последующей разработке, от квершлага в обе стороны под небольшим углом вверх проводят штреки. На почве квершлага и штреков укладывают желоба для организации самотечного транспорта пульпы.The known method of integrated development of a coal field (RF patent No. 2513785, publ. 04/20/2014), including the formation of working platforms with the release of layers. When the cut reaches the mining allotment boundary in depth, an opening is carried out from the bottom of the cut - a cross-drill, which is carried out at a slight angle up to organize gravity hydrotransport of coal and with which all layers of the suite located in the marginal zone are opened. For strata scheduled for subsequent development, drifts are carried out from the kverschlag in both directions at a slight angle upwards. Gutters are laid on the basis of cross-drift and drifts to organize gravity transport of pulp.
Недостатком данного способа является отсутствие комплексности освоения месторождения, так как тонкие и весьма тонкие пласты, даже с относительно высоким содержанием ценных химических элементов, не могут быть отработаны таким способом, так как проведение вскрывающих выработок по таким пластам требует повышенных затрат труда, материалов и времени.The disadvantage of this method is the lack of complexity in the development of the field, since thin and very thin formations, even with a relatively high content of valuable chemical elements, cannot be worked out in this way, since conducting opening workings in such formations requires increased labor, materials and time.
Известен способ извлечения забалансовых запасов при комбинированной разработке угольных пластов (патент РФ №2455488, опубл. 10.07.2012 г.), включающий ведение открытых горных работ и выбуривание пласта по подземной технологии глубокой разработки угольных пластов. При разработке свиты пологопадающих пластов, включающей пласт угля с забалансовыми запасами, вскрышные породы делят на уступы, а рабочую площадку одного из уступов размещают на почве пласта с забалансовыми запасами. Затем производят выбуривание этих запасов с помощью комплекса глубокой разработки пластов на максимально возможную глубину камер. Вскрышные работы и выемку нижележащих рабочих пластов ведут с отставанием от работ по выбуриванию. После выемки рабочих пластов работы по выбуриванию забалансовых запасов повторяют и выполняют их циклически до полной отработки этого пласта в поле угольного разрезаThere is a method of extracting off-balance reserves in the combined development of coal seams (RF patent No. 2455488, published on July 10, 2012), including conducting open pit mining and drilling of the seam using underground coal seam mining technology. During the development of a suite of shallow-dying seams, including a coal seam with off-balance reserves, overburden is divided into ledges, and the working site of one of the ledges is placed on the soil of the seam with off-balance reserves. Then, these reserves are drilled using a complex of deep development of formations to the maximum possible depth of the chambers. Overburden and excavation of underlying workings are lagging behind drilling operations. After excavation of the working seams, the work on drilling off-balance reserves is repeated and performed cyclically until this seam is fully mined in the coal mine
Основным недостатком данной технологии является то, что по известной технологии могут быть извлечены запасы угля только одной полосы вдоль остановленных открытых горных работ.The main disadvantage of this technology is that, according to the known technology, coal reserves of only one strip can be extracted along the stopped opencast mining.
Известен способ извлечения забалансовых запасов при разработке угольных пластов (патент РФ №2514252, опубл. 27.07.2014 г.), включающий разработку открытыми горными работами свиты пологопадающих пластов, содержащей пласт угля с забалансовыми запасами. Этот пласт может находиться в уступе на любой его высоте. Разработку пород вскрыши ведут горизонтальными слоями после производства буровзрывных работ, проведенных с целью рыхления массива пород на всю высоту уступа, включая пласт угля с забалансовыми запасами.A known method of extracting off-balance reserves in the development of coal seams (RF patent No. 2514252, publ. 07/27/2014), including the development of open-cast mining suites of dipping formations containing coal seam with off-balance reserves. This layer can be in a ledge at any height. The development of overburden rocks is carried out in horizontal layers after drilling and blasting operations carried out in order to loosen the rock mass to the entire height of the ledge, including a coal seam with off-balance reserves.
Основными недостатками данной технологии являются большие потери угля, а также необходимость разбивки уступа на подуступы, связанная с местом размещения пласта с забалансовыми запасами угля.The main disadvantages of this technology are large losses of coal, as well as the need to break the ledge into sub-steps associated with the location of the formation with off-balance coal reserves.
Известен также способ бестранспортной проходки разрезной траншеи (патент РФ №2520234, опубл. 26.06.2014 г.), включающий ведение вскрышных работ продольными вскрышными заходками по бестранспортной системе с укладкой пород вскрыши во внешний отвал, размещаемый на верхней площадке нерабочего борта карьера, при складировании пород вскрыши во внешний отвал ярусами, которые формируют по фронту отсыпки.There is also known a method of transportless driving a cutting trench (RF patent No. 2520234, publ. 06/26/2014), including conducting overburden operations with longitudinal overburden approaches on a transportless system with laying overburden rocks in an external dump placed on the upper platform of an open side of the quarry, when storing overburden rocks in the external dump in tiers that form along the front of the dump.
Недостатками известного способа проходки разрезной траншеи являются: увеличенный объем вскрышных работ за счет создания наклона дна опережающей траншеи в сторону массива; увеличенные потери полезного ископаемого, оставляемого под отвалом пород вскрыши опережающей отрезной траншеи, формируемым из извлекаемых пород вскрыши при проведении разрезной траншеи; снижение добычи полезного ископаемого в результате значительного сокращения длины добычного фронта из-за существенного уменьшения расстояния между драглайнами; снижение добычи полезного ископаемого в результате простоев драглайнов из-за зависимой друг от друга их работы.The disadvantages of the known method of driving a split trench are: increased volume of overburden by creating the slope of the bottom of the leading trench in the direction of the array; increased losses of minerals left under the overburden rock dump of the leading detachable trench formed from recoverable overburden rocks during the cutting trench; decrease in mining as a result of a significant reduction in the length of the mining front due to a significant reduction in the distance between draglines; decrease in mineral production as a result of downtime of draglines due to their interdependent work.
Известен способ открытой разработки месторождений полезных ископаемых (патент РФ №2435033, опубл. 27.11.2011 г.), принятый за прототип, где проводят определение участка под потенциальную отработку в ближайшее время, в зависимости от величины спроса на продукцию. Карьерное поле с нанесенными контурами этапов разработки разбивают в плане на участки, размеры которых обеспечивают вариацию сосредоточенных в них запасов в пределах этапа разработки. При этом в каждом из участков карьерного поля формируют участки временно нерабочего борта с проходкой в них системы вскрывающих выработок. Расположение участков временно нерабочего борта на участках карьерного поля по высоте этапа обеспечивает сопряжение вскрывающих выработок между соседними участками карьерного поля и влияет на объем консервируемой ими породы в пределах этапа разработки.There is a method of open development of mineral deposits (RF patent No. 2435033, publ. 11/27/2011), adopted as a prototype, where they determine the area for potential development in the near future, depending on the magnitude of demand for products. The quarry field with the applied contours of the development stages is divided in plan into sections whose sizes provide a variation of the reserves concentrated in them within the development stage. Moreover, in each of the sections of the career field, sections of the temporarily idle side are formed with a system of opening workings in them. The location of the sections of the temporarily idle side on the quarry field sites by the height of the stage ensures the mating of openings between adjacent quarry field sections and affects the volume of rock they conserve within the development phase.
Недостатком рассмотренного прототипа является тот факт, что рабочие участки по отработке вскрытых горизонтов после подвигания уступов на заданный шаг передвижки неизбежно переформировывают во временно нерабочее положение, тем самым происходит последовательное чередование зон консервации и рабочих зон в пределах карьерного поля. Следовательно, подготовленные запасы полезного ископаемого, обеспечивающие необходимую производственную мощность предприятия по полезному ископаемому, расположены на площадях, регулярно меняющих свое местоположение в плане. Поэтому при неравномерном качественном и пространственном распределении рудных тел обеспечить необходимый режим горных работ, а тем более возможность управления им с позиции временной интенсификации добычных работ в условиях рыночной экономики, становится не всегда возможным.The disadvantage of the prototype considered is the fact that the work areas for working out the opened horizons after moving the ledges to a predetermined movement step inevitably transform into a temporarily inoperative position, thereby sequential alternation of conservation zones and working zones within the quarry field. Consequently, the prepared mineral reserves, which provide the necessary production capacity of the enterprise for mineral resources, are located in areas that regularly change their location in the plan. Therefore, with an uneven qualitative and spatial distribution of ore bodies, it is not always possible to ensure the necessary mining regime, and even more so the ability to manage it from the position of temporary intensification of mining operations in a market economy.
Техническим результатом является сокращение объемов работ по вскрытию месторождения и продолжительности периода, предшествующего началу эксплуатационных работ, а также минимизация коэффициента переэкскавации за счет оптимального формирования отвала в выработанном пространстве вскрышной заходки.The technical result is to reduce the volume of work on opening the field and the length of the period preceding the start of operational work, as well as minimizing the coefficient of over-excavation due to the optimal formation of the blade in the worked out space of the overburden.
Технический результат достигается тем, что при отработке месторождений открытым способом верхний вскрышной уступ отрабатывается при помощи самостоятельных средств механизации, затем породы транспортируются в выработанное пространство, уступы, формирующие рабочий борт, отрабатываются по транспортной схеме с применением транспортных средств и разгрузкой во внешний отвал, а уступы, сформированные временно нерабочими участками, отрабатываются с применением бестранспортной схемы ведения работ, пласты по мере вскрытия отрабатываются последовательно, начиная с верхнего, и по системе скользящих поступательных съездов транспортируются на верхние уступы в направлении обогатительной фабрики или буферных складов, вскрышные породы временно нерабочих участков складируются на почву пласта в отработанную заходку, формируя внутренний отвал.The technical result is achieved by the fact that when developing deposits in an open way, the overburden ledge is worked out using independent means of mechanization, then the rocks are transported to the worked out space, the ledges forming the working board are worked out according to the transport scheme using vehicles and unloading into an external dump, and the ledges formed temporarily non-working sections are worked out using a non-transport scheme of work, the layers are worked out as they are opened therefore, beginning at the top, and the translational sliding system conventions are transported to the upper ledges towards the concentrator or buffer storages, overburden temporarily stored on the dummy portions to the waste reservoir soil stope forming inner blade.
Способ открытой разработки месторождений полезных ископаемых поясняется следующими чертежами:The method of open development of mineral deposits is illustrated by the following drawings:
фиг. 1 - профиль развала и будущей отвальной заходки в рабочем пространстве карьера;FIG. 1 - profile of the collapse and the future dumping in the working space of the quarry;
фиг. 2 - распределение объемов вскрышных работ по драглайнам и первичный отвал, формируемый проходами 1-го и 2-го ЭШ 11.70;FIG. 2 - distribution of overburden volumes over draglines and the primary dump formed by the passages of the 1st and 2nd ES 11.70;
фиг. 3 - первый проход драглайна ЭШ 20.90. Формирование первичного отвала;FIG. 3 - the first pass of the dragline ESh 20.90. Formation of a primary dump;
фиг. 4 - второй проход драглайна ЭШ 20.90, осуществляющего переэкскавацию с двумя точками разгрузки. Формирование окончательного положения отвальной заходки;FIG. 4 - second pass dragline ES 20.90, re-excavation with two points of discharge. Formation of the final position of the dump entry;
фиг. 5 - отработка добычных уступов гидравлическими экскаваторами;FIG. 5 - development of mining ledges by hydraulic excavators;
фиг. 6 - отработка междупластий драглайном ЭШ 11.70 с точки стояния на отвале,FIG. 6 - development of inter-sections with dragline ES 11.70 from a point of standing on a dump,
где:Where:
1 - отвальная заходка в конечном положении;1 - dumping in the final position;
2 - группа угольных пластов;2 - a group of coal seams;
3 - уступ надугольной вскрыши;3 - ledge of a natogel overburden;
4 - развал взорванной горной массы;4 - the collapse of the blasted rock mass;
5 - предыдущая отвальная заходка;5 - previous dumping;
6 - переукладки породы проходками драглайнов №1 и №2;6 - rock re-laying by penetrations of draglines No. 1 and No. 2;
7 - общая площадь сечения развала;7 - the total cross-sectional area of the collapse;
8 - переукладка породы первым проходом драглайна ЭШ-20.90;8 - re-laying of the rock with the first pass of the dragline ЭШ-20.90;
9 - водоотводная забунтованная канава;9 - drainage rebelled ditch;
10 - площадь сечения для расчета объемов переэкскавации;10 - cross-sectional area for calculating the volume of over-excavation;
11 - рабочая площадка ЭШ 20.90;11 - work platform ES 20.90;
12 - конечное положение новой отвальной заходки;12 - end position of a new dump entry;
13 - угол устойчивого стояния отвала.13 - angle of stable standing of the blade.
Способ открытой разработки месторождений полезных ископаемых, включающий систему разработки с многократной перевалкой пород во внутренние отвалы, осуществляют следующим образом.The method of open development of mineral deposits, including a development system with multiple transshipment of rocks into internal dumps, is as follows.
На разрезе принята комбинированная система разработки: верхний вскрышной уступ отрабатывается при помощи механических лопат, породы посредством ж/д транспорта вывозятся в выработанное пространство разреза этой же группы карьеров, завершившего отработку; следующие несколько уступов отрабатываются по транспортной схеме с применением автотранспорта и разгрузкой во внешний отвал, последний надугольный уступ скальной вскрыши отрабатывается с применением бестранспортной схемы ведения работ. Имея принятую ширину заходки и заданную производительность карьера по углю, рассчитывается требуемая длина фронта работ, которая обеспечит необходимый объем добычи. По полученной длине фронта работ и площади вскрышного уступа в целике получим годовой объем удаляемой вскрыши, необходимый для вскрытия угля. Полученную производительность карьера по вскрыше необходимо разделить на годовую производительность драглайна и с учетом инвентарного коэффициента. Полученное число драглайнов будет достаточным для обеспечения требуемой производительности карьера по вскрыше. Если пласты угля залегают на глубинах, больших высоты вскрышного уступа драглайна, целесообразно применение транспортной схемы на верхних вскрышных уступах. Определить высоту уступа, отрабатываемого по бестранспортной схеме, при условии максимального использования параметров драглайнов. Для этого требуется произвести ряд построений: от почвы нижнего пласта полезного ископаемого под углом устойчивого откоса обрисовывается добычной уступ; от верхней бровки уступа отстраивается берма безопасности; под углом устойчивого откоса вскрышного уступа формируется откос, при этом высота уступа принимается равной глубине черпания драглайна - Нглуб.черп., м; с учётом параметров применяемого драглайна определяется ширина заходки - А, м; от нижней бровки добычного уступа, под углом устойчивого стояния разрыхленной вскрыши, отстраивается откос нижнего яруса отвальной заходки до достижения им высоты, равной максимальной глубине черпания драглайна, формируется горизонтальная поверхность кровли яруса; отступив от верхней бровки нижнего яруса безопасное расстояние по условиям работы драглайна (ЭШ-11.70 - 12 м, ЭШ-20.90 - 15 м), определяется положение оси последнего прохода драглайна. От нее на высоте, равной максимальной высоте разгрузки драглайна, и на расстоянии от оси, равном максимальному радиусу разгрузки, формируется конус верхнего яруса отвала с углами при основании, равными углам устойчивого стояния разрыхленной вскрыши; от нижней бровки добычного уступа под результирующим углом устойчивого стояния отвала отстраивается луч до пересечения с осью конуса верхнего яруса, который необходимо опустить до точки пересечения с лучом; откладываем предыдущую отвальную заходку, дублируя контур полученных ярусов на величину ширины заходки А по почве нижнего угольного пласта в сторону выработанного пространства; имея контуры текущей и предыдущей заходки, определяем площадь отвальной заходки в разрезе, поделив которую на коэффициент разрыхления вскрышных пород, получаем площадь отвальной заходки в целике - Sцел. По принятой ширине заходки драглайна А и полученной площади сечения вскрышной заходки в целике определяется высота вскрышного уступаA combined development system was adopted at the section: the upper overburden ledge is worked out using mechanical shovels, rocks are transported by rail to the worked out space of the section of the same group of quarries that completed mining; the next few benches are worked out according to the transport scheme with the use of vehicles and unloading into an external dump, the last arched ledge of rock overburden is worked out using a non-transport work scheme. Having the accepted entry width and the given coal mine quarry productivity, the required length of the work front is calculated, which will provide the necessary production volume. Based on the obtained length of the front of work and the area of the overburden ledge, we obtain in full the annual volume of stripping that is necessary for opening the coal. The obtained overburden quarry productivity must be divided by the annual dragline productivity and taking into account the inventory coefficient. The resulting number of draglines will be sufficient to provide the required overburden quarry performance. If coal seams occur at depths greater than the height of the overburden ledge of the dragline, it is advisable to use a transport scheme on the upper overburden ledges. Determine the height of the ledge worked out according to the non-transport scheme, subject to the maximum use of dragline parameters. This requires a number of constructions: from the soil of the lower stratum of minerals at an angle of steady slope, a mining ledge is outlined; a safety berm is rebuilt from the upper edge of the ledge; at an angle of steady slope of the overburden ledge, a slope is formed, while the height of the ledge is taken equal to the depth of the dragline - N deep. , m; taking into account the parameters of the used dragline, the width of the run is determined - A, m; from the lower edge of the production ledge, at an angle of stable standing of the loosened overburden, the slope of the lower tier of the dumping entry is rebuilt to reach a height equal to the maximum depth of the dragline, the horizontal surface of the roof of the tier is formed; departing from the upper edge of the lower tier a safe distance according to the conditions of the dragline (ESh-11.70 - 12 m, ESh-20.90 - 15 m), the position of the axis of the last passage of the dragline is determined. From it at a height equal to the maximum discharge height of the dragline, and at a distance from the axis equal to the maximum discharge radius, a cone of the upper tier of the dump is formed with angles at the base equal to the angles of stable standing of the loosened overburden; a beam is rebuilt from the bottom edge of the production ledge under the resulting angle of stable standing of the blade to the intersection with the axis of the cone of the upper tier, which must be lowered to the point of intersection with the beam; we postpone the previous dumping entry, duplicating the contour of the obtained tiers by the value of the entry width A along the soil of the lower coal seam towards the worked out space; having a current and previous contours stope, define area moldboard stope sectional dividing by a factor which loosening overburden obtain moldboard stope area in the rear sight - S purposes. According to the adopted width of the dragline A insertion and the obtained cross-sectional area of the overburden entry in the whole, the height of the overburden ledge is determined
После получения высоты уступа, отрабатываемого драглайном, следует осуществить проверку на соответствие его годовой производительности необходимым объемам снятия вскрышных пород. Для этого рассчитывается объем уступа вскрышных пород, отрабатываемого драглайном, извлекаемого за год для вскрытия угольного пластаAfter obtaining the height of the ledge worked out by the dragline, a check should be carried out on the conformity of its annual productivity to the required volumes of stripping rock overburden. To do this, calculate the volume of overburden ledge, mined by dragline, extracted per year for opening a coal seam
Полученную величину следует разделить на годовую производительность драглайна и, если частное от деления превышает 1, вводятся дополнительные выемочные единицы.The obtained value should be divided by the annual dragline productivity and, if the quotient from the division exceeds 1, additional extraction units are introduced.
Имея площадь отвальной заходки, отстраиваем контур развала вскрышного уступа (фиг. 1), отвальная заходка в конечном положении 1, группа угольных пластов 2, уступ надугольной вскрыши 3, развал взорванной горной массы 4.Having the area of the dumping entry, we rebuild the contour of the overburden ledge collapse (Fig. 1), the dumping entry in the
Получив профиль отвальной заходки и параметры выработанного пространства, основанные на рабочих параметрах драглайна, осуществляем последовательную переукладку пород до достижения отвалом конечных контуров (фиг. 2-4), предыдущая отвальная заходка 5, переукладки породы проходками драглайнов №1 и №2 6, общая площадь сечения развала 7, переукладка породы первым проходом драглайна ЭШ-20.90 8, водоотводная забунтованная канава 9, площадь сечения для расчета объемов переэкскавации 10, рабочая площадка ЭШ 20.90 11, конечное положение новой отвальной заходки 12, угол устойчивого стояния отвала 13.Having received the profile of the dumping land and the parameters of the mined space based on the operating parameters of the dragline, we carry out sequential re-laying of the rocks until the blade reaches the final contours (Fig. 2-4), the previous dumping 5, re-laying of the rock with penetrations of draglines No. 1 and No. 2 6, the total area collapse sections 7, rock re-laying with the first pass of dragline ESh-20.90 8, rebated
Далее рассчитывается коэффициент переэкскавации вычислением отношения объемов пород, переукладываемых до достижения конечных контуров отвальной заходки несколько раз, к общему объему отвальной заходки либо к объему развала горной массы, т.к. эти величины равны (коэффициент остаточного разрыхления пород при переукладке взорванной горной массы при работе драглайна не учитывается). В данных горно-геологических условиях коэффициент переэкскавации равнялся 0,4.Next, the overaccavation coefficient is calculated by calculating the ratio of the volumes of rocks re-laid several times before reaching the final contours of the dumping blade to the total volume of the dumping blade or to the volume of rock mass collapse, because these values are equal (the coefficient of residual loosening of rocks during re-laying of blasted rock mass during dragline operation is not taken into account). In these mining and geological conditions, the overexcavation coefficient was 0.4.
Пласты по мере вскрытия отрабатываются последовательно, начиная с верхнего, и по системе скользящих поступательных съездов вывозятся самосвалами на верхние уступы в направлении обогатительной фабрики или буферных складов, а вскрышные породы междупластий вывозятся и складируются на почву пласта в свою же отработанную заходку, формируя внутренний транспортный бульдозерный овал высотой до 10 м, таким образом сокращается расстояние транспортирования вскрышных пород междупластий. При использовании подобной технологии необходимо учитывать изменение объемов выработанного пространства с учетом заполнения его десятиметровым транспортным отвалом: в схеме работы драглайна в выработанном пространстве между откосом добычного уступа и откосом нижнего яруса предыдущей заходки сформировать десятиметровый слой транспортного отвала и развал взорванной вскрышной массы прорисовывать поверх этого слоя (фиг. 5).As the autopsy is performed, the seams are worked out sequentially, starting from the upper one, and are transported by dump trucks to the upper ledges in the direction of the processing plant or buffer depots through the system of sliding progressive exits, and overburden interstratic rocks are transported and stored on the soil of the seam in their own worked-out setting, forming an internal transport bulldozer oval up to 10 m high, thus shortening the distance of transportation of overburden interdimensional rocks. When using such a technology, it is necessary to take into account the change in the volumes of the mined-out space taking into account filling it with a ten-meter transport dump: in the scheme of the dragline in the mined-out space between the slope of the mining ledge and the slope of the lower tier of the previous sunset, form a ten-meter layer of the transport dump and draw the collapse of the blown overburden over this layer ( Fig. 5).
При большой мощности междупластий вскрышных пород целесообразна их отработка драглайном с точки стояния на отвале, фиг. 6.With a large thickness of overburden interbursts, it is advisable to mine them with a dragline from the point of standing on the dump, FIG. 6.
Данная технология применялась для горно-геологических условий Участка №4 месторождения каменного угля «Изыхский» Красноярской области РФ, месторождение отрабатывается группой карьеров.This technology was used for the geological conditions of Section No. 4 of the Izykhsky coal deposit in the Krasnoyarsk region of the Russian Federation, the mine is being mined by a group of quarries.
Месторождение представлено группой пластов мощностью до 5,8 м (угол наклона пластов с севера на юг от 7° до 9°, с междупластиями - до 4,7 м), падение с востока на запад. Проектная годовая производительность по добыче составляет 2 млн. т/год. Покрывающие породы состоят преимущественно из аргелитов и известняков, мощностью от 44 м на начало разработки до 111 м на конец отработки месторождения.The field is represented by a group of strata with a thickness of up to 5.8 m (the angle of inclination of the strata from north to south is from 7 ° to 9 °, with interplans - up to 4.7 m), a fall from east to west. The design annual production capacity is 2 million tons / year. Covering rocks consist mainly of argelite and limestone, with a thickness of 44 m at the beginning of development to 111 m at the end of mining.
Claims (1)
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2017116583A RU2642903C1 (en) | 2017-05-11 | 2017-05-11 | Method for open-cut mining of mineral deposits |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2017116583A RU2642903C1 (en) | 2017-05-11 | 2017-05-11 | Method for open-cut mining of mineral deposits |
Publications (1)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| RU2642903C1 true RU2642903C1 (en) | 2018-01-29 |
Family
ID=61173331
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| RU2017116583A RU2642903C1 (en) | 2017-05-11 | 2017-05-11 | Method for open-cut mining of mineral deposits |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| RU (1) | RU2642903C1 (en) |
Cited By (1)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN114810084A (en) * | 2022-05-07 | 2022-07-29 | 东北大学 | Four-factor integrally optimized open pit coal mining method and system |
Citations (4)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2204720C2 (en) * | 2001-07-23 | 2003-05-20 | Институт горного дела - Научно-исследовательское учреждение РАН | Method of opencast mining of mineral deposits and excavator-hopper transfer point for method embodiment |
| WO2004033854A1 (en) * | 2002-10-09 | 2004-04-22 | Bhp Billiton Innovation Pty Ltd | System and method(s) of blended mine planning, design and processing |
| RU2435033C1 (en) * | 2010-05-20 | 2011-11-27 | Федеральное Государственное Автономное Образовательное Учреждение Высшего Профессионального Образования "Сибирский Федеральный Университет" | Open development method of mineral resources deposits |
| RU2574749C1 (en) * | 2015-02-02 | 2016-02-10 | Федеральное государственное бюджетное учреждение науки Институт горного дела Уральского отделения Российской академии наук (ИГД УрО РАН) | Method of open mining of steeply pitching fields of areal form using hydraulic backhoe excavators |
-
2017
- 2017-05-11 RU RU2017116583A patent/RU2642903C1/en active
Patent Citations (4)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2204720C2 (en) * | 2001-07-23 | 2003-05-20 | Институт горного дела - Научно-исследовательское учреждение РАН | Method of opencast mining of mineral deposits and excavator-hopper transfer point for method embodiment |
| WO2004033854A1 (en) * | 2002-10-09 | 2004-04-22 | Bhp Billiton Innovation Pty Ltd | System and method(s) of blended mine planning, design and processing |
| RU2435033C1 (en) * | 2010-05-20 | 2011-11-27 | Федеральное Государственное Автономное Образовательное Учреждение Высшего Профессионального Образования "Сибирский Федеральный Университет" | Open development method of mineral resources deposits |
| RU2574749C1 (en) * | 2015-02-02 | 2016-02-10 | Федеральное государственное бюджетное учреждение науки Институт горного дела Уральского отделения Российской академии наук (ИГД УрО РАН) | Method of open mining of steeply pitching fields of areal form using hydraulic backhoe excavators |
Cited By (2)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN114810084A (en) * | 2022-05-07 | 2022-07-29 | 东北大学 | Four-factor integrally optimized open pit coal mining method and system |
| CN114810084B (en) * | 2022-05-07 | 2023-07-25 | 东北大学 | Four-element integrally optimized open pit coal mining method and system |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| Dryzhenko et al. | Open pit mining technology of steeply dipping mineral occurences by steeply inclined sublayers | |
| Tyulenev et al. | The Model of Direct Dumping Technology Implementation for Open Pit Coal Mining by High Benches. | |
| RU2735173C1 (en) | Method for filling of mined-out space during development of gently sloping beds with long pillars | |
| RU2528704C1 (en) | Method of open working out of steep deposits of platform shape | |
| RU2642903C1 (en) | Method for open-cut mining of mineral deposits | |
| RU2499129C1 (en) | Method open underground mining of steep coal beds | |
| RU2348808C2 (en) | Method of preparing bottom of block | |
| RU2569122C1 (en) | Combined open and underground working of mineral deposits in mountains and hills | |
| RU2553672C2 (en) | Method of opened development of long steep dipping fields with internal dumping | |
| RU2449125C1 (en) | Method to mine large sloping ore bodies | |
| RU2515285C2 (en) | Method to develop edge ore bodies with unstable ores | |
| RU2632604C1 (en) | Method for forming and depreserving steep temporary nonactive walls when developing deep laying deposits | |
| Fedotenko et al. | Substantiation of the technology of efficient transition to high bench stripping of thick coal seams | |
| RU2425220C1 (en) | Method for formation of steeply inclined transport access track | |
| RU2439321C1 (en) | Open-underground method of bedded deposits mining | |
| RU2445461C1 (en) | Method to mine thick steep deposits of unstable ores | |
| RU2247241C1 (en) | Method for extraction of mineral resources | |
| RU2563895C1 (en) | Method of open and underground mining of series of semi-steep coal layers | |
| RU2400625C1 (en) | Method for combined development of mineral deposits | |
| RU2539083C1 (en) | Openworking with explosion effects on mineral bed | |
| RU2099524C1 (en) | Combined method of mining of formation of steeply dipping coal seams | |
| RU2514035C2 (en) | Method of combined development of steeply-dipping ore bodies | |
| RU2810041C1 (en) | Method for developing powerful steeply dipping ore bodies with goaf stowing | |
| SU1078070A1 (en) | Method of recultivation in strip mining of mineral deposits | |
| Schissler | Coal mining, design and methods of |