RU2123597C1

RU2123597C1 - Method for mining steep seams

Info

Publication number: RU2123597C1
Application number: RU97109393A
Authority: RU
Inventors: Н.Л. Разумняк; Ю.Н. Кулаков; Ю.Д. Торф; Г.Е. Лукашев; М.Э. Мильграм; Е.А. Пантелеев; А.Н. Малахов; В.Н. Кулаков; Г.В. Сухарев; И.А. Файнер; В.В. Хан; Г.А. Ефентьев
Original assignee: Институт горного дела СО РАН
Priority date: 1997-06-06
Filing date: 1997-06-06
Publication date: 1998-12-20

Abstract

FIELD: mining technology. SUBSTANCE: this can be used in mining thick steep seams of minerals. Method implies preparation of sublevels by driving upper and lower sublevel drifts with formation of safety pillars above lower sublevel drifts. Also driven are compensation drifts. Drilled from compensation drifts are bore-holes up to upper sublevel drifts with subsequent simultaneous blasting of coal in block to safety pillar. Breaking of pillar with loading to conveyor is performed simultaneously over entire length of block by drilling and blasting method. Transportation of coal to intermediate chute breakthroughs is carried out by conveyors installed in lower sublevel drift over entire length of block being mined. Application of aforesaid method allows for improving safety of mining operations and efficiency of coal recovery. EFFECT: higher efficiency. 7 dwg

Description

Изобретение относится к горной промышленности и может быть использовано при отработке мощных крутых пластов. The invention relates to the mining industry and can be used in the development of powerful steep formations.

Известен способ разработки мощных крутых пластов (авт. св. СССР N 1745936, E 21 C 41/18, 1992), включающий проведение подготовительных выработок, выемку пластов с формированием камер и с магазинированием в них отбитого угля, формирование межгоризонтальных и межкамерных целиков и выпуск угля с последующей закладкой камер, при этом на отработанном горизонте устанавливают распределение модуля деформации по высоте и ширине межгоризонтального целика и определяют его фактическую устойчивость. Затем сопоставляют расчетную нагрузку на межгоризонтальный целик с фактической его устойчивостью и определяют устойчивую высоту межгоризонтного целика, а межкамерные целики формируют переменной шириной по падению пласта и межгоризонтный целик дополнительно укрепляют тросами, а после закладки выработанного пространства камеры отрабатывают межгоризонтный целик. A known method for the development of powerful steep seams (ed. St. USSR N 1745936, E 21 C 41/18, 1992), including preparatory workings, excavation of the seams with the formation of chambers and storing beaten coal in them, the formation of horizontal and inter-chamber pillars and production coal with the subsequent laying of chambers, while on the worked-out horizon, the distribution of the deformation modulus along the height and width of the horizontal pillar is established and its actual stability is determined. Then, the calculated load on the horizontal pillar is compared with its actual stability and the stable height of the horizontal horizon is determined, and the inter-chamber pillars are formed by a variable width according to the dip of the formation and the horizontal horizon is further strengthened with cables, and after laying the worked-out space of the camera, the horizontal horizon is worked out.

Недостатками этого способа являются: низкая эффективность выемки угля из-за большой трудоемкости и высоких затрат при подготовке пласта путем проведения горизонтального слоя на всю мощность пласта и укрепления тросами межгоризонтного целика, возведения костров и формирования вентиляционного штрека над закладочным массивом; низкая безопасность ведения работ из-за забучивания углеспускных печей (отверстий) углем с донным выпуском и необходимости формирования вентиляционного штрека над закладочным массивом; большие эксплуатационные потери угля за счет оставления межкамерных целиков. The disadvantages of this method are: low efficiency of coal extraction due to the high complexity and high costs in preparing the formation by holding a horizontal layer over the entire thickness of the formation and strengthening the horizontal horizon of the pillar, erecting bonfires and forming a ventilation drift over the filling array; low safety of work due to clogging of coal-blasting furnaces (holes) with coal with bottom discharge and the need to form a ventilation drift above the filling array; large operational losses of coal due to the abandonment of interchamber pillars.

Наиболее близким к предлагаемому является способ отработки крутых пластов( авт. св. СССР N 1167331, E 21 C 41/06, 1985 ), включающий подготовку подэтажей проведением верхних и нижних подэтажных штреков с формированием охранных целиков, бурение скважин в подэтаже, послойную отбойку руды на подконсольное пространство (охранный целик), опережающую отбойку руды из буровых выработок на верхних подэтажах, торцевой выпуск руды из подконсольного пространства (охранного целика) в доставочную выработку нижнего подэтажа через воронку, ограниченную с одной стороны обрушенными породами под углом естественного откоса, а с другой стороны - рудным целиком, и обрушение потолочины. При этом над доставочной выработкой формируют целик, после отбойки и выпуска руды из подконсольного пространства обрушение рудной потолочины (целика) осуществляют поочередно с погашением целика над доставочной выработкой, причем отбойку рудной потолочины (целика) производят с отставанием на величину 1, а слоевую отбойку руды в потолочине и целика производят слоями одинаковой толщины, равной ширине t воронки выпуска. Выпуск руды после отбойки каждого слоя в потолочине и целике ведут до образования открытой воронки, при этом потолочину обрушают слоями, объем которых меньше или равен объему открытой воронки. Closest to the proposed one is a method for mining steep formations (ed. St. USSR N 1167331, E 21 C 41/06, 1985), which includes preparing sub-floors by conducting upper and lower sub-floor drifts with the formation of guard pillars, drilling wells in the sub-floor, layer-by-layer ore breaking to the under-console space (guard pillar), ahead of the ore breaking from the drillings on the upper floors, the end output of ore from the under-console space (guard pillar) to the delivery of the lower sub-floor through the funnel, limited to one hundred ones caving angle of repose, and on the other hand - the whole ore, and the collapse of potolochiny. At the same time, the pillar is formed over the delivery mine, after breaking and ore from the under-console space, the collapse of the ore ceiling (pillar) is carried out alternately with the pillar over the delivery working, and the ore ceiling (pillar) is broken by a lag of 1, and the layer breaking of ore into the ceiling and the pillar are produced in layers of the same thickness equal to the width t of the outlet funnel. The release of ore after breaking each layer in the ceiling and the whole is carried out until an open funnel is formed, while the ceiling is brought down in layers whose volume is less than or equal to the volume of the open funnel.

Основными недостатками этого способа являются низкая безопасность ведения горных работ и низкая эффективность выемки угля из-за необходимости присутствия рабочих в подконсольном пространстве для бурения скважин со стороны обрушенных пород в потолочине. Эта операция трудоемка и небезопасна, так как после выпуска руды, отбитый на верхних подэтажах, необходимо осуществлять поочередное погашение (разрушение) слоя потолочины и целика над доставочной выработкой. Все эти операции по разрушению угля не совмещены во времени и в пространстве, что увеличивает трудоемкость и усложняет ведение и контроль работ в организационном плане, а также приводит к снижению эффективности выемки угля и повышению затрат. Кроме того, при этом способе необходимо по существу формировать два целика: над доставочным штреком и над подконсольным пространством, что также приводит к повышению затрат. Не обеспечивается полное заполнение подконсольного пространства обрушенными породами, что может привести к образованию куполов в кровле рудного тела (пласта). Не исключено забучивание рудой и породой воронки выпуска, что повышает трудоемкость работы по выпуску руды. The main disadvantages of this method are the low safety of mining and low efficiency of coal extraction due to the need for the presence of workers in the under-console space for drilling wells from the side of collapsed rocks in the ceiling. This operation is time-consuming and unsafe, since after the release of ore, beaten off on the upper floors, it is necessary to carry out sequential repayment (destruction) of the layer of the ceiling and pillar over the delivery output. All these operations for the destruction of coal are not combined in time and space, which increases the complexity and complicates the maintenance and control of work in the organizational plan, and also leads to a decrease in the efficiency of coal extraction and increased costs. In addition, with this method, it is essentially necessary to form two pillars: above the delivery drift and above the under-console space, which also leads to an increase in costs. The underfill space is not completely filled with collapsed rocks, which can lead to the formation of domes in the roof of the ore body (bed). It is possible that the ore and rock are funneling the outlet funnel, which increases the complexity of the work to produce ore.

Задача изобретения - повышение безопасности ведения горных работ и эффективность выемки угля путем обеспечения устойчивости и эффективности управления вмещающими породами пласта при выпуске разрушенного угля из блока под налегающими обрушенными породами и путем одновременной взрывной отбойки угля по всей высоте блока подэтажа на охранный целик с его погашением на конвейер по всей длине блока, то есть с мягкой принудительной посадкой разрушенного угля на конвейер. The objective of the invention is to increase the safety of mining and the efficiency of coal mining by ensuring the stability and efficiency of managing the host rocks during the release of the destroyed coal from the block under overlying collapsed rocks and by simultaneous explosive breaking of coal along the entire height of the sub-floor block to the guard pillar with its cancellation on the conveyor along the entire length of the block, that is, with a soft forced landing of the destroyed coal on the conveyor.

Поставленная задача решается тем, что в способе отработки крутых пластов (рудных тел), включающем подготовку подэтажей проведением верхних и нижних подэтажных штреков с формированием охранных целиков, бурение скважин в подэтаже, взрывную отбойку угля на охранный целик с последующим погашением охранного целика и выпуском угля; при подготовке подэтажей соответственно нижние и верхние подэтажные штреки соединяют углеспускными промежуточными печами, а охранный целик формируют над нижними подэтажными штреками проведением компенсационного штрека, из которого бурят скважины до верхних подэтажных штреков с последующей одновременной взрывной отбойкой угля в блоке на охранный целик, а погашение охранного целика производят буровзрывной отбойкой угля одновременно по всей длине блока на уставленный на длину вынимаемого блока на нижнем подэтажном штреке конвейер, с помощью которого осуществляют транспортировку угля к углеспускным промежуточным печам. The problem is solved in that in a method for working out steep seams (ore bodies), including preparing sub-floors by conducting upper and lower sub-floor drifts with the formation of guard pillars, drilling wells in the sub-floor, explosive breaking of coal into a guard pillar with the subsequent redemption of the guard pillar and the release of coal; during the preparation of sub-floors, the lower and upper sub-floor drifts, respectively, are connected by coal-blasting intermediate furnaces, and the guard pillar is formed above the lower sub-floor drifts by conducting a compensation drift, from which wells are drilled to the upper sub-floor drifts with subsequent simultaneous explosive breaking of coal in the block to the guard pillar, and the security pillar is extinguished coal is drilled by blasting simultaneously along the entire length of the block onto a conveyor, set to the length of the block to be removed on the lower sub-floor drift, with with the help of which coal is transported to coal-run intermediate furnaces.

Таким образом, подготовка выемочного поля проведением основного и параллельного штреков позволяет обеспечить устойчивое управление вмещающимися породами пласта при выпуске разрушенного угля под налегающими обрушенными породами, что повышает безопасность ведения горных работ, а одновременная взрывная отбойка угля по всей высоте блока подэтажа на охранный целик с одновременным его погашением (разрушением) на конвейер по всей длине блока буровзрывной отбойкой, то есть с мягкой принудительной посадкой разрушенного угля в блоке подэтажа под действием обрушенных пород верхнего подэтажа на конвейер или вибропитатель, который обеспечивает выпуск отбитого угля дозированным или поточным способом, повышает эффективность выемки угля. Thus, the preparation of the excavation field by conducting the main and parallel drifts allows for the stable management of the host rocks during the release of the destroyed coal under the overlying collapsed rocks, which increases the safety of mining, and the simultaneous explosive breaking of coal along the entire height of the substage block to the guard pillar with its simultaneous repayment (destruction) to the conveyor along the entire length of the block with a blasting blasting, that is, with a soft forced landing of the destroyed coal in the block floor under caving upper substage on a conveyor or vibrating feeder that provides a metered release chipped coal or in-line manner, improves the efficiency of coal mining.

На фиг. 1 показана технологическая схема подготовки и выемки крутого пласта; на фиг. 2 - разрез по А-А на фиг. 1; на фиг. 3 - схема очистного забоя с разрушением угольного массива до верхней границы подэтажа на погашаемый компенсационный штрек в пределах вынимаемого блока; на фиг. 4 - разрез по Б-Б на фиг. 3; на фиг. 5 - разрез по В-В на фиг. 3; на фиг. 6 - схема очистного забоя с погашением охранного целика между нижним подэтажным и компенсационным штреками с мягкой принудительной посадкой разрушенного угля в блоке на конвейер или вибропитатель, на фиг. 7 - разрез Г-Г на фиг. 6. In FIG. 1 shows a flow chart of the preparation and excavation of a steep formation; in FIG. 2 is a section along AA in FIG. one; in FIG. 3 is a diagram of the face with the destruction of the coal mass up to the upper boundary of the sub-floor by a redeemable compensation drift within the limits of a removable block; in FIG. 4 is a section along BB in FIG. 3; in FIG. 5 is a section along BB in FIG. 3; in FIG. 6 is a diagram of the face with the suppression of the guard pillar between the lower sub-floor and compensation drifts with soft forced landing of the destroyed coal in the block on a conveyor or vibratory feeder, in FIG. 7 is a section GG in FIG. 6.

Выемочное поле длиной 150 - 300 м вскрывают двумя промквершлагами 1 и 2 соответственно на вентиляционном и откаточном горизонтах. Подготовку выемочного поля осуществляют проведением основного 3 и параллельного (подэтажного) 4 треков на откаточном горизонте на всю длину выемочного поля, ската 5 и углепускной печи 6 в 5 - 10 м от промквершлагов 1 и 2. До начала очистных работ этаж высотой 100 м делят на 3 - 6 подэтажей 7, высота которых зависит от угла падения и мощности пласта, размеров воронки выпуска угля и от высоты эллипсоидов выпуска разрушенного угля. Подготовку подэтажей 7 осуществляют проведением верхних 8 и нижних 9 подэтажных штреков, при этом один из нижних подэтажных штреков 9 является конвейерным (доставочным) штреков, при этом один из нижних подэтажных штреков 9 является конвейерным (доставочным) штреком 10, который при отработке следующего нижнего подэтажа становится вентиляционным штреком, служащим для вентилятора очистных выработок. При подготовке подэтажей 7 соответственно нижние 9 и верхние 8 подэтажные штреки соединяют углеспускными промежуточными печами 11 через каждые 10 - 12 м, то есть через расстояние, равное длине специального конвейера или вибропитателя 12, устанавливаемого на нижнем подэтажном штреке 9. Над нижним подэтажным штреком 9 формируют охранный целик 13 проведением компенсационного штрека 14, из которого бурят скважины 15 до верхних подэтажных штреков 8. Штрек 14 проводят с целью получения свободного пространства, создаваемого в подготовленной к одновременному обрушению части (блока) подэтажа 7 для компенсации увеличения объема угля при его разрыхлении (разрушении). The excavation field with a length of 150 - 300 m is opened with two industrial taps 1 and 2, respectively, on the ventilation and return horizons. Preparation of the excavation field is carried out by carrying out the main 3 and parallel (sub-floor) 4 tracks on the return horizon for the entire length of the excavation field, ramp 5 and coal-fired furnace 6 5 to 10 m from industrial sludges 1 and 2. Prior to the start of treatment work, a floor 100 m high is divided into 3 - 6 sub-floors 7, the height of which depends on the angle of incidence and the thickness of the seam, the dimensions of the funnel of coal production and the height of the ellipsoids of the production of destroyed coal. The preparation of sub-floors 7 is carried out by carrying out the upper 8 and lower 9 sub-floor drifts, while one of the lower sub-floor drifts 9 is a conveyor (delivery) drift, while one of the lower sub-floor drifts 9 is a conveyor (delivery) drift 10, which, when working out the next lower sub-floor becomes a ventilation drift, serving for the fan of the mine workings. When preparing sub-floors 7, respectively, the lower 9 and upper 8 sub-floor drifts are connected by coal-run intermediate furnaces 11 every 10 to 12 m, that is, through a distance equal to the length of the special conveyor or vibrator 12 installed on the lower sub-floor drift 9. Above the lower sub-floor drift 9 form security pillar 13 by conducting a compensation drift 14, from which wells 15 are drilled to the upper sub-floor drifts 8. Drift 14 is carried out in order to obtain free space created in prepared for simultaneous CB collapse part (block) substage 7 to compensate the volume increase of coal during its aeration (destruction).

Подготовка первого подэтажа возможна также проведением одного верхнего подэтажного (вентиляционного) штрека, двух нижних штреков 9 и 10 (подэтажного и достаточного) и одного-двух компенсационных штреков. Для подготовки следующих подэтажей 7 проводят два подэтажных и компенсационный штреки, так как нижний подэтажный штрек 10 (конвейерный) отработанного верхнего подэтажа используется в нижележащем подэтаже в качестве вентиляционного. The preparation of the first sub-floor is also possible by conducting one upper sub-floor (ventilation) drift, two lower drifts 9 and 10 (sub-floor and sufficient) and one or two compensation drifts. To prepare the next sub-floors 7, two sub-floors and a compensation drift are carried out, since the lower sub-floor drift 10 (conveyor) of the spent upper sub-floor is used as a ventilation sub-floor.

Проведение штреков осуществляют комбайнами типа 4ПУ, ГПКС или ПКГ, при этом спуск комбайна в нижележащий штрек производят по скату 5. The drifts are carried out by 4PU, GPKS or PKG type combines, while the combine is lowered into the underlying drift along slope 5.

Отработку подэтажей 7 в пласте производят по простиранию при блоковом обрушении массовым взрывом, при котором осуществляют процесс одновременного или последовательного (с определенным интервалом времени) взрывания большого количества зарядов ВВ в угольном пласте. The development of subfloors 7 in the seam is performed along strike during block collapse by a mass explosion, in which the process of simultaneous or sequential (with a certain time interval) blasting a large number of explosive charges in a coal seam is carried out.

Отбойку угля осуществляют с помощью ВВ в два приема. Сначала бурят скважины 15 из компенсационного штрека 14 до верхнего подэтажного штрека 8 (верхней границы подэтажа) на длину 10-12 м блока 16 по простиранию пласта, равную длине конвейера 12 или вибропитателя, с последующей одновременной взрывной отбойкой угля в блоке 16 подэтажа 7 на охранный целик 13. Затем производят погашение охранного целика 13 угля на конвейер 12 или вибропитатель одновременно по всей длине блока 16 подэтажа 7 буровзрывной отбойкой. Таким образом, сначала разрушают массив угля в блоке 16 подэтажа 7 выше компенсационного штрека до верхней границы подэтажа, а затем производят разрушение охранного целика 13 между нижним подэтажным 9 и компенсационным 14 штреками в границах блока 16 с мягкой принудительной посадкой разрушенного угля в блоке 16 под налегающими обрушенными породами верхнего отработанного подэтажа на конвейер 12 или вибропитатель. Из разрушенного блока 16 с конвейера 12 или вибропитателя, установленного на нижнем подэтажном штреке 9 на длину вынимаемого блока 16, отбитый (разрушенный) уголь выпускается (транспортируется) в углеспускную промежуточную печь 11, из которой уголь попадает на конвейер 17 типа СР-70, установленный по нижнему (конвейерному) подэтажному штреку 10, и далее поступает в углеспускную печь 6. The breaking of coal is carried out using explosives in two stages. First, wells 15 are drilled from the compensation drift 14 to the upper sub-floor drift 8 (upper boundary of the sub-floor) for a length of 10-12 m of block 16 along the strike of the formation, equal to the length of the conveyor 12 or vibratory feeder, followed by simultaneous explosive breaking of coal in block 16 of the sub-floor 7 to the guard pillar 13. Then, the guard pillar 13 of the coal is repaid to the conveyor 12 or the vibratory feeder simultaneously along the entire length of the block 16 of the sub-floor 7 with a blasting and blasting. Thus, first, the coal mass is destroyed in block 16 of the sub-floor 7 above the compensation drift to the upper boundary of the sub-floor, and then the guard pillar 13 is destroyed between the lower sub-floor 9 and the compensation 14 drifts within the block 16 with a soft forced landing of the destroyed coal in block 16 under the overlying collapsed rocks of the upper spent sub-floor to the conveyor 12 or vibratory feeder. From the destroyed block 16 from the conveyor 12 or the vibratory feeder installed on the lower floor drift 9 to the length of the removed block 16, the beaten off (destroyed) coal is released (transported) into the coal-run intermediate furnace 11, from which the coal enters the conveyor 17 of the CP-70 type installed on the lower (conveyor) sub-floor drift 10, and then enters the coal removal furnace 6.

Для проведения очистных выработок за счет общешахтной депрессии бурят скважины 18 диаметром 500 мм между компенсационным 14 и верхним 8 (вентиляционным) штреками. Проветривание компенсационных 14, верхних 8 и нижних 9 подэтажных штреков во время их проведения осуществляют с помощью вентиляторов местного проветривания (ВМП). To conduct treatment workings due to the mine depression, wells 18 with a diameter of 500 mm are drilled between the compensation 14 and the top 8 (ventilation) drifts. The ventilation of the compensation 14, upper 8 and lower 9 sub-floor drifts during their implementation is carried out using local ventilation fans (VMP).

Выпуск отбитого угля из разрушенного блока 16 подэтажа 7 прекращается при поступлении с конвейера 12 или вибропитателя в углеспускную промежуточную печь 11 обрушенной горной породы, которая приводит к разубоживанию угля. Подошву (почву) нижнего подэтажного штрека 9 защищают от угля и породы и посредством распорных гидродомкратов передвижки (не показаны) производят перемещение конвейера 12 или вибропитателя на длину очередного вынимаемого блока между углеспускными промежуточными печами 11. При этом углеспускную печь 11, через которую производили переспуск угля с конвейера 12 или вибропитателя отработанного блока, перекрывают после зачистки подошвы нижнего подэтажного штрека 9. The release of the beaten-off coal from the destroyed block 16 of the sub-floor 7 stops when it arrives from the conveyor 12 or vibratory feeder into the coal-sinking intermediate furnace 11 of the collapsed rock, which leads to the dilution of coal. The sole (soil) of the lower sub-floor drift 9 is protected from coal and rock, and conveyor 12 or a vibrating feeder are moved to the length of the next block to be removed between the coal-blasting intermediate furnaces 11. Using the coal-blasting furnace 11, through which coal was bypassed, move conveyor 12 or vibratory feeders (not shown). from the conveyor 12 or the vibratory feeder of the spent block, overlap after cleaning the soles of the lower sub-floor drift 9.

Новый цикл по выемке очередного блока подэтажа начинается с бурения скважин 15 из компенсационного штрека 14 на длину вынимаемого блока 16, как описано выше. A new cycle for the extraction of the next block of the sub-floor begins with the drilling of wells 15 from the compensation drift 14 to the length of the removable block 16, as described above.

Предлагаемый способ не только обеспечивает снижение потерь угля, но главным образом позволяет повысить безопасность ведения горных работ за счет достижения устойчивости и эффективности управления вмещающими породами пласта при принудительном выпуске разрушенного угля из блока под действием налегающих обрушенных пород, а также повысить эффективность выемки угля путем производства одновременной взрывной отбойки угля в блоке на охранный целик с последующим одновременным погашением (разрушением) охранного целика на конвейер или вибропитатель по всей длине блока буровзрывной отбойкой, то есть с мягкой принудительной посадкой разрушенного угля в блоке подэтажа на конвейер или вибропитатель без его поломок и защемления отбитым углем. The proposed method not only provides a reduction in coal losses, but mainly allows to increase the safety of mining operations by achieving stability and management efficiency of the host rocks during the forced release of the destroyed coal from the block under the influence of overlying collapsed rocks, as well as to increase the efficiency of coal extraction by producing simultaneous explosive breaking of coal in a block on a security pillar with the subsequent simultaneous repayment (destruction) of a security pillar on a conveyor or vibro the feeder along the entire length of the blast-blasting block, that is, with a soft forced landing of the destroyed coal in the sub-floor block on a conveyor or vibratory feeder without breakage and crushing by beaten coal.

Claims

A method of working out steep seams, including preparing sub-floors by conducting upper and lower drifts with the formation of guard pillars, drilling holes in the floor, explosive breaking of coal into a guard pillar with the subsequent redemption of the guard pillar and the release of coal, characterized in that when preparing the sub-floors, respectively, the lower and upper sub-floors drifts are connected by coal-run intermediate furnaces, and a security pillar is formed above the lower sub-floor drifts by conducting a compensation drift from which wells are drilled to the top them of floor drifts with subsequent simultaneous blasting of coal in the unit for protective pillar and repayment protective pillar produce blasting breaking coal simultaneously over the entire length of the block to set the length excavated unit on the lower sublevel drift conveyor, by which in the transport of coal to uglespusknym furnaces.