RU2192544C2 - Method of rocks working in opencast reconstruction - Google Patents

Method of rocks working in opencast reconstruction Download PDF

Info

Publication number
RU2192544C2
RU2192544C2 RU2001103958/03A RU2001103958A RU2192544C2 RU 2192544 C2 RU2192544 C2 RU 2192544C2 RU 2001103958/03 A RU2001103958/03 A RU 2001103958/03A RU 2001103958 A RU2001103958 A RU 2001103958A RU 2192544 C2 RU2192544 C2 RU 2192544C2
Authority
RU
Russia
Prior art keywords
rocks
approach
width
marginal
wells
Prior art date
Application number
RU2001103958/03A
Other languages
Russian (ru)
Inventor
В.И. Зобнин
Е.А. Чижов
В.Ф. Боровков
В.Г. Лукичев
А.А. Светлаков
Original Assignee
Открытое акционерное общество "Уральский научно-исследовательский и проектный институт медной промышленности "Унипромедь"
Priority date (The priority date is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the date listed.)
Filing date
Publication date
Application filed by Открытое акционерное общество "Уральский научно-исследовательский и проектный институт медной промышленности "Унипромедь" filed Critical Открытое акционерное общество "Уральский научно-исследовательский и проектный институт медной промышленности "Унипромедь"
Priority to RU2001103958/03A priority Critical patent/RU2192544C2/en
Application granted granted Critical
Publication of RU2192544C2 publication Critical patent/RU2192544C2/en

Links

Images

Landscapes

  • Earth Drilling (AREA)

Abstract

FIELD: mining, opencast mining; applicable in resuming operation of opencast nonmining flanks. SUBSTANCE: method includes working of benches by pillar splits and marginal stopes; hole drilling with in marginal stope; charging of holes with explosives and their blasting; leading working of marginal stope relative to pillar split; holes drilling in rock mass of pillar split, their charging and breaking pillar split rocks towards marginal stope. Width of pillar split is determined by relation B=(1.5-3)W, B > a, where B is width of pillar split, m; W is value of resistance of charge foot in marginal stope, m; a is width of prism of possible caving of bench slope, m. Drilled in pillar split rock mass is a row of inclined holes whose angle of inclination is taken in compliance with condition α≥φ, where α - is angle of hole inclination of pillar split, deg; φ - is angle of internal friction of worked rocks, deg. Holes are inclined towards marginal stope. Inclined holes of pillar split charges are blasted simultaneously with hole charges of marginal stope of underlying horizon, and muck is withdrawn. In easily blasted rocks, width of pillar split is taken equal to B=(2-3)W, and in medium and difficultly blasted rocks B=(1-2)W. EFFECT: higher productivity of stoping operations and safety of operations. 2 cl, 2 dwg, 1 ex

Description

Изобретение относится к горному делу, в частности к разработке месторождений полезных ископаемых открытым способом, и может быть использовано при расконсервации нерабочих бортов карьеров. The invention relates to mining, in particular to the development of mineral deposits by open pit mining, and can be used for re-conservation of non-working sides of quarries.

Известен способ ведения буровзрывных работ, включающий бурение скважин, заряжание их, отбойку посредством взрывания с применением специальных диагональных схем коммутации скважинных зарядов [1]. A known method of drilling and blasting, including drilling wells, loading them, breaking through blasting using special diagonal switching circuits for borehole charges [1].

Недостатком этого способа является отсутствие мер, ограничивающих ширину развала, при этом происходит обрушение горной массы на нижележащие горизонты около 20% взрываемого объема пород. The disadvantage of this method is the lack of measures that limit the width of the collapse, while the collapse of the rock mass on the underlying horizons of about 20% of the exploded volume of rocks.

Наиболее близким по технической сущности и достигаемому результату является способ производства буровзрывных работ при реконструкции карьера, включающий отбойку взрывных скважин двумя заходками - приконтурной и целиковой с опережением приконтурной заходки относительно целиковой [2]. The closest in technical essence and the achieved result is a method of drilling and blasting during quarry reconstruction, which includes blasting boreholes with two openings - near-edge and whole with leading ahead of the near-hole in relation to the whole [2].

Недостатком этого способа является также обрушение значительного количества взрываемого объема горной массы на нижележащие бермы, так как массив пород в целиковой заходке имеет четыре свободные поверхности, одна из которых направлена в карьер. Поэтому при любой схеме коммутации схважинных зарядов на нижележащие горизонты сбрасывается значительное количество взрываемой горной массы. The disadvantage of this method is also the collapse of a significant amount of explosive rock mass on the underlying berm, as the massif of rocks in the whole entry has four free surfaces, one of which is directed into the quarry. Therefore, with any switching scheme of downhole charges, a significant amount of rock mass is blown to the underlying horizons.

Вторым существенным недостатком этого способа является увеличенный выход негабарита после взрывания целиковой заходки, что ведет к увеличению вторичного дробления горной массы. The second significant drawback of this method is the increased yield of oversized after blasting the whole approach, which leads to an increase in the secondary crushing of rock mass.

Изобретение при его осуществлении позволит получить технический результат, выраженный в повышении производительности очистных работ за счет уменьшения сброса горных пород на нижележащие горизонты и сокращения объема вторичного дробления уступа при обеспечении безопасности работ. The invention in its implementation will allow to obtain a technical result, expressed in increasing the productivity of treatment work by reducing the discharge of rocks on the underlying horizons and reducing the volume of secondary crushing of the ledge while ensuring the safety of work.

Указанный технический результат достигается тем, что в известном способе разработки горных пород при реконструкции карьера, включающем разработку уступов целиковой и приконтурной заходками, бурение скважин в пределах приконтурной заходки, заряжание скважин и их взрывание, разработку приконтурной заходки с опережением относительно целиковой заходки, бурение скважин в массиве целиковой заходки, заряжание их и обрушение горных пород целиковой заходки в сторону приконтурной заходки, ширину целиковой заходки принимают равной в соответствии с условиями
B = (1,5-3)W; (1)
В>а, (2)
где В - ширина целиковой заходки, м;
W - величина сопротивления по подошве зарядов в приконтурной заходке, м;
а - ширина призмы возможного обрушения откоса уступа, м;
в массиве целиковой заходки бурят ряд наклонных скважин, угол наклона которых принимают в соответствии с условием
α≥φ, (3)
где α - угол наклона скважин целиковой заходки, град;
φ - угол внутреннего трения отрабатываемых пород, град,
наклон скважин осуществляют в сторону приконтурной заходки, взрывание наклонных скважинных зарядов целиковой заходки производят совместно со скважинными зарядами приконтурной заходки нижележащего горизонта, после чего производят отгрузку обрушенной горной массы; при этом в легковзрываемых породах ширину целиковой заходки принимают равной В = (2-3)W, а в средне- и трудновзрываемых породах В=(1,5-2)W.
The specified technical result is achieved by the fact that in the known method of developing rocks during the reconstruction of the quarry, including the development of ledges of the whole and near-edge approaches, drilling wells within the boundaries of the sunset, loading wells and their blasting, the development of near-edge drilling ahead of the whole sunset, drilling in mass of the whole sunset, loading them and the collapse of rocks of the whole sunset towards the side of the sunset, the width of the whole sunset is taken equal to dance with the terms of
B = (1.5-3) W; (1)
B> a, (2)
where B is the width of the entire sunset, m;
W is the resistance value on the sole of the charges in the marginal approach, m;
a - the width of the prism of the possible collapse of the escarpment of the ledge, m;
a number of deviated wells are drilled in the array of the entire approach, the angle of inclination of which is taken in accordance with the condition
α≥φ, (3)
where α is the angle of inclination of the wells of the entire entry, deg;
φ is the angle of internal friction of the worked rocks, hail,
the inclination of the wells is carried out in the direction of the near-edge approach, the blasting of the inclined well charges of the whole approach is carried out together with the well charges of the near-field approach of the underlying horizon, after which the collapsed rock mass is shipped; in the case of easily exploded rocks, the width of the entire run-in is taken to be equal to B = (2-3) W, and in medium- and difficult-to-explode rocks B = (1,5-2) W.

Способ поясняется чертежами. The method is illustrated by drawings.

На фиг.1 и 2 изображены в разрезе: фактический контур 1, проектный контур 2, целиковая заходка 3, приконтурная заходка 4, поверхность призмы возможного обрушения откоса уступа 5, вертикальные скважины 6, наклонные скважины 7, наклонные скважины в целиковой заходке 8. Figures 1 and 2 show a section: the actual circuit 1, the design circuit 2, the entire approach 3, the edge approach 4, the surface of the prism of the possible collapse of the escarpment 5, vertical wells 6, deviated wells 7, deviated wells in the integral approach 8.

Способ заключается в следующем. The method is as follows.

При расконсервации фактического борта карьера осуществляют разработку уступа между фактическим 1 и проектным 2 контурами карьера. When re-preserving the actual side of the quarry, a step is developed between the actual 1 and design 2 contours of the quarry.

Разрабатываемый уступ делят на целиковую 3 и приконтурную 4 заходки. The developed ledge is divided into the whole 3 and side 4 of the sunset.

Ширину целиковой заходки принимают равной В=(1,5-3)W, причем для средне- и трудновзрываемых пород В=(1,5-2)W, а для легковзрываемых пород В=(2-3)W, где W - величина сопротивления по подошве зарядов в скважинах 6 приконтурной заходки. The width of the whole entry is taken equal to B = (1.5-3) W, and for medium and hard to explode rocks, B = (1.5-2) W, and for easily exploded rocks, B = (2-3) W, where W is the value of resistance on the sole of charges in the wells 6 of the marginal entry.

Принятые значения ширины целиковой заходки В проверяют по условию
В>а,
где а - ширина призмы возможного обрушения откоса 5, м.
The accepted values of the width of the entire runway B are checked by the condition
B> a
where a is the width of the prism of the possible collapse of the slope 5, m.

В приконтурной заходке 4 первого уступа (Г0-Г1) бурят вертикальные скважины 6, на границе целиковой заходки бурят ряд наклонных скважин 7. В скважинах 6 и 7 создают заряды взрывчатого вещества и осуществляют их взрывание. После выемки разрушенной взрывом горной породы производят бурение скважин 6 и 7 в приконтурной эаходке 4 нижележащего горизонта второго уступа (Г1-Г2), а в массиве целиковой заходки 3 первого уступа бурят ряд наклонных скважин 8, угол наклона которых принимают в соответствии с условием
α≥φ, (3)
где α - угол наклона скважин целиковой заходки, град;
φ - угол внутреннего трения отрабатываемых пород, град,
наклон скважин осуществляют в сторону приконтурной заходки, взрывание наклонных скважинных зарядов целиковой заходки первого уступа производят совместно со скважинными зарядами приконтурной заходки второго уступа (нижележащего горизонта). После взрывания зарядов в скважинах 6, 7 и 8 происходит как разрушение породы в приконтурной заходке, так и обрушение породы целиковой заходки верхнего горизонта в сторону приконтурной заходки, после чего отгружают взорванную горную массу, а при отработке следующих уступов операции повторяют. При углах наклона скважин меньше угла внутреннего трения пород после взрывания дробленая горная масса целиковой заходки останется на месте или будет сброшена на нижележащие бермы в зависимости от угла наклона скважин.
In the near-edge approach 4 of the first ledge (G0-G1), vertical wells 6 are drilled, a number of deviated wells are drilled at the boundary of the entire approach 7. In explosives 6 and 7, explosive charges are created and blown up. After excavation of the rock destroyed by the explosion, wells 6 and 7 are drilled at the edge 4 of the underlying horizon of the second ledge (G1-G2), and a number of deviated wells 8 are drilled in the rear entry array 3 of the first ledge 8, the inclination of which is taken in accordance with the condition
α≥φ, (3)
where α is the angle of inclination of the wells of the entire entry, deg;
φ is the angle of internal friction of the worked rocks, hail,
the inclination of the wells is carried out in the direction of the near-edge approach, the blasting of the inclined well charges of the whole approach of the first ledge is carried out together with the well charges of the near-edge sunset of the second ledge (underlying horizon). After blasting charges in wells 6, 7, and 8, both rock destruction in the near-edge approach occurs, and the whole collapse of the entire sunset of the upper horizon collapses towards the near-edge approach, after which the blasted rock mass is shipped, and the operations are continued during the following steps. When the angle of inclination of the wells is less than the angle of internal friction of the rocks after the blasting, the crushed rock mass of the entire drill will remain in place or will be dumped on the underlying berm depending on the angle of inclination of the wells.

Преимущества и технический эффект от предлагаемого способа заключается в уменьшении сброса горных пород на нижележащие горизонты и уменьшение выхода негабарита, а следовательно, вторичного дробления. The advantages and technical effect of the proposed method is to reduce the discharge of rocks to the underlying horizons and reduce the yield of oversized, and therefore secondary crushing.

Новыми признаками в предлагаемом способе в сравнении с прототипом являются:
более качественное определение параметров целиковой заходки, что позволяет достичь необходимое дробление пород целиковой заходки, увеличить безопасность работ за счет условия, при котором ширина целиковой заходки должна быть больше ширины призмы возможного обрушения откоса уступа, и сократить до минимума обрушение горной массы на нижележащие горизонты за счет условия, при котором наклон скважин целиковой заходки направлен в сторону приконтурной заходки с углом наклона не менее угла внутреннего трения пород, что обеспечивает после взрывания скважин целиковой заходки перемещение дробленой горной массы в сторону приконтурной заходки, заряжание и взрывание скважин целиковой заходки производят совместно со скважинами приконтурной заходки нижележащего горизонта.
New features in the proposed method in comparison with the prototype are:
more qualitative determination of the parameters of the entire entry, which allows to achieve the necessary crushing of the rocks of the entire entry, to increase the safety of work due to the condition under which the width of the entire entry should be greater than the width of the prism of the possible collapse of the escarpment of the ledge, and to minimize the collapse of the rock mass to the underlying horizons due to conditions under which the inclination of the wells of the entire approach is directed towards the side of the approach with an inclination angle not less than the angle of internal friction of the rocks, which ensures after digging of wells of a complete sunset moving the crushed rock mass to the side of the side of the sunset, loading and blasting the wells of the whole sunset together with the wells of the sideline of the underlying horizon.

Предлагаемый способ отличается от известных вышеизложенной последовательностью операций. Изложенные в данной совокупности признаки отсутствуют в известных технических решениях и обеспечивают получение технического результата. Анализ известных технических решений показал, что сущность заявляемого решения в них не раскрыта, характеризуется новой совокупностью признаков, что позволяет считать его соответствующим критерию "новизна" и "изобретательский уровень". The proposed method differs from the known above sequence of operations. The features set forth in this aggregate are absent in the known technical solutions and provide a technical result. An analysis of the known technical solutions showed that the essence of the proposed solution is not disclosed in them, is characterized by a new set of features, which allows us to consider it relevant to the criteria of "novelty" and "inventive step".

Пример. Example.

Исходные данные:
категория пород по взрываемости - IV;
породы крупноблочные, величина блока 0,7-1,2 м;
диаметр скважин приконтурной заходки - 250 м;
диаметр скважин целиковой заходки - 105 м;
величина сопротивления по подошве зарядов приконтурной заходки W - 3 м;
высота одиночного уступа - 12 м;
высота строенного уступа - 36 м;
угол наклона уступа - 60o;
угол внутреннего трения пород - 30o;
обводнение уступа отсутствует.
Initial data:
Explosive rocks category - IV;
large-block rocks, block size 0.7-1.2 m;
borehole entry diameter - 250 m;
the diameter of the wells of the entire entry - 105 m;
the resistance value at the bottom of the charges of the near-edge approach W is 3 m;
height of a single ledge - 12 m;
ledge height - 36 m;
the angle of the ledge - 60 o ;
the angle of internal friction of the rocks is 30 o ;
there is no watering of the ledge.

Способ осуществляют следующим образом. The method is as follows.

Вначале на вертикальном уступе (Г0-Г1) разрабатываемый участок между фактическим 1 и проектным 2 контурами делят на целиковую 3 и приконтурную 4 заходки. Ширину целиковой заходки В для трудновзрываемых пород принимают 1,5W, где W - величина сопротивления по подошве зарядов в скважинах приконтурной заходки В=1,5•3=4,5 м. Initially, on the vertical ledge (G0-G1), the developed section between the actual 1 and the design 2 circuits is divided into the whole 3 and the side 4 of the sunset. The width of the entire approach B for hard-to-explode rocks is taken to be 1.5W, where W is the resistance value at the bottom of charges in the wells of the near-edge approach B = 1.5 • 3 = 4.5 m.

Проверяют полученные значения В по ширине призмы обрушения откоса 5. В соответствии с графиком зависимости между углом наклона откоса уступа, углом внутреннего трения пород и высотой уступа [3, с.96] получают значение ширины призмы возможного обрушения, равной 1,8; 3,6; 5,4 м для высот 12; 24; 32 м соответственно. Делают заключение, что два нижних уступа (Г1-Г2 и Г2-Г3) можно отрабатывать при принятой ширине призмы возможного обрушения откоса уступа 4,5 м, а при отработке верхнего уступа (Г0-Г1) ее необходимо увеличивать до 5,4 м. В противном случае буровой станок и обслуживающий персонал будут находиться в зоне вероятной призмы обрушения откоса уступа. Check the obtained values of B along the width of the slope collapse prism 5. In accordance with the graph of the relationship between the slope angle of the ledge, the angle of internal friction of the rocks and the height of the ledge [3, p. 96], the value of the width of the possible collapse prism is 1.8; 3.6; 5.4 m for heights 12; 24; 32 m respectively. They conclude that the two lower ledges (G1-G2 and G2-G3) can be worked out with the accepted prism width of the possible collapse of the slope of the ledge 4.5 m, and when mining the upper ledge (G0-G1), it must be increased to 5.4 m. Otherwise, the drilling rig and maintenance personnel will be in the zone of the likely prism of the collapse of the escarpment of the ledge.

В пределах приконтурной заходки первого уступа бурят ряды вертикальных 6 и наклонных 7 скважин, в скважинах 6 и 7 создают заряды ВВ и осуществляют их взрывание. После выемки разрушенной взрывом горной массы производят бурение скважин 6 и 7 в приконтурной заходке 4 второго уступа (Г1-Г2), а в массиве целиковой заходки первого уступа 3 бурят ряд наклонных скважин 8. Причем угол наклона скважин 8 принимают более угла внутреннего трения пород, а наклон скважин осуществляют в сторону приконтурной заходки. Затем заряжают скважины 6 и 7 приконтурной заходки и скважины 8 целиковой заходки, полученные скважинные заряды взрывают одновременно. После взрывания зарядов в скважинах 6, 7, 8 происходит как разрушение породы в приконтурной заходке второго уступа, так и обрушение породы целиковой заходки первого уступа в сторону приконтурной заходки. Затем производят отгрузку взорванной горной массы. При отработке следующего нижележащего горизонта операции повторяют. Within the marginal approach of the first ledge, rows of vertical 6 and deviated 7 wells are drilled; explosive charges are created in wells 6 and 7 and blown up. After excavation of the rock mass destroyed by the explosion, wells 6 and 7 are drilled in the near-edge approach 4 of the second ledge (G1-G2), and a number of deviated wells are drilled in the array of the entire lead-in of the first ledge 3 8. Moreover, the angle of inclination of the wells 8 is greater than the angle of internal friction of the rocks, and the inclination of the wells is carried out in the direction of the marginal approach. Then, wells 6 and 7 of the near-field approach are charged and wells 8 of the entire approach, and the obtained well charges are blown up simultaneously. After blasting charges in wells 6, 7, 8, both the destruction of the rock in the marginal approach of the second ledge and the collapse of the rock of the entire entry of the first ledge towards the edge of the collapse occur. Then produce the exploded rock mass. When working out the next underlying horizon, the operations are repeated.

При приведенных исходных данных при взрывании целиковой заходки по предлагаемому способу до 5% взорванной горной массы будет сброшено на нижние горизонты, а средний размер куска составит 0,4 м. Given the initial data, when blasting a whole approach by the proposed method, up to 5% of the blasted rock mass will be reset to lower horizons, and the average piece size will be 0.4 m.

Если взрыв произвести по способу, принятому за прототип, получим: до 20% взорванной горной массы будет сброшено на нижние горизонты; средний размер куска составит 0,7 м. If the explosion is carried out according to the method adopted for the prototype, we get: up to 20% of the blasted rock mass will be dumped to lower horizons; the average piece size will be 0.7 m.

Преимущества и технический результат от использования предлагаемого способа заключается в уменьшении отрицательного влияния на производительность очистных работ сброса горных пород на нижележащие горизонты и уменьшение выхода негабарита, а следовательно, вторичного дробления пород при обеспечении безопасности работ. The advantages and technical result from the use of the proposed method is to reduce the negative impact on the productivity of treatment work of dumping rocks on the underlying horizons and reducing the yield of oversized material, and therefore, secondary crushing of rocks while ensuring work safety.

Источники информации
1. Юматов Б.Н., Бунин Т.В. Строительство и реконструкция рудных карьеров, М., "Недра", 1970, с. 132-133.
Sources of information
1. Yumatov B.N., Bunin T.V. Construction and reconstruction of ore quarries, M., "Nedra", 1970, p. 132-133.

2. Авторское свидетельство СССР 669054, Е 21 С 37/00, публ. 1979. 2. Copyright certificate of the USSR 669054, E 21 C 37/00, publ. 1979.

3. Правила обеспечения устойчивости откосов на угольных разрезах. Санкт-Петербург, ВНИМИ, 1998, с.96. 3. Rules for ensuring the stability of slopes in coal mines. St. Petersburg, VNIMI, 1998, p. 96.

Claims (2)

1. Способ разработки горных пород при реконструкции карьера, включающий разработку уступов целиковой и приконтурной заходками, бурение скважин в пределах приконтурной заходки, заряжание скважин и их взрывание, разработку приконтурной заходки с опережением относительно целиковой заходки, бурение скважин в массиве целиковой заходки, заряжение их и обрушение горных пород целиковой заходки в сторону приконтурной заходки, отличающийся тем, что ширину целиковой заходки принимают равной в соответствии с условиями
В = (1,5-3) W;
В > а,
где В - ширина целиковой заходки, м;
W - величина сопротивления по подошве зарядов в приконтурной заходке, м;
а - ширина призмы возможного обрушения откоса уступа, м,
в массиве целиковой заходки бурят ряд наклонных скважин, угол наклона которых принимают в соответствии с условием
α≥φ,
где α - угол наклона скважин целиковой заходки, град;
φ - угол внутреннего трения отрабатываемых пород, град,
наклон скважин осуществляют в сторону приконтурной заходки, взрывание наклонных скважинных зарядов целиковой заходки производят совместно с скважинными зарядами приконтурной заходки нижележащего горизонта, после чего производят отгрузку обрушенной горной массы.
1. A method of developing rocks during quarry reconstruction, including the development of ledges on the whole and near-edge approaches, drilling wells within the near-edge approach, loading and blasting wells, the development of near-edge approaching ahead of the whole approach, drilling wells in the array of the entire approach, charging them and the collapse of the rocks of the entire sunset in the direction of the edge of the sunset, characterized in that the width of the entire sunset is taken equal in accordance with the conditions
B = (1.5-3) W;
B> a
where B is the width of the entire sunset, m;
W is the resistance value on the sole of the charges in the marginal approach, m;
a - the width of the prism of the possible collapse of the escarpment of the ledge, m,
a number of deviated wells are drilled in the array of the entire approach, the angle of inclination of which is taken in accordance with the condition
α≥φ,
where α is the angle of inclination of the wells of the entire entry, deg;
φ is the angle of internal friction of the worked rocks, hail,
the inclination of the wells is carried out in the direction of the near-edge approach, the blasting of the inclined well charges of the whole approach is carried out together with the well charges of the near-field approach of the underlying horizon, after which the collapsed rock mass is shipped.
2. Способ по п. 1, отличающийся тем, что в легковзрываемых породах ширину целиковой заходки принимают равной В = (2-3)W, а в средне- и трудновзрываемых породах В = (1,5-2) W. 2. The method according to p. 1, characterized in that in easily exploded rocks the width of the entire run is taken equal to B = (2-3) W, and in medium and hard to explode rocks B = (1,5-2) W.
RU2001103958/03A 2001-02-12 2001-02-12 Method of rocks working in opencast reconstruction RU2192544C2 (en)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
RU2001103958/03A RU2192544C2 (en) 2001-02-12 2001-02-12 Method of rocks working in opencast reconstruction

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
RU2001103958/03A RU2192544C2 (en) 2001-02-12 2001-02-12 Method of rocks working in opencast reconstruction

Publications (1)

Publication Number Publication Date
RU2192544C2 true RU2192544C2 (en) 2002-11-10

Family

ID=20245940

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
RU2001103958/03A RU2192544C2 (en) 2001-02-12 2001-02-12 Method of rocks working in opencast reconstruction

Country Status (1)

Country Link
RU (1) RU2192544C2 (en)

Cited By (3)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN100437014C (en) * 2005-12-31 2008-11-26 武汉科技大学 Explosion reshaping treatment method for primary slow sideslope
CN105952455A (en) * 2016-04-29 2016-09-21 洛阳栾川钼业集团股份有限公司 Safety assessing method after strip mine caving process processing of complicated cavity
CN111768104A (en) * 2020-06-30 2020-10-13 黄河勘测规划设计研究院有限公司 Quantitative evaluation method for lithological change degree of monoclinic sand shale interbedded dam foundation

Non-Patent Citations (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Title
ЮМАТОВ Б.П. и др. Строительство и реконструкция рудных карьеров. - М.: Недра, 1970, с.132 и 133. РЖЕВСКИЙ В.В. Процессы открытых горных работ. - М.: Недра, 1974, с.85-98. *

Cited By (3)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN100437014C (en) * 2005-12-31 2008-11-26 武汉科技大学 Explosion reshaping treatment method for primary slow sideslope
CN105952455A (en) * 2016-04-29 2016-09-21 洛阳栾川钼业集团股份有限公司 Safety assessing method after strip mine caving process processing of complicated cavity
CN111768104A (en) * 2020-06-30 2020-10-13 黄河勘测规划设计研究院有限公司 Quantitative evaluation method for lithological change degree of monoclinic sand shale interbedded dam foundation

Similar Documents

Publication Publication Date Title
EA008615B1 (en) Method of blasting multiple layers or levels of rock
EA025642B1 (en) Method of high energy blasting rock
US3917346A (en) Method of blasting a subterranean deposit
CN108049870B (en) The induction caving mining methods of high-dipping middle thickness orebody of the upper disk containing unstable rock stratum
RU2192544C2 (en) Method of rocks working in opencast reconstruction
RU2208221C2 (en) Method for selective mining extraction of qualitative mineral resource in open pit
Chandrakar et al. Long-hole raise blasting in a single shot: assessment of void ratio and delay time based on experimental tests
RU2464421C2 (en) Extraction of ore using explosion and thermal fragmentation
RU2449240C1 (en) Method of ore and rock breakage in development of solid mineral deposits
RU2632615C1 (en) Method for development of inclined ore bodies of medium width
SU1620629A1 (en) Method of safeguarding a mine working
RU2138639C1 (en) Method for development of thick steep-dipping coal seams
RU2215982C2 (en) Way to implement outline blasting
RU2255304C2 (en) Method for slanting of high benches on outline of open pit
RU2229602C2 (en) Method for driving vertical shaft
RU2103508C1 (en) Method for working protection pillars in group of headings in thick bump-risky seams
SU1579962A1 (en) Method of working out ore bodies
SU825964A1 (en) Method of working thick steeply-inclined ore bodies
RU2068094C1 (en) Method for sloping of benches
RU2762170C1 (en) Method for developing thin and low-powered steel-falling ore bodies
RU2150002C1 (en) Method of hydraulic borehole mining in hard rocks
RU2669422C1 (en) Way of drilling and blasting operations on the quarries
SU1763654A1 (en) Method of controlling worked space roof
RU2178079C1 (en) Method of sloping high benches on opencast limiting contour
SU1765402A1 (en) Ore block completion method

Legal Events

Date Code Title Description
MM4A The patent is invalid due to non-payment of fees

Effective date: 20050213