RU2557274C1 - Method of shooting of ore cavities - Google Patents
Method of shooting of ore cavities Download PDFInfo
- Publication number
- RU2557274C1 RU2557274C1 RU2014104095/03A RU2014104095A RU2557274C1 RU 2557274 C1 RU2557274 C1 RU 2557274C1 RU 2014104095/03 A RU2014104095/03 A RU 2014104095/03A RU 2014104095 A RU2014104095 A RU 2014104095A RU 2557274 C1 RU2557274 C1 RU 2557274C1
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- wells
- ore
- compensation
- rows
- contact
- Prior art date
Links
Images
Abstract
Description
Изобретение относится к области горной промышленности и может быть использовано при отработке подземным способом рудных камер в условиях повышенного горного давления, ограниченных породными и закладочными массивами.The invention relates to the field of mining and can be used for underground mining of ore chambers in conditions of high rock pressure, limited by rock and filling massifs.
Известен способ разрушения целиков (патент 2360117, опубл. 27.06.2009 г.), в котором последовательно взрываются скважинные заряды ВВ с образованием системы противолежащих ослабляющих полостей на двух противоположных поверхностях обнажений целика, окончательное разрушения целика выполняется взрыванием камерных зарядов ВВ.A known method for the destruction of pillars (patent 2360117, publ. 06/27/2009), in which borehole explosive charges are sequentially exploded with the formation of a system of opposite attenuating cavities on two opposite surfaces of the pillar outcrops, the final destruction of the pillar is carried out by blasting chamber explosive charges.
Недостатком этого способа является неравномерное дробление массива при формировании ослабляющих полостей и разрушение целика камерными зарядами.The disadvantage of this method is the uneven crushing of the array during the formation of attenuating cavities and the destruction of the pillar by chamber charges.
Наиболее близким техническим решением является способ выемки целиков, включающий формирование границ целиков со стороны зажимающей среды и компенсационной камеры, бурение скважин, заряжание их ВВ и отбойку целика взрывом на зажимающую среду и компенсационную камеру (см. авт. свид. 1540434, опубл. 22.10.1989 г.).The closest technical solution is the method of removing pillars, including the formation of the borders of pillars from the side of the clamping medium and the compensation chamber, drilling wells, loading their explosives and breaking the pillar with an explosion into the clamping medium and the compensation chamber (see ed. Certificate 1540434, publ. 22.10. 1989).
Недостатком данного способа является низкая эффективность отработки массива за счет неравномерности его разрушения и повышения потерь скважин в условиях высокого горного давления.The disadvantage of this method is the low efficiency of mining the array due to the unevenness of its destruction and increased loss of wells in conditions of high rock pressure.
Единый технический результат предлагаемого технического решения заключается в снижении расхода ВВ при взрывной отбойке рудной камеры за счет недобуривания скважин до контакта руда-закладка, расположения рядов вееров скважин в плане вогнутой формы, инициирования зарядов ВВ в рядах вееров скважин и создания условий соударения кусков и снижения сейсмического действия взрыва при короткозамедленном взрывании, предотвращения самообрушений рудного массива за счет создания вогнутой устойчивой формы обнажения компенсационной щели.The single technical result of the proposed technical solution is to reduce the explosive consumption during blasting of the ore chamber due to under-drilling of the wells to the ore-tab contact, the arrangement of the rows of fan holes in the concave plan, the initiation of explosive charges in the rows of fan holes and the creation of conditions for the impact of pieces and reduction of seismic explosion action during short-blown blasting, prevention of self-collapse of the ore mass due to the creation of a concave stable form of exposure of the compensation gap.
Единый технический результат достигается тем, что при взрывной отбойке рудной камеры в краевой части на контакте руда-порода формируется компенсационная щель, имеющая вогнутую форму обнажения рудного массива, в массиве бурятся ряды нисходящих вееров скважин, скважины заряжаются зарядами ВВ и взрываются на компенсационную щель, при этом граница рудной камеры формируется вогнутой формы, ряды нисходящих вееров скважин вогнутой формы в рудной камере располагают конгруэнтно вогнутой поверхности обнажения компенсационной щели на расстоянии, равном линии наименьшего сопротивления, и бурят скважины с недобуром 1 м до контакта руда-закладка, бурение вееров скважин начинают от контакта руда-порода и продолжают в направлении к компенсационной щели, заряжают зарядами ВВ уменьшенной массы и инициируют по ступеням замедления, начиная от компенсационной щели, в последнюю ступень замедления инициируют заряды ВВ ряда вееров скважин на контакте руда-порода.A uniform technical result is achieved by the fact that during the explosive breaking of the ore chamber in the edge part, a compensation gap is formed at the ore-rock contact, having a concave form of exposure of the ore mass, rows of downward fan fans are drilled in the massif, wells are charged with explosive charges and explode into the compensation gap, The boundary of the ore chamber is formed of a concave shape, the rows of downward fans of concave-shaped wells in the ore chamber have a congruent concave surface of the exposure of the compensation gap at a distance and equal to the line of least resistance, and they drill wells with a hole of 1 m before the ore-to-contact contact, drilling of fans of wells starts from the ore-rock contact and continues towards the compensation gap, charges with explosive charges of reduced mass and initiate by deceleration steps, starting from compensation gap, in the last stage of deceleration initiate explosive charges of a number of well fans at the ore-rock contact.
Указанное техническое решение поясняется чертежами, где на фиг.1 представлен план бурового горизонта рудной камеры 1, на фиг.2 - поперечный разрез компенсационной щели 2, на фиг.3 - поперечный разрез рудной камеры 1.The specified technical solution is illustrated by drawings, where Fig. 1 shows a plan of the drilling horizon of the
Способ взрывной отбойки рудных камер 1 (см. фиг.1) включает проходку поперечной (2) и продольной (3) выработки для бурения нисходящих одиночных скважин 4, 5, 6 из поперечной выработки 2 и бурения нисходящих скважин в рядах вееров 7, 8, 9 из продольной выработки 3, в первую очередь в рудном массиве 10 бурятся нисходящие одиночные скважины 4, 5, 6, затем веер нисходящих скважин 7, далее последовательно бурятся ряды вееров нисходящих скважин 8, ряд вееров нисходящих скважин 9 на границе с компенсационной щелью 11 бурятся в последнюю очередь.The method of explosive breaking of the ore chambers 1 (see Fig. 1) includes sinking of the transverse (2) and longitudinal (3) workings for drilling downward
На поперечном разрезе А-А компенсационной щели 11 (см. фиг.2) показаны одиночные нисходящие скважины 4, 5, 6, заряжаемые зарядом ВВ 12 с недозарядом 13.On a cross section aa of the compensation slit 11 (see FIG. 2), single descending
Взрывная отбойка одиночных скважин 4, 5, 6 (см. фиг.1) выполняется последовательно: взрывается заряд ВВ 12 одиночной скважины 4 в зажиме на незаряженную зарядом ВВ одиночную скважину 5, расположенную на расстоянии, равном пяти диаметрам скважины, затем в зажатой среде взрываются по 1-2 заряда ВВ 12 скважин 6 с выпуском взорванной горной массы, при этом формируется компенсационная щель 11.Explosive blasting of
На поперечном разрезе Б-Б рудной камеры 1 показан один из рядов вееров нисходящих скважин 7, 8, 9 (см. фиг.2), которые бурятся в плоскостях 14, ограниченных линией 15, бурятся до контакта руда-закладка 16 с недобуром 1 м от забоя скважины 17 до контакта руда-закладка 16, заряжаются зарядами ВВ 12 с недозарядом части скважин 13.On a cross section BB of the
Инициирование зарядов ВВ 12 рядов вееров скважин 7, 8, 9 (см. фиг.1) выполняется по ступеням замедления 18, начиная от ряда вееров скважин 9, затем короткозамедленно взрываются ряды вееров скважин 8, в последнюю ступень замедления 18 взрывается ряд вееров скважин 7.The initiation of
Оформление границ компенсационных щелей вогнутой формы со стороны основного массива связано с тем, что такая форма поперечного сечения обнажения наиболее устойчива при горизонтальных тектонических напряжениях в условиях повышенного горного давления, т.к. при этом снижается концентрация напряжений в призабойном пространстве. В условиях повышенных горизонтальных напряжений относительно вертикальных вогнутую форму забоя можно сравнить со сводом естественного равновесия, что дает возможность сохранять устойчивую форму обнажений в процессе буровзрывных работ и предотвратить самообрушение рудного массива и потери взрывных скважин.The design of the boundaries of the concave compensation slots from the side of the main massif is due to the fact that such a cross-sectional shape of the outcrop is most stable under horizontal tectonic stresses under high rock pressure, since this reduces the concentration of stress in the bottomhole space. In conditions of increased horizontal stresses relative to vertical, the concave shape of the face can be compared with the set of natural equilibrium, which makes it possible to maintain a stable shape of the outcrops during drilling and blasting operations and to prevent self-collapse of the ore mass and loss of blast holes.
Порядок бурения рядов вееров нисходящих скважин, начинающийся с бурения веера скважин на контакте руда-порода и заканчивающийся бурением рядов вееров скважин на границе с компенсационной щелью, принят из расчета уменьшения времени существования пробуренной скважины до заряжания ее ВВ и взрыва, возможного деформирования и потерь скважин.The procedure for drilling rows of fans of downhole wells, starting with drilling a fan of wells at the ore-rock contact and ending with drilling rows of fans of wells at the boundary with the compensation gap, is taken from the calculation of reducing the lifetime of a drilled well before loading its explosives and explosion, possible deformation and loss of wells.
Недобуривание скважин до контакта руда-закладка снижает действие взрыва на закладочные массивы.Under-drilling of wells to the ore-tab contact reduces the effect of the explosion on the filling masses.
Предлагаемый способ взрывной отбойки рудных камер обеспечивает устойчивую форму обнажения компенсационной щели при проведении буровзрывных работ.The proposed method for explosive breaking of ore chambers provides a stable form of exposure of the compensation gap during drilling and blasting operations.
Изобретение позволяет повысить безопасность и эффективность ведения взрывных работ за счет предотвращения самообрушений в выработанное пространство рудных камер и снизить расход ВВ на взрывную отбойку за счет недобуривания скважин до контакта руда-закладка и формирования в массиве рудной камеры условий, способствующих соударению рудных кусков и их взрывному разрушению.The invention improves the safety and efficiency of blasting by preventing self-collapse into the mined-out space of the ore chambers and reducing the consumption of explosives for blasting due to under-drilling of the wells to the ore-tab contact and the formation of conditions in the ore chamber array that contribute to the collision of ore pieces and their explosive destruction .
Предлагаемый способ взрывной отбойки рудной камеры заложен в проект подготовки рудных камер на буровых горизонтах -60 м в этаже -70÷-140 м (блоки 01, 02, 03) Восточного участка Таштагольского месторождения ОАО «Евразруда».The proposed method of explosive blasting of the ore chamber is laid down in the project for the preparation of ore chambers at drilling horizons of -60 m in the floor of -70 ÷ -140 m (blocks 01, 02, 03) of the Eastern section of the Tashtagol deposit of Evrazruda OJSC.
Расчет расстояния от забоя скважины до закладочного массиваCalculation of the distance from the bottom of the well to the filling array
При бурении вееров скважин перпендикулярно (или под некоторым углом) к плоскости контакта руда-закладка рекомендуется бурить контрольные скважины для определения фактического положения поверхности руда-закладка. Излишне пробуренный участок скважины необходимо тампонировать.When drilling fan holes perpendicularly (or at some angle) to the contact plane of the ore-deposit, it is recommended to drill control wells to determine the actual position of the surface of the ore-insert. An excessively drilled section of the well must be plugged.
Отстраивание фактической поверхности руда-закладка дает возможность недобуривать скважину до контакта руды с закладочным массивом.The rebuilding of the actual surface of the ore-laying makes it possible to under-drill the well before the contact of the ore with the filling array.
Длина «недобуривания» скважины до контакта (L) рассчитывается по формуле:The length of the "under-drilling" of the well to the contact (L) is calculated by the formula:
где Rрасч - расстояние от забоя скважины до контакта руда-закладка, м;where R calc - the distance from the bottom of the well to the contact ore tab, m;
α - азимут бурения, угол (в плане) между перпендикулярным направлением к контакту руда-закладка и фактическим направлением бурения, град;α - drilling azimuth, angle (in plan) between the perpendicular direction to the ore-tab contact and the actual direction of drilling, deg;
β - угол забуривания скважины, град.β is the angle of hole drilling, deg.
Расчетное расстояние от забоя взрывных скважин до контакта с закладкой (Rрасч) рассчитывается исходя из необходимого условия задания плоского фронта сейсмической волны в «рудной корке» одновременно взрываемого веера скважин при короткозамедленном взрывании рудных камер. Rpacч определяется по формуле:The estimated distance from the bottom of blast holes to the contact with the tab (R calculation ) is calculated on the basis of the necessary conditions for setting a flat front of the seismic wave in the “ore crust” of a simultaneously blown fan of wells during short-blown blasting of ore chambers. R pacch is determined by the formula:
На Таштагольском филиале при веерном способе взрывной отбойки линия наименьшего сопротивления W=2 м.At the Tashtagol branch with the fan method of explosive blasting, the line of least resistance W = 2 m.
Величина затухания интенсивности напряжений (v) с удалением от заряда ВВ в условиях горного давления на основании экспериментальных данных [1] принимается равной (ν=3,0). Эмпирический коэффициент k=0,75.The value of the attenuation of the stress intensity (v) with distance from the explosive charge under conditions of rock pressure on the basis of experimental data [1] is assumed to be (ν = 3.0). The empirical coefficient k = 0.75.
Расчетное расстояние Rpacч=1,17, рекомендуемое нами Rpaсч=1,0 м.Estimated distance R pasch = 1.17, recommended by us R pasch = 1.0 m.
При Rpaсч=1,0 м, ν=3,0, k=0,75, L=cosα·cosβ, м.At R pa = 1.0 m, ν = 3.0, k = 0.75, L = cosα · cosβ, m.
Claims (1)
Priority Applications (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
RU2014104095/03A RU2557274C1 (en) | 2014-02-05 | 2014-02-05 | Method of shooting of ore cavities |
Applications Claiming Priority (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
RU2014104095/03A RU2557274C1 (en) | 2014-02-05 | 2014-02-05 | Method of shooting of ore cavities |
Publications (1)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
RU2557274C1 true RU2557274C1 (en) | 2015-07-20 |
Family
ID=53611761
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
RU2014104095/03A RU2557274C1 (en) | 2014-02-05 | 2014-02-05 | Method of shooting of ore cavities |
Country Status (1)
Country | Link |
---|---|
RU (1) | RU2557274C1 (en) |
Cited By (1)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN108590650A (en) * | 2018-04-28 | 2018-09-28 | 山东科技大学 | A kind of ore pillar and top plate slowly sink the method in processing goaf |
Citations (5)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
SU720163A1 (en) * | 1977-06-16 | 1980-03-05 | Предприятие П/Я М-5703 | Method of preparing ore for underground leaching |
SU1448052A1 (en) * | 1987-02-24 | 1988-12-30 | Московский Геологоразведочный Институт Им.Серго Орджоникидзе | Method of underground mining of ore deposits |
SU1765402A1 (en) * | 1990-09-06 | 1992-09-30 | Восточный научно-исследовательский горнорудный институт | Ore block completion method |
RU2046941C1 (en) * | 1991-09-17 | 1995-10-27 | Восточный научно-исследовательский горнорудный институт | Pillars demolition method |
RU2203419C2 (en) * | 2001-05-31 | 2003-04-27 | ОАО "Восточный научно-исследовательский горнорудный институт" | Process of underground development of thick ore deposits |
-
2014
- 2014-02-05 RU RU2014104095/03A patent/RU2557274C1/en not_active IP Right Cessation
Patent Citations (5)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
SU720163A1 (en) * | 1977-06-16 | 1980-03-05 | Предприятие П/Я М-5703 | Method of preparing ore for underground leaching |
SU1448052A1 (en) * | 1987-02-24 | 1988-12-30 | Московский Геологоразведочный Институт Им.Серго Орджоникидзе | Method of underground mining of ore deposits |
SU1765402A1 (en) * | 1990-09-06 | 1992-09-30 | Восточный научно-исследовательский горнорудный институт | Ore block completion method |
RU2046941C1 (en) * | 1991-09-17 | 1995-10-27 | Восточный научно-исследовательский горнорудный институт | Pillars demolition method |
RU2203419C2 (en) * | 2001-05-31 | 2003-04-27 | ОАО "Восточный научно-исследовательский горнорудный институт" | Process of underground development of thick ore deposits |
Cited By (1)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN108590650A (en) * | 2018-04-28 | 2018-09-28 | 山东科技大学 | A kind of ore pillar and top plate slowly sink the method in processing goaf |
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
EA008615B1 (en) | Method of blasting multiple layers or levels of rock | |
KR101551905B1 (en) | Tunnel blasting pattern using large hole and small hole, and method for blasting of tunnel using this same | |
RU2593285C1 (en) | Open development method of coal beds group with gross explosive loosening of overburden rocks | |
RU2566354C2 (en) | Method of blasting primary chamber | |
RU2476819C1 (en) | Method for shooting of ores and rocks on underground mining works | |
RU2323337C2 (en) | Method for underground thick ore body mining | |
RU2557274C1 (en) | Method of shooting of ore cavities | |
RU2511330C2 (en) | Method for large-scale explosive destruction of mine rock masses of complex structure for selective extraction of mineral deposit at open-pit mining | |
RU2602567C1 (en) | Method of blasting ores and rocks | |
RU2208221C2 (en) | Method for selective mining extraction of qualitative mineral resource in open pit | |
RU2634597C1 (en) | Method for developing mine workings and conducting stoping operations | |
RU2653172C1 (en) | Method of explosive preparation of mountain mass to selective excavation | |
RU2638995C1 (en) | Method for mining inclined ore bodies | |
RU2738331C1 (en) | Method of explosive preparation for selective excavation of ore body and covering overburden rocks | |
RU2345319C2 (en) | Method of explosive ore and rock rupture within underground survey and open cast mining | |
RU2632987C1 (en) | Method for forming charge of blasting explosive in well | |
RU2232892C2 (en) | Method for cutting minerals at subterranean conditions | |
RU2449240C1 (en) | Method of ore and rock breakage in development of solid mineral deposits | |
RU2015148821A (en) | METHOD FOR EXPLOSIVE BURNING OF ORES AND BREEDS IN THE DEVELOPMENT OF DEPOSITS OF SOLID USEFUL FOSSIL | |
RU2632618C1 (en) | Method for inclined ore bodies mining | |
RU2200298C2 (en) | Procedure of blast breaking of ore blocks cleaved by dike | |
RU2604074C1 (en) | Method for performing blasting operations | |
Konicek et al. | Rockbursts provoked by destress blasting in hard coal longwall mining | |
RU2638992C2 (en) | Method of driving raises | |
RU2669422C1 (en) | Way of drilling and blasting operations on the quarries |
Legal Events
Date | Code | Title | Description |
---|---|---|---|
MM4A | The patent is invalid due to non-payment of fees |
Effective date: 20160206 |