RU2557274C1 - Method of shooting of ore cavities - Google Patents

Method of shooting of ore cavities Download PDF

Info

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
Application number
RU2014104095/03A
Other languages
Russian (ru)
Inventor
Леонид Маркович Цинкер
Сергей Михайлович Смирнов
Original Assignee
Общество с ограниченной ответственностью "Восточный научно-исследовательский горнорудный институт" (ООО "ВостНИГРИ")
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 Общество с ограниченной ответственностью "Восточный научно-исследовательский горнорудный институт" (ООО "ВостНИГРИ") filed Critical Общество с ограниченной ответственностью "Восточный научно-исследовательский горнорудный институт" (ООО "ВостНИГРИ")
Priority to RU2014104095/03A priority Critical patent/RU2557274C1/en
Application granted granted Critical
Publication of RU2557274C1 publication Critical patent/RU2557274C1/en

Links

Images

Abstract

FIELD: mining.
SUBSTANCE: method includes drilling of the single down wells with placement there of explosive charges, consecutive detonation of single down wells and formation of a compensation crack along the contact ore - rock with formation of a concave exposure surface in solid ore, rows of concave wells in the ore cavity are arranged in congruent manner to a concave exposure of the compensation crack at the distance equal to the least resistance line, the last row is arranged along the line of the contact ore - rock, rings of wells are drilled with insufficient drilling 1 m to the contact ore - filling, finally the rows of rings of wells are drilled at the boundary with the compensation crack, in the wells the explosive charges are placed with insufficient charge, rows of rings of wells are blasted with delayed action to the surface of exposure of the compensation crack, and finally a row of rings of wells at the contact ore - rock is blasted.
EFFECT: invention allows to improve safety and efficiency of conducting explosive works.
3 dwg, 1 ex

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 ore chamber 1, Fig. 2 is a transverse section through the compensation slit 2, and Fig. 3 is a transverse section through the ore chamber 1.

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 single wells 4, 5, 6 from the transverse working 2 and drilling downstream wells in the rows of fans 7, 8, 9 from the longitudinal mine 3, first of all, in the ore mass 10, downhole single wells 4, 5, 6 are drilled, then down-hole fans 7, then rows of down-hole fans 8 are sequentially drilled, a number of down-hole fans 9 are drilled at the border with the compensation gap 11 last of all.

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 wells 4, 5, 6 are shown, charged by a charge of explosive 12 with an undercharge of 13.

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 single wells 4, 5, 6 (see Fig. 1) is carried out sequentially: the explosive charge 12 of a single well 4 explodes in a clamp onto an uncharged single well 5, located at a distance equal to five well diameters, then explode in a clamped medium 1-2 explosive charges of 12 wells 6 with the release of blasted rock mass, while forming a compensation gap 11.

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 ore chamber 1, one of the rows of fans of downhole wells 7, 8, 9 is shown (see FIG. 2), which are drilled in planes 14 bounded by line 15, drilled until the ore-tab 16 is in contact with a gap of 1 m from the bottom of the well 17 to the contact ore-tab 16, are charged with explosives 12 with undercharging of some of the wells 13.

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 explosive charges 12 rows of fans of wells 7, 8, 9 (see Fig. 1) is carried out according to the deceleration stages 18, starting from a number of fans of wells 9, then the rows of fans of holes 8 explode shortly, in the last stage of deceleration 18, a series of fans of wells 7 explode .

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:

Figure 00000001
Figure 00000001

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:

Figure 00000002
Figure 00000002

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)

Способ взрывной отбойки рудной камеры, включающий формирование компенсационной щели, бурение в массиве рядов нисходящих вееров скважин, заряжание скважин зарядами ВВ и взрывание на компенсационную щель, отличающийся тем, что компенсационная щель формируется на контакте руда-закладка вогнутой формы обнажения со стороны рудного массива, ряды вееров скважин вогнутой формы в рудной камере располагают конгруэнтно обнажению компенсационной щели на расстоянии, равном линии наименьшего сопротивления, последний ряд вееров скважин располагают по линии контакта руда-порода, веера скважин бурят с недобуром 1 м до контакта руда-закладка, в последнюю очередь бурятся ряды вееров скважин на границе с компенсационной щелью, скважины заряжают зарядами ВВ уменьшенной массы и инициируют по ступеням замедления, начиная от компенсационной щели, при этом последней ступенью замедления инициируют заряды ВВ последнего ряда вееров скважин на контакте руда-порода. The method of explosive breaking of the ore chamber, including the formation of a compensation gap, drilling in an array of rows of downward fans of wells, charging wells with explosive charges and blasting onto a compensation gap, characterized in that the compensation gap is formed at the ore-tab of the concave form of exposure from the side of the ore array, rows concave-shaped fans of wells in the ore chamber are arranged congruently to exposing the compensation gap at a distance equal to the line of least resistance, the last row of wells t along the ore-rock contact line, the fans of the wells are drilled with a gap of 1 m to the ore-tab contact, the last rows of fans are drilled at the boundary with the compensation gap, the wells are charged with explosive charges of reduced mass and initiated by deceleration steps, starting from the compensation gap while the last stage of deceleration initiate explosive charges of the last row of fan wells at the contact of ore-rock.
RU2014104095/03A 2014-02-05 2014-02-05 Method of shooting of ore cavities RU2557274C1 (en)

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)

* Cited by examiner, † Cited by third party
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)

* Cited by examiner, † Cited by third party
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

Patent Citations (5)

* Cited by examiner, † Cited by third party
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)

* Cited by examiner, † Cited by third party
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