RU2757883C1 - Способ подземной разработки крутопадающих мощных рудных тел - Google Patents

Способ подземной разработки крутопадающих мощных рудных тел Download PDF

Info

Publication number
RU2757883C1
RU2757883C1 RU2021110457A RU2021110457A RU2757883C1 RU 2757883 C1 RU2757883 C1 RU 2757883C1 RU 2021110457 A RU2021110457 A RU 2021110457A RU 2021110457 A RU2021110457 A RU 2021110457A RU 2757883 C1 RU2757883 C1 RU 2757883C1
Authority
RU
Russia
Prior art keywords
ore
chamber
mining
inter
mcc
Prior art date
Application number
RU2021110457A
Other languages
English (en)
Inventor
Игорь Владимирович Соколов
Юрий Георгиевич Антипин
Игорь Владимирович Никитин
Юрий Михайлович Соломеин
Original Assignee
Федеральное государственное бюджетное учреждение науки Институт горного дела Уральского отделения Российской академии наук (ИГД УрО РАН)
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 Федеральное государственное бюджетное учреждение науки Институт горного дела Уральского отделения Российской академии наук (ИГД УрО РАН) filed Critical Федеральное государственное бюджетное учреждение науки Институт горного дела Уральского отделения Российской академии наук (ИГД УрО РАН)
Priority to RU2021110457A priority Critical patent/RU2757883C1/ru
Application granted granted Critical
Publication of RU2757883C1 publication Critical patent/RU2757883C1/ru

Links

Images

Classifications

    • EFIXED CONSTRUCTIONS
    • E21EARTH OR ROCK DRILLING; MINING
    • E21CMINING OR QUARRYING
    • E21C41/00Methods of underground or surface mining; Layouts therefor
    • E21C41/16Methods of underground mining; Layouts therefor
    • E21C41/22Methods of underground mining; Layouts therefor for ores, e.g. mining placers

Landscapes

  • Engineering & Computer Science (AREA)
  • Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
  • Geochemistry & Mineralogy (AREA)
  • Geology (AREA)
  • Mining & Mineral Resources (AREA)
  • Environmental & Geological Engineering (AREA)
  • Remote Sensing (AREA)
  • General Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)

Abstract

Изобретение относится к горной промышленности, а именно к способам подземной разработки крутопадающих мощных рудных тел. Способ включает разделение рудного тела по простиранию на добычные блоки, каждый из которых состоит из очистной камеры, потолочины и междукамерного целика (МКЦ), проведение подготовительно-нарезных выработок, выемку камерных запасов с последующей выемкой потолочины и площадным двусторонним выпуском руды, после чего производят выемку запасов МКЦ путем образования в нижней части МКЦ подсечной камеры увеличенной высоты, отбойки секции руды в зажиме, последующего частичного двустороннего выпуска руды и после отбойки всех секций основного двухстороннего выпуска руды по всей площади днища МКЦ. Днище МКЦ располагают ниже почвы днища очистной камеры на высоту днища МКЦ, определяемую по математической формуле. Техническим результатом является улучшение показателей извлечения руды из добычного блока, повышение безопасности ведения очистных работ в добычном блоке и увеличение интенсивности выпуска руды при разработке крутопадающих мощных рудных тел. 1 з.п. ф-лы, 5 ил.

Description

Изобретение относится к горной промышленности, а именно к способам подземной разработки крутопадающих (более 70°) мощных рудных тел.
Известен способ разработки крутопадающих мощных рудных тел системой этажного принудительного обрушения с нижней подсечкой, включающий разделение панели на очистные блоки, располагаемые длинной стороной вкрест простирания рудного тела и отрабатываемые последовательно сплошным порядком, проведение комплекса подготовительно-нарезных выработок, развитие очистной выемки от центра к флангам блока; формирование перед отбойкой секций траншейной подсечки длиной, равной толщине отбиваемой секции, шириной, равной ширине блока и высотой, равной высоте приемной траншеи, этажную секционную отбойку запасов блока вертикальными веерами скважин в зажиме на обрушенную руду, частичный выпуск руды (25-30%) после отбойки каждой секции с целью разрыхления руды перед взрывом последующей секции, и основной площадной односторонний выпуск отбитой руды (70-75%) по всей площади траншейного днища блока из погрузочных заездов после отбойки последней секции в блоке (Соколов И.В., Смирнов Ю.Г., Антипин Ю.Г., Никитин И.В., Барановский К.В. Подземная геотехнология при комбинированной разработке мощного железорудного месторождения, журнал «Известия высших учебных заведений. Горный журнал» № 7/2012, с. 1-5).
Способ имеет следующие недостатки:
1. Траншейное днище блока с односторонним расположением погрузочных заездов менее эффективно по сравнению с двусторонним шахматным расположением заездов. Применение траншейного днища, предусматривающего двухстороннее расположение заездов, позволяет обеспечить достаточно близкое размещение выпускных отверстий по длине приемной траншеи и снизить потери отбитой руды в гребнях между заездами и повысить качество извлечения руды. Способ характеризуется низкими показателями извлечения руды. В этом способе технически невозможно реализовать конструкцию траншейного днища с двухсторонним расположением заездов и организовать двухсторонний выпуск руды из рудоприемной траншеи, характеризующийся более высокими показателями извлечения руды.
2. Формирование в основании блока траншейной подсечки небольшого объема не обеспечивает необходимого коэффициента разрыхления (К р=1,3-1,4) отбитой руды в зажатой среде. Высота траншейной подсечки ограничивается высотой траншеи, которая обычно составляет 10-15 м. В нашем случае при формировании траншейной подсечки высотой 15 м в блоке высотой 100 м перед отбойкой секции руды высотой 80 м коэффициент разрыхления руды составляет 1,18 (100 м / 85 м). При низком коэффициенте разрыхления возможны зависания переуплотненной руды, теряются сыпучие свойства отбитой руды, которая плохо выпускается через выработки днища блока, что снижает интенсивность и безопасность процесса выпуска руды (связанного с необходимостью ликвидации зависания).
Наиболее близким аналогом предлагаемого изобретения является способ разработки крутопадающих мощных рудных тел этажно-камерной системой с обрушением междукамерного целика (далее по тексту – МКЦ) и потолочины и площадным односторонним выпуском большого объема руды, включающий разделение рудного тела по простиранию на добычные блоки, проведение на доставочном горизонте в лежачем и висячем боку доставочных штреков, траншейных и доставочных ортов и погрузочных заездов между ними, выемку запасов очистной камеры с отбойкой веерами скважин и площадным односторонним выпуском руды с помощью погрузо-доставочной машины (далее по тексту – ПДМ) из погрузочных заездов траншейного днища камеры, массовое обрушение МКЦ и потолочины веерами скважин на выработанное пространство камеры и площадной односторонний выпуск отбитой руды целиков под обрушенными породами при помощи ПДМ (Скорняков Ю.Г. Системы разработки и комплексы самоходных машин при подземной добыче руд,  М.: Недра, 1978 г., с. 62-67).
Способ, предусматривающий на первом этапе отработки запасов добычного блока выемку запасов очистной камеры с высокими показателями извлечения руды, позволяет существенно улучшить полноту и качество излечения руды.
Способ имеет следующие недостатки:
1. Массовая отбойка запасов МКЦ на отработанную камеру предполагает продолжительные работы (1-2 недели и более) по заряжанию большого объема веерных скважин, пробуренных из выработок, расположенных непосредственно в МКЦ, граничащем с открытым выработанным пространством отработанной камеры, что снижает безопасность ведения работ при массовой отбойке МКЦ. Кроме того, технология с массовым обрушением целиков всегда связана с низким качеством дробления руды (увеличение выхода негабарита до 25-30%) и со снижением производительности ПДМ на выпуске и доставке руды и характеризуется большими потерями (до 30-50%) и разубоживанием (25-30%) руды.
2. Ограниченная ширина камер и целиков (15-20 м) по геомеханическим и технологическим условиям не позволяет подготовить днище блока с двухсторонним шахматным расположением заездов и организовать двухсторонний выпуск руды из блока, обеспечивающий более высокие показатели извлечения руды и интенсивность выпуска руды из блока (по сравнению с односторонним выпуском) за счет увеличения фронта работ на выпуске руды и возможности эффективного использования двух ПДМ.
3. При одностороннем расположении погрузочных заездов нагрузка (объем выпускаемой руды) на один погрузочный заезд практически в два раза больше, чем при двухстороннем шахматном расположении. Кроме того, при выпуске значительного объема обрушенной руды происходит интенсивное изнашивание и разрушение сопряжений (козырьков) погрузочных заездов с выпускной траншеей. Также козырьки разрушаются от действия взрыва накладных зарядов взрывчатых веществ при ликвидации зависаний руды, образуемых в результате большого выхода негабарита. В таких условиях не обеспечивается рабочая длина погрузочных заездов, располагаемых между траншейным и доставочным ортами для эффективного использования современных высокопроизводительных ПДМ длиной 8-10 м, часто применяемых при выпуске больших объемов отбитой руды, а иногда технически невозможно осуществлять выпуск руды из таких выработок. При этом снижается интенсивность выпуска руды из блока и не соблюдается равномерно-последовательный режим выпуска руды по всей площади добычного блока и сохранять ровный горизонтальный или наклонный контакт руды с породой с целью достижения хороших показателей извлечения руды при выемке целиков.
Таким образом, способ разработки крутопадающих мощных рудных тел характеризуется низкими показателями извлечения и интенсивности выпуска руды из добычного блока и не в полной мере обеспечивает безопасность ведения работ.
Техническими результатами, на достижение которых направлено предлагаемое изобретение, являются улучшение показателей извлечения руды из добычного блока, повышение безопасности ведения очистных работ в добычном блоке и увеличение интенсивности выпуска руды при разработке крутопадающих мощных рудных тел.
Технические результаты достигаются тем, что в способе подземной разработки крутопадающих мощных рудных тел с применением комбинированной системы разработки этаж по простиранию рудного тела разделяют на добычные блоки, проходят комплекс подготовительно-нарезных выработок, вынимают запасы очистной камеры со скважинной отбойкой и площадным двусторонним выпуском руды из траншейного днища, осуществляют массовую отбойку потолочины веерами скважин на отработанную камеру с последующим выпуском руды под обрушенными породами, формируют приемное днище МКЦ ниже почвы днища очистной камеры на высоту днища МКЦ, оформляют в нижней части МКЦ подсечную компенсационную камеру увеличенной высоты, секционно отбивают запасы МКЦ на зажатую среду после образования подсечной камеры, частично выпускают отбитую руду после отбойки каждой секции и производят основной площадной двухсторонний выпуск руды по всей площади днища МКЦ после отбойки всех секций.
Способ поясняется чертежами.
На фиг. 1 на вертикальном разрезе по простиранию рудного тела представлены схема подготовки и этапы выемки запасов добычного блока при комбинированной системе разработки.
На фиг. 2 на вертикальном разрезе А-А вкрест простирания рудного тела представлены схема подготовки, конструкция и этапы выемки запасов при варианте камерной системы разработки с последующим обрушением потолочины.
На фиг. 3 на вертикальном разрезе Б-Б вкрест простирания рудного тела представлены схема подготовки, конструкция и этапы выемки запасов МКЦ при варианте системы этажного принудительного обрушения с отбойкой в зажиме и оформлением подсечной камеры.
На фиг. 4 на горизонтальном разрезе В-В по простиранию рудного тела представлен совмещенный план горизонтов подготовки днища камеры и МКЦ с двухсторонним расположением погрузочных заездов в шахматном порядке.
На фиг. 5 на вертикальном разрезе Г-Г вкрест простирания рудного тела представлены параметры днища добычного блока с двухсторонним выпуском руды и с расположением днища камеры и МКЦ на разных уравнях.
Способ подземной разработки крутопадающих мощных рудных тел оосуществляется следующим образом.
Этаж 1 по простиранию рудного тела разбивают на добычные блоки, каждый из которых состоит из очистной камеры 3, потолочины 4 и МКЦ 5. Добычные блоки располагают длинной стороной вкрест простирания рудного тела 2 (фиг. 1 и 2).
Запасы добычного блока (фиг. 1) отрабатывают комбинированной системой разработки, предусматривающей сочетание вариантов различных систем разработки, а именно
- вариант камерной системы разработки с последующим обрушением потолочины 4 для выемки запасов очистной камеры 3 и потолочины 4,
- вариант системы этажного принудительного обрушения с двухстадийной выемкой и отбойкой в зажатой среде для выемки запасов МКЦ 5.
Сочетание вариантов различных систем разработки позволяет улучшить показатели извлечния руды в целом по добычному блоку за счет применения технологии камерной выемки, имеющей высокие показатели извлечения руды, и частично компенсировать недостаток системы с обрушением, имеющей низкие показатели извлечения руды.
Комбинированная система разработки, представленная на фиг. 1, предполагает три этапа отработки запасов добычного блока:
I этап 6 – выемка запасов очистной камеры 3,
II этап 7 – массовая отбойка потолочины 4 на отработанную очистную камеру 3 с последующим выпуском отбитой руды под обрушенными вмещающими породами 8,
III этап 9 – выемка запасов МКЦ 5.
При таком порядке отработки запасов добычного блока выработанное пространство очистной камеры 3 заполняется обрушенными вмещающими породами 8, обеспечивающими подпор и повышение устойчивости рудного массива МКЦ 5, и процесс заряжания вееров скважин 10 в буровых ортах 11 МКЦ 5 осуществляется при заполненной очистной камере 3 обрушенными вмещающими породами 8, что повышает безопасность ведения взрывных работ.
Подготовительно-нарезные работы при варианте камерной системы разработки с последующим обрушением потолочины 4 (фиг. 2) включают проведение на горизонте 12 подготовки днища очистной камеры 3 доставочных штреков 13 в лежачем и висячем боку, доставочных ортов 14 (фиг.1 и 4) по оси МКЦ 5, траншейного орта 15 (фиг. 2 и 4) по оси очистной камеры 3 и погрузочных заездов 16 (фиг. 1, 2 и 4) между доставочными ортами 14 и траншейным ортом 15, на буровом горизонте подэтажных штреков 17 (фиг. 2) и буровых ортов 18 (фиг. 1 и 2), вентиляционно-ходовых восстающих 19 (фиг. 2 и 4) и рудоспуска 20 (фиг. 2 и 4). При этом погрузочные заезды 16 (фиг. 4) располагают с двух сторон в шахматном порядке относительно траншейного орта 15, что по сравнению с односторонним расположением погрузочных заездов обеспечивает достаточно близкое размещение выпускных погрузочных заездов 16 по длине формируемой рудоприемной траншеи 21 (фиг. 1) из траншейного орта 15 (фиг. 2) и снизить потери отбитой руды в «гребнях» руды между заездами 16 (фиг. 4). Подготовка днища очистной камеры 3 с двусторонним расположение погрузочных заездов 16 позволяет осуществлять выпуск руды из очистной камеры 3 одновременно с двух сторон двумя ПДМ, что обеспечивает увеличение интенсивности процесса выпуска руды из добычного блока. При этом следует учитывать, что применение двустороннего выпуска руды при выемке запасов очистной камеры 3 и потолочины 4 возможно при условии подготовки днища МКЦ 5 на нижележащем горизонте.
Выемку запасов очистной камеры 3 (фиг. 2) начинают с оформления в центре ее отрезной щели 22 и развивают двумя забоями к висячему и лежачему бокам рудного тела 2 (фиг. 2). Отбивают запасы очистной камеры 3 секциями вееров скважин 23 (2-3 веера) на открытое пространство, пробуренных из буровых ортов 18 (фиг. 1 и 2) и траншейного орта 15. Отбитую руду 24 (фиг. 2 и 4) выпускают из погрузочных заездов 16 (фиг. 4), расположенных в шахматном порядке относительно траншейного орта 15. Выпускают и доставляют руду до рудоспуска 20 с помощью ПДМ.
После отработки запасов очистной камеры 3 производят выемку запасов потолочины 4 (фиг. 2) путем массовой отбойки веерных скважин 25 и последующего выпуска руды под обрушенными вмещающими породами 8. Выпускают и доставляют руду ПДМ из погрузочных заездов 16 днища очистной камеры 3 до рудоспуска 20. Массовое обрушение потолочины 4 (фиг. 1) и выпуск отбитой руды обеспечивают заполнение выработанного пространства отработанной очистной камеры 3 обрушенными вмещающими породами 8.
После отработки запасов потолочины 4 приступают к отработке запасов МКЦ 5 (фиг. 1 и 3). Для отработки запасов МКЦ 5 (фиг. 1 и 3) применяют вариант системы разработки этажного принудительного обрушения с отбойкой в зажиме и с оформлением подсечной камеры 26. Подготовительно-нарезные работы включают проходку на горизонте выпуска и доставки руды 27 МКЦ 5 доставочных штреков 28 (фиг. 4) в лежачем и висячем боку залежи, доставочных ортов 29, траншейного орта 30, погрузочных заездов 31, располагаемых с двух сторон в шахматном порядке относительно рудоприемной траншеи 32 (фиг. 1) и на подэтажном горизонте бурового орта 11. При этом горизонт выпуска и доставки руды 27 МКЦ 5 (фиг. 1 и 3) располагают ниже горизонта 12 выпуска руды из очистной камеры 3 на высоту траншейного днища МКЦ 5 (h дн мкц), что позволяет подготовить днище МКЦ 5 с двусторонним шахматным расположением погрузочных заездов 31 относительно рудоприемной траншеи 32, формируемой из траншейного орта 30.
Расположение днища МКЦ 5 (фиг. 1 и 4) ниже днища очистной камеры 3 позволяет подготовить днище МКЦ с двусторонним шахматным расположением погрузочных заездов 31 и осуществить подготовку днища очистной камеры 3 с двусторонним шахматным расположением погрузочных заездов 16 относительно рудоприемной траншеи 21, что позволяет организовать на всех этапах отработки запасов добычного блока двусторонний выпуск большого объема отбитой руды с эффективным использованием двух ПДМ при выемке запасов очистной камеры 3, потолочины 4 и МКЦ 5.
Высоту днища МКЦ (h дн мкц, м) определяют по формуле:
h дн мкц = h тр мкц + h тр.о ,
где h тр мкц – высота рудоприемной траншеи 32 МКЦ (фиг. 5), м;
h тр мкц = (В мкцв тр.о) tg φ / 2,
где В мкц – ширина МКЦ (фиг. 5), м;
в тр.о – ширина траншейного орта 30 МКЦ, м;
φ – угол откоса рудоприемной траншеи 32 МКЦ, град;
h тр.о – высота траншейного орта 30 МКЦ 5, м.
Таким образом, формула определения высоты днища МКЦ 5 принимает следующий вид:
h дн мкц = (В мкцв тр.о) tg φ / 2 + h тр.о.
Схема подготовки днища добычного блока, предусматривающая на всех этапах выемки запасов блока двусторонний выпуск руды, позволяет эффективно использовать две ПДМ на выпуске и доставке руды и обеспечить увеличение интенсивности выпуска руды из блока. Двустороннее шахматное расположение погрузочных заездов 16 и 31 (фиг. 4) относительно рудоприемных траншей 21 и 32 камеры и МКЦ (фиг. 1) (по сравнению с односторонним расположением погрузочных заездов) позволяет разместить погрузочные заезды 16 и 31 (фиг. 4) достаточно близко друг к другу и увеличить их количество по длине формируемых рудоприемных траншей 21 и 32 (фиг. 1), что обеспечивает снижение потерь отбитой руды в гребнях между выпускными погрузочными заездами и уменьшение нагрузки (объема выпускаемой руды) на один погрузочный заезд при выпуске большого объема руды и сохранение от преждевременного разрушения сопряжений («козырьков») выпускных выработок.
Отработку запасов МКЦ 5 (фиг. 3) начинают от центра с образования отрезной щели и развивают двумя забоями к висячему и лежачему бокам. Очистную выемку основных запасов МКЦ 5 осуществляют путем секционной отбойки вееров (2-3 слоев) скважин 10 в зажиме на отбитую руду 33 с последующим частичным (30% от объема отбитых основных запасов МКЦ) площадным двусторонним выпуском руды ПДМ на доставочном горизонте 27, обеспечивающим разрыхление руды перед взрывом последующей секции. Основной (70% от объема отбитых основных запасов МКЦ) выпуск отбитой руды 33 осуществляют после отбойки последней секции.
Для разбуривания основного массива МКЦ 5 и заряжания скважин 10 используют буровой орт 11 МКЦ и доставочный орт 29 отработанной камеры. Заряжание и взрывание веерных скважин 10 из вышеуказанных выработок, расположенных в МКЦ 5, производят при заполненном выработанном пространстве отработанных камер обрушенными вмещающими породами 8, и отбивают секции вееров скважин 10 в зажатой среде, что повышает безопасность ведения взрывных работ.
С целью обеспечения нормального разрыхления (Кр=1,3-1,4) руды перед отбойкой секции вееров скважин 34 (фиг. 5) в нижней части МКЦ 5 предварительно оформляют подсечную камеру 26 шириной, равной ширине МКЦ 5 (В мкц), длиной, равной толщине отбиваемой секции (2-3 слоя), и высотой равной высоте подсечной камеры 26 (h под). Подсечную камеру 26 оформляют путем секционной отбойки вееров (2-3 слоев) скважин 34 и последующего двустороннего выпуска руды ПДМ на доставочном горизонте 27. Веера скважин 34 бурят из траншейного орта 30 доставочного горизонта 27 выпуска руды МКЦ 5 и доставочного орта 14 горизонта 12 выпуска руды очистной камеры 3.
Высоту подсечной камеры 26 (h под, м), оформляемой в основании МКЦ 5, определяют формуле:
h под = h дн мкц + (h дн камh раз), м,
где h дн кам – высота днища очистной камеры 3, м (фиг. 5),
h дн кам = h 1 тр.о + (В камв 1 тр.о) tg φ1 / 2,
где h 1 тр.о – высота траншейного орта 15 очистной камеры 3, м;
в 1 тр.о – ширина траншейного орта 15 очистной камеры 3, м;
Вкам – ширина очистной камеры 3, м;
φ1 – угол откоса рудоприемной траншеи 21 очистной камеры 3, град;
h раз – высота возможного (наиболее вероятного) разрушения верхней угловой части траншейного целика («хребта») днища отработанной очистной камеры 3 при оформлении подсечной камеры 26 высотой h под в нижней части МКЦ 5.
Таким образом, формула определения высоты подсечной камеры 26, оформляемой в нижней части МКЦ 5, принимает следующий вид:
h под = h дн мкц + h 1 тр.о + (В камв 1 тр.о) tg φ1 / 2 – h раз), м.
После отбойки последней секции основных запасов МКЦ 5 (фиг. 3) осуществляют основной площадной двусторонний выпуск руды 33, который производят равномерно по всей площади днища МКЦ 5. Возможность производить равномерный выпуск руды 33 по всей площади МКЦ 5 позволяет соблюдать горизонтальный контакт 35 отбитой руды 33 с обрушенной вмещающей породой 8 и получить достаточно хорошие показатели извлечения руды 33.
Расположение днища МКЦ 5 ниже днища очистной камеры 3 на высоту h дн мкц, позволяет увеличить высоту подсечной камеры 26 (h под) и улучшить коэффициент разрыхления руды, отбваемой в зажиме при выемке запасов МКЦ 5.
Предлагаемый способ обладает следующей совокупностью отличительных признаков:
1. Способ подземной разработки крутопадающих мощных рудных тел заключается в комбинированной системе разработки, предусматривающей сочетание двух вариантов различных систем разработки – варианта камерной системы разработки с последующим обрушением потолочины и варианта системы этажного принудительного обрушения с двухстадийной выемкой и отбойкой в зажиме, что позволяет улучшить показатели извлечения руды в целом по блоку за счет камерной выемки, обеспечивающей высокий уровень полноты и качества извлечения запасов.
2. Порядок отработки запасов добычного блока предусматривает три этапа отработки запасов блока – выемку запасов очистной камеры (I этап), массовую отбойку потолочины на отработанную очистную камеру с последующим выпуском отбитой руды под обрушенными породами (II этап) и выемку запасов МКЦ (III этап). Принятый порядок исключает массовое обрушение МКЦ на отработанную очистную камеру и создает условия повышающие безопасность и эффективность отбойки запасов МКЦ за счет полного заполнения выработанного пространства смежной очистной камеры пустой породой после обрушения и выпуска запасов потолочины. При этом процесс заряжания скважин осуществляют из выработок, располагаемых в МКЦ, граничащем с выработанным пространством очистной камеры, заполненным породой, и отбойку МКЦ ведут в зажиме.
3. Подготовку днища МКЦ осуществляют ниже почвы днища очистной камеры на высоту днища МКЦ (h дн мкц). Расположение днища МКЦ ниже почвы днища очистной камеры позволяет подготовить днище очистной камеры и МКЦ с двусторонним шахматным расположением погрузочных заездов и увеличить высоту подсечной камеры. Способ подготовки днища с двухсторонним шахматным расположением погрузочных заездов по отношению к рудоприемным траншеям очистной камеры и МКЦ обеспечивает повышение интенсивности выпуска и доставки руды из добычного блока и улучшение показателей извлечения руды. Высоту днища МКЦ определяют по формуле: h дн мкц = (В мкцв тр.о) tg φ / 2 + h тр.о. Оформляют подсечную камеру увеличенного объема за счет увеличения ее высоты, что обеспечивает более высокий коэффициент разрыхления руды отбитой в зажиме. Высоту подсечной камеры определяют по формуле: h под = h дн мкц + h 1 тр.о + (В камв 1 тр.о) tg φ1 / 2 – h раз).
Таким образом, предлагаемый способ подземной разработки крутопадающих мощных рудных тел позволяет улучшить показатели извлечения руды из добычного блока, повысить безопасность ведения очистных работ в и увеличить интенсивность выпуска руды при разработке крутопадающих мощных рудных тел.

Claims (3)

1. Способ подземной разработки крутопадающих мощных рудных тел, включающий разделение рудного тела по простиранию на добычные блоки, каждый из которых состоит из очистной камеры, потолочины и междукамерного целика, проведение подготовительно-нарезных выработок, выемку камерных запасов и междукамерных целиков с площадным выпуском руды, отличающийся тем, что после выемки запасов очистной камеры отбивают и выпускают под обрушенными породами запасы потолочины, выпуск запасов очистной камеры и потолочины осуществляют из траншейного днища с двусторонним расположением погрузочных заездов, затем производят выемку запасов междукамерного целика путем секционной скважинной отбойки в зажиме после образования подсечной камеры увеличенного объема и частичного двустороннего выпуска руды, при этом подготовку днища междукамерного целика производят ниже почвы днища очистной камеры на высоту днища и основной двусторонний выпуск руды осуществляют по всей площади днища междукамерного целика после отбойки последней секции.
2. Способ по п. 1, отличающийся тем, что высоту днища междукамерного целика, расположенного ниже почвы днища очистной камеры, определяют по формуле:
hдн мкц = (Вмкц – втр.о) / tg φ 2 + hтр.о, где Вмкц - ширина междукамерного целика, м, втр.о - ширина траншейного орта, м, ϕ - угол откоса рудоприемной траншеи междукамерного целика, град, h тр.о - высота траншейного орта междукамерного целика, м.
RU2021110457A 2021-04-14 2021-04-14 Способ подземной разработки крутопадающих мощных рудных тел RU2757883C1 (ru)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
RU2021110457A RU2757883C1 (ru) 2021-04-14 2021-04-14 Способ подземной разработки крутопадающих мощных рудных тел

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
RU2021110457A RU2757883C1 (ru) 2021-04-14 2021-04-14 Способ подземной разработки крутопадающих мощных рудных тел

Publications (1)

Publication Number Publication Date
RU2757883C1 true RU2757883C1 (ru) 2021-10-22

Family

ID=78289653

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
RU2021110457A RU2757883C1 (ru) 2021-04-14 2021-04-14 Способ подземной разработки крутопадающих мощных рудных тел

Country Status (1)

Country Link
RU (1) RU2757883C1 (ru)

Citations (7)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
SU825964A1 (ru) * 1979-08-08 1981-04-30 Instfiz Mek Gornykh Porod An K Способ разработки мощных крутопадающих рудных тел 1
SU1564350A1 (ru) * 1988-07-29 1990-05-15 Научно-Исследовательский Горнорудный Институт Способ разработки мощных месторождений полезных ископаемых
RU2411360C1 (ru) * 2009-11-03 2011-02-10 Государственное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Санкт-Петербургский государственный горный институт имени Г.В. Плеханова (технический университет)" Способ подземной разработки мощных крутопадающих рудных залежей
RU2475647C2 (ru) * 2011-05-20 2013-02-20 Юрий Абрамович Дик Способ разработки мощных крутопадающих рудных тел
RU2502872C1 (ru) * 2012-07-20 2013-12-27 Федеральное государственное автономное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Северо-Восточный федеральный университет имени М.К. Аммосова" Способ разработки мощных крутопадающих рудных тел
CN104727820A (zh) * 2015-04-07 2015-06-24 长沙有色冶金设计研究院有限公司 一种两步骤分段空场嗣后充填采矿方法
CN107654232A (zh) * 2017-11-15 2018-02-02 长沙矿山研究院有限责任公司 倾斜矿体的堑沟集矿采矿方法

Patent Citations (7)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
SU825964A1 (ru) * 1979-08-08 1981-04-30 Instfiz Mek Gornykh Porod An K Способ разработки мощных крутопадающих рудных тел 1
SU1564350A1 (ru) * 1988-07-29 1990-05-15 Научно-Исследовательский Горнорудный Институт Способ разработки мощных месторождений полезных ископаемых
RU2411360C1 (ru) * 2009-11-03 2011-02-10 Государственное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Санкт-Петербургский государственный горный институт имени Г.В. Плеханова (технический университет)" Способ подземной разработки мощных крутопадающих рудных залежей
RU2475647C2 (ru) * 2011-05-20 2013-02-20 Юрий Абрамович Дик Способ разработки мощных крутопадающих рудных тел
RU2502872C1 (ru) * 2012-07-20 2013-12-27 Федеральное государственное автономное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Северо-Восточный федеральный университет имени М.К. Аммосова" Способ разработки мощных крутопадающих рудных тел
CN104727820A (zh) * 2015-04-07 2015-06-24 长沙有色冶金设计研究院有限公司 一种两步骤分段空场嗣后充填采矿方法
CN107654232A (zh) * 2017-11-15 2018-02-02 长沙矿山研究院有限责任公司 倾斜矿体的堑沟集矿采矿方法

Non-Patent Citations (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Title
СКОРНЯКОВ Ю.Г., Системы разработки и комплексы самоходных машин при подземной добыче руд, Москва, Недра, 1978, с. 62-67. *

Similar Documents

Publication Publication Date Title
CN106121648A (zh) 一种分段空场采矿底盘进路放矿嗣后充填采矿法
RU2322583C2 (ru) Способ разработки крутопадающих и наклонных месторождений малой и средней мощности
RU2397324C1 (ru) Способ разработки маломощных пологих и наклонных рудных жил
RU2502872C1 (ru) Способ разработки мощных крутопадающих рудных тел
RU2439323C1 (ru) Способ отработки наклонных рудных залежей
RU2086773C1 (ru) Способ дегазации надрабатываемого пласта-спутника
RU2757883C1 (ru) Способ подземной разработки крутопадающих мощных рудных тел
RU2472932C1 (ru) Способ разработки пологих и наклонных мощных рудных тел
RU2168638C1 (ru) Способ дегазации высокогазоносных пластов при проходке горных выработок
RU2030581C1 (ru) Способ комбинированной разработки мощных рудных тел
RU2563895C1 (ru) Способ открыто-подземной разработки свиты крутонаклонных угольных пластов
RU2796836C1 (ru) Способ отработки рудных тел
RU2247245C1 (ru) Способ разработки крутопадающих и наклонных месторождений малой и средней мощности с частичной закладкой
RU2319011C2 (ru) Способ разработки крутопадающих рудных тел
RU2279544C1 (ru) Способ разработки крутопадающих месторождений полезных ископаемых
RU2790648C1 (ru) Способ подземной разработки крутопадающих рудных тел нисходящим порядком камерной системой
RU2805222C1 (ru) Способ подземной разработки угольного пласта
RU2806860C1 (ru) Способ отработки рудных тел
SU1025890A1 (ru) Способ разработки крутопадающих рудных месторождений
EA001183B1 (ru) Способ разработки пологих рудных залежей
SU1083662A1 (ru) Способ разработки крутопадающих рудных залежей
RU2193659C2 (ru) Способ отработки месторождений полезных ископаемых
SU1456572A1 (ru) Способ разработки месторождений полезных ископаемых
RU2381364C1 (ru) Способ разработки крутых пластов подэтажной гидроотбойкой с попутным выпуском магазинированного угля из камер верхнего подэтажа
RU2223401C2 (ru) Способ разработки сложноструктурных месторождений