RU2809861C1 - Method of mining ore bodies - Google Patents

Method of mining ore bodies Download PDF

Info

Publication number
RU2809861C1
RU2809861C1 RU2023118273A RU2023118273A RU2809861C1 RU 2809861 C1 RU2809861 C1 RU 2809861C1 RU 2023118273 A RU2023118273 A RU 2023118273A RU 2023118273 A RU2023118273 A RU 2023118273A RU 2809861 C1 RU2809861 C1 RU 2809861C1
Authority
RU
Russia
Prior art keywords
ore
loading
outlet
trench
drift
Prior art date
Application number
RU2023118273A
Other languages
Russian (ru)
Inventor
Николай Васильевич Дронов
Вадим Игоревич Мустафин
Артем Олегович Савич
Original Assignee
Федеральное государственное автономное образовательное учреждение высшего образования "Национальный исследовательский технологический университет "МИСиС"
Filing date
Publication date
Application filed by Федеральное государственное автономное образовательное учреждение высшего образования "Национальный исследовательский технологический университет "МИСиС" filed Critical Федеральное государственное автономное образовательное учреждение высшего образования "Национальный исследовательский технологический университет "МИСиС"
Application granted granted Critical
Publication of RU2809861C1 publication Critical patent/RU2809861C1/en

Links

Images

Abstract

FIELD: mining industry.
SUBSTANCE: invention can be used in the mining of steeply dipping ore bodies of medium thickness. The method includes driving a delivery drift along a contour with a hanging side, loading orts, a trench drift in contact with a hanging side, sublevel drilling drifts, breaking in a clamped environment onto a cutting slot or a spent block with partial release of ore, mass release with end loading. The method differs in that at the end of the loading orts, trapezoidal outlet slits are formed at the angle of collapse of the stored ore until they meet with the slots of adjacent loading orts. To ensure uninterrupted release with self-liquidation by ore curtains, the front edge of the outlet slot is formed at 2-3° steeper than the collapse angle of the stored ore, and the width of the gap is taken to be one diameter of the standard piece larger than the “live” section of the flow zone. From the outlet slot of each loading ort, a face is formed in the form of a broken plane, mating at stable obtuse angles with the loading ort and the trench roadway. Moreover, the face is secured and reinforced preventively before the trench drift is excavated. Above the outlet slots by the amount of the burden charge with angular penetration into the rocks of the recumbent side, sections are passed through trench drifts by drilling horizontal holes to a depth equal to the length of the outlet slot and breaking into it together with the separating whole, without shipping the ore. The lower sublevel is drilled from the trench drift with three-level differentiation of drilling and blasting parameters for more complete involvement of “dead” zones in ore production. At the same time, above the outlet openings by drilling wells along a grid close to square with an optimal LLR value, it is achieved to obtain an increased size of ore with a lattice structure without increasing the yield of oversized materials. Between the outlet holes, by thickening the mesh to 0.8 LLR, it is achieved to obtain an average size of ore of a mixed structure, ensuring a high flow rate of ore. The massif above the loading orts is drilled with fans of holes with a distance between diverging ends reduced to 0.8 LLR and the finest crushing of ore is obtained without overgrinding. In this case, the ore receives a continuous structure in the zone of converging wells and a mixed structure in the rest of the volume. This solution causes the clean ore ellipsoid to expand above the outlets, accelerating and shifting the flow towards the hanging wall, increasing ore recovery rates.
EFFECT: ensuring a reduction in losses and dilution of ore, a reduction in the volume of cutting work, and maintenance-free service of the bottom.
1 cl, 4 dwg, 2 tbl

Description

Изобретение относится горнодобывающей промышленности и может применяться при отработке крутопадающих месторождений средней мощности одностадийной системой блокового обрушения с отбойкой руды в зажатой среде.The invention relates to the mining industry and can be used in the development of steeply dipping deposits of medium thickness using a single-stage block caving system with ore breaking in a compressed environment.

Известен способ отработки крутопадающих месторождений с отбойкой и самотечной доставкой руды в очистном пространстве, предусматривающий подготовку днища блоков выпускными траншеями [А.С. SU 456903 А1, 17.02.1975, Кл. Е 21С 41/06, бюл. №2].There is a known method for mining steeply dipping deposits with breaking and gravity delivery of ore in the working space, which involves preparing the bottom of the blocks with outlet trenches [A.S. SU 456903 A1, 02/17/1975, Cl. E 21C 41/06, bulletin. No. 2].

Недостатки способа:Disadvantages of this method:

1. Подготовка днища блока включает проходку трудоемких ниш и дучек и небезопасное формирование воронок.1. Preparation of the bottom of the block includes digging labor-intensive niches and openings and unsafe formation of funnels.

2. Сопряжение ниши с дучкой формируется взрывом под неустойчивым прямым углом, склонным к скалыванию.2. The connection between the niche and the arch is formed by an explosion at an unstable right angle, prone to chipping.

3. В вариантах, предназначенных для систем с обрушением, конструкция днища допускает образование высоких зависаний руды, ликвидируемых опасным взрывным способом.3. In variants intended for systems with collapse, the design of the bottom allows the formation of high ore hang-ups, which are eliminated by a dangerous explosive method.

4. Способ не рассчитан на применение на подготовительно - нарезных работах высокопроизводительного самоходного оборудования.4. The method is not designed for use in preparatory and cutting work of high-performance self-propelled equipment.

5. В околоштрековых и надштрековых целиках и гребнях неистекшей руды остаются значительные запасы руды, являющиеся источником повышенных потерь и разубоживания.5. Significant reserves of ore remain in near- and over-gate pillars and ridges of unexpired ore, which are a source of increased losses and dilution.

6. В нижней угловой части выпускных ниш накапливаются обогащенные мелкие фракции руды, снижающие показатели извлечение полезного ископаемого.6. In the lower corner of the outlet niches, enriched fine ore fractions accumulate, reducing the recovery of minerals.

7. Днище характеризуется низкой конструктивной прочностью и износоустойчивостью.7. The bottom is characterized by low structural strength and wear resistance.

Принципиальный недостаток способа - это боковое истечение руды на доставочную выработку, затрудняющее эффективное использование современных ПДМ, рассчитанных на торцовую погрузку.The fundamental disadvantage of the method is the lateral flow of ore into the delivery excavation, which makes it difficult to effectively use modern LHDs designed for end loading.

Наиболее близким к изобретению, принятым в качестве прототипа, является способ отработки мощных крутопадающих месторождений системой этажного обрушения, предусматривающий наиболее экономичную траншейную подготовку днища, закрепление с армировкой лобовины выпускных отверстий, торцовую погрузку руды при площадной схеме массового выпуска и использование как на очистных, так и подготовительных работах высокопроизводительного самоходного оборудования [И.В. Соколов, А.А. Смирнов, Ю.Г. Антипин и др. Совершенствование конструкции днища блока при выпуске руды самоходными погрузочно-доставочными машинами / Физико-технические проблемы разработки полезных ископаемых. СОРАН, 2014, №6].The closest to the invention, adopted as a prototype, is a method for mining powerful steeply dipping deposits with a storey caving system, which provides for the most economical trench preparation of the bottom, securing the outlet holes with reinforcement, end loading of ore with an areal scheme of mass production and use in both treatment and preparatory work for high-performance self-propelled equipment [I.V. Sokolov, A.A. Smirnov, Yu.G. Antipin et al. Improving the design of the block bottom when releasing ore by self-propelled loading and delivery machines / Physical and technical problems of mineral development. SORAN, 2014, No. 6].

Существенной новацией данного способа в условиях отработки мощных месторождений является использование эффекта выдавливания руды, остающейся на погрузочных ортах между изолированными зонами вторичного разрыхления. Это позволяет, по оценке авторов способа, достигать характерных для этажного обрушения показателей извлечения: потерь на уровне 10-20%, разубоживания 15-20%.A significant innovation of this method in the conditions of mining thick deposits is the use of the effect of squeezing out the ore remaining on the loading orts between isolated zones of secondary loosening. This allows, according to the authors of the method, to achieve recovery indicators characteristic of a storey collapse: losses at the level of 10-20%, dilution of 15-20%.

Недостатки способа-прототипа:Disadvantages of the prototype method:

1. В условиях отработки месторождений средней мощности отсутствуют предпосылки для проявления эффекта выдавливания руды из откоса над погрузочными ортами, так как при образовании зоны вторичного разрыхления над траншеей перераспределяемое давление столба налегающей горной массы воспринимает, в основном, висячий бок, а руда откоса остается под его защитой неподвижной. Поэтому в указанных условиях следует рассчитывать на показатели извлечения хуже, указанных выше, характерных для мощных месторождений.1. In the conditions of mining deposits of medium thickness, there are no prerequisites for the manifestation of the effect of squeezing ore out of the slope above the loading orts, since when a zone of secondary loosening is formed above the trench, the redistributed pressure of the column of overlying rock mass is absorbed mainly by the hanging wall, and the ore of the slope remains under it motionless protection. Therefore, under these conditions, one should expect recovery rates worse than those indicated above, characteristic of powerful deposits.

2. Опережающая проходка траншейного штрека до эксплуатационной доразведки лежачего бока не позволяет оптимально разбурить приконтурную зону рудного тела, с чем связаны значительные потери и разубоживание на стадии отбойки, включая потери и разубоживание, обусловленные недоразведкой морфологических элементов оруденения.2. Advance excavation of a trench drift before operational additional exploration of the recumbent side does not allow optimal drilling of the marginal zone of the ore body, which is associated with significant losses and dilution at the breaking stage, including losses and dilution caused by underexploration of the morphological elements of mineralization.

3. Проходка траншейного штрека непосредственно по кровле погрузочных ортов приближает место производства взрывных работ к горизонту погрузки и негативно воздействует через ударную волну, сейсмические вибрации, выбросы газов и отбитой руды на работу людей и машин в погрузочных ортах, а также устойчивость выработок днища.3. Drilling a trench drift directly along the roof of the loading pits brings the blasting site closer to the loading horizon and negatively affects the work of people and machines in the loading pits, as well as the stability of the bottom workings, through a shock wave, seismic vibrations, emissions of gases and broken ore.

4. Формирование под траншейным штреком вертикальных выпускных ниш с прямым углом сопряжения с почвой погрузочного штрека создает ловушку для накапливания и последующих потерь обогащенных мелких фракций руды и не несет каких-либо полезных функций для выпуска или погрузки руды.4. The formation of vertical outlet niches under the trench drift with a right angle to the soil of the loading drift creates a trap for the accumulation and subsequent loss of enriched fine fractions of ore and does not provide any useful functions for the release or loading of ore.

5. Формируемый прямой угол сопряжения траншейного штрека с погрузочным ортом крайне неустойчив и подвержен неконтролируемому скалыванию и истиранию, что приводит к отступанию зоны потока от лежачего бока и росту потерь руды. При этом уменьшается и ослабляется и без того низкая лобовина выпускного отверстия.5. The formed right angle between the trench drift and the loading orifice is extremely unstable and is subject to uncontrolled chipping and abrasion, which leads to the retreat of the flow zone from the lying side and an increase in ore losses. At the same time, the already low face of the exhaust outlet is reduced and weakened.

6. Укрепление и армирование лобовины после проходки траншейного штрека и, следовательно, после осуществления связанных с этим деформаций массива снижает профилактическую эффективность данной меры. Кроме того, практикуемое бурение шпуров под штанговую крепь только горизонтально -параллельно кровле погрузочного орта недостаточно для скрепления разнонаправленных природных отдельностей массива, к тому же ослабленных предшествующими взрывами.6. Strengthening and reinforcing the face after excavation of the trench drift and, consequently, after the associated deformations of the massif reduces the preventive effectiveness of this measure. In addition, the practice of drilling holes for rod support only horizontally, parallel to the roof of the loading ord, is not enough to fasten multidirectional natural sections of the massif, which are also weakened by previous explosions.

7. Формирование от кровли траншейного штрека рудоприемной траншеи под острым углом, равным 45°, ослабляет надортовый целик вместе с самым ответственным звеном - лобовиной.7. The formation of an ore receiving trench from the roof of the trench drift at an acute angle of 45° weakens the over-the-face pillar along with the most critical link - the face.

8. В условиях отработки месторождений средней мощности, когда не проявляется благотворный фактор выдавливания руды, недопустимо оставление между погрузочными ортами и над ними массивных целиков (в прототипе они имеют ширину 8-12 м и высоту более 10 м).8. In conditions of mining deposits of medium thickness, when the beneficial factor of ore squeezing does not manifest itself, it is unacceptable to leave massive pillars between the loading orts and above them (in the prototype they have a width of 8-12 m and a height of more than 10 m).

9. В указанных условиях не оправдан выбор типа ПДМ, приоритетно исходя из запасов руды, приходящихся на одну машину. Исходя из этого условия выбрана ПДМ типа TORO - 1400 с чрезмерно большой емкостью ковша 7 м3, длиной 11 м, шириной 2,76 м, высотой 2,55 м. В условиях отработки месторождений средней мощности решающими ограничивающими факторами являются рациональное размещение ПДМ в погрузочных ортах на участке погрузки руды и предельное устойчивое сечение выработок.9. In these conditions, the choice of the type of LHD is not justified, based primarily on ore reserves per machine. Based on this condition, a TORO-1400 type LDM with an excessively large bucket capacity of 7 m 3 , length 11 m, width 2.76 m, height 2.55 m was selected. In the conditions of mining medium-sized deposits, the decisive limiting factors are the rational placement of LDM in loading bays. orths at the ore loading area and the maximum stable cross-section of the workings.

10. В прототипе конструктивно не устранены условия образования опасных высоких зависаний руды, так как размеры выпускной ниши не увязаны с закономерностями формирования «живого» сечения потока и диаметром габаритного куска руды, имеющем чрезмерно большой размер при емкости ковша ПДМ 7 м3 по прототипу.10. In the prototype, the conditions for the formation of dangerous high hang-ups of ore are not structurally eliminated, since the dimensions of the outlet niche are not linked to the patterns of formation of the “living” cross-section of the flow and the diameter of the overall piece of ore, which is excessively large in size with the capacity of the LDM bucket being 7 m 3 according to the prototype.

11. Из-за значительных расстояний между выработками днища в блоке «замораживается» большая часть запасов месторождения, что ограничивает мощность рудника по горным возможностям.11. Due to the significant distances between the bottom workings in the block, most of the deposit’s reserves are “frozen,” which limits the mine’s mining capacity.

12. В связи с низкими показателями извлечения область применения способа - прототипа ограничивается отработкой месторождений с малоценными рудами и достаточно устойчивыми породами.12. Due to low recovery rates, the scope of application of the prototype method is limited to the development of deposits with low-value ores and fairly stable rocks.

С учетом множественности и разноплановости недостатков при разработке изобретения потребовалось применение многовекторного и многоцелевого подхода к преобразованию технологии.Taking into account the multiplicity and diversity of shortcomings in the development of the invention, it was necessary to use a multi-vector and multi-purpose approach to transforming technology.

Раскрытие сущности изобретения.Disclosure of the invention.

В изобретении сохраняются эффективные решения прототипа, которые адаптированы к условиям отработки месторождений средней мощности. Заявленный способ, как и прототип, включает проходку доставочного штрека, серии погрузочных ортов по руде, траншейного штрека, заменяющего формирование дучек и выпускных воронок, поэтажных буровых штреков, отбойку в зажатой среде на отрезную щель или отработанный блок с частичным выпуском для разрыхления, массовый выпуск с торцовой погрузкой руды. В те элементы, с которыми связаны выявленные недостатки, найдены и внесены инновационные изменения, являющиеся отличительными признаками изобретения. Всего выявлено 12 существенных недостатков прототипа. Для полного устранения указанных недостатков потребовалось найти 12 технологических решений и по каждому из них получить технический инновационный результат, дающий положительный эффект. Часть предложенных решений устраняет по несколько недостатков, поэтому число технических и инновационных результатов, составивших в совокупности изобретение, меньше 12.The invention retains the effective solutions of the prototype, which are adapted to the conditions of development of medium-sized deposits. The claimed method, like the prototype, includes the sinking of a delivery drift, a series of loading ores through ore, a trench drift that replaces the formation of holes and outlet funnels, floor-by-floor drilling drifts, breaking in a clamped environment onto a cutting slot or a spent block with partial release for loosening, mass production with end loading of ore. In those elements with which the identified shortcomings are associated, innovative changes were found and made, which are the hallmarks of the invention. A total of 12 significant shortcomings of the prototype were identified. To completely eliminate these shortcomings, it was necessary to find 12 technological solutions and for each of them obtain a technical innovative result that would have a positive effect. Some of the proposed solutions eliminate several shortcomings, so the number of technical and innovative results that together constitute the invention is less than 12.

Рассмотрим предложенные технические решения и полученные технические результаты в той последовательности, в какой они соответствуют технологической логике заявленного способа.Let us consider the proposed technical solutions and the obtained technical results in the order in which they correspond to the technological logic of the claimed method.

1. При системах с обрушением успех, в первую очередь, определяет оптимальность конструкции и параметров выпускных выработок. Прототип не вполне отвечает этому требованию. Как отмечено в п. 4 недостатков основание выпускной выработки формируется в виде вертикальной ниши с прямым углом сопряжения с траншейным штреком. Следовательно, эллипсоид выпуска начинает формироваться не от уровня погрузки руды, а от верхней границы ниши, и за контуром эллипсоида остается в потерях окаймляющий его слой руды. В изобретении предусмотрено формирование выпускной щели от горизонта погрузки под углом обрушения замагазинированной руды. Ширину выпускной щели принимают на один диаметр кондиционного куска больше размера «живого» сечения зоны потока. Каждую щель формируют до щелей смежных погрузочных ортов. При таком оформлении днища эллипсоид выпуска начинает беспрепятственно формироваться непосредственно от почвы погрузочного орта, что обеспечивает по периметру прирезку дополнительно извлекаемой руды. Формирование выпускной щели под углом обрушения замагазинированной руды устраняет и другие недостатки: сокращает объем нарезных работ на формирование щелевой части ниши и исключает ловушку для накапливания и потерь обогащенных мелких фракций руды.1. In systems with collapse, success, first of all, determines the optimal design and parameters of the outlet workings. The prototype does not fully meet this requirement. As noted in paragraph 4 of the disadvantages, the base of the outlet excavation is formed in the form of a vertical niche with a right angle to the trench drift. Consequently, the release ellipsoid begins to form not from the ore loading level, but from the upper boundary of the niche, and beyond the contour of the ellipsoid the ore layer bordering it remains lost. The invention provides for the formation of an outlet slot from the loading horizon at the angle of collapse of the stored ore. The width of the outlet slot is taken to be one diameter of the conditioned piece greater than the size of the “live” section of the flow zone. Each slot is formed up to the slots of adjacent loading orts. With this design of the bottom, the outlet ellipsoid begins to form freely directly from the soil of the loading ore, which ensures that additionally extracted ore is cut along the perimeter. Forming an outlet slot at the angle of collapse of the stored ore eliminates other disadvantages: it reduces the amount of cutting work to form the slot part of the niche and eliminates the trap for the accumulation and loss of enriched fine ore fractions.

2. Низкое формирование наклонной выпускной щели создает оптимальную геометрию выпускному отверстию с тупым углом сопряжения лобовины с ним и устраняет неуправляемое скалывание прямого угла козырька (по прототипу), предотвращая его износ и связанные с этим потери руды за отступающей зоной потока.2. The low formation of an inclined outlet slot creates an optimal geometry of the outlet hole with an obtuse angle of interface between the face and it and eliminates uncontrolled chipping of the right angle of the visor (according to the prototype), preventing its wear and the associated loss of ore behind the receding flow zone.

3. Проходка траншейного штрека по прототипу на уровне кровли погрузочных ортов и связанное с этим скалывание прямого угла козырька не позволяет сформировать лобовину больше половины высоты траншейного штрека, что явно недостаточно для надежного функционирования звена выпуск - доставка. В изобретении предложено радикальное решение проблемы оптимизации лобовины, включающее три составные части:3. Driving a trench drift along the prototype at the level of the roof of the loading orts and the associated chipping of the right angle of the canopy does not allow the formation of a frontal surface of more than half the height of the trench drift, which is clearly not enough for the reliable functioning of the release-delivery link. The invention proposes a radical solution to the problem of frontal optimization, which includes three components:

- лобовину формируют в виде ломаной плоскости с устойчивыми тупыми углами сопряжения и с погрузочным ортом, и с траншейным штреком;- the face is formed in the form of a broken plane with stable obtuse angles of conjugation with both the loading ort and the trench roadway;

- за счет поднятия уровня проходки траншейного штрека увеличивается нижняя наклонная грань лобовины и уменьшается отрицательное влияние взрывных работ на производственное звено выпуск - доставка;- by raising the level of penetration of the trench roadway, the lower inclined face of the face increases and the negative impact of blasting on the production link production - delivery decreases;

- вместо ремонтного режима укрепления и армирования лобовины осуществляется профилактически-упреждающий режим, предусматривающий установку штанговой крепи и армировку не после проходки траншейного штрека, а до этого. Вместо параллельной предусмотрена установка перекрещивающейся штанговой крепи, лучше скрепляющей отдельности массива.- instead of a repair mode of strengthening and reinforcing the face, a preventive-preemptive mode is carried out, which provides for the installation of rod support and reinforcement not after the excavation of the trench drift, but before. Instead of a parallel one, the installation of intersecting rod support is provided, which better fastens the individual massifs.

4. В изобретение заложен более экономичный и производительный способ проходки траншейного штрека. Он предусматривает бурение выше выпускной щели на величину ЛНС горизонтальных шпуров (скважин) глубиной, равной длине выпускной щели, и отбойку на нее совместно с разделяющим целиком, не отгружая руду из щели. Повышение уровня проходки траншейного штрека увеличивает высоту лобовины и уменьшает отрицательное влияние взрывных работ в траншее на работу людей и машин в погрузочных ортах.4. The invention includes a more economical and productive method for driving a trench roadway. It involves drilling horizontal holes (wells) above the outlet slot by the size of the LNS with a depth equal to the length of the outlet slot, and breaking into it together with the separating whole, without shipping ore from the slot. Increasing the level of penetration of the trench roadway increases the height of the face and reduces the negative impact of blasting in the trench on the work of people and machines in loading orts.

5. Для обеспечения бесперебойного выпуска в изобретении устранена причина высоких зависаний руды путем формирования наклона нижней грани лобовины на 2-3° больше угла обрушения замагазинированной руды. Созданы также условия для самоликвидации низких зависаний руды путем увеличения ширины выпускной щели на один диаметр кондиционного куска больше ширины «живого» сечения, равного утроенному диаметру кондиционного куска. При выполнении первого условия верхняя часть выпускной щели получает форму расширяющейся кверху вытянутой воронки с наиболее узкой частью на уровне кровли погрузочного орта, которая становится местом потенциального зависания руды, если не выполнить второе условие. Согласно правилам технической эксплуатации рудников «живое» сечение выпускного отверстия соответствует утроенному диаметру кондиционного куска руды, который определяется емкостью ковша и мощностью ПДМ. С другой стороны, пролет купола потенциального зависания также соответствует трем диаметрам кондиционного куска. Предусмотренное в изобретении увеличение ширины выпускной щели на один диаметр кондиционного куска против «живого» сечения создает страховочную полосу скольжения руды. Подработкой ПДМ этой полосы в основании купола зависания приводят в движение руду и зависание самоликвидируется.5. To ensure uninterrupted production, the invention eliminates the cause of high ore hang-ups by forming an inclination of the lower face of the face 2-3° greater than the collapse angle of the stored ore. Conditions have also been created for the self-liquidation of low ore hang-ups by increasing the width of the outlet slot by one diameter of the standard piece greater than the width of the “live” section, equal to three times the diameter of the standard piece. If the first condition is met, the upper part of the outlet slot takes the form of an elongated funnel widening upward with the narrowest part at the level of the roof of the loading ore, which becomes a place for potential ore hanging if the second condition is not met. According to the rules of technical operation of mines, the “live” cross-section of the outlet corresponds to triple the diameter of the standard piece of ore, which is determined by the capacity of the ladle and the power of the load-bearing machine. On the other hand, the span of the potential hovering canopy also corresponds to three diameters of the standard piece. The increase in the width of the outlet slot provided for in the invention by one diameter of the conditioned piece against the “live” section creates a safety strip for the ore to slide. By working the PDM of this strip at the base of the dome of the hang-up, the ore is set in motion and the hang-up self-destructs.

6. Ключевым требованием систем с обрушением является полный охват выпускными выработками площади природного оруденения при условии его точного выявления эксплуатационной разведкой. При опережающей проходке траншейного штрека по прототипу это требование не выполняется. Изобретение предусматривает опережающую проходку погрузочных ортов, а проведение траншейного штрека переносится на вторую очередь. Из погрузочных ортов скважинами разведается контур и морфологические элементы оруденения в лежачем боку. Затем формируют выпускные щели, с помощью которых в деталях изучается промышленный контур, а также структура минерализации в приконтурной зоне. И лишь после анализа данных эксплоразведки устанавливают оптимальное положение траншейного штрека и его углового заглубления в породы лежачего бока. Такое решение позволяет пробуривать крайний ряд скважин на нижнем подэтаже по контуру оруденения сглаживая его так, чтобы минимизировать приконтурные потери и разубоживание. Предлагаемый комплекс выработок днища и порядок их проведения в сочетании с эксплуатационной разведкой позволяет избежать потерь и разубоживания, связанных также с недоразведкой промышленного оруденения.6. The key requirement of caving systems is full coverage of the area of natural mineralization by the outlet workings, provided that it is accurately identified by operational exploration. When advancing the trench drift along the prototype, this requirement is not met. The invention provides for advanced excavation of loading orts, and the implementation of the trench drift is transferred to the second stage. From the loading orts, wells explore the contour and morphological elements of mineralization in the recumbent side. Then, outlet slits are formed, with the help of which the industrial contour is studied in detail, as well as the structure of mineralization in the peripheral zone. And only after analyzing the exploration data, the optimal position of the trench drift and its angular penetration into the rocks of the recumbent side are established. This solution makes it possible to drill the outermost row of wells on the lower sublevel along the contour of the mineralization, smoothing it out so as to minimize boundary losses and dilution. The proposed complex of bottom workings and the procedure for their implementation, in combination with operational exploration, makes it possible to avoid losses and dilution, also associated with underexploration of industrial mineralization.

7. Невозможность в рассматриваемых условиях реализовать метод выпуска изолированными зонами с выдавливанием руды откоса актуализирует проблему снижения потерь в «мертвых» зонах. Для этой цели в изобретении применен и преобразован способ расширения фигур выпуска и нивелирования скоростей истечения руды путем создания над выпускным отверстием зоны более крупного дробления [А.С. №581283 М. Кл.2 Е21С 41/06, опубл. 25.11.77 бюл. №437], который адаптирован к условиям разработки месторождений средней мощности.7. The impossibility under the conditions under consideration to implement the method of tapping in isolated zones with squeezing out slope ore raises the problem of reducing losses in “dead” zones. For this purpose, the invention applies and transforms a method for expanding the release figures and leveling the ore flow rates by creating a larger crushing zone above the outlet [A.S. No. 581283 M. Kl. 2 E21C 41/06, publ. 25.11.77 bulletin. No. 437], which is adapted to the conditions of development of medium-sized fields.

В Институте Физики и механики горных пород АН HAH КР выполнены исследования на модели в масштабе 1:50 торцового выпуска с образованием над выпускной выработкой столба руды большей крупности, чем в остальной части слоя [В.Д. Ткачев. Совершенствование послойного выпуска руды под обрушенными породами из торца выработки. В сб.: Горно-экономическая оценка параметров подземной разработки рудных месторождений. Фрунзе, Изд. «Илим», 1980, с. 102-107].At the Institute of Physics and Mechanics of Rocks of the Academy of Sciences of the National Academy of Sciences of the Kyrgyz Republic, studies were carried out on a model on a scale of 1:50 of an end outlet with the formation of a column of ore above the outlet working of a larger size than in the rest of the layer [V.D. Tkachev. Improving the layer-by-layer release of ore under collapsed rocks from the end of the mine. In: Mining and economic assessment of the parameters of underground mining of ore deposits. Frunze, Ed. "Ilim", 1980, p. 102-107].

Результаты исследования приведены в табл. 1.The results of the study are shown in table. 1.

Из таблицы видно, что в третьей серии экспериментов при крупности руды в столбе над выпускной выработкой, соответствующей наиболее крупным кондиционным фракциям (без негабарита), которая соответствует решетчатой структуре, выход чистой руды на 41% больше, потери в 2,2 раза меньше, разубоживание на 5% (абс.) меньше по сравнению с выпуском руды обычного гранулометрического состава без дифференцирования крупности. Столь убедительные преимущества выпуска руды с дифференцированием крупности руды по длине слоя являются очевидным основанием для применения его с соответствующей адаптацией к конкретным условиям. В условиях отработки крутопадающих месторождений средней мощности оставшаяся руда в «мертвых» зонах при выпуске представлена двумя видами:The table shows that in the third series of experiments, with the size of the ore in the column above the outlet working, corresponding to the largest standard fractions (without oversize), which corresponds to the lattice structure, the yield of clean ore is 41% greater, losses are 2.2 times less, dilution 5% (abs.) less compared to the production of ore of conventional granulometric composition without differentiation of fineness. Such convincing advantages of ore production with differentiation of ore size along the length of the layer are an obvious basis for its use with appropriate adaptation to specific conditions. In the conditions of mining steeply dipping deposits of average thickness, the remaining ore in the “dead” zones during release is represented by two types:

1) гребнями относительно небольшой высоты между выпускными отверстиями;1) ridges of relatively small height between the outlet openings;

2) высоким откосом над погрузочными ортами.2) a high slope above the loading orts.

Большая часть потерь руды формируется в откосе второго вида. Поэтому меры по снижению потерь и разубоживания должны быть направлены, в первую очередь, на второй вид «мертвой» зоны.Most of the ore losses are formed in the second type of slope. Therefore, measures to reduce losses and dilution should be aimed primarily at the second type of “dead” zone.

С учетом отмеченных особенностей отработки месторождений средней мощности в изобретении разработан способ трехуровневой дифференциации руды по крупности дробления и структуре, соответствующий двум видам «мертвой» зоны:Taking into account the noted features of mining deposits of medium thickness, the invention has developed a method for three-level differentiation of ore by crushing size and structure, corresponding to two types of “dead” zone:

1) Над выпускными отверстиями формируют столбы руды наиболее крупного дробления, без увеличения выхода негабарита, получающей решетчатую структуру. Это достигается путем разбуривания массива над выпускными отверстиями по сетке, близкой к квадратной, с оптимальной величиной ЛНС.1) Above the outlet holes, columns of ore of the coarsest crushing are formed, without increasing the yield of oversize, obtaining a lattice structure. This is achieved by drilling the mass above the outlet holes along a grid close to square, with an optimal LNS value.

2) Над гребнями между выпускными отверстиями отбитая руда получает смешанную структуру путем сгущения сетки скважин на 20%, т.е. до 0,8 ЛНС.2) Above the ridges between the outlets, the broken ore receives a mixed structure by thickening the well pattern by 20%, i.e. up to 0.8 LNS.

3) Над откосом на надортовых целиках руда подвергается максимальному дроблению без переизмельчения и получает сплошную (в месте сближения скважин) и решетчатую (в остальном массиве) структуру. Отбойка в этой зоне осуществляется веерами скважин с уменьшением на 15-20% расстояний между расходящимися концами.3) Above the slope on the over-face pillars, the ore is subjected to maximum crushing without over-grinding and receives a solid (at the point where the wells come together) and a lattice (in the rest of the massif) structure. Breaking in this zone is carried out by fans of wells with a 15-20% reduction in the distances between the diverging ends.

Оценочным методом определены ожидаемые показатели извлечения для мощности рудного тела 10 м и высоты блока 70 м, представленные в таблице 2.The estimation method determined the expected recovery rates for an ore body thickness of 10 m and a block height of 70 m, presented in Table 2.

Полученные показатели оцениваются как высокие для данного класса систем.The obtained indicators are assessed as high for this class of systems.

Итак, в изобретении интегрировано 7 технических инновационных результатов, часть из них объединяет по несколько частных результатов. Все они в совокупности устраняют 12 выявленных недостатков прототипа.So, the invention integrates 7 technical innovative results, some of them combine several partial results. All of them together eliminate 12 identified shortcomings of the prototype.

Изобретение поясняется чертежом, где на фиг. 1 представлена схема горизонта доставки с проходкой погрузочных ортов под углом. На фиг. 2 показана конструкция днища и нижняя часть блока с детализацией процесса самоликвидации зависаний руды. На фиг. 3 изображены схемы формирования выпускной щели и секционной проходки траншейного штрека. Фиг. 4 поясняет трехуровневое дифференцирование параметров БВР.The invention is illustrated by the drawing, where in FIG. Figure 1 shows a diagram of the delivery horizon with the excavation of loading holes at an angle. In fig. Figure 2 shows the design of the bottom and the lower part of the block with details of the process of self-liquidation of ore hang-ups. In fig. Figure 3 shows diagrams of the formation of the outlet slot and sectional excavation of the trench drift. Fig. 4 explains the three-level differentiation of drilling and blasting parameters.

На рисунке показаны: доставочный штрек 1, висячий бок 2, погрузочный орт 3, лежачий бок 4, угол обрушения ϕ замагазинированной руды, основание фигуры выпуска 5, выпускная щель 6, лобовина 7 выпускного отверстия, «живое» сечение Ж потока, угол развала δ, близкий к углу естественного откоса, страховочная полоса 9 скольжения руды, глубина забора Г ПДМ, Гм - максимальная глубина забора, при которой самоликвидируется зависание руды, траншейный штрек 10, козырек 11 погрузочного орта, угловое заглубление 12 траншейного штрека в породы лежачего бока, контурные 13 скважины по границе промышленного оруденения, скважины для установки штанговой крепи 14, линия наименьшего сопротивления (ЛНС) шпуровых зарядов, глубокие шпуры 15 для отбойки секции траншейного штрека, временный целик 16 между выпускной щелью и траншейным штреком, отбитая в траншейном штреке руда 17, рабочая площадка 18 для установки и передвижения буровых машин, надортовый целик 19, оптимальная величина a линии наименьшего сопротивления скважинных зарядов, скважины для отбойки столба 20 над выпускным отверстием, скважины для отбойки столба между 21 выпускными отверстиями, скважины для отбойки массива 22 над надортовым целиком, угол наклона нижнего ряда скважин, равный углу истечения у руды сплошной структуры.The figure shows: delivery drift 1, hanging side 2, loading ort 3, lying side 4, collapsing angle ϕ of the stored ore, base of the outlet figure 5, outlet slot 6, outlet face 7, “live” section of the F flow, camber angle δ , close to the angle of repose, safety strip 9 for ore sliding, depth of intake G LDM, G m - maximum depth of intake at which the hanging of ore self-destructs, trench drift 10, canopy 11 of the loading ort, angular penetration 12 of the trench drift into the rocks of the recumbent side, 13 contour wells along the border of industrial mineralization, wells for installing rod support 14, line of least resistance (LLR) of blasthole charges, deep holes 15 for breaking a section of a trench drift, a temporary pillar 16 between the outlet slot and the trench drift, ore knocked out in the trench drift 17, working platform 18 for installation and movement of drilling machines, over-the-hole pillar 19, the optimal value a of the line of least resistance of the borehole charges, wells for breaking the column 20 above the outlet hole, wells for breaking the column between 21 outlet holes, wells for breaking the array 22 above the over-the-hole body, the inclination angle of the lower row of wells is equal to the outflow angle of the ore with a continuous structure.

Осуществление изобретения. При траншейном способе подготовки днища безальтернативным считается такой порядок проходки выработок: доставочный штрек - погрузочный орт - траншейный штрек. Однако, в прототипе применен иной порядок. В первую очередь проходят доставочный и траншейный штреки, а затем погрузочные заезды от доставочного до траншейного штрека. Далее под траншейным штреком оформляют выпускные ниши путем взрывания вертикальных шпуровых зарядов ВВ. Отбитая руда в нише не убирается из забоя, ее поверхность выравнивается на уровне почвы траншейного штрека для формирования рабочей площадки, необходимой для установки и движения буровой техники. Из траншейного штрека осуществляется закрепление и армирование лобовины выпускного отверстия. Выше указаны недостатки такой схемы: опережающая проходка траншейного штрека до эксплоразведки лежачего бока не обеспечивает его оптимальное расположение как для бурения скважин, полной качественной отбойки приконтурной зоны, так и с точки зрения полноты вовлечения отбитой руды в зону выпуска; закрепление лобовины из пройденного траншейного штрека носит ремонтный режим после состоявшихся деформаций и нарушений целостности массива.Implementation of the invention. With the trench method of preparing the bottom, the following order of excavation is considered to have no alternative: delivery drift - loading ort - trench drift. However, the prototype uses a different order. First of all, there are delivery and trench drifts, and then loading runs from the delivery to the trench drift. Next, exhaust niches are created under the trench drift by exploding vertical explosive blast holes. The broken ore in the niche is not removed from the face; its surface is leveled at the level of the soil of the trench drift to form a working platform necessary for the installation and movement of drilling equipment. From the trench drift the outlet face is secured and reinforced. The disadvantages of this scheme are indicated above: advanced excavation of a trench drift before exploratory exploration of the recumbent side does not ensure its optimal location both for drilling wells, complete high-quality breaking of the boundary zone, and from the point of view of the complete involvement of broken ore in the release zone; The fastening of the face from the completed trench drift is in a repair mode after deformations and violations of the integrity of the massif have occurred.

В изобретении найден креативный способ подготовки днища.The invention finds a creative way to prepare the bottom.

Из доставочного штрека 1, располагаемого максимально близко к висячему боку 2, исходя из условий размещения ПДМ, проходят серию погрузочных ортов 3, при этом пионерный орт проходят до пересечения с лежачим боком 4. Погрузочные орты располагают под углом 60° к доставочному штреку, что увеличивает рабочую длину ортов (заездов) и облегчает маневры ПДМ. Бурением разведочных скважин из торцов погрузочных ортов уточняется контур оруденения в лежачем боку и выявляются его морфологические элементы.From the delivery drift 1, located as close as possible to the hanging side 2, based on the conditions for the placement of the LHD, a series of loading orts 3 pass, while the pioneer ort passes to the intersection with the hanging side 4. The loading orts are positioned at an angle of 60° to the delivery drift, which increases the working length of the orts (races) and facilitates the maneuvers of the LHD. By drilling exploration wells from the ends of loading orts, the contour of mineralization in the recumbent side is clarified and its morphological elements are revealed.

Потенциальные ресурсы днища с торцовой погрузкой можно максимально реализовать путем формирования фигур выпуска 5 от почвы погрузочных ортов. Для этой цели из погрузочных ортов формируют выпускные щели трапециевидной формы 6 под углом обрушения β замагазинированной руды до сбойки со щелями смежных ортов. В этом случае за наклонной щелью не образуется ниша с прямым углом, как в прототипе, являющаяся ловушкой для накопления и последующих потерь обогащенных мелких фракций руды. А формирование фигуры выпуска от почвы погрузочного орта 3 увеличивает извлечение руды. Важнейшая функция днища - обеспечение бесперебойного выпуска руды, чему препятствуют износ и разрушение лобовины выпускного отверстия, зависания руды, недостаточный размер «живого» сечения потока и другие факторы.The potential resources of the bottom with end loading can be maximally realized by forming release figures 5 from the soil of loading orts. For this purpose, trapezoidal outlet slits 6 are formed from the loading orts at the collapsing angle β of the stored ore until they meet with the slots of adjacent orts. In this case, a niche with a right angle is not formed behind the inclined slot, as in the prototype, which is a trap for the accumulation and subsequent loss of enriched fine ore fractions. And the formation of a release figure from the soil of loading ort 3 increases ore extraction. The most important function of the bottom is to ensure uninterrupted release of ore, which is hampered by wear and destruction of the outlet face, ore hanging, insufficient size of the “live” flow section and other factors.

Для реализации данной цели в изобретении нижнюю грань лобовины 7 выпускного отверстия формирует под углом на 2-3° круче угла обрушения замагазинированной руды ϕ. В результате такого решения выпускная щель 6 получает форму вытянутой воронки с расходящимися кверху гранями. Это предотвращает образование высоких зависаний руды. Потенциальным местом низких зависаний 8 руды становится горловина выпускной щели, соответствующая по размерам «живому» сечению Ж потока (фиг. 2). Размер «живого» сечения определяется утроенным диаметром кондиционного куска, который лимитируется емкостью ковша и мощностью ПДМ. Для предотвращения жесткого формирования «живого» сечения ширину выпускной щели предложено увеличивать на один диаметр кондиционного куска, формируя тем самым страховочную полосу скольжения 9 руды. Страховочная полоса подрабатывается ПДМ увеличением глубины забора руды до величины Гм и наметившееся зависание 8 самоликвидируется.To achieve this goal in the invention, the lower edge of the outlet face 7 is formed at an angle 2-3° steeper than the collapse angle of the stored ore ϕ. As a result of this solution, the outlet slot 6 takes the form of an elongated funnel with edges diverging upward. This prevents the formation of high ore hang-ups. A potential place for low ore hang-ups 8 becomes the neck of the outlet slot, corresponding in size to the “live” section of the flow (Fig. 2). The size of the “live” section is determined by triple the diameter of the conditioned piece, which is limited by the capacity of the ladle and the power of the loading engine. To prevent the rigid formation of a “live” section, it is proposed to increase the width of the outlet slot by one diameter of the standard piece, thereby forming a safety sliding strip 9 of the ore. The safety strip is worked on by the PDM by increasing the depth of ore extraction to the value of G m and the emerging hang-up 8 self-liquidates.

Дальше реализуется наиболее интересная в творческом отношении часть технологии. И все, что делалось по прототипу не имеет никакого значения. Важен только опыт для сравнительного анализа.Next, the most creatively interesting part of the technology is implemented. And everything that was done according to the prototype has no meaning. Only experience for comparative analysis is important.

С позиции эффективности всей технологии критически важное значение имеют два требования: правильное расположение относительно лежачего бока траншейного штрека 10 и удержание на первоначальном месте козырька 11 погрузочного орта с тем, чтобы не допустить отступания фигуры выпуска от лежачего бока. Положение траншейного штрека 10 выбирается по данным эксплоразведки так, чтобы с учетом углового заглубления 12 в породы лежачего бока обеспечить бурение контурного 13 ряда скважин строго по границе промышленного оруденения в лежачем боку.From the point of view of the efficiency of the entire technology, two requirements are critically important: the correct location relative to the lying side of the trench drift 10 and keeping the loading orth canopy 11 in its original place in order to prevent the release figure from retreating from the lying side. The position of the trench drift 10 is selected according to the exploration data so that, taking into account the angular penetration 12 into the rocks of the lying side, it is possible to ensure the drilling of a contour 13 row of wells strictly along the boundary of the industrial mineralization in the lying side.

Для сохранения козырька предложена устойчивая ломаная форма лобовины 7, сопрягающаяся под тупыми углами с погрузочным ортом и траншейным штреком. Козырек закрепляют тросовыми штангами, а лобовину еще и армируют. При этом скважины для установки штанговой крепи 14 бурят перекрестно для надежного скрепления природных отдельностей массива. Принципиальная новация данной операции заключается в том, что закрепление и армирование лобовины производят из выпускной щели превентивно до проходки траншейного штрека. Это позволяет укрепить массив козырька до того, как в нем пройдут деформационные процессы. Путем опережающего бурения крепежных скважин по контуру проектируемого траншейного штрека увеличивают армируемую часть лобовины на всю высоту козырька.To preserve the canopy, a stable broken shape of the face 7 is proposed, mating at obtuse angles with the loading ort and the trench roadway. The visor is secured with cable rods, and the front part is also reinforced. In this case, the wells for installing the rod support 14 are drilled crosswise for reliable fastening of the natural sections of the massif. The fundamental innovation of this operation is that the fastening and reinforcement of the face is carried out from the outlet slot preventively before the excavation of the trench road. This allows you to strengthen the canopy array before deformation processes take place in it. By drilling fastening holes along the contour of the designed trench drift, the reinforced part of the face is increased to the full height of the canopy.

Траншейный штрек располагают на величину ЛНС шпуровых зарядов выше выпускной щели и проходят экономичным способом - секциями путем отбойки шпуров 15 глубиной, равной длине выпускной щели, совместно с разделяющим целиком 16. При этом отбитую руду 17 не отгружают, ее поверхность выравнивают на уровне почвы траншейного штрека для формирования рабочей площадки 18, используемой для бурения шпуров под очередную секцию траншейного штрека. Для формирования рабочей площадки, в случае необходимости, возможно использование отбитой руды, доставляемой ПДМ с проходки погрузочных ортов. Траншейный штрек используют для разбуривания нижнего 3ажа. Специальную рудоприемную траншею, как в прототипе, не формируют. Нижний ряд очистных скважин для оконтуривания надортового целика 19 пробуривают от заармированной лобовины 7 под углом истечения у отбитой руды сплошной структуры.The trench drift is positioned at the value of the LNS of the hole charges above the outlet slot and is passed in an economical way - in sections by breaking holes 15 with a depth equal to the length of the outlet slot, together with the entire separating 16. In this case, the broken ore 17 is not shipped, its surface is leveled at the level of the soil of the trench drift to form a working platform 18, used for drilling holes for the next section of the trench drift. To form a working platform, if necessary, it is possible to use broken ore delivered by the LHD from the excavation of loading ores. A trench drift is used to drill out the lower layer. A special ore receiving trench, as in the prototype, is not formed. The lower row of production wells to delineate the over-face pillar 19 is drilled from the reinforced face 7 at an outflow angle near the broken ore of a continuous structure.

Для повышения извлечения руды «мертвых» зон в гребнях и откосе нижний подэтаж отбивают с трехуровневым дифференцированием руды по крупности и структуре. С этой целью столбы над выпускными отверстиями разбуривают по сетке, близкой к квадратной, с оптимальной величиной ЛНС, добиваясь получения решетчатой структуры большей крупности, не допуская увеличение выхода негабарита. Это позволяет уменьшить скорость истечения руды над выпускными отверстиями и расширить эллипсоиды извлечения чистой руды. Столбы между выпускными отверстиями разбуривают по сетке, сгущенной до 0,8 ЛНС, что позволяет получить более мелкую руду смешанной структуры, обеспечивающей большую скорость истечения. Массив над погрузочными ортами разбуривают веерами скважин с уменьшением расстояний между расходящимися концами до 0,8 ЛНС, добиваясь наибольшего дробления руды без переизмельчения. При этом в зоне сходящихся концов скважин образуется руда сплошной структуры, обладающая наиболее высокими сыпучими свойствами, а в зоне расходящихся скважин - смешанной структуры.To increase the extraction of ore from “dead” zones in the ridges and slopes, the lower sublevel is beaten with a three-level differentiation of ore by size and structure. For this purpose, the pillars above the outlet holes are drilled along a grid close to square, with an optimal LNS value, achieving a lattice structure of larger size, preventing an increase in the output of oversized items. This allows the speed of ore flow over the outlets to be reduced and the clean ore extraction ellipsoids to be expanded. The columns between the outlet holes are drilled along a grid condensed to 0.8 LNS, which makes it possible to obtain finer ore of a mixed structure, providing a higher flow rate. The massif above the loading orts is drilled with fans of holes, reducing the distances between the diverging ends to 0.8 LNS, achieving the greatest crushing of ore without overgrinding. In this case, in the zone of converging ends of the wells, ore of a continuous structure is formed, which has the highest free-flowing properties, and in the zone of diverging wells - a mixed structure.

Данное решение в целом позволяет перераспределить скорости истечения руды и повысить извлечение из «мертвых» зон.This solution generally makes it possible to redistribute ore flow rates and increase extraction from “dead” zones.

В последнюю очередь отрабатывают слоями с торцовым выпуском надортовые целики вместе с оставшейся над ними рудой.Lastly, the over-face pillars along with the ore remaining above them are mined in layers with an end release.

Как показано в табл.2, изобретение позволяет добиться снижения потерь до 7%, разубоживания до 12%.As shown in Table 2, the invention makes it possible to reduce losses by up to 7% and dilution by up to 12%.

Claims (1)

Способ отработки крутопадающих рудных тел средней мощности одностадийной системой блокового обрушения, включающий проходку у висячего бока доставочного штрека, погрузочных ортов, по контакту с лежачим боком траншейного штрека, подэтажных буровых штреков, отбойку в зажатой среде на ранее отработанный блок или отрезную щель с частичным выпуском руды, массовый выпуск с торцовой погрузкой, отличающийся тем, что в торцах погрузочных ортов формируют под углом обрушения замагазинированной руды выпускные щели трапециевидной формы до сбойки со щелями смежных погрузочных ортов, для обеспечения бесперебойного выпуска с самоликвидацией зависаний переднюю грань выпускной щели формируют на 2-3° круче угла обрушения замагазинированной руды, а ширину выпускной щели принимают на один диаметр кондиционного куска больше «живого» сечения зоны потока, из выпускной щели каждого погрузочного орта формируют лобовину в виде ломаной плоскости, сопрягающейся под устойчивыми тупыми углами с погрузочным ортом и с траншейным штреком, причем закрепляют и армируют лобовину превентивно до проходки траншейного штрека, выше выпускных щелей на величину линии наименьшего сопротивления (ЛНС) шпурового заряда с заглублением в породы лежачего бока проходят секциями траншейный штрек путем бурения горизонтальных шпуров на глубину, равную длине выпускной щели, и отбойки на нее совместно с разделяющим целиком, не отгружая руду, из траншейного штрека разбуривают нижний подэтаж с трехуровневым дифференцированием параметров буровзрывных работ (БВР) для более полного вовлечения в выпуск руды «мертвых» зон, при этом над выпускными отверстиями путем бурения скважин по сетке, близкой к квадратной, с оптимальной величиной ЛНС добиваются получения повышенной крупности руды решетчатой структуры без увеличения выхода негабарита, между выпускными отверстиями путем сгущения сетки до 0,8 ЛНС добиваются получения средней крупности руды смешанной структуры, массив над погрузочными ортами разбуривают веерами скважин с уменьшением расстояний между расходящимися концами до 0,8 ЛНС и получают наиболее мелкое дробление руды без переизмельчения сплошной и смешанной структуры.A method for mining steeply dipping ore bodies of average thickness using a one-stage block caving system, including excavation at the hanging side of a delivery drift, loading orts, in contact with the lying side of a trench drift, sublevel drilling drifts, breaking in a clamped environment onto a previously mined block or a cutting slot with partial release of ore , mass production with end loading, characterized in that at the ends of the loading ores, trapezoidal outlet slits are formed at the angle of collapse of the stored ore until they meet with the slots of adjacent loading ores, to ensure uninterrupted release with self-liquidation of hang-ups, the front edge of the outlet slot is formed at 2-3° steeper than the collapse angle of the stored ore, and the width of the outlet slot is taken to be one diameter of the standard piece larger than the “live” section of the flow zone; from the outlet slot of each loading ore, a face is formed in the form of a broken plane, mating at stable obtuse angles with the loading ore and with the trench drift, moreover, the face is secured and reinforced preventively before the excavation of the trench drift, above the outlet slots by the amount of the line of least resistance (LSR) of the hole charge with the recumbent side being buried in the rocks; the trench drift is passed in sections by drilling horizontal holes to a depth equal to the length of the outlet slot and breaking into it Together with the separating one, without loading the ore, the lower sub-level is drilled from the trench drift with a three-level differentiation of drilling and blasting parameters for more complete involvement of “dead” zones in the production of ore, while above the outlet holes by drilling wells on a grid close to square , with the optimal value of the LNS, they achieve an increased size of ore of a lattice structure without increasing the yield of oversized materials; between the outlet holes by thickening the grid to 0.8 LNS, they achieve an average size of ore of a mixed structure; the massif above the loading orts is drilled with fans of holes, reducing the distances between the diverging ends to 0.8 LNS and obtain the finest crushing of ore without regrinding the continuous and mixed structure.
RU2023118273A 2023-07-11 Method of mining ore bodies RU2809861C1 (en)

Publications (1)

Publication Number Publication Date
RU2809861C1 true RU2809861C1 (en) 2023-12-19

Family

ID=

Citations (5)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
SU934008A1 (en) * 1977-12-12 1982-06-07 Институт Физики И Механики Горных Пород Ан Киргсср Method of working ore deposits
SU1164420A1 (en) * 1983-09-16 1985-06-30 Московский Ордена Трудового Красного Знамени Горный Институт Method of underground mining of ore deposits
RU2206746C1 (en) * 2001-11-05 2003-06-20 Санкт-Петербургский государственный горный институт им. Г.В. Плеханова (Технический университет) Method of preparation of bottom of steeply-dipping ore deposit block
CN103590831A (en) * 2013-11-22 2014-02-19 北京科技大学 Novel mining method of gently-inclined thin and medium thickness ore bodies
RU2632615C1 (en) * 2016-04-25 2017-10-06 Федеральное государственное бюджетное учреждение науки Институт горного дела Уральского отделения Российской академии наук (ИГД УрО РАН) Method for development of inclined ore bodies of medium width

Patent Citations (5)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
SU934008A1 (en) * 1977-12-12 1982-06-07 Институт Физики И Механики Горных Пород Ан Киргсср Method of working ore deposits
SU1164420A1 (en) * 1983-09-16 1985-06-30 Московский Ордена Трудового Красного Знамени Горный Институт Method of underground mining of ore deposits
RU2206746C1 (en) * 2001-11-05 2003-06-20 Санкт-Петербургский государственный горный институт им. Г.В. Плеханова (Технический университет) Method of preparation of bottom of steeply-dipping ore deposit block
CN103590831A (en) * 2013-11-22 2014-02-19 北京科技大学 Novel mining method of gently-inclined thin and medium thickness ore bodies
RU2632615C1 (en) * 2016-04-25 2017-10-06 Федеральное государственное бюджетное учреждение науки Институт горного дела Уральского отделения Российской академии наук (ИГД УрО РАН) Method for development of inclined ore bodies of medium width

Non-Patent Citations (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Title
СОКОЛОВ И.В. и др. Совершенствование конструкции днища блока при выпуске руды самоходными погрузочно-доставочными машинами. Физико-технические проблемы разработки полезных ископаемых. СОРАН, 2014, N6. *

Similar Documents

Publication Publication Date Title
CN108612530B (en) Mining method for hanging wall surrounding rock crushing inclined medium-thickness ore body
CN110778316B (en) Sublevel rock drilling stage open stope subsequent filling mining method adopting arched-arch-shaped top pillar structure
CN104806244B (en) Filling mining method for slant middle-thick ore body
CN106761912B (en) It is a kind of be suitable for unstable formation efficiently on to route slicing and filling mining methods
CN104632221B (en) Liquid carbon dioxide blasting induced caving mining method
CN104695960B (en) Air column becomes well back coming afterwards filling mining method
CN111828007B (en) Stoping method for residual studs in underground mine goaf
CN1982649A (en) Mining method
CN105804748B (en) A kind of method of block mining Wall ore under open air transport system
CN106640080B (en) Under a kind of deep high stress environment mining methods are arranged from steady gallery shape stope
CN111594170B (en) Method for stoping residual ore body on top and bottom plates of gently inclined ore body
RU2322583C2 (en) Development method for steep and inclined deposit having low and medium thickness
CN107939402A (en) The mining methods of firm inclined thick ore body more than a kind of back production ore-rock is medium
CN108643912B (en) A kind of induction caving afterwards filling mining methods
CN110080774A (en) Mine Dry-placed fill mining is fallen based on the vertical medium-length hole retrusive of high-dipping ore block
CN104612692A (en) Following-forming continuous-filling mining method for segmented ore-caving bottom structure
CN106223955B (en) Rhombic bench cemented filling mining method
RU2809861C1 (en) Method of mining ore bodies
CN110397439A (en) Mine Dry-placed fill mining is fallen based on the vertical medium-length hole retrusive of high-dipping ore block
CN115653602A (en) Reserved interval type pillar upward access filling mining method
CN112324438B (en) Method for stoping corner ore body
CN115288684A (en) Downward segmented filling mining method suitable for thick, large and broken ore bodies
CN106246185A (en) A kind of method of real-time increasing bottom-column-free sectional caving stoping method drawhole width
RU2215147C2 (en) Method of mining of inclined ore deposits
RU2488693C1 (en) Method for in-line production of work at non-benching version of extraction of chambers along strike on chamber-and-pillar system