способ подземной разработки пологих и наклонных рудных тел малой мощности

Формула изобретения

Способ подземной разработки пологих и наклонных рудных тел малой мощности, заключающийся в подготовке и нарезке очистных блоков, проведении буровых выработок в направлении максимальной изменчивости формы рудного тела, раздельной выемке руды и породы со взрывной отбойкой секциями на всю длину или высоту блока скважинами, перпендикулярными продольной оси буровых выработок, и уборке отбитой руды, отличающийся тем, что отбойку руды и породы общей выемочной мощностью, равной М=М_р+М_п,

где М - общая выемочная мощность, м;

М_р - мощность рудного тела, м;

М_п - мощность прирезаемой пустой породы со стороны висячего или лежачего бока, м,

в секциях ведут в две стадии, на первой из которых за счет отбойки и взрыводоставки прирезаемой пустой породы со стороны висячего или лежачего бока, мощность которой определяют из выражения М_п=к_рМ_р,

где к_р - коэффициент разрыхления руды и породы при взрывном дроблении,

формируют породный вал, прилежащий к линии забоя отбиваемой секции и имеющий ширину



где L_П - ширина породного вала, м;

L_c - ширина отбиваемой секции, м,

компактность которого обеспечивают путем последовательной отбойки в отбиваемой секции породных слоев переменной ширины, уменьшающейся в направлении от линии забоя вглубь массива и определяемой по формуле



где b_n - ширина n-го породного слоя, м;

W_q - величина линии наименьшего сопротивления (ЛНС), определяемая по условиям взрывной отбойки породы, м;

- переменный коэффициент, определяющий дополнительный расход энергии на взрыводоставку породы, отбитой в n-м слое, определяемый из выражения



где L_n - длина взрыводоставки для n-го отбиваемого слоя породы, определяемая из выражения

g - ускорение свободного падения, м/с² ;

- угол наклона лежачего бока очистного пространства в направлении взрыводоставки, град;

к_в=0,995 - коэффициент сопротивления воздуха при взрыводоставке;

V₀ - начальная скорость движения отбитой породы, м/с;

- средняя высота выработанного пространства на длине взрыводоставки породы, отбитой в n-м слое, определяемая из выражения



который оставляют в выработанном пространстве очистного блока, а на второй стадии ведут отбойку рудного тела на месте его залегания с последующей выдачей из очистного блока только отбитой руды.

Описание изобретения к патенту

Изобретение относится к горной промышленности и может быть использовано при подземной разработке маломощных рудных тел пологого и наклонного падения.

Известен способ разработки пологих и наклонных жил малой мощности, включающий в себя отработку жил по простиранию с раздельной выемкой руды и породы, при этом отбойка породы производится скважинами, пробуренными из опережающих заходок параллельно линии очистного забоя, а отбойка руды - шпурами, расположенными по нормали к линии очистных работ и с небольшим наклоном к плоскости забоя [1]. Недостатками данного способа являются низкая производительность труда и недостаточная безопасность ведения работ, связанные с применением шпуровой отбойки руды и с постоянным присутствием работающего человека непосредственно в очистном пространстве.

Наиболее близким до технической сущности и достигаемому результату является способ разработки пологих и наклонных жил малой мощности, включающий в себя сплошную выемку жил по падению или простиранию со шпуровой отбойкой руды и раздельным формированием рудного и породного навала из отбитой горной массы за счет различной дальности отброса взрывом рудной и породной части отбиваемого массива (прототип) [2]. Недостатками данного способа следует считать низкую производительность и безопасность отбойки руды, а также неизбежное наложение рудного и породного навалов при отбойке массива, обеспечивающее повышенное разубоживание и потери руды при ее выдаче из блока.

Целью изобретения является повышение производительности и безопасности труда в сочетании с повышением количественных и качественных показателей полноты использования балансовых запасов.

Поставленная цель достигается тем, что по данным опробования подготовительных выработок, ограничивающих блок по падению и простиранию, определяют модуль сложности формы рудного тела по падению (µ₁) и по простиранию (µ₂ ) по известной методике:

где - градиент отклонения рудного тела по простиранию; - градиент отклонения в направлении, перпендикулярном линии простирания; N - общее число предельных отклонений на исследуемой длине. Затем в направлении наибольшего значения модуля сложности формы жилы проходят буровые выработки - подэтажные или восстающие. Отработку запасов блока ведут секциями, размер каждой из которых в направлении максимальной изменчивости формы рудного тела устанавливают постоянным и определяют по технологическим условиям, например по необходимой производительности блока. Общую выемочную мощность при отработке каждой секции принимают равной: М=М_Р +М_П, где М - общая выемочная мощность, м; М_Р - мощность рудного тела, м; М_П - мощность прирезаемой пустой породы, м. Отбойку руды и породы в очистном блоке ведут секциями в две стадии, на первой из которых за счет дробления и взрыводоставки пустой породы, прирезаемой по технологическим условиям к рудному телу со стороны висячего или лежачего бока, мощность которой определяют из выражения М_П=к _рМ_Р, где к_р - коэффициент разрыхления руды и породы при взрывном дроблении, формируют породный вал, прилежащий к линии забоя отбиваемой секции и имеющий ширину

где L_п - ширина породного вала, м; L_c - ширина отбиваемой секции, м; компактность которого обеспечивают путем последовательной отбойки в отбиваемой секции породных слоев переменной ширины, уменьшающейся в направлении от линии забоя отбиваемой секции вглубь массива и определяемой для каждого породного слоя по формуле:

,

где b_n - ширина n-го слоя, м; W_q - величина линии наименьшего сопротивления (ЛНС), определяемая по условиям взрывной отбойки породы с использованием известных методик, например, по формуле:

где Р - линейная плотность заряжания скважин, кг/м; q₀ - удельный расход взрывчатого вещества (ВВ) на дробление руды, кг/т; - плотность разрушаемого массива, т/м³; к _с - коэффициент сближения скважин; к_эn - переменный коэффициент, учитывающий количество энергии, необходимое для перемещения раздробленной при отбойке n-го породного слоя горной массы на заданное расстояние, который определяют из выражения:

где к_в=0,995 - коэффициент, учитывающий сопротивление воздуха при взрыводоставке; V₀ - начальная скорость движении горной массы при взрыводоставке, м/сек; g - ускорение свободного падения, м/сек²; - угол наклона лежачего бока очистного пространства в направлении взрыводоставки, град; - средняя ширина очистного пространства на длине взрыводоставки горной массы, отбитой в n-ом породном слое, м; - длина взрыводоставки при отбойке n-го породного слоя, м.

Сформированный таким образом из раздробленной и отброшенной взрывом породы породный вал оставляют в выработанном пространстве очистного блока, а на второй стадии отбивают рудное тело на месте залегания с последующей выдачей только рудной массы из очистного блока.

Сущность изобретения поясняется чертежами.

На фиг.1 показана схема отработки очистного блока с отбойкой из подэтажных буровых выработок. На фиг.2 показана схема отработки очистного блока с отбойкой из восстающих буровых выработок. На фиг.3 показано начало первой стадии отработки секции. На фиг.4 показано начало второй стадии отработки секции. На фиг.5 показан завершающий этап второй стадии отработки секции.

Система подземной разработки пологих и наклонных рудных тел малой мощности содержит очистной блок 1, оконтуренный верхним 2 и нижним 3 этажными штреками и фланговыми восстающими 4, подэтажные 5 или восстающие 6 буровые выработки, вынимаемые секции 7, взрывные скважины 8, прирезаемую пустую породу 9, отбитую породу 10, выработанное пространство 11, породный вал 12, рудное тело 13, отбитую руду 14, скреперную установку 15, висячий 16 и лежачий бок 17 блока, линию забоя 18, первичную щель 19, отбиваемый слой пустой породы 20.

Способ осуществляется следующим образом. Очистной блок 1 подготавливают к очистной выемке и проходят верхний 2 и нижний 3 этажные штреки, а также фланговые восстающие 4, ограничивающие блок по падению и простиранию (фиг.1 и 2). По данным опробования этих выработок определяют модуль сложности формы рудного тела по падению (µ₁) и по простиранию (µ ₂) по известной методике:

где - градиент отклонения рудного тела по простиранию; - градиент отклонения в направлении, перпендикулярном линии простирания; N - общее число предельных отклонений на исследуемой длине.

Затем в направлении наибольшего значения модуля сложности формы жилы проходят буровые выработки - подэтажные 5 или восстающие 6. Отработку запасов блока ведут секциями 7, размер каждой из которых в направлении максимальной изменчивости формы рудного тела устанавливают постоянным и определяют по технологическим условиям, например по необходимой производительности блока.

Общую выемочную мощность 11 при отработке каждой секции 7 принимают равной: М=М_Р+М_П, где М - общая выемочная мощность 11, м; М_Р - мощность рудного тела 13, м; М_П - мощность прирезаемой пустой породы 9 со стороны висячего 16 или лежачего 17 бока, которую определяют из выражения М_П=к_рМ_Р , где к_р - коэффициент разрыхления руды и породы при взрывном дроблении.

Отбойку рудного тела 13 и прирезаемой пустой породы 9 в отрабатываемой секции 7 производят взрывными скважинами 8 в две стадии. На первой стадии за счет отбойки и взрыводоставки прирезаемой пустой породы 9 формируют породный вал 12, прилежащий к линии забоя 18 отбиваемой секции 7. Ширина этого породного вала 12 составляет:

где L_п - ширина породного вала 12, м; L_c - ширина отбиваемой секции 7, м. Компактность породного вала 12 и полный выброс прирезаемой пустой породы 9 из образующейся таким образом первичной щели 19 обеспечивают путем отбойки пустой породы 9 слоями 20 переменной ширины, уменьшающейся в направлении от линии забоя 18 отбиваемой секции вглубь массива 20 и определяемой для каждого породного слоя по формуле:

,

где b_n - ширина n-го отбиваемого слоя, м; W_q - величина линии наименьшего сопротивления (ЛНС), определяемая по условиям взрывной отбойки породы с использованием известных методик, например, по формуле:

где Р - линейная плотность заряжания скважин, кг/м; q₀ - удельный расход взрывчатого вещества (ВВ) на дробление руды, кг/т; - плотность разрушаемого массива, т/м³; к _с - коэффициент сближения скважин; к_эn - переменный коэффициент, учитывающий количество энергии, необходимое для перемещения раздробленной при отбойке n-го породного слоя горной массы на заданное расстояние, который определяют из выражения:

где g - ускорение свободного падения, м/сек ²; - угол наклона лежачего бока 17 очистного пространства 1 в направлении взрыводоставки, град; к_в=0,995 - коэффициент сопротивления воздуха при взрыводоставке; V₀ - начальная скорость движении отбитой породы, определяемая по известной методике м/сек; L_n - длина взрыводоставки для n-го отбиваемого слоя породы, определяемая из выражения , м; - средняя высота выработанного пространства 11 на длине взрыводоставки отбитой породы 10 в n-ом слое, определяемая из выражения , м.

Сформированный таким образом из раздробленной и отброшенной взрывом породы породный вал 12 оставляют в выработанном пространстве 11 очистного блока. На второй стадии ведут отбойку рудного тела 13 взрывными скважинами 8 на месте его залегания. Из блока выдают только отбитую руду 14 одним из известных способов, например с применением скреперной установки 75 (фиг.5).

Источники информации

1. Ляхов А.И. Технология разработки жильных месторождений. - М.: Недра, 1984. - 240 с. (рис.11 на стр.33).

2. Панфилов Е.И., Арзуманян С.С. Взрывосортировка при разработке пологих жил. М.: ИПКОН АН СССР, 1983. - 156 с. (рис.1 на стр.27) (прототип).