Способ отработки рудных тел Российский патент 2025 года по МПК E21C41/22 

Изобретение относится к горной промышленности и может применяться при отработке наклонных выклинивающихся рудных тел комбинированной системой разработки с направленной отбойкой и доставкой руды взрывом.

Известен способ отработки наклонных рудных тел с доставкой руды в камере взрывом, при котором отбойку производят на плоскость, перпендикулярную падению рудного тела [А.С. SU 104699 A1, 01.01.1956]. Для подброса руды, задерживающейся на лежачем боку, из наклонных буровых выработок проходят заходки, в которые закладывают транспортирующие мины, или взрывают во вторую очередь пучки шпуров.

Недостатки данного способа (аналога):

- из-за локального взрывного воздействия мин или пучков шпуров не обеспечивается полный подброс задерживающейся на лежачем боку руды;

- при перпендикулярном падению рудного тела расположении скважин нижний слой руды движется по параллельной лежачему боку траектории, испытывает трения о почву, быстро теряет кинетическую энергию и задерживается.

- способ не решает задачу выемки потолочины камеры, удельный вес которой возрастает при выклинивании рудных тел.

Наиболее близким к изобретению является способ отработки крутопадающих и круто наклонных рудных тел уступами с подэтажной отбойкой и взрыводоставкой руды, включающий проходку погрузочного орта, подэтажных буровых выработок, выпускных воронок, отбойку камеры в две очереди с формированием временного уступа, образующего дополнительную к воронкам рудоприемную емкость [А.С. SU 199064 A2, 13.07.1967, бюл. №15]. Для сокращения площади обнажения потолочины оставляют внутрикамерный целик, который вместе с потолочиной обрушают в последнюю очередь.

Недостатки способа - прототипа:

- угол наклона вееров скважин не дифференцируется в зависимости от длины взрыводоставки, что приводит к нарастанию к забою толщины навала остающейся руды, что затрудняет взрыводоставку последующих слоев;

- значительная часть энергии зарядов контурных скважин расходуется на отрыв руды от массива, снижая их кинетический потенциал и полноту доставки руды;

- отбиваемый совместно с потолочиной внутрикамерный целик извлекается под обрушенной породой с высокими потерями и разубоживанием;

- при обычном способе обрушения потолочины горизонтальными рядами скважин удельный расход ВВ в верхнем слое толщиной, равной 2 ЛНС, вдвое меньше, чем в остальных слоях. Это приводит к крупнокусковому дроблению руды на контакте с породой, что вызывает фильтрацию мелких кусков породы в руду и дополнительное увеличение потерь и разубоживания;

- при отработке выклинивающихся рудных тел значительная часть потолочины остается за пределами влияния выпускных выработок днища и при обрушении руда забрасывается в «мертвую зону» на лежачий бок;

- подготовка днища выпускными воронками по прототипу не ориентирует на применение высокопроизводительного самоходного оборудования;

- принятая схема формирования отрезной щели с проходкой отрезного восстающего не безопасна и малопроизводительна;

- массовый выпуск руды внутрикамерного целика и потолочины до предельного содержания в последней дозе приводит к перевыпуску налегающей породы.

Изобретение направлено на системное снижение потерь и разубоживания при выемке камеры и потолочины и создание условий для эффективного применения высокопроизводительного самоходного оборудования в условиях отработки наклонных выклинивающихся рудных тел.

Техническим результатом изобретения является обеспечение снижения потерь и разубоживания руды при высокой производительности выемки.

Технический результат достигается следующим образом.

Способ включает проходку погрузочных ортов-заездов, доставочного и траншейного штреков, буровыпускных ортов над днищем в лежачем боку, подэтажного бурового орта, верхнего бурового штрека на границе с лежачим боком, бурового штрека в висячем боку на уровне потолочины, формирование в две очереди отрезной щели путем короткозамедленной отбойки скважин на траншейный штрек, а затем на образовавшуюся рудоприемную емкость, разбуривание камеры подэтажными веерами скважин, наклоненными под тупым углом к почве, равным 90°+γ, где γ - угол, компенсирующий гравитацию, трение и сопротивление воздуха, отбойка камеры подэтажами с образованием уступа и взрыводоставкой руды, формирование по достижении критического обнажения потолочины опорной призмы, полный выпуск из камеры, обрушение опорной призмы и потолочины и выпуск руды под обрушенной породой, причем для обеспечения полной доставки руды взрывом в камере угол наклона вееров скважин увеличивают с увеличением длины доставки руды, для повышения полноты отрыва руды и увеличения кинетической энергии бурят на контакте с лежачим боком сдвоенные параллельно-сближенные веера скважин, в потолочине на интервале влияния выпускных выработок верхний слой толщиной, равной 2 ЛНС, разбуривают сдвоенными параллельно-сближенными скважинами, повышающими степень дробления руды, опорную призму и удаленную часть потолочины, расположенную вне зоны влияния выпускных выработок, разбуривают веерами скважин, угол наклона которых в сторону массива возрастает с увеличением длины доставки руды, опорную призму и потолочину отбивают направленно в три очереди с коротким замедлением, что предотвращает заброс руды на лежачий бок в «мертвую» зону, выпуск руды под обрушенной породой осуществляют в постадийно-последовательном режиме: вначале выпускают через выработки днища чистую руду до начала разубоживания, затем через орты в лежачем боку производят полный выпуск, в третью очередь завершают выпуск через выработки днища до предельного кондиционного содержания в последней дозе.

Инновационные решения устраняют недостатки прототипа в основных элементах технологии, что обеспечивает системное снижение потерь и разубоживания при высокой производительности выемки в сложных горно-геологических условиях.

Комплексом технических решений заявляемого способа устраняются все отмеченные недостатки прототипа. В изобретении исключается оставление внутрикамерного целика, а площадь обнажения потолочины регулируется формированием временной опорной призмы в разы меньшего объема, чем целик. Отрезную щель формируют без проходки отрезного восстающего путем короткозамедленного взрывания скважин в две очереди. Отбойку камеры осуществляют веерами скважин наклонными под тупым переменным углом к почве, который увеличивают с увеличением длины доставки, что обеспечивает восходящую траекторию движения отбитой руды и полную ее доставку взрывом. Для обеспечения полноты отрыва руды и увеличения кинетической энергии по контуру камеры бурят сдвоенные параллельно-сближенные веера скважин. Опорную призму и потолочину обрушают направлено короткозамедленными очередями, исключающими заброс руды на лежачий бок в «мертвую зону». Для повышения качества дробления руды при обрушении потолочины верхний ее слой на интервале, расположенном в зоне влияния выпускных выработок, разбуривают сдвоенными параллельно-сдвиженными рядами скважин. Подготовку днища воронками заменяют на траншейную подготовку, ориентированную на применение высокопроизводительных комплексов самоходного оборудования. Выпуск обрушенной руды под налегающей породой осуществляют в постадийно-последовательном режиме: в начале через выработки днища выпускают чистую руду до начала разубоживания, затем через орты в лежачем боку осуществляют полный выпуск до предельного кондиционного содержания в дозе, в третью очередь завершают выпуск через выработки днища до предельного содержания, регламентированного кондициями.

Изобретение поясняется чертежом, где на фиг. 1 показана общая схема подготовительно-нарезных, буровых работ и очистной выемки. На фиг. 2 представлена постадийно-последовательная технология выпуска руды после направленного обрушения опорной призмы и потолочины.

На чертеже показаны погрузочные орты-заезды 1, доставочный 2 штрек и траншейный 3 штрек с армированной лобовиной 4, буровыпускные орты 5 в лежачем боку 6, угол наклона лежачего бока α, подэтажный буровой орт 7, верхний буровой штрек 8, буровой штрек 9 в висячем боку, первая стадия отрезной щели 10, образующая рудоприемную емкость, и вторая стадия 11 формирования отрезной щели, критический пролет обнажения потолочины L_к, опорная призма 12, часть потолочины 13 в зоне влияния выпускных выработок днища, удаленная часть потолочины 14 вне зоны влияния выпускных выработок, переменный тупой угол наклона вееров скважин 90°+γ к почве, где переменный угол γ, компенсирующий влияние гравитации, трения и сопротивления воздуха, подэтажные веера скважин в камере 15, буримые с переменным наклоном в сторону массива, сдвоенные параллельно-сближенные веера скважин 16 на контуре камеры с лежачим боком, сдвоенные параллельно-сближенные ряды скважин 17 в верхнем слое потолочины, очереди обрушения опорной призмы и потолочины I, II, III с коротким замедлением, наклонный контакт руды с породой 18 после направленного обрушения опорной призмы и потолочины, эллипсоид чистой руды первой стадии выпуска 19 через выработки днища, воронка прогиба наклонного контакта с породой 20 в конце выпуска чистой руды, эллипсоид чистой руды 21 при выпуске во вторую очередь через орты в лежачем боку, дополнительно извлекаемая чистая руда 22 при постадийно-последовательном режиме выпуска.

Осуществление изобретения. Локальное выклинивающееся рудное тело отрабатывают автономно. При значительном простирании рудное тело разделяют на ряд камер и междукамерных целиков. В этом случае междукамерные целики отрабатывают по обычной технологии, не рассматриваемой в изобретении.

В условиях отработки наклонных выклинивающихся рудных тел главными проблемами, осложняющими выемку, являются протяженная потолочина, в разы превышающая ширину днища и зону влияния выпускных выработок, а также недостаточно крутой для истечения руды под обрушенной породой лежачий бок. Эти осложняющие факторы являются главными причинами высоких потерь и разубоживания при известных способах отработки. На их решение, в первую очередь, направлено изобретение.

Порядок выполнения работ в заявленном способе следующий. Ориентируюсь на применение мощного самоходного оборудования, в днище проходят погрузочные орты-заезды 1 и доставочный штрек 2. По кровле ортов-заездов проходят траншейный штрек 3. Уязвимым звеном технологии с торцовым выпуском являются выпускные отверстия, через которые предстоит выпустить почти все запасы камеры и потолочины. Важно не допустить при этом истирания лобовины 4, что чревато безвозвратными потерями руды в образовавшейся «мертвой» зоне. Исходя из принципа безремонтной эксплуатации днища, превентивно закрепляют сопряжения ортов-заездов с траншейным штреком и армируют лобовину 4. Для расширения зоны влияния выпускных выработок над днищем в лежачем боку проходят буровыпускные орты 5 и соединяют их с транспортной системой. Для обеспечения отбойки уступами и формирования дополнительной рудоприемной емкости, проходят подэтажный буровой орт 7, который предназначен также для формирования отрезной щели. Вместо внутрикамерного целика по прототипу предусмотрено формирование опорной призмы 12 в разы меньшего объема. Для обеспечения последующего обрушения опорной призмы 12 и наиболее удаленной угловой части потолочины 14 проходят верхний буровой штрек 8 на контакте с лежачим боком. Для обрушения основной части потолочины 13 проходят в висячем боку буровой штрек 9. Отрезную щель формируют безопасным и производительным способом без предварительной проходки отрезного восстающего путем короткозамедленной отбойки скважин в две очереди. В первой очереди 10 отбойку производят на траншейный штрек 3, во второй очереди - на образовавшуюся рудоприемную емкость 10. Изобретение предусматривает гибкую систему направленной взрыводоставки. Для обеспечения восходящей траектории движения руды разбуривание массива на подэтажах осуществляют веерами скважин 15, наклоненными к почве под тупым углом 90°+γ, при этом угол их наклона возрастает с увеличением длины доставки. Этим компенсируется возрастающее действие гравитации, трения и сопротивления воздуха. Для обеспечения полноты отрыва руды и повышения кинетической энергии на контакте с лежачим боком бурят сдвоенные параллельно-сближенные веера скважин 16. По достижении критического пролета обнажения потолочины L_к формируют опорную призму 12. После завершения отбойки камеры производит полный выпуск руды. К этому моменту запасы опорной призмы и потолочины, подлежащие обрушению, составляют 17% от запасов блока (без учета междукамерных целиков, что характерно для отработки локального рудного тела).

На завершающей стадии решаются 4 задачи:

1. При обрушении опорной призмы и потолочины обеспечение направленной доставки руды взрывом в зону потока, исключающей ее заброс на лежачий бок в «мертвую» зону.

2. Образование при отбойке в верхнем слое потолочины защитной сплошной структуры отбитой руды, содержащей не больше 30% крупных кусков, что предотвратит фильтрацию мелких породных фракций породы в руду.

3. Для предотвращения структурной деформации при взрывной доставке движение руды должно быть максимально компактным и опережать движение породы.

4. Используя законы выпуска под обрушенной породой, обеспечить максимальное извлечение чистой руды и не допустить сверхнормативного перевыпуска породы.

Для создания защитной сплошной структуры руды в верхнем слое потолочины толщиной 2 ЛНС на участке, находящемся в зоне влияния выпускных выработок 13, удельный расход ВВ увеличивают в 2 раза путем бурения сдвоенных параллельно-сближенных рядов скважин 17. Отбойку осуществляют в три очереди I, II, III с коротким замедлением между ними: в первую очередь направленно отбивают опорную призму 12 без разубоживания, во вторую очередь отбивают веерами скважин с переменным наклоном наиболее удаленную угловую часть потолочины 14. Часть потолочины, расположенную в зоне влияния выпускных выработок 13, обрушают горизонтальными рядами скважин, усиленными дополнительным рядом параллельно-сближенных скважин, обеспечивая повышенное дробление руды и сплошную ее структуру, и компактную гравитационно-взрывную доставку руды в зону потока.

Условия выпуска руды под обрушенной породой по изобретению отличаются от классических тем, что верхний контур обрушенной руды расположен наклонно к горизонту 18. Обычный массовый выпуск в таких условиях неэффективен. Продемонстрируем это утверждение по рисунку (фиг. 2). При выпуске через выработки днища эллипсоид чистой руды 19 срезается висячим боком. Вследствие этого, а также из-за наклона рудного навала воронка прогиба верхнего контакта 20 отсекает от эллипсоида чистой руды 19 с боков существенно разные объемы: справа он в разы больше левого (фиг. 2, сегменты между эллипсоидом 19 и воронкой 20). Если продолжать выпуск по классическому режиму до предельного содержания в последней дозе, руда будет поступать в основном с правой стороны эллипсоида, тогда как с левой стороны после быстрого выпуска оставшегося тонкого сегмента руды будет поступать чистая порода. В итоге будет допущен большой перевыпуск разубоживающей породы. Кроме того, перевыпуск предельно разубоженной руды справа существенно уменьшит объем эллипсоида чистой руды, оставшейся для выпуска через орты лежачего бока 5. Изобретение регламентирует альтернативный постадийно-последовательный режим выпуска. На первой стадии выпускают только неразубоженную руду в объеме эллипсоида чистой руды 19. При появлении первых признаков разубоживания выпуск прекращают. Во вторую очередь выпуск ведут только через выработки лежачего бока 5. При этом эллипсоид чистой руды 21 развивается в полном объеме вплоть до касания с воронкой прогиба верхнего контакта 20 первой стадии выпуска. Эту руду можно направить в поток чистой руды, если на руднике организована добыча двух сортов руды - неразубоженной и разубоженной. Далее на этой стадии продолжают выпуск разбуженной руды через выработки лежачего бока до предельного содержания в последней дозе, установленного кондициями. В третью очередь завершают выпуск из выработок днища до предельного кондиционного содержания в последней дозе. В результате применения постадийно-последовательного режима увеличивается (на прирезку 22, фиг. 2) объем выпуска чистой руды и предотвращается перевыпуск разубоживающей породы.

При заявленной технологии сокращение потерь и разубоживания достигается за счет следующих технических решений:

- в камере - за счет: более полного отрыва руды при отбойке; гибкой системы направленной взрыводоставки, оптимизированной с учетом переменной длины доставки; исключения потерь руды на лежачем боку; отбойки опорной призмы без разубоживания;

- в потолочине - за счет: направленной отбойки очередями и исключения заброса руды на лежачий бок в «мертвую» зону; создания защитного слоя сплошной структуры руды в потолочине, предотвращающего фильтрацию мелких фракций породы; компактного движения очередями отбитой руды;

- при постадийно-последовательном выпуске под обрушенной породой - за счет: дополнительного извлечения чистой руды; исключения перевыпуска разубоживающей породы;

- в днище - за счет: сохранения стационарных выпускных отверстий путем превентивного закрепления сопряжения выработок и армирования лобовины; интенсивного выпуска и безаварийной эксплуатации днища траншейного типа; раздельной отгрузки породы от подрезки лежачего бока для обеспечения выпуска второй очереди.

Экспертно оценен возможный уровень потерь и разубоживания:

- потери 5% (3%*0,83+15%*0,17=5,04%)

- разубоживание 7% (4%*0,83+20%0,17=6,7%)

Высокая интенсивность и производительность выемки обеспечивается за счет:

- применения высокопроизводительных комплексов оборудования;

- траншейного типа днища, исключающего зависания руды;

- безремонтной эксплуатации днища;

- исключения отрезного, восстающего;

- увеличение объема рудоприемной емкости;

- снижения выхода негабарита.

Изобретение относится к горнодобывающей промышленности и может применяться при отработке наклонных выклинивающихся рудных тел комбинированной системой разработки с направленной отбойкой и доставкой руды взрывом. Способ включает проходку погрузочных ортов-заездов, доставочного и траншейного штреков, буровыпускных ортов над днищем в лежачем боку, подэтажного бурового орта, верхнего бурового штрека на границе с лежачим боком, бурового штрека в висячем боку на уровне потолочины, формирование в две очереди отрезной щели путем короткозамедленной отбойки скважин на траншейный штрек, а затем на образовавшуюся рудоприемную емкость, разбуривание камеры подэтажными веерами скважин, наклоненными под тупым углом к почве, равным 90°+γ, где γ - угол, компенсирующий гравитацию, трение и сопротивление воздуха, отбойку камеры подэтажами с образованием уступа и взрыводоставкой руды, формирование по достижении критического обнажения потолочины опорной призмы, полный выпуск из камеры, обрушение опорной призмы и потолочины и выпуск руды под обрушенной породой, причем для обеспечения полной доставки руды взрывом в камере угол наклона вееров скважин увеличивают с увеличением длины доставки руды, для повышения полноты отрыва руды и увеличения кинетической энергии бурят на контакте с лежачим боком сдвоенные параллельно-сближенные веера скважин, в потолочине на интервале влияния выпускных выработок верхний слой толщиной, равной 2 ЛНС, разбуривают сдвоенными параллельно-сближенными скважинами, повышающими степень дробления руды, опорную призму и удаленную часть потолочины, расположенную вне зоны влияния выпускных выработок, разбуривают веерами скважин, угол наклона которых в сторону массива возрастает с увеличением длины доставки руды, опорную призму и потолочину отбивают направленно в три очереди с коротким замедлением, что предотвращает заброс руды на лежачий бок в «мертвую» зону, выпуск руды под обрушенной породой осуществляют в постадийно-последовательном режиме: вначале выпускают через выработки днища чистую руду до начала разубоживания, затем через орты в лежачем боку производят полный выпуск, в третью очередь завершают выпуск через выработки днища до предельного кондиционного содержания в последней дозе. Техническим результатом изобретения является обеспечение снижения потерь и разубоживания руды при высокой производительности выемки. 2 ил.

Способ отработки наклонных выклинивающихся рудных тел системой разработки с направленной отбойкой и доставкой руды взрывом, включающий проходку ортов-заездов, доставочного и траншейного штреков, буровыпускных ортов над днищем в лежачем боку, подэтажного бурового орта, верхнего бурового штрека по границе с лежачим боком, бурового штрека в висячем боку на уровне потолочины, формирование в две очереди отрезной щели путем короткозамедленной отбойки скважин на траншейный штрек, а затем на образовавшуюся рудоприемную емкость, разбуривание камеры подэтажными веерами скважин, наклоненными под тупым углом к почве, равным 90°+γ, где γ - угол, компенсирующий гравитацию, трение и сопротивление воздуха, отбойку камеры подэтажами с образованием уступа и с взрыводоставкой руды, формирование по достижении критического обнажения потолочины и опорной призмы, полный выпуск из камеры, отбойку опорной призмы и потолочины, выпуск руды под обрушенной породой, отличающийся тем, что на контакте с лежачим боком бурят сдвоенные параллельно-сближенные веера скважин, часть потолочины, расположенную в зоне влияния выпускных выработок, разбуривают горизонтальными рядами скважин, при этом верхний слой этой части потолочины толщиной, равной 2 линиям наименьшего сопротивления (ЛНС), дополняют рядом параллельно-сближенных скважин, опорную призму и угловую часть потолочины, расположенную вне зоны влияния выпускных выработок, разбуривают веерами скважин, наклон которых в сторону массива возрастает с увеличением длины доставки руды, отбойку потолочины и опорной призмы осуществляют в три очереди с коротким замедлением между ними, что предотвращает заброс руды на лежачий бок в «мертвую» зону, в первую очередь направленно отбивают опорную призму, во вторую – угловую часть потолочины, расположенную вне зоны влияния выпускных выработок, в третью - часть потолочины, расположенную в зоне влияния выпускных выработок, выпуск руды под обрушенной породой осуществляют в постадийно-последовательном режиме: вначале выпускают через выработки днища чистую руду до начала разубоживания, во вторую очередь через орты в лежачем боку ведут выпуск до предельного кондиционного содержания в последней дозе, в третью очередь завершают выпуск через выработки днища до предельного кондиционного содержания в последней дозе.