Способ подземной разработки крутопадающих мощных рудных тел

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

 

Изобретение относится к горной промышленности, а именно к способам подземной разработки крутопадающих (более 70°) мощных рудных тел.

Известен способ разработки крутопадающих мощных рудных тел системой этажного принудительного обрушения с нижней подсечкой, включающий разделение панели на очистные блоки, располагаемые длинной стороной вкрест простирания рудного тела и отрабатываемые последовательно сплошным порядком, проведение комплекса подготовительно-нарезных выработок, развитие очистной выемки от центра к флангам блока; формирование перед отбойкой секций траншейной подсечки длиной, равной толщине отбиваемой секции, шириной, равной ширине блока и высотой, равной высоте приемной траншеи, этажную секционную отбойку запасов блока вертикальными веерами скважин в зажиме на обрушенную руду, частичный выпуск руды (25-30%) после отбойки каждой секции с целью разрыхления руды перед взрывом последующей секции, и основной площадной односторонний выпуск отбитой руды (70-75%) по всей площади траншейного днища блока из погрузочных заездов после отбойки последней секции в блоке (Соколов И.В., Смирнов Ю.Г., Антипин Ю.Г., Никитин И.В., Барановский К.В. Подземная геотехнология при комбинированной разработке мощного железорудного месторождения, журнал «Известия высших учебных заведений. Горный журнал» № 7/2012, с. 1-5).

Способ имеет следующие недостатки:

1. Траншейное днище блока с односторонним расположением погрузочных заездов менее эффективно по сравнению с двусторонним шахматным расположением заездов. Применение траншейного днища, предусматривающего двухстороннее расположение заездов, позволяет обеспечить достаточно близкое размещение выпускных отверстий по длине приемной траншеи и снизить потери отбитой руды в гребнях между заездами и повысить качество извлечения руды. Способ характеризуется низкими показателями извлечения руды. В этом способе технически невозможно реализовать конструкцию траншейного днища с двухсторонним расположением заездов и организовать двухсторонний выпуск руды из рудоприемной траншеи, характеризующийся более высокими показателями извлечения руды.

2. Формирование в основании блока траншейной подсечки небольшого объема не обеспечивает необходимого коэффициента разрыхления (К_р=1,3-1,4) отбитой руды в зажатой среде. Высота траншейной подсечки ограничивается высотой траншеи, которая обычно составляет 10-15 м. В нашем случае при формировании траншейной подсечки высотой 15 м в блоке высотой 100 м перед отбойкой секции руды высотой 80 м коэффициент разрыхления руды составляет 1,18 (100 м / 85 м). При низком коэффициенте разрыхления возможны зависания переуплотненной руды, теряются сыпучие свойства отбитой руды, которая плохо выпускается через выработки днища блока, что снижает интенсивность и безопасность процесса выпуска руды (связанного с необходимостью ликвидации зависания).

Наиболее близким аналогом предлагаемого изобретения является способ разработки крутопадающих мощных рудных тел этажно-камерной системой с обрушением междукамерного целика (далее по тексту – МКЦ) и потолочины и площадным односторонним выпуском большого объема руды, включающий разделение рудного тела по простиранию на добычные блоки, проведение на доставочном горизонте в лежачем и висячем боку доставочных штреков, траншейных и доставочных ортов и погрузочных заездов между ними, выемку запасов очистной камеры с отбойкой веерами скважин и площадным односторонним выпуском руды с помощью погрузо-доставочной машины (далее по тексту – ПДМ) из погрузочных заездов траншейного днища камеры, массовое обрушение МКЦ и потолочины веерами скважин на выработанное пространство камеры и площадной односторонний выпуск отбитой руды целиков под обрушенными породами при помощи ПДМ (Скорняков Ю.Г. Системы разработки и комплексы самоходных машин при подземной добыче руд,  М.: Недра, 1978 г., с. 62-67).

Способ, предусматривающий на первом этапе отработки запасов добычного блока выемку запасов очистной камеры с высокими показателями извлечения руды, позволяет существенно улучшить полноту и качество излечения руды.

Способ имеет следующие недостатки:

1. Массовая отбойка запасов МКЦ на отработанную камеру предполагает продолжительные работы (1-2 недели и более) по заряжанию большого объема веерных скважин, пробуренных из выработок, расположенных непосредственно в МКЦ, граничащем с открытым выработанным пространством отработанной камеры, что снижает безопасность ведения работ при массовой отбойке МКЦ. Кроме того, технология с массовым обрушением целиков всегда связана с низким качеством дробления руды (увеличение выхода негабарита до 25-30%) и со снижением производительности ПДМ на выпуске и доставке руды и характеризуется большими потерями (до 30-50%) и разубоживанием (25-30%) руды.

2. Ограниченная ширина камер и целиков (15-20 м) по геомеханическим и технологическим условиям не позволяет подготовить днище блока с двухсторонним шахматным расположением заездов и организовать двухсторонний выпуск руды из блока, обеспечивающий более высокие показатели извлечения руды и интенсивность выпуска руды из блока (по сравнению с односторонним выпуском) за счет увеличения фронта работ на выпуске руды и возможности эффективного использования двух ПДМ.

3. При одностороннем расположении погрузочных заездов нагрузка (объем выпускаемой руды) на один погрузочный заезд практически в два раза больше, чем при двухстороннем шахматном расположении. Кроме того, при выпуске значительного объема обрушенной руды происходит интенсивное изнашивание и разрушение сопряжений (козырьков) погрузочных заездов с выпускной траншеей. Также козырьки разрушаются от действия взрыва накладных зарядов взрывчатых веществ при ликвидации зависаний руды, образуемых в результате большого выхода негабарита. В таких условиях не обеспечивается рабочая длина погрузочных заездов, располагаемых между траншейным и доставочным ортами для эффективного использования современных высокопроизводительных ПДМ длиной 8-10 м, часто применяемых при выпуске больших объемов отбитой руды, а иногда технически невозможно осуществлять выпуск руды из таких выработок. При этом снижается интенсивность выпуска руды из блока и не соблюдается равномерно-последовательный режим выпуска руды по всей площади добычного блока и сохранять ровный горизонтальный или наклонный контакт руды с породой с целью достижения хороших показателей извлечения руды при выемке целиков.

Таким образом, способ разработки крутопадающих мощных рудных тел характеризуется низкими показателями извлечения и интенсивности выпуска руды из добычного блока и не в полной мере обеспечивает безопасность ведения работ.

Техническими результатами, на достижение которых направлено предлагаемое изобретение, являются улучшение показателей извлечения руды из добычного блока, повышение безопасности ведения очистных работ в добычном блоке и увеличение интенсивности выпуска руды при разработке крутопадающих мощных рудных тел.

Технические результаты достигаются тем, что в способе подземной разработки крутопадающих мощных рудных тел с применением комбинированной системы разработки этаж по простиранию рудного тела разделяют на добычные блоки, проходят комплекс подготовительно-нарезных выработок, вынимают запасы очистной камеры со скважинной отбойкой и площадным двусторонним выпуском руды из траншейного днища, осуществляют массовую отбойку потолочины веерами скважин на отработанную камеру с последующим выпуском руды под обрушенными породами, формируют приемное днище МКЦ ниже почвы днища очистной камеры на высоту днища МКЦ, оформляют в нижней части МКЦ подсечную компенсационную камеру увеличенной высоты, секционно отбивают запасы МКЦ на зажатую среду после образования подсечной камеры, частично выпускают отбитую руду после отбойки каждой секции и производят основной площадной двухсторонний выпуск руды по всей площади днища МКЦ после отбойки всех секций.

Способ поясняется чертежами.

На фиг. 1 на вертикальном разрезе по простиранию рудного тела представлены схема подготовки и этапы выемки запасов добычного блока при комбинированной системе разработки.

На фиг. 2 на вертикальном разрезе А-А вкрест простирания рудного тела представлены схема подготовки, конструкция и этапы выемки запасов при варианте камерной системы разработки с последующим обрушением потолочины.

На фиг. 3 на вертикальном разрезе Б-Б вкрест простирания рудного тела представлены схема подготовки, конструкция и этапы выемки запасов МКЦ при варианте системы этажного принудительного обрушения с отбойкой в зажиме и оформлением подсечной камеры.

На фиг. 4 на горизонтальном разрезе В-В по простиранию рудного тела представлен совмещенный план горизонтов подготовки днища камеры и МКЦ с двухсторонним расположением погрузочных заездов в шахматном порядке.

На фиг. 5 на вертикальном разрезе Г-Г вкрест простирания рудного тела представлены параметры днища добычного блока с двухсторонним выпуском руды и с расположением днища камеры и МКЦ на разных уравнях.

Способ подземной разработки крутопадающих мощных рудных тел оосуществляется следующим образом.

Этаж 1 по простиранию рудного тела разбивают на добычные блоки, каждый из которых состоит из очистной камеры 3, потолочины 4 и МКЦ 5. Добычные блоки располагают длинной стороной вкрест простирания рудного тела 2 (фиг. 1 и 2).

Запасы добычного блока (фиг. 1) отрабатывают комбинированной системой разработки, предусматривающей сочетание вариантов различных систем разработки, а именно

- вариант камерной системы разработки с последующим обрушением потолочины 4 для выемки запасов очистной камеры 3 и потолочины 4,

- вариант системы этажного принудительного обрушения с двухстадийной выемкой и отбойкой в зажатой среде для выемки запасов МКЦ 5.

Сочетание вариантов различных систем разработки позволяет улучшить показатели извлечния руды в целом по добычному блоку за счет применения технологии камерной выемки, имеющей высокие показатели извлечения руды, и частично компенсировать недостаток системы с обрушением, имеющей низкие показатели извлечения руды.

Комбинированная система разработки, представленная на фиг. 1, предполагает три этапа отработки запасов добычного блока:

I этап 6 – выемка запасов очистной камеры 3,

II этап 7 – массовая отбойка потолочины 4 на отработанную очистную камеру 3 с последующим выпуском отбитой руды под обрушенными вмещающими породами 8,

III этап 9 – выемка запасов МКЦ 5.

При таком порядке отработки запасов добычного блока выработанное пространство очистной камеры 3 заполняется обрушенными вмещающими породами 8, обеспечивающими подпор и повышение устойчивости рудного массива МКЦ 5, и процесс заряжания вееров скважин 10 в буровых ортах 11 МКЦ 5 осуществляется при заполненной очистной камере 3 обрушенными вмещающими породами 8, что повышает безопасность ведения взрывных работ.

Подготовительно-нарезные работы при варианте камерной системы разработки с последующим обрушением потолочины 4 (фиг. 2) включают проведение на горизонте 12 подготовки днища очистной камеры 3 доставочных штреков 13 в лежачем и висячем боку, доставочных ортов 14 (фиг.1 и 4) по оси МКЦ 5, траншейного орта 15 (фиг. 2 и 4) по оси очистной камеры 3 и погрузочных заездов 16 (фиг. 1, 2 и 4) между доставочными ортами 14 и траншейным ортом 15, на буровом горизонте подэтажных штреков 17 (фиг. 2) и буровых ортов 18 (фиг. 1 и 2), вентиляционно-ходовых восстающих 19 (фиг. 2 и 4) и рудоспуска 20 (фиг. 2 и 4). При этом погрузочные заезды 16 (фиг. 4) располагают с двух сторон в шахматном порядке относительно траншейного орта 15, что по сравнению с односторонним расположением погрузочных заездов обеспечивает достаточно близкое размещение выпускных погрузочных заездов 16 по длине формируемой рудоприемной траншеи 21 (фиг. 1) из траншейного орта 15 (фиг. 2) и снизить потери отбитой руды в «гребнях» руды между заездами 16 (фиг. 4). Подготовка днища очистной камеры 3 с двусторонним расположение погрузочных заездов 16 позволяет осуществлять выпуск руды из очистной камеры 3 одновременно с двух сторон двумя ПДМ, что обеспечивает увеличение интенсивности процесса выпуска руды из добычного блока. При этом следует учитывать, что применение двустороннего выпуска руды при выемке запасов очистной камеры 3 и потолочины 4 возможно при условии подготовки днища МКЦ 5 на нижележащем горизонте.

Выемку запасов очистной камеры 3 (фиг. 2) начинают с оформления в центре ее отрезной щели 22 и развивают двумя забоями к висячему и лежачему бокам рудного тела 2 (фиг. 2). Отбивают запасы очистной камеры 3 секциями вееров скважин 23 (2-3 веера) на открытое пространство, пробуренных из буровых ортов 18 (фиг. 1 и 2) и траншейного орта 15. Отбитую руду 24 (фиг. 2 и 4) выпускают из погрузочных заездов 16 (фиг. 4), расположенных в шахматном порядке относительно траншейного орта 15. Выпускают и доставляют руду до рудоспуска 20 с помощью ПДМ.

После отработки запасов очистной камеры 3 производят выемку запасов потолочины 4 (фиг. 2) путем массовой отбойки веерных скважин 25 и последующего выпуска руды под обрушенными вмещающими породами 8. Выпускают и доставляют руду ПДМ из погрузочных заездов 16 днища очистной камеры 3 до рудоспуска 20. Массовое обрушение потолочины 4 (фиг. 1) и выпуск отбитой руды обеспечивают заполнение выработанного пространства отработанной очистной камеры 3 обрушенными вмещающими породами 8.

После отработки запасов потолочины 4 приступают к отработке запасов МКЦ 5 (фиг. 1 и 3). Для отработки запасов МКЦ 5 (фиг. 1 и 3) применяют вариант системы разработки этажного принудительного обрушения с отбойкой в зажиме и с оформлением подсечной камеры 26. Подготовительно-нарезные работы включают проходку на горизонте выпуска и доставки руды 27 МКЦ 5 доставочных штреков 28 (фиг. 4) в лежачем и висячем боку залежи, доставочных ортов 29, траншейного орта 30, погрузочных заездов 31, располагаемых с двух сторон в шахматном порядке относительно рудоприемной траншеи 32 (фиг. 1) и на подэтажном горизонте бурового орта 11. При этом горизонт выпуска и доставки руды 27 МКЦ 5 (фиг. 1 и 3) располагают ниже горизонта 12 выпуска руды из очистной камеры 3 на высоту траншейного днища МКЦ 5 (h^дн_мкц), что позволяет подготовить днище МКЦ 5 с двусторонним шахматным расположением погрузочных заездов 31 относительно рудоприемной траншеи 32, формируемой из траншейного орта 30.

Расположение днища МКЦ 5 (фиг. 1 и 4) ниже днища очистной камеры 3 позволяет подготовить днище МКЦ с двусторонним шахматным расположением погрузочных заездов 31 и осуществить подготовку днища очистной камеры 3 с двусторонним шахматным расположением погрузочных заездов 16 относительно рудоприемной траншеи 21, что позволяет организовать на всех этапах отработки запасов добычного блока двусторонний выпуск большого объема отбитой руды с эффективным использованием двух ПДМ при выемке запасов очистной камеры 3, потолочины 4 и МКЦ 5.

Высоту днища МКЦ (h^дн_мкц, м) определяют по формуле:

h ^дн _мкц = h^тр_мкц + h_тр.о ,

где h^тр_мкц – высота рудоприемной траншеи 32 МКЦ (фиг. 5), м;

h ^тр _мкц = (В_мкц – в_тр.о) tg φ / 2,

где В_мкц – ширина МКЦ (фиг. 5), м;

в _тр.о – ширина траншейного орта 30 МКЦ, м;

φ – угол откоса рудоприемной траншеи 32 МКЦ, град;

h _тр.о – высота траншейного орта 30 МКЦ 5, м.

Таким образом, формула определения высоты днища МКЦ 5 принимает следующий вид:

h ^дн _мкц = (В_мкц – в_тр.о) tg φ / 2 + h_тр.о.

Схема подготовки днища добычного блока, предусматривающая на всех этапах выемки запасов блока двусторонний выпуск руды, позволяет эффективно использовать две ПДМ на выпуске и доставке руды и обеспечить увеличение интенсивности выпуска руды из блока. Двустороннее шахматное расположение погрузочных заездов 16 и 31 (фиг. 4) относительно рудоприемных траншей 21 и 32 камеры и МКЦ (фиг. 1) (по сравнению с односторонним расположением погрузочных заездов) позволяет разместить погрузочные заезды 16 и 31 (фиг. 4) достаточно близко друг к другу и увеличить их количество по длине формируемых рудоприемных траншей 21 и 32 (фиг. 1), что обеспечивает снижение потерь отбитой руды в гребнях между выпускными погрузочными заездами и уменьшение нагрузки (объема выпускаемой руды) на один погрузочный заезд при выпуске большого объема руды и сохранение от преждевременного разрушения сопряжений («козырьков») выпускных выработок.

Отработку запасов МКЦ 5 (фиг. 3) начинают от центра с образования отрезной щели и развивают двумя забоями к висячему и лежачему бокам. Очистную выемку основных запасов МКЦ 5 осуществляют путем секционной отбойки вееров (2-3 слоев) скважин 10 в зажиме на отбитую руду 33 с последующим частичным (30% от объема отбитых основных запасов МКЦ) площадным двусторонним выпуском руды ПДМ на доставочном горизонте 27, обеспечивающим разрыхление руды перед взрывом последующей секции. Основной (70% от объема отбитых основных запасов МКЦ) выпуск отбитой руды 33 осуществляют после отбойки последней секции.

Для разбуривания основного массива МКЦ 5 и заряжания скважин 10 используют буровой орт 11 МКЦ и доставочный орт 29 отработанной камеры. Заряжание и взрывание веерных скважин 10 из вышеуказанных выработок, расположенных в МКЦ 5, производят при заполненном выработанном пространстве отработанных камер обрушенными вмещающими породами 8, и отбивают секции вееров скважин 10 в зажатой среде, что повышает безопасность ведения взрывных работ.

С целью обеспечения нормального разрыхления (К_р=1,3-1,4) руды перед отбойкой секции вееров скважин 34 (фиг. 5) в нижней части МКЦ 5 предварительно оформляют подсечную камеру 26 шириной, равной ширине МКЦ 5 (В_мкц), длиной, равной толщине отбиваемой секции (2-3 слоя), и высотой равной высоте подсечной камеры 26 (h_под). Подсечную камеру 26 оформляют путем секционной отбойки вееров (2-3 слоев) скважин 34 и последующего двустороннего выпуска руды ПДМ на доставочном горизонте 27. Веера скважин 34 бурят из траншейного орта 30 доставочного горизонта 27 выпуска руды МКЦ 5 и доставочного орта 14 горизонта 12 выпуска руды очистной камеры 3.

Высоту подсечной камеры 26 (h_под, м), оформляемой в основании МКЦ 5, определяют формуле:

h _под = h^дн_мкц + (h^дн_кам – h_раз), м,

где h^дн_кам – высота днища очистной камеры 3, м (фиг. 5),

h ^дн _кам = h¹_тр.о + (В_кам – в¹_тр.о) tg φ¹ / 2,

где h¹_тр.о – высота траншейного орта 15 очистной камеры 3, м;

в ¹ _тр.о – ширина траншейного орта 15 очистной камеры 3, м;

В_кам – ширина очистной камеры 3, м;

φ¹ – угол откоса рудоприемной траншеи 21 очистной камеры 3, град;

h _раз – высота возможного (наиболее вероятного) разрушения верхней угловой части траншейного целика («хребта») днища отработанной очистной камеры 3 при оформлении подсечной камеры 26 высотой h_под в нижней части МКЦ 5.

Таким образом, формула определения высоты подсечной камеры 26, оформляемой в нижней части МКЦ 5, принимает следующий вид:

h _под = h^дн_мкц + h¹_тр.о + (В_кам – в¹_тр.о) tg φ¹ / 2 – h_раз), м.

После отбойки последней секции основных запасов МКЦ 5 (фиг. 3) осуществляют основной площадной двусторонний выпуск руды 33, который производят равномерно по всей площади днища МКЦ 5. Возможность производить равномерный выпуск руды 33 по всей площади МКЦ 5 позволяет соблюдать горизонтальный контакт 35 отбитой руды 33 с обрушенной вмещающей породой 8 и получить достаточно хорошие показатели извлечения руды 33.

Расположение днища МКЦ 5 ниже днища очистной камеры 3 на высоту h^дн_мкц, позволяет увеличить высоту подсечной камеры 26 (h_под) и улучшить коэффициент разрыхления руды, отбваемой в зажиме при выемке запасов МКЦ 5.

Предлагаемый способ обладает следующей совокупностью отличительных признаков:

1. Способ подземной разработки крутопадающих мощных рудных тел заключается в комбинированной системе разработки, предусматривающей сочетание двух вариантов различных систем разработки – варианта камерной системы разработки с последующим обрушением потолочины и варианта системы этажного принудительного обрушения с двухстадийной выемкой и отбойкой в зажиме, что позволяет улучшить показатели извлечения руды в целом по блоку за счет камерной выемки, обеспечивающей высокий уровень полноты и качества извлечения запасов.

2. Порядок отработки запасов добычного блока предусматривает три этапа отработки запасов блока – выемку запасов очистной камеры (I этап), массовую отбойку потолочины на отработанную очистную камеру с последующим выпуском отбитой руды под обрушенными породами (II этап) и выемку запасов МКЦ (III этап). Принятый порядок исключает массовое обрушение МКЦ на отработанную очистную камеру и создает условия повышающие безопасность и эффективность отбойки запасов МКЦ за счет полного заполнения выработанного пространства смежной очистной камеры пустой породой после обрушения и выпуска запасов потолочины. При этом процесс заряжания скважин осуществляют из выработок, располагаемых в МКЦ, граничащем с выработанным пространством очистной камеры, заполненным породой, и отбойку МКЦ ведут в зажиме.

3. Подготовку днища МКЦ осуществляют ниже почвы днища очистной камеры на высоту днища МКЦ (h^дн_мкц). Расположение днища МКЦ ниже почвы днища очистной камеры позволяет подготовить днище очистной камеры и МКЦ с двусторонним шахматным расположением погрузочных заездов и увеличить высоту подсечной камеры. Способ подготовки днища с двухсторонним шахматным расположением погрузочных заездов по отношению к рудоприемным траншеям очистной камеры и МКЦ обеспечивает повышение интенсивности выпуска и доставки руды из добычного блока и улучшение показателей извлечения руды. Высоту днища МКЦ определяют по формуле: h^дн_мкц = (В_мкц – в_тр.о) tg φ / 2 + h_тр.о. Оформляют подсечную камеру увеличенного объема за счет увеличения ее высоты, что обеспечивает более высокий коэффициент разрыхления руды отбитой в зажиме. Высоту подсечной камеры определяют по формуле: h_под = h^дн_мкц + h¹_тр.о + (В_кам – в¹_тр.о) tg φ¹ / 2 – h_раз).

Таким образом, предлагаемый способ подземной разработки крутопадающих мощных рудных тел позволяет улучшить показатели извлечения руды из добычного блока, повысить безопасность ведения очистных работ в и увеличить интенсивность выпуска руды при разработке крутопадающих мощных рудных тел.

1. Способ подземной разработки крутопадающих мощных рудных тел, включающий разделение рудного тела по простиранию на добычные блоки, каждый из которых состоит из очистной камеры, потолочины и междукамерного целика, проведение подготовительно-нарезных выработок, выемку камерных запасов и междукамерных целиков с площадным выпуском руды, отличающийся тем, что после выемки запасов очистной камеры отбивают и выпускают под обрушенными породами запасы потолочины, выпуск запасов очистной камеры и потолочины осуществляют из траншейного днища с двусторонним расположением погрузочных заездов, затем производят выемку запасов междукамерного целика путем секционной скважинной отбойки в зажиме после образования подсечной камеры увеличенного объема и частичного двустороннего выпуска руды, при этом подготовку днища междукамерного целика производят ниже почвы днища очистной камеры на высоту днища и основной двусторонний выпуск руды осуществляют по всей площади днища междукамерного целика после отбойки последней секции.

2. Способ по п. 1, отличающийся тем, что высоту днища междукамерного целика, расположенного ниже почвы днища очистной камеры, определяют по формуле:

h^дн_мкц = (В_мкц – в_тр.о) / tg φ 2 + h_тр.о, где В_мкц - ширина междукамерного целика, м, в_тр.о - ширина траншейного орта, м, ϕ - угол откоса рудоприемной траншеи междукамерного целика, град, h_тр.о - высота траншейного орта междукамерного целика, м.