Добавил:
Опубликованный материал нарушает ваши авторские права? Сообщите нам.
Вуз: Предмет: Файл:

книги из ГПНТБ / Добыча и переработка серных руд Роздольского месторождения

..pdf
Скачиваний:
9
Добавлен:
25.10.2023
Размер:
15.37 Mб
Скачать

§ 5. БУРОВЗРЫВНЫЕ РАБОТЫ

Параметры буровзрывных работ

Рыхлению буровзрывным способом на Роздольском месторож­ дении подлежат: рудный пласт, представленный осерненными из­ вестняками; скальная вскрыша, залегающая непосредственно в кровле пласта (неосерненные известняки); гипсоангидриты в осно­ вании внутренних отвалов.

Руды месторождения трещиноватые, с наличием карстовых пу­ стот, заполненных глинистами фракциями. Крепость руды относится к IV—V категориям по шкале М. М. Протодьяконова. Непродук­ тивные известняки относятся к IV категории и также трещиноваты.

.Гипсоангидриты относятся к III — IV категориям крепости и обвод­ нены.

Бурение взрывных скважин в первые годы эксплуатации ме­ сторождения производилось станками БУ-20-2М с буровым снаря­ дом весом 1200 кг и диаметром долота 200 мм. Сменная производи­ тельность этих станков в породах средней крепости, к которым относятся руды месторождения, составила 20—22 м, по непродук­ тивным известнякам она была несколько ниже. С 1961 года бурение скважин по осерненным известнякам и гипсоангидритам произво­ дилось станками вращательного бурения СВБ-2 со шнековым буро­ вым инструментом. Такое бурение повысило производительность в 3—3,5 раза, позволило перейти на наклонное расположение сква­ жин, которое по сравнению с вертикальным расположением обла­ дает такими преимуществами, как возможность управления откосом уступа, лучшее дробление горной массы за счет более равномер­ ного распределения ВВ (взрывчатых веществ) во взрываемом мас­ сиве. Кроме станков вращательного бурения на скале и руде успешно применялись станки шарошечного бурения типа БСШ-2м. Станки ударно-канатного бурения используются только на дренажных работах и бурении водопонизительных скважин.

В настоящее время на карьерах месторождения применяется следующее буровое оборудование: станки вращательного бурения СВБ-2, станки шарошечного бурения БСШ-2м и СБШ-200. Показатели бурения для различных типов станков приведены в табл. 13.

С изменением буровой техники совершенствовалась и сетка расположения скважин, а также схема взрывания и применяемое ВВ. Несмотря на то что объем буровзрывных работ за последние годы вырос в 1,7 раза, качество взрывных работ значительно улучши­ лось: выход негабарита уменьшился с 7,7 до 2—3%. Величина удельного расхода ВВ также несколько уменьшилась, однако ввод в эксплуатацию Северного карьера в 1967 г. с более крепкими рудами несколько увеличил удельный расход ВВ. Технико-экономические показатели буровзрывных работ приведены в табл. 14.

На карьерах обычно применяются порядные и врубовые схемы при взрывании скальной вскрыши и руды, врубовая схема взрыва­

ло

Показатели бурения по типам станков

Марка

 

 

Диаметр

Сменная

Себестои­

Характеристика пород

произво­

мость

станка

скважин,

дитель­

бурения 1

 

 

 

мм

ность, м

п. м., руб.

СВВ-2

Осернешше

известняки, трещино­

 

 

 

ватые с коэффициентом крепости

 

 

 

/ ~ 5 ......................................................

 

160

56

0,45

БСШ-2м Неосерненные известняки,

трещи­

 

 

 

новатые,

с коэффициентом крепо­

 

 

 

сти / — 6

..............................................

200

42

1,52

СУ-20-2М Неосерненные известняки и гипсо-

 

 

 

ангндрнты .......................................

 

 

200

16

1,64

 

 

 

 

Т а б л и ц а 14

Технико-экономические показатели бурозврывных работ

 

 

 

 

Годы

 

 

Показатели

 

 

 

 

 

 

1 9 6 6

1 9 6 7

1 9 6 8

1 9 6 9

1 9 7 0

Объемы буровых работ, м;

111 441

125 759

129 355

129 536

106 546

Р У Д а ........................................

скальная вскрыта . . .

19 957

14716

4 301

5 282

8 654

дренаж ...............................

25 900

31 700

26 953

44 654

37 072

Сетка расположения скважин,

 

 

 

 

 

м:

4,3 X4,3

5,0X5,0

5,0 X5,0

6X5

6,5 X5,&

Р У Д а .....................................................

скальная вскрыша . . .

4.5X4,5

4,0 X 4,0

4X4

4X3

4X3

дренаж ...............................

4,0 X4,0

3,0x3,0

3X3

3X3

3X3

Выход горной массы с 1 м,

 

 

 

 

 

м3:

22,02

20,6

19,5

20,5

26.2

Р У Д а .....................................................

скальная вскрыша . . .

27,2

17,2

14,0

12,0

15,1

дренаж ...............................

7,3

5,4

9,7

7,9

8,8

Удельный расход ВВ:

 

 

 

 

 

руда, кг/т ........................

0,141

0,145

0,153

0,163

0,169

скальная вскрышка, кг/т

0,298

0,351

0,309

0,544

0,346

дренаж, кг/м3 ................

0,345

0,325

0,361

0,315

0,307

Себестоимость 1 м3 взорван-

 

 

 

 

 

ной горной массы, руб. . .

0,142

0,164

0,17

0,18

0,18

ния при дренажных работах. Количество взрываемых рядов, а сле­ довательно, и схемы взрывания зависят во многом от принятой системы разработки, при которой вскрываются и подготавливаются к выемке заходки по руде шириной 25—30 м (бестранспортная система разработки с внутренним отвалообразованием). В послед­ нее время, с целью улучшения дробления и уменьшения величины

развала на рудных заходках, используются врубовые схемы и схемы взрывания на неубранный массив. Они несколько увеличивают удельный расход ВВ, но значительно уменьшают выход негабарита и величину развала горной массы.

Для примера приведена ком­ мутационная схема взрыва по руд­ ному блоку на Северном карьере (рис. 37).

I

 

d

—1

Борьба с пожарами

с

d

d

При взрывании

руд

с высо­

d

d!

d

d

ким содержанием серы (24—25%)

à

C

J

d

возникают

большие

трудности,

J

d

d

d

поскольку

такие

руды

взрыво-

J

d

d

d

и пожароопасны,

а тушение боль­

ших пожаров на карьерах обыч­

d

d

d

d

ными средствами

весьма

затруд­

Ш Ш І У І І

нительно, так как работы

по лик­

видации пожаров

производятся в

 

 

 

 

загазованной, опасной для жизни

Рис.

37. Коммутационная схема взрыва

атмосфере.

ликвидации

пожаров

 

 

по

рудному блоку.

С целью

при производстве взрывных работ нами проведены исследования по выявлению причин возгорания серных руд при взрыве. Установлено, что основной причиной воз­ горания руд является буровая пыль, остающаяся у забоя и на стенках скважин или на верхней площадке уступа вблизи устья скважины. Буровая пыль, находящаяся у забоя или на стенке сква­ жины, возгорается от непосредственного контакта с высокотемпе­ ратурными продуктами взрыва, а пыль у устья скважины вовле­ кается в движение пылегазовым облаком, где возгорается от кон­ такта с истекающими из скважины продуктами взрыва.

Выход буровой мелочи с 1 м скважины в среднем составляет 63,5 кг при бурении шарошечными станками БСШ-2м (в том числе 18 кг в аккумулирующем бункере) и 31,5 кг — при бурении стан­ ками вращательного шнекового бурения СВБ-2. Потери буровой мелочи в скважине для станков БСШ-2м составляет 2,5 кг/м, а для станков СВБ-2 — 9,2 кг/м.

Гранулометрический состав буровой мелочи характеризуется зна­ чительным (до 36—38%) выходом пылевых классов (0,1 мм), содер­ жащим серы более 30%. Выход пылевых классов с 1 м и 1 м3 про­ буренной скважины составляет: для станков СВБ-2 — 1,15 кг/м и 5,05 кг/м3; для станков БСШ-2м 2,42 кг/м и 7,7 кг/м3. Количество пылевых классов, остающихся в скважине в связи с потерями буро­ вой мелочи при бурении: для станков СВБ-2 — 3,35 кг/м и 14,8 кг/м3; для станков БСІП-2м 0,95 кг/м и 3,02 кг/м3.

Бурение различными станками можно разделить по пожаро­

опасности на 3 группы: пожароопасное, в результате которого остается большое количество буровой мелочи в скважине (станки СВБ-2); малопожароопасное с удалением буровой мелочи из сква­ жины продувкой сжатым воздухом (станки шарошечного бурения); непожароопасное, в результате которого отсутствует пожароопасная буровая мелочь в скважине (бурение с промывкой и др.).

Для установления степени пожароопасности серной пыли в ла­ бораторных условиях проведены испытания ее на взрываемость. Установлено, что наибольшую взрываемость имеет серосодержащая пыль классов < 0,1 и £> 0,25 мм, а пыль классов 0,5 мм практически не взрывается. При установлении влияния различных инертных добавок на взрываемость серной пыли испытаны глина темно-серая, мергелистые глины, супесь серая, песок серый, суглинок желто­ серый. Наиболее существенно уменьшают возгораемость серной пыли добавки из темно-серой и мергелистой глин. Они рекомендо­ ваны к применению в качестве забоечного материала, обеспечива­ ющего значительную противопожарную эффективность, которая до­ стигается за счет того, что частицы серной пыли хорошо обволаки­ ваются мельчайшими частицами мергелистой глины.

Исследованиями установлено, что чистая серная пыль сильно взрывчата и образует при взрыве большое пламя. При разбавле­ нии ее инертными добавками в 2,5 раза она слабовзрывчата, а при степени разбавления в 7,5 раз пламени взрыва не наблюдается.

На основании проведенных исследований разработана клас­ сификация серных руд по пожароопасности, в основу которой по­ ложен коэффициент пожароопасности і7п ж, представляющий собой отношение длины пламени взрыва разбавленной серной пыли к длине пламени чистой серной пыли, определяемой экспериментально. Серусодержание руды S и вероятность возгорания при производстве

взрывных работ приведены в табл.

15.

Т а б л и ц а

15

 

 

Классификация серных руд по пожароопасности

 

 

Серные руды

Содержание

Значение

Вероятность

серы, %

К п. ж.

возгорания,

 

0/

 

 

 

 

-0

 

Особопожароопасные . . . .

30—40

50—100

Более 50

Пожароопасные .................... ................

25-30

25-50

Менее

50

Среднепожароопасные . . .

20—25

15-25

»

25

Слабопожароопасные . . . .

15-20

0 -1 5

»

15

С учетом классификации серных руд по пожароопасности и их геологического залегания разработана типовая карта Роздольского месторождения с указанием районов залегания категорий руд по пожароопасности, которая применяется для прогнозирования возник­ новения пожаров и рационального применения противопожарных мероприятий при производстве взрывных работ.

Серная пыль мелкодисперсна, обладает незначительным весом и легко вовлекается в движение газовым облаком, образующимся при взрыве. Вследствие контакта с горящими продуктами взрыва она загорается и переносится с большой скоростью вместе с пылега­ зовым облаком на соседние рудные блоки, где может явиться источ­ ником пожара.

При рассмотрении развития облака во времени и пространстве использован закон сохранения количества движения пылегазовой смеси, выраженный уравнением Эйлера. Дальнейшие расчеты исхо­ дят также из адиабатического закона, описываемого уравнением, показывающим изменение давления внутри газового облака от занимаемого им объема. С учетом этих теоретических предпосылок и расчетов получена скорость Uy распространения пылегазового облака при его расширении по вертикали, определена допустимая концентрация серной пыли С в блоке в зависимости от высоты и ско­ рости его развития, получена скорость Ut распространения облака в любом направлении в зависимости от времени. Эти зависимости описываются уравнениями

 

 

у

г

6-r sm2aCp

у2

(7>

 

 

 

 

 

 

_ 2000СП cos3 а Ср

г/м3;

( 8>

 

 

 

~

г/2s i n

а ср

'

 

п

-i f nqPoVlcosb «ср _

 

 

 

, м/с,

*

У

Grsin2 aCp

 

 

1 2 g fo F g c o s 7 «cp 1t -f- 0,125ізар|

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

G r s i n 2a c p

(9>

 

 

 

 

 

 

 

где

q — ускорение

свободного

падения, м/с2;

 

 

Р о — среднее начальное давление газов при взрывании, ат/м2;

 

Ѵ0 — начальный

объема газов при взрывании,

м3;

 

бгг — вес газа на 1

м забоя по фронту, кг;

кг;

 

G„ — вес серной пыли на 1

м забоя по фронту,

аср — угол развития пылегазового облака, градус;

у— высота развития пылевого облака, м;

13йр — длина заряда в скважине, м.

Используя приведенные зависимости, можно определить пло­ щадь пожароопасной зоны, на которой необходимо проводить перед взрывом соответствующие противопожарные мероприятия.

В результате исследований установлено, что значительное влия­ ние на возгорание серных руд оказывает тип применяемого ВВ. Наиболее безопасным в пожарном отношении являются ВВ с кис­ лородным балансом, близким к нулю. Рекомендованы комбиниро­ ванные заряды, состоящие из аммонита 6ЖВ и зерногранулита

80/20 (66 :

34),

аммонита 6ЖВ и зерногранулитов 80/20 и 50/50

(47,4 : 47,4

: 5,2)

и другие.

Для предотвращения пожаров рекомендованы следующие проти­ вопожарные мероприятия: полная уборка буровой мелочи с исполь­ зованием забоечной машины; применение в качестве забойки измель­ ченной мергелистой или темно-серой глины; смывание буровой мелочи кодой и орошение прилегающих забоев; применение предохранитель­ ных ВВ (комбинированных зарядов) и водяной забойки; примене­ ние в благоприятных горно-геологических условиях механического рыхления руды. В качестве одного из основных противопожарных мероприятий рекомендовано и внедрено взрывание высоких уступов. По мере увеличения высоты уступа происходит перераспределение продуктов взрыва по высоте, поскольку уменьшенный раствор во­ ронки разрушения в нижней части уступа затрудняет выход высоко­ температурных продуктов взрыва, запирающее действие верхней части зарядов способствует более полному взрывному превращению взрывчатого вещества и исключению выхода пламени взрыва из

устья скважины.

При этом выход продуктов взрыва происходит

в верхней части

уступа, менее богатой серой.

При взрываемой разделке негабарита рекомендованы следующие противопожарные мероприятия: применение заполненных водой полиэтиленовых или бумажных емкостей с взрыванием их отрезками ДШ (детонирующий шнур) или патронами-боевиками; увеличение диаметра шпуров в сочетании с применением серного аммонита на водоустойчивой селитре и заливка шпуров водой; орошение негаба­ рита и прилегающих забоев. Перечисленные мероприятия приме­ няются в зависимости от степени пожароопасности серных руд согласно разработанной классификации и практически ликвидируют пожары при их рациональном использовании.

Повышение эффективности взрывов

С целью повышения эффективности буровзрывных работ нами проведены исследования при взрывании блоков двух типов с пре­ обладающим распространением: плотных крупноблочных известня­ ков с прожилково-вкрапленным и полосчатым осернением и закарстованных трещиноватых известняков с тонковкрапленным и про­ жилково-вкрапленным осернением. Крепость этих руд составляет / = 4 _L- 6 , объемный вес в массиве — 2,2 т/м3.

Известно, что породы разрушаются под действием полей напря­ жения от взрывания зарядов ВВ, взаимодействующих между собой и создающих лучшие или худшие условия разрушения. Требуемую кусковатость породы при взрывании можно получить лишь при пра­ вильном учете причин, вызывающих ее разрушение. Наши исследо­ вания проведены в направлении рационального использования осно­ вных законов взрывания путем подбора параметров расположения зарядов, удельного расхода ВВ, высоты уступа и применения эффек­ тивных схем многорядного короткозамедленного взрывания.

При взрывании наклонных, параллельных откосу уступа, сква­ жин применялись порядные и врубовые фронтальные и поперечные

схемы замедления. Скважины диаметром 170 мм заряжали зерногранулитом 80/20, который размещался в верхней части скважины (00—70%), и аммонитом 6ЖВ (30—40%). Интервал замедления составлял 25 м/с. Степень дробления горной массы оценивали выхо­ дом кусков максимального размера (/>100 см), содержанием и раз­ мером среднего куска, которые определяли методом косоугольной фотопланиметрии по поверхности навала.

Исследования установили значительное влияние параметров расположения зарядов и высоты уступа на эффективность буро­ взрывных работ. Удельный расход ВВ зависит от расстояния между зарядами (а, м) и высоты уступа (Ну, м):

д = 15а2 — 215а (-1120, г/м3;

(10)

q — —1,7Я2 -f-53,5#у +15, г/м3;

(10а)

С увеличением расстояния между зарядами удельный

расход

ВВ уменьшается. Минимальный расход ВВ составляет 360 г/мэ при расстоянии между зарядами 6,5 м. С увеличением высоты уступа до 12—13 м удельный расход ВВ повышается до 420 г/м3,что улучшает степень дробления известняков за счет увеличения расхода энергии взрыва.

Приведенные зависимости отражают минимальные значения удель­ ного расхода ВВ при применении сплошных скважинных зарядов диаметром 170 мм, при которых достигается лучшее дробление сероносных известняков. При меньшем удельном расходе ВВ интен­ сивность дробления известняков ухудшается, а при большем — заметно не улучшается. Выход кусков максимального размера (/>100 см) также зависит от расстояния между зарядами и высоты

уступа :

(11)

Ѵн = 0,25а3- 3 ,6 а 2 + 15,4 а -14,36, %;

FH= 0,03#у—1,11#у+ 10,8, %.

(На)

Минимальный выход кусков максимального размера (около 2%) наблюдается при расстоянии между зарядами 6,5 м и высоте уступа более 12 м. Между выходом кусков максимального размера FH и диаметром среднего куска взорванной горной массы dcp установлена линейная зависимость

tfcp = 2,35FH+ 24,5, см;

(12)

позволяющая переходить от характеристики дробления взорванной горной массы по выходу кусков максимального размера к характе­ ристике по диаметру среднего куска.

При расширении сетки скважин и применении взрывания на вруб во взорванной горной массе уменьшается содержание крупных кусков и диаметр среднего куска (табл. 16).

При взрывании на вруб выход классов <40 см больше на 17—23%,

чем при

взрывании по рядам, классов 41—100 см меньше в 1,5—

2 раза,

размер среднего куска меньше на 13,5%.

'J' a б л и ц а 1 (і

Гранулометрический состав взорванной горной массы

Расстоя­

 

 

Выход классов (см),

%

 

Диаметр

ние меж-

 

 

 

 

 

 

среднего

ду заря­

0 -2 0

2 1 -4 0

41 -6 0

61 -8 0

81 -1 0 0

> 100

куска,

дами, м

см

 

 

Короткозамедленное

взрывание по рядам

 

 

5

44,5

12,5

17,5

12,5

9,0

4,0

 

6

55,5

17,5

12,5

7,5

5,0

2,0

 

5—6

50,0

15,0

15,0

10,0

7,0

3,0

 

Короткозамедленное взрывание на фронтальный и поперечный врубы

5

61,5

12,5

12,5

7,0

4,0

2,5

21,15

6

68,5

17,5

7,5

3,0

2,0

1,5

21,25

5 - 6

65,0

15,0

10,0

5,0

3,0

2,0

24,2

На карьерах Роздольского месторождения, где применяется бестранспортная система разработки, требующая минимальной ши­ рины развала взорванной горной массы,по условиям внутреннего отвалообразования, наиболее целесообразно использовать взрывание на поперечный вруб, обеспечивающее высокую степень дробления массы н минимальную ширину ее развала.

Суммарные затраты на первичные и вторичные буровзрывные работы и экскавацию, отнесенные на 1 м3 горной массы, на уступах по средней высотой Ю м е увеличением расстояния между заря­ дами с 5—5,5 до 6—6,5 м уменьшаются с 0,42—0,387 до 0,367—

0,357

руб.,

что

дает значительную

экономию средств (табл. 17).

 

 

 

 

 

 

 

 

Т а б л и ц а 17

Технико-экономические показатели многорядного короткозамедленного

 

 

 

 

взрывания уступов высотой 10 м

 

 

 

 

 

 

 

 

Расстояние между зарядами, м

 

 

Показатели

 

4

5

6

7

8

 

 

 

 

 

Удельный

расход:

 

 

 

 

 

 

бурения,

м /м 3 .............................

0,0625

0,04

0,028

0,024

0,0204

ВВ, г/м3 ...................................

500

420

370

360

360

Выход негабарита,

% . . . .

5,5

3,7

2,2

2,0

2,5

Затраты на 1 м3 горной мас­

 

 

 

 

 

сы, руб.:

 

бурение . . .

0,0625

0,04

0,028

0,024

0,0204

первичное

первичное

взрывание . .

0,1525

0,1362

0,12

0,1175

0,1175

вторичные

буровзрывные

 

0,0096

0,0057

0,0057

0,0065

работы ...........................

0,0143

по

всем

буровзрывным

0,3125

0,2579

0,22

0,212

0,2084

работам ............................

Выводы

1. За десятилетний период эксплуатации Роздольского месторо­ ждения проведены мероприятия по совершенствованию буровзрыв­ ных работ, в результате чего значительно увеличилась производи­ тельность бурения, улучшилось качество дробления горной массы

ипонизилась стоимость работ.

2.При разработке плотноблочных серных руд уступами высо­ той 10—12 м применение многорядного короткозамедленного взры­

вания скважин диаметром 170 мм, по

схеме

с поперечным врубом

и расстоянием между зарядами 6,5 м,

дает

наилучшие показатели

по дроблению горной массы при минимальных затратах.

§ 6, ДОБЫЧНЫЕ

РАБОТЫ

Для Роздольского месторождения характерна изменчивость мощ­ ности и глубины залегания рудного пласта, особенно на его флан­ гах. На Центральном карьере почва рудной залежи, представленная в основном гипсоангидритами, на флангах (восточном и западном)

М

Рис. 38. Схема геологического разреза Центрального карьера:

1 — четвертичные отложения (пески,

супеси, суглинки, глина);

2 — косовская

глина; з — неосерненный известняк;

4

— оссрненный известняк;

5 — гипсоангид-

риты;

6 — песчаник

 

резко опускается (рис. 38). Отметки подошвы рудного пласта менаду центром и восточным флангом Центрального карьера колеблются от 225 до 200 м при расстоянии до 200—300 м. Мощность пласта восточного крыла карьера по мере углубления уменьшается. Сам пласт представлен в основном известняковым типом руды; средняя мощность его на этом участке 10 м.

В связи с глубоким понижением пласта, отработка его была затруднена ввиду обводненности и больших водопритоков. Рудный пласт западного участка Центрального карьера представлен глини­ стым типом с обломками известняков. Эти обломки иногда дости­

гают больших размеров и представляют собой хорошо осернениый известняк, как правило, полосчатой текстуры. Гипсометрия подошвы пласта имеет большую амплитуду колебания — от 3 до 8 м; на некоторых площадях гипсоангидриты отсутствуют и замещаются глинистыми породами в почве пласта, мощность которого колеблется от 3 до 15 м.

Рудная залежь Северного карьера в первые годы эксплуатации имеет более спокойное залегание. Однако начиная с середины карь­ ера до его границы условия залегания руды на Северном карьере аналогичны залеганию ее на Центральном карьере. Такие условия залегания рудного пласта создают большие затруднения при его выемке, особенно на Центральном карьере.

Согласно принятой проектом системе разработки, добычные ра­ боты предусматривалось производить экскаваторами ЭКГ-4,6 с по­ грузкой руды в автосамосвалы МАЗ-525 и БелАЗ-540. Принятая схема работ за 10-летний период эксплуатации месторождения вполне себя оправдала на участках со спокойным залеганием руд­ ного пласта и в местах поднятий подстилающих пород (гипсов) в центральной части месторождения. Разработка фланговых участ­ ков месторождения потребовала дополнительных затрат из-за необ­ ходимости создания большой протяженности уклонов подъездных забойных автодорог в местах резкого понижения и отдельных сбро­ сов рудного пласта большой обводненности рудного пласта.

Перечисленные затруднения в разработке рудного пласта потре­ бовали проведения специальных мероприятий по выемке руды в забоях. Одним из мероприятий по улучшению выемки руды из пониженных мест на флангах месторождения является использова­ ние взорванных в виде «рваного» камня гипсоангидритов для устрой­ ства подъездов к забоям экскаваторов ЭКГ-4,6. Для этого по мере подвигания забоев гипсоангидриты подвозились в район местных понижений, после чего ими «мостили» подъезды и выравнивали уклоны автодороги в пределах допустимых норм. Такая схема работ несколько улучшила производство добычных работ, однако не поз­ волила осуществить полную выемку руды из отдельных глубоких понижений пласта ввиду большого притока воды к забою.

Другим, более эффектным мероприятием стала выемка руды с, использованием дренажных целиков. Производилась одновременная выемка руды с осушением участка, для чего в центре локального понижения пробуривались 2—3 водопонизительные скважины с кро­ вли рудного иласта или рудного подустуна, из которых откачивалась вода. Участок руды, на котором пробурены скважины, оставляется в виде небольшого целика, используемого в качестве дренажного до полной отработки площади понижения. После отработки осушен­ ного участка скважины переносятся в район следующего пониже­ ния, причем шаг передвижки зависит от размеров локальных пони­ жений и равен 100—300 м. Учитывая трудности выемки руды из поншкенных мест, перенос водопонизительных скважин произво­ дится 1—2 раза в год. Однако такая схема выемки руды наряду

Соседние файлы в папке книги из ГПНТБ