Зыряновский свинцовый комбинат

В зоне оруденения Зыряновского месторождения рудные минералы распределены весьма неравномерно — от участков сплошных сульфидных руд до забалансовых вкрапленников, Контуры рудных тел часто определяются по данным опробования. Рудные тела представлены в основном крутопадающими (50—90°) линзами, которые усложнены разветвлениями, апофизами, прослоями пустых пород. Залегают эти тела согласно вмещающим породам. Мощные тела, как правило, расщеплены прослоями пород или некондиционной руды. С глубиной мощность большинства рудных тел уменьшается.

Основными рудовмещающими породами месторождения являются микрокварциты и серицито-хлоритовые сланцы. В висячем боку залегают глинистые, известково-глинистые и серицито-хлоритовые сланцы, а также порфириты и порфироиды; в лежачем боку — микрокварциты, серицито-хлоритовые сланцы, кварц-карбонатовые породы и порфироиды. Коэффициент крепости руд к пород варьирует от 6 до 19; плотность окисленных руд составляет 2,6 т/м3, смешанных — 2,7, сплошных —3,3 вкрапленных — 2,8, забалансовых — 2,6 т/м3.

Трещиноватость руд и пород значительна, развита несколькими системами трещин отдельности, но ярко выраженной их направленности не наблюдается. Вертикальные обнажения на верхних горизонтах достигали 1500 м3, горизонтальные — более 800 м2.

Пропластки слабых пород (особенно серицито-хлоритовых сланцев) и тектонические трещины ослабляют устойчивость массива, что при отбойке руды глубокими скважинами диаметром 100—150 мм иногда вызывает частичное обрушение целиков.

С 1964 г. месторождение отрабатывалось комбинированным способом. Центральный участок до 200—300 м от поверхности повторно отработан открытым способом. При этом месторождение было разделено ка три основные зоны: в первой зоне— рудные тела полностью попадали в контуры карьера, во второй руда располагалась в бортах и под дном карьера и в третьей — за контурами карьера и его охранных целиков.

Рудные тела первой зоны отработали подземным способом системами с закладкой выработанного пространства: небольшие рудные тела полностью, в линзах больших размеров отработаны только камеры с закладкой их забалансовыми рудами. В последнем случае оставленные целики вместе с закладкой отработаны открытым способом.

Рудные тела второй зоны отработали частично или полностью с закладкой выработанного пространства твердеющими смесями, чтобы предохранить борт карьера от сползания.

На выбор систем разработки рудных тел третьей зоны карьер не оказал влияния. Исходя из конкретных горно-геологических условий для их отработки применяют системы с обрушением и камерные. Совместно с Московским горным институтом и ВНИИцветметом комбинат провел научно-исследовательские и опытно-промышленные работы по совершенствованию этих систем. Внедрены новые варианты систем, основанные на отбойке руды в зажиме. Производительность труда рабочего по системе возросла до 7 м3/смену.

Однако в начале 60-х годов возможности применяемых систем разработки и средств механизации на рудниках комбината в значительной мере были исчерпаны. Кроме того, с увеличением глубины горных работ ухудшились горно-геологические условия, в частности, уменьшилась мощность рудных тел, значительно увеличилось число линз небольших размеров, а угол падения многих из них уменьшился до 70—50°.

В связи с этим возникла проблема изыскания такой технологии горных работ, которая позволила бы в худших горно-геологических условиях не только сохранить достигнутые технико-экономические показатели, по и существенно их улучшить.

Эта проблема была путем совершенствования производственных процессов, организации труда и технологии за счет внедрения новых средств механизации выпуска и доставки руды.

B 1962 г. при отработке блока «Трубная линза» испытана система с доставкой руды силой взрыва по горизонтали, выпуском и транспортированием ее комплексом машин вибрационного действия.

Одни из блоков (рис. 6.1) длиной 60 м и высотой 40 м имел запасы 40 тыс. т, В нижней его части из рудоспускного восстающего прошли доставочный штрек сечением 5 м2, а из него три восстающих: два для сообщения и вентиляции и один отрезной. Для подсечки и отбойки руды пройдены две горизонтальные выработки выше почвы доставочного штрека на 7,5 и 15,5 м. На фланге блока оформили рудоприемную воронку, в нижней части которой установили вибрационную площадку для выпуска и подачи отбитой руды на вибрационный питатель, предназначенный для дробления на нем негабаритных кусков и загрузки вибрационного конвейера. Руду в рудоспуск доставляли вибрационным конвейером ВР-50 длиной 21 м.

Отрезную щель проходили на всю ширину камеры способом отбойки руды глубокими скважинами на отрезной восстающий. Затем на эту щель послойно отбивали руду вертикальными комплектами веерных скважин диаметром 100 мм, пробуренными станками ЛПС-3. Выход руды с 1 м скважины составил 10 т. Удельный расход BB (AM-10 и ВД-8) на отбойку и вторичное дробление составлял соответственно 0,56 и 0,3 кг/т. Опыт показал, что крутопадающие рудные тела и слепые линзы целесообразно отрабатывать с взрывной доставкой руды по горизонтали.

В блоке испытай комплекс вибромашин (рис. 6.2) для выпуска и доставки руды, за работой которого наблюдали на протяжении 4-х мес. За 2 ч непрерывной работы комплекса его эксплуатационная производительность составляла 250 т/смену при суммарной мощности приводов 20 кВт. Производительность скреперных установок в аналогичных условиях не превышала 80 т/смену при мощности привода 55 кВт. Таким образом, удельная производительность выпуска и доставки руды вибрационными машинами на 1 кВт установленной мощности оказалась в 5—6 раз выше, чем у скреперных установок.

В период испытаний проверена возможность дробления негабарит00 непосредственно на рабочем органе виброплощадки. При этом масса заряда BB составляла 1—2 кг. Этот опыт был использован ВНИИцветметом при создании вибрационного грохота-накопителя для дробления на нем негабаритных кусков кумулятивными зарядами ВВ.

В соответствии с основными требованиями поточной технологии добычи крепких руд и с учетом установленных закономерностей послойного торцового вибрационного выпуска руды на руднике им. XXII съезда КПСС запроектирован и отработан блок № 25.

Блок был расположен в юго-восточной части южного крыла Маслянской промышленной зоны. С востока к нему примыкал отработанный блок 13, с запада — выклинка рудного тела

Рудное тело состояло из разобщенных линз с весьма неправильной морфологией. Угол их падения изменялся от 50 до 80°. Максимальная мощность линз составляла на Vl горизонте — 9 м, на 25 м выше VII горизонта — 20 м. На VII горизонте рудное тело выклинивалось.

Руда состояла из вкрапленников сульфидных минералов в микрокварцитах с коэффициентом крепости 14 и в серицито-хлоритовых сланцах с коэффициентом крепости 10. Трещиноватость и обводненность участка умеренные, запасы руды в блоке — 66,2 тыс. т. В верхней части блока располагались слабоустойчивые серицито-хлоритовые сланцы с равномерным распределением сульфидных минералов, в нижней части — микрокварциты с рассеянной вкрапленностью этих же минералов (галенит, сфалерит, халькопирит и пирит). Висячий и лежачий бока рудного тела сложны темн же породами, но неминерализованными или с непромышленным содержанием металлов. Плотность руды пород составляла соответственно 2,8 и 2,7 т/м3.

Рудное тело разведано скважинами и выработками. Выемочный контур блока по условиям рационального конструктивного оформления системы определен после выполнения подготовительно-нарезных работ. Кроме того, в процессе бурения взрывных скважин проведен радиометрический каротаж массива, который позволил уточнить выемочный контур.

Блок длиной 50, шириной 10—12 и высотой 45 м отработан системой подэтажного обрушения (рис. 6.3).

При новом конструктивном оформлении системы отсутствовали руловыпускные выработки (ниши, дучки, воронки), проходка которых трудоемка и дорога.

Подготовительно-нарезные работы заключались в проходке Рудоспуска с откаточного до верхнего вентиляционного горизонта, а также материально-ходового восстающего с основного рабочего горизонта до уровня подэтажа. Из этих выработок на каждом подэтаже провели два штрека; буровой у висячего бока и погрузочно-доставочный у лежачего. На противоположном фланге блока пройден отрезной восстающий, разделанный затем в отрезную щель.

Очистные работы начали с бурения на подэтажах комплектов веерных восходящих скважин. Руду отбивали и выпускали слоями. В процессе отбойки над штреками методом недозаряда скважин оформляли потолочину-козырек высотой 5—7 м, которую послойно погашали по мере отработки подэтажей Торец потолочины выступал за плоскость очистного забоя на 1,6—3,2 м. Над буровым штреком нижнего подэтажа на всю его длину потолочину сохраняли для того, чтобы обеспечить сквозную вентиляцию.

Рабочие места в процессе проходческих и очистных работ в блоке проветривали по единой нагнетательно-всасывающей схеме вентиляции. Свежий воздух по металлическим трубам (в соединительных ортах и материально-ходовом восстающем), а затем по прорезиненным (в доставочных и буровых штреках) подавали вентилятором. Загрязненная струя воздуха отсасывалась по выработкам другим вентилятором, расположенным на верхнем горизонте. Чтобы снизить выделение пыли, работали две оросительные установки.

Общий объем подготовительно-нарезных работ составил 2900 м3, средняя производительность труда проходчиков 3,25 м3/смену вместо обычных на руднике 1,83 м3/смену. Это достигнуто за счет совершенствования техники, технологии и организации труда на проходческих работах.

Восстающие объемом 662 м3 (за исключением отрезного) пройдены комплексом KПB-1. Средняя производительность труда проходчика составила 2,6 м3/смену, максимальная м3/смену, что соответственно в 1,9 и 2,2 раза выше средней по руднику. При этом стоимость проходки 1 м восстающего снизилась на 23 руб.

Буровые штреки проводили с использованием механических зарядчиков типа «Курама» (рис. 6.4) Производительность труда проходчиков составила 3,4 м3/смену, что на 30—40% выше средней по руднику.

Доставочные штреки проходили методом недозаряда скважин, пробуренных из буровых штреков (табл. 6.1).

Средняя производительность труда проходчика при этом в 2—3 раза превышала производительность проходчика по руднику, а стоимость проходки 1 м штрека была снижена на 37,8 руб.

Благодаря совершенствованию конструкции системы разработки и способов подготовительно-нарезных работ время подготовки блока сократилось с 7 до 5 мес.

Руду отбивали скважинами диаметром 70 мм на верхнем подэтаже и диаметром 145 мм — на нижнем. Скважины диаметром 70 мм бурили в рудах с коэффициентом крепости 8—10 станками БУ-70. Производительность труда бурового мастера составила 15,7 м/смену (77 т/смену). Б более крепких рудах (f=14) нижнего подэтажа скважины бурили шарошечными станками со средней производительностью труда бурильщика 9,15 м/смеиу (165 т/смену). Для обрушения потолочины- козырька на нижнем подэтаже бурили скважины диаметром 100 мм пневмоударными станками ЛПС-3. При этом производительность труда бурильщика составила 7,38 м/смену (70 т/смену). Из анализа показателей применения скважин разного диаметра (табл. 6.2) следует, что стоимость обуривания 1 т руды станком БУ-70 в 2 раза выше, чем станком БШ-145. Однако с учетом взрывных работ, выпуска и доставки руды эта разница сокращается до 1,28 раза. Следовательно, при диаметре скважин 70 мм станок должен обеспечивать производительность труда бурильщика 200—220 т/смену.

Руду отбивали слоями толщиной 3, 3,6 и 6 м одним или двумя рядами скважин в каждом слое. Потолочину-козырек погашали взрыванием оставшихся концов скважин (на верхнем под» этаже) или специально пробуренных скважин (на нижнем подэтаже). В блоке при отбойке наблюдался выброс руды (табл. 6.3) в доставочные выработки.

После отбойки четырех слоев на верхнем подэтаже н первого слоя на нижнем выброс был предотвращен с помощью потолочины. Подготовка очередного слоя к отбойке заключалась в разборке заколов и проверке длины скважин. Таким образом, временная потолочина-козырек не только предотвратила движение разубоживающих пустых пород вдоль забоя при послойном торцовом выпуске, но и предохранила выработки и погрузочно-доставочное оборудование от действия взрывной волны.

При одновременном взрывании всех скважин одного веера наблюдался большой выброс руды в выработки, отмечались сильные нарушения скважин и коммуникаций и образование на контакте с массивом щели, что при послойном выпуске крайне нежелательно. Поэтому взрывы производили с внутривеерным замедлением по волновой схеме. На каждый взрыв составляли диспозицию с приложением схемы замедлений. Значительное искривление скважин (до 2 м), особенно диаметром 70 мм, приводило к подрыву скважин соседнего веера, что потребовало строгого соблюдения определенного порядка отбойки руды. Для того, чтобы предотвратить разрушение вибропитателя, работающего под навалом руды, толщина отбиваемого слоя должна быть не более 4-х м при диаметре скважин 70 мм и не более 6 м при диаметре скважин 145 мм. Оставление потолочины-козырька над питателем обязательно с последующим ее послойным погашением. Для сохранения скважин последующих рядов и предотвращения выброса горной массы в буровые выработки отношение толщины обрушаемого слоя руды к толщине зажимающей среды должно быть не менее трехкратного,

Наибольшую опасность для вибропитателя представляла отбойка потолочины-козырька слабо наклоненными скважинами диаметром 100 мм, пробуренными из бурового штрека, В процессе выпуска руды кровля доставочного штрека скалывалась, что приводило к уменьшению ЛИС первой скважины над питателем и увеличению динамической нагрузки на питатель при отбойке. Поэтому обязательно создавали рудную «подушку» толщиной не менее 1 м.

Производительность труда взрывников при заряжании скважин с помощью пневмозарядчика «Вахш-5М» (рис. 6.5) составляла 1000, а при ручном заряжании патронами — 300 кг/смену; показатели отбойки приведены в табл. 6.4.

При отбойке руды скважинами диаметром 70 мм выход негабарита снижен на 30% по сравнению с отбойкой скважинами диаметром 145 мм.

Руду из блока выдавали двумя поточными линиями, состоявшими из комплексов вибромашин, смонтированных на верхнем и нижнем подэтажах (рис. 6.6, 6,7).

Подготовку и монтаж комплексов производили но сетевому графику. Трудоемкость этих работ составила 200 чел.-смен.

График очистных работ предусматривал следующую очередность; когда на верхнем подэтаже выдавали руду, на нижнем готовили к отбойке очередной слой; затем на нижнем выдавали руду, а на верхнем готовились к отбойке.

При выдаче руды машинист осматривал механизмы, включал вибромашины с пульта управления и наблюдал за выпуском и доставкой руды, следил за работой оросителей и вентиляционной системы, ликвидировал зависания и дробил негабариты взрывным способом, в конце смены убирал рабочее место.

При подготовке к отбойке очередного слоя на другом подэтаже в это же время демонтировали секции конвейера, передвигали тяговым устройством вибропитатель из-под навала, при необходимости ремонтировали вибромеханизмы, доставляли взрывчатые материалы, заряжали и взрывали скважины очередного уступа, заряжали и взрывали скважины (шпуры) для погашения козырька. Взрывные работы производили в междусменный перерыв. Все работы выполняла бригада из четырех слесарей-взрывников (по 2 человека в смену). Блок был отработан за 10 мес. За этот период выдано 75 тыс. труды. Сменная производительность комплекса (труда оператора) чаще всего составляла 200—400 т, суточная — 400 —600 т (табл. 6.5).

Анализ показывает, что при соблюдении всех условий по отбойке руды и эксплуатации оборудования устойчивая проектная производительность комплекса 500 т/смену является вполне реальной.

Средняя производительность выпуска оказалась в 3—5,5 раза выше, чем при скреперной доставке в аналогичных условиях (табл. 6.6). При отработке блока питатели 24 раза перемещали в новое рабочее положение. Общая длина перемещения составила 82 м. Проблема извлечения питателя из-под навала руды была решена за счет применения автономного тягового устройства ТУБ-80 (рис. 6.8).

Показатели извлечения руды по блоку № 25 в сравнении с показателями, полученными по старой технологии, оказались значительно выше (табл. 6.7).

По окончании работ о блоке № 25 один из комплексов использован повторно для отработки блока № 13 западный VII горизонта. Этот блок располагался на участке одной из крутопадающих линз Маслянской промышленной зоны и граничил с одной стороны с обрушенными породами ранее отработанного блока, с другой — с выклинкой рудного тела.

Рудное тело представлено крутопадающей под углом 80—90° линзой мощностью 10—12 м. Руда состояла из вкрапленников сульфидных минералов в микрокварцитах и окварцованных серицито-хлористовых сланцах с различной степенью минерализации как но простиранию, так и по падению. Висячий и лежачий бока представлены теми же породами, но с непромышленным содержанием металлов. Коэффициент крепости микрокварцитов 14—16, сланцев — 8—10.

благоприятные условия залегания рудного тела (выдержанная мощность, крутой угол падения, прямолинейность простирания) позволили применить для отработки блока систему этажного принудительного обрушения с отбойкой руды слоями в зажатой среде и торцовым прослойным вибрационным ее выпуском.

Длина блока 40 м, ширина равнялась мощности рудного тела — 10—12 м (рис. 6.9).

Подготовка блока заключалась в следующем. С уровня нижележащего откаточного горизонта комплексом КПВ-1 пройден рудоспуск длиной 50 м, который выбили в почву соединительного орта, пройденного в кровле откаточных выработок VII горизонта.

Из соединительного орта обычным способом пройден вентиляционный штрек. Производительность труда проходчика при этом составила 2,95 м3/смену.

Затем параллельно вентиляционному штреку методом недозаряда скважин пройден поставочный штрек. Для этого из вентиляционного штрека станком БУ-70 бурили веера по пять скважин диаметром 70 мм и длиной от 4,5 до 5,7 м. Заряжали и взрывали только концы скважин в контурах будущей выработки. Расстояние между плоскостями вееров составляло 1,5 м, общая длина скважин в комплекте 27,5 м, заряжаемая —14,5 м Удельный расход BB (гранулита) составил 3 кг/м3, объем горной массы, отбиваемой одним комплектом скважин, — 13 м3, а при короткозамедленном (или замедленном) взрывании 5—10 комплектов скважин — 65—130 м3 (180—360 т). При большом навале руды производительность скрепериста возросла до 200 т/сые-ну. Штрек длиной 50 м прошли за 16 дней при двухсменной работе. Средняя производительность труда проходчиков составила 6,9 м3/смену, что в 2—2,5 раза выше, чем при обычном способе проходки, и соответствует производительности труда на очистных работах при наиболее производительных системах разработки.

После проходки доставочного штрека над ним прошли буровой штрек также методом недозаряда скважин. В веере бурили 5 восстающих скважин диаметром 70 мм станком БУ-70 па глубину 5,9—7,3 м, а заряжали только их концы на длину 2—3,5 м. Общая длина скважин в комплекте составляла 33,5 м, заряжаемая— 14,5 м. При ЛНС 1,5 м удельный расход гранулита составил 4,8 кг/м3. Штрек длиной 50 м прошли за 15 дней. Производительность труда проходчиков составила 6,8 м3/смену.

На проходке первых 10—15 м обоих штреков примерно 80—90% объема руды доставлялось силой взрыва в рудоспуск. При этом производительность труда проходчиков увеличивалась до 8—10 м3/смену. Благодаря тому, что 50% объема подготовительно-нарезных выработок пройдено таким методом, производительность труда рабочего на подготовке и нарезке блока составила 3,7 м3/смену, или в 2 раза выше, чем при обычной технологии.

В связи с тем, что блок с одной стороны граничил с обрушенными породами, очистные работы вели с этого фланца, а отрезку блока производили только в нижней его части на высоту 7 м.

Руду отбивали слоями (рис. 6.10) толщиной 6—6,5 м скважинами диаметром 145 мм, пробуренными станком БШ-145. Длина скважин достигала 30 м. ЛНС составляла 3—3,5 м, расстояние между копиями скважин в веере — около 4 м. Скважины заряжали патронированными ВВ. Взрывание вели по волновой схеме с помощью электродетонаторов короткозамедленного действия с несколькими ступенями замедления. За один прием взрывали 3000 кг BB и обрушали 5000 т руды. Удельный расход BB на отбойку составил 600—630 г/т, на вторичное дробление —80—160 г/т.

Выпускали и доставляли руду в блоке вибропитателем ВП-1 и виброконвейером ВР-100М (рис. 6.11), которыми ранее добыто около 40 тыс. т.

На монтаж вибропитателя ВП-1, виброконвейера ВР-100М длиной 12 м, пусковой и регулирующей аппаратуры, электрических, воздушных и водяных линий затрачено 77 чел.-смен. Раму виброконвейера кропили к почве выработки винтовыми колонками, а не анкерными болтами, как это было при отработке блока № 25.

После выпуска всей руды отбитого слоя конвейер укорачивали на одну — две секции, а вибропитатель тяговым устройством извлекали из-под навала и передвигали в новое рабочее положение. Очередной слой руды основного уступа отбивали с оставлением потолочины-козырька, а затем обрушали потолочину на лоток питателя, обеспечивая его заглубление в навал руды примерно на 3 м. При этом глубина внедрения вибропитателя составляла около 1,5 м. Отставание погашения потолочины составляло 2—4 м.

При выпуске руды машинист затрачивал на подготовительно-заключительные операции 25,3% рабочего времени, на основною работу (выпуск и доставку) — 28,6%, на вспомогательные операции —27,3%, простои (механизмы не работали) составляли 18,8%.

Хронометражные наблюдения показали, что при выполнении подготовительно-заключительных операций патовину времени (около 12%) тратили на доставку BM со склада и более одной трети вспомогательного времени (10,5%) — на пропуск руды через колосниковую решетку, так как в блоке не был смонтирован виброгрохот. Потерн времени по организационным причинам составили примерно 5,2% всех простоев.

Комплексом механизмов выпушено 51 тыс. т руды при средней производительности 310 т/смену (максимальная — 680 т/смену). Интенсивность отработки блока достигала 16 тыс. т/мес.

В процессе очистных работ произвели 13 передвижек вибропитателя и последовательно демонтировали вес секции виброконвейера. Удельный расход электроэнергии при выпуске и доставке руды составил 0,25 кВт*ч/т вместо 2—2,5 при скреперном оборудовании.

Блок проветривали по всасывающей схеме, Свежий воздух с откаточного горизонта поступал под действием блоковой вентиляционной установки в соединительный орт. В блоке струя свежего воздуха разветвлялась. Большая ее часть (6 м3, или 85%) поступала в поставочный штрек, омывала забой и но сбойке в целике попадала в вентиляционный штрек. Из вентиляционного штрека воздух отсасывался установкой из двух вентиляторов СВМ-6 и по трубопроводу диаметром 400 мм нагнетался в материально-ходовой восстающий соседнего блока, а затем в вентиляционные выработки вышележащего горизонта. Меньшая часть струн свежего воздуха (1 м3 или 15%) проходила над устьем рудоспуска, захватывала пыль, образующуюся при разгрузке конвейера в рудоспуск, и через окно в бетонной перемычке также попадала на вентиляционный штрек и захватывалась вентиляторами.

Чтобы регулировать струи воздуха, в блоке возведено четыре перемычки, которые по мере очистных работ открывали. При отбойке потолочины-козырька погашались вентиляционный штрек и сбойки с ним. В местах перегрузки руды пыль подавляли оросителями.

Производительность труда на проходческих работах в сравнении со старой технологией возросла в 2 раза, на очистных работах — в 1,7 раза (табл. 6.8). Производительность труда рабочего по блоку увеличена за счет снижения удельного объема подготовительно-нарезных работ.

На основании опыта отработки блока № 13-западный запроектирована выемка руды с применением поточной технологии при системе принудительного этажного обрушения с послойной отбойкой и торцовым вибрационным выпуском руды в блоках №№ 2 и 6 VIII горизонта (рис. 6.12).

Участок, на котором были заложены блоки, располагался на западном фланге месторождения. Рудные тела — крутопадающие линзы вкрапленников сульфидных минералов в серицито-хлоритовых сланцах и микрокварцитах с коэффициентами крепости соответственно 8—10 и 10—12. Мощность линз колебалась от 1—5 до 15—20 м. Рудные тела, расположенные выше VIII горизонта, отработаны системой этажного принудительного обрушения, а очистное пространство заполнено обрушенными вмещающими породами.

Блок № 2 VIII горизонта имел длину 75 м, ширину, равную мощности рудного тела; от 4 м в нижней части до 20 м в верхней, высоту 40 м. Блок был разделен на два крыла: западное длиной 45 м и восточное длиной 30 м.

Подготовительно-нарезные работы состояли в проходке, с X горизонта до горизонта выпуска н доставки—рудоспуска сечением 5,6 м2 длиной 113 м; с VIII горизонта — материально-ходового восстающего высотой 13 м, двух отрезных восстающих длиной по 40 м; доставочных штреков длиной 75 м сечением 7,5 м2, буровых штреков длиной 70 м, сечением 8,7 м2, вентиляционных и соединительных выработок. Рудоспуск пройден с использованием полка КПВ-1. Производительность труда проходчика составила: на проходке восстающих 2 н3/смену, на проходке вентиляционного штрека 2,95 м3/смену и на проходке доставочных и буровых штреков методом недозаряда скважин соответственно 6,8 и 6,9 м3/смену; в целом по блоку — 3,52 м3/смену.

Блок отрабатывали от флангов к середине. После образования отрезных щелей на них отбивали руду слоями в зажиме и выпускали через временную потолочину в нижней части блока. Толщина потолочины 4—5 м, длина 3—6 м Потолочину погашали также слоями с шагом, кратным толщине отбиваемого слоя основного уступа руды, с отставанием 2—3 м.

Основной объем руды отбили скважинами диаметром 150 мм, пробуренными станками БШ-45 из бурового штрека, расположенного в днище блока. Производительность труда бурового мастера составила 8 м/смсну, или 162 т/смеиу. Запасы руды, находившиеся в верхней части блока и в динищe вышерасположенного блока, разбурили скважинами диаметром 100 мм станками ЛПС-3. Такими же станками разбурили руду в потолочине над доставочным штреком. Производительность труда рабочего при этом составила 9 м/смену, или 82 т/смену.

Скважины диаметром 145 мм заряжали вручную, а диаметром 70—100 мм пневмозарядчиком "Вахш-5М". В первом случае производительность труда составила 300 кг/смеиу, во втором — 1000 кг/смеиу.

Для выпуска и доставки руды в блоке смонтировали две поточные линии, состоявшие из вибропитателей, виброконвейеров и виброгрохота. В западном криле блока использованы механизмы комплекса КВВ-2; вибропитатель ВП-2 и два виброконвейера ВР-80 м длиной 20 и 22 м; в восточном крыле — вибропитатель ВП-2 и уравновешенный виброконвейер ВУР-1 длиной 24 м (рис. 6.13), изготовленный опытным заводом ВНИИцветмета. Обе поточные линии выдавали руду на один виброгрохот ВГ-400, установленный над рудоспуском. Производительность труда рабочего на выпуске я доставке руды в среднем составила 300 т/см сну.

Применение вибропитателей резко сократило число зависании руды при выпуске.

Выработки выпуска и доставки проветривали за счет общешахтной депрессии. Свежий воздух с VIII горизонта по материально-ходовому восстающему попадал в доставочный штрек, из которого через вентиляционные сбойки поступал на буровой штрек, а затем через вентиляционный квершлаг и вентиляционный восстающий, сбитый с VII горизонтом, на исходящую струю рудника.

Принятая схема вентиляции рабочих мест обеспечила быстрый вынос пыли и газа при вторичном дроблении крупнокусковой руды Рабочее место в доставочном штреке проветривалось через 2—3 мин, что в 5-10 раз быстрее, чем обычно. Для подавления пыли руду орошали на вибропитателе и в пункте разгрузки конвейера в рудоспуск.

Производительность труда рабочего по блоку с учетом подготовительно-нарезных и очистных работ составила 15,5 м3/смену, что в 2,5 раза выше, а себестоимость добычи 1 м руды на 30% ниже, чем при системе этажного принудительного обрушения с одностадийной выемкой руды и применением скеперного оборудования на выпуске и доставке руды. При отработке блока № 2 с применением поточной технологии достигнуты следующие показатели:

Рудное тело в пределах блока Ks 6 представлено линзой балансовых руд, окаймленной забалансовыми рудами.

Оруднение представлено вкрапленностью сульфидных минералов прожилково-струйчатого характера в окварцованных серицито-хлоритовых сланцах и микрокварцитах. Породы средней устойчивости. Коэффициент крепости серицито-хлоритовых сланцев 8—10, микрокварцитов 10—12.

Вмещающие породы висячего и лежачего боков представлены микрокварцитами и серицито-хлоритовыми сланцами.

Для отработки блока принята система этажного обрушения с отбойкой руды вертикальными слоями и послойными вибрационным выпуском руды.

Длина блока 106 м, ширина внизу 8 м, вверху 20 м, высота 38 м. Блок разделен на два крыла: западное длиной 60 м и восточное длиной 46 м.

Достаточный и буровой штреки пройдены на отметке VIII горизонт+ 16 м Штреки соединены вентиляционными сбойками через 8 м. На флангах блока пройдены отрезные восстающие, которые разделали в отрезные щели. Материально-ходовой восстающий с VIII горизонта пройден до горизонта доставки и соединен ходками с доставочным штреком. На флангах блока буровые штреки сбиты вентиляционными сбойками с восстающими. С X до VIII горизонта, а затем до отметки VIII горизонт +16 м пройден рудоспуск.

Над погрузочно-доставочным штреком был оставлен временный козырек толщинок 4 м, который обрушали послойно в отступающем порядке по мерс продвигания очистных работ для образования выпускной щели между ее торцом и обрушенной горной массой.

Подготовительные выработки в блоке прошли обычным способом, за исключением бурового штрека, который пройден методом недозаряда скважин, Удельный объем подготовительно-нарезных работ на 1000 т запасов составил 33,7 м3, производительность труда проходчиков в среднем по блоку — 3,25 м3/смену, а при проходке штрека методом недозаряда скважин 7,6 м3/смену.

Рудный массив блока из нижнего бурового штрека разбурен скважинами диаметром 150 мм шарошечными ставками БШ-145. Запасы верхней части блока (днище вышележащего блока) и потолочину над доставочным штреком разбурили скважинами диаметром 100 мм с помощью станков ЛПС-3. При этом были достигнуты следующие показатели:

Средняя производительность труда на буровзрывных работах составляла 81,2 т, или 30,3 м2.

Для выпуска и доставки руды в каждом крыле было установлено по одному вибропитателю ВП-2 и но два виброконвейера ВР-80, а над рудоспуском виброгрохот ВГ-400,

В процессе выпуска и доставки руды комплекс вибромеханизмов обслуживал одни человек (оператор-взрывник), рабочее место которого находилось у пульта управления.

После выпуска всей руды отбитого слоя производили демонтаж одной или двух секций виброконвейера и передвижку вибропитателя тягальным устройством на очередной шаг обрушения потолочины.

Работы по монтажу секций виброконвейера и передвижке вибропитателя производили двое рабочих в следующем порядке. Раскрепляли секции, поднимали их на лоток конвейера и доставляли до вентиляционного ходка. Затем передвигали вибропитатель с помощью тягального устройства при работающем вибраторе и устанавливали ограждение для устранения просыпания руды в штрек.

После выполнения перечисленных операций производили отбойку очередного слоя руды с обрушением потолочины. Перед обрушением транспортирующий лоток вибропитателя прикрывали слоем руды толщиной 0,8—1 м.

Проветривание блока осуществлялось с помощью вентиляторов частичного проветривания типа СВМ-6, установленных в устьях доставочных выработок. Свежий воздух с откаточного горизонта через материально-ходовой восстающий поступал в доставочный штрек, омывал забой и отводился через вентиляционные сбойки на вентиляционный штрек и вентиляционный восстающий на VII горизонте.

Для улучшения проветривания доставочного штрека во время роботы вибромеханизмов и в момент вторичного дробления негабаритов была предусмотрена возможность сбивать достаточные и вентиляционные штреки через каждые 8 метров. Для подавления пыли в очагах ее образования смонтированы оросительные устройства и виде туманообразователей и форсунок.

Слепые рудные тела небольших размеров на руднике им. XXlI съезда КПСС отрабатывают без обрушения вмещающих пород системой с доставкой руды слой взрыва до приемных воронок днища камеры и вибрационным ее выпуском.

В этом случае с откаточного горизонта проходят рудоспуск, материально-ходовые и вентиляционные восстающие, буровые и вентиляционный штреки. Отрезной восстающий располагают над погрузочной камерой у рудоспуска. После разделки отрезной щели и приемной воронки под ней начинают очистные работы.

Вертикальные комплекты скважин диаметром 100—150 мм бурят станками ЛПС-3 и БШ-145. Руду отбивают слоями — одним или двумя веерными комплектами скважин. При этом основная часть руды доставляется взрывом в приемную воронку, под которой монтируют виброплощадку или вибропитатель. Руду выпускают в рудоспуск или в вагоны. По данным комбината, удельный объем подготовительно-нарезных работ уменьшился в 1,5 раза по сравнению с площадным выпуском; производительность вибровыпуска составляет 400—500 т/смену; себестоимость добычи 1 т руды уменьшилась на 20—25%.

Положительные результаты внедрения технологии с выпуском руды комплексами вибромашин на руднике им. XXlI съезда КПСС послужили основанием для внедрения ее на Зыряновском руднике. Работы были начаты при отработке камеры на участке месторождения, представленном тремя линзовидными крутопадающими (под углом 80°) рудными телами различной мощности, разобщенными прослоями пустых пород. Минерализация имела гнездово-прожилковый характер и характеризовалась большой неравномерностью. Руды весьма устойчивые, представлены оруденелыми кварцево-серицито-хлоритовыми сланцами и микрокварцитами.

Рудовмещающие породы — кварцево-серицито-хлоритовые сланцы и частично микрокварциты. В висячем и лежачем боках породы весьма устойчивые. Коэффициенты крепости: сланцев 12—14, микрокварцитов 14—16, оруденелых сланцев и микрокварцитов 12—16.

Участок рудного тела обводнен слабо. Водоприток наблюдается лишь от проникновения грунтовых вод по отдельным тектоническим нарушениям.

Для применения поточной технологии выбран блок № 1 линзы № 3.

Блок имел длину 55, высоту 70 м, ширину по мощности рудного тела от 10 до 17 м, В нем было заключено 160 тыс. т. руды.

Особенность залегания рудного тела (запасы блока находились в охранном целике транспортной бермы карьера), ценность руды, крепость руды и вмещающих пород позволили применить камерную систему разработки с последующей сухой и гидравлической закладкой выработанного пространства.

Горно-подготовительные и нарезные работы заключались в следующем. На уровне IX горизонта из откаточного штрека прошли откаточный орт длиной 90 м сеченном 7 м2. Выше кровли откаточного орта прошли поставочные штреки № 1 в лежачем боку к № 2 в висячем боку длиной по 40 м сечением 6 м2. На восточном фланге их сбили соединительным ортом. Для доставки виброкомплекса с уровня откаточного орта в доставочный штрек произвели сбойку их в северной части блока. На 7,5 м выше почвы доставочного штрека прошли подсечной штрек, а на 20 и 45 м выше —буровые штреки и орты. На западном фланге доставочного штрека № 2 прошли отрезной восстающий на высоту блока. Нижняя часть восстающего до отметки IX гор.+10 м служила выпускным отверстием, Удельный объем подготовительно-нарезных работ по блоку составил 15 м3/1000 т.

Руду отбивали скважинами диаметром 105 мм, которые бурили станками ЛПС-3М. Расположение скважин веерное. Взрывы выполняли по специальным проектам-диспозициям, в которых определяли порядок отбойки рядов скважин, устанавливали общее количество BB на взрыв, максимальную величину заряда одного замедления, величину и число замедлений, а также мероприятия по защите вибромашин от повреждения.

Для выпуска и доставки руды из блока использовали комплекс КВВ-3, состоявший из вибропитателя ВП-3, уравновешенного виброконвейера ВУР-80М1 длиной 24 м и тягового устройства ТУВ-80А.

Перед началом монтажа оборудования в блоке выполнили бетонные работы, установили монтажные приспособления. Затем доставили вибропитатель и виброконвейер спаренными секциями длиной по 4 м. Работы по выпуску руды комплексом производил один рабочий-машинист.

Так как в блоке отсутствовала аккумулирующая емкость (руду грузили через вибролюк непосредственно в вагоны УВБ-2,5), были разработаны специальные мероприятия, обеспечивающие четкую работу рудничного электровозного транспорта. При этом перестановку вагонов и включение вибролюка производил машинист электровоза с дистанционного пульта.

Производительность труда на выпуске, доставке и погрузке руды составила 240 т/смену. Ha монтаж виброкомплекса затратили 42 чел.-смены, на демонтаж и профилактический ремонт — 47 чел.-смен.

При первоначальном положении вибропитателя было выпущено 75 тыс. т руды. Затем, когда прекратился подброс силой взрыва к вибропитателю, оставшиеся запаси отработали в отступающем порядке к восточному флангу.

Положительные результаты испытаний позволили руднику приступить к отработке участка бывших забалансовых руд.