Лениногорский полиметаллический комбинат

Риддерский рудник Лениногорского полиметаллического комбината ведет горные работы в сложных условиях: в охранных целиках промышленной площадки цехов комбината и р. Филипповки. В связи с этим для отработки рудных тел принята технология разработки с закладкой выработанного пространства. Блоки отрабатывают камерами первой и второй очереди с последующим их заполнением соответственно твердеющей закладкой, состоящей из смеси цемента с хвостами обогащения, и гидравлической закладкой. Обычно длина камер составляет 40—60 м, ширина 10—30 м, высота 25—60 м.

Подготовительно-нарезные работы состоят в проходке материально-ходовых и отрезных восстающих, выработок горизонта скреперования и рудоспусков. В скреперных выработках через 5—6 м по их длине проходят ниши, а из них — дучки и воронки. Через 15—20 м по высоте камер проходят по два, три и более буровых штрека (в зависимости от высоты и ширины камер).

Для бурения шпуров при проходке выработок используют ручные и телескопные перфораторы, иногда самоходные буровые установки. Уборку горной массы осуществляют погрузочными машинами и скреперными установками. Восстающие выработки, как правило, проходят обычным способом, иногда методом секционного взрывания скважинных зарядов. Удельный объем подготовительно-нарезных работ составляет 30—40 м3/1000 т запасов руды в блоке, производительность труда проходчиков — 2—2,5 м3/смену.

Скважины диаметром 105 и 150 мм бурят станками пневмоударного бурения ЛПС-3. Веерные комплекты скважин располагают в вертикальной плоскости с ЛНС 2,5 м и расстоянием между концами скважин 3—4 м. Длина скважин изменяется от 5—8 до 20—25 м, достигая иногда 30—35 м. Производительность бурения 12—14 м/чел.-смену.

Отбивают руду слоями, взрывая два—четыре веерных комплект скважин с использованием электродетонаторов короткозамедленного действия. Заряжают скважины россыпными BE пневмозарядчиком ЗП-25 с производительностью 3000 кг/смену.

Руду из камер выпускают скреперными установками мощностью 55 кВт с шарнирно-складывающимися скреперами емкостью 0,3—0,45 м3. Каждая установка обычно снабжена двумя скреперами, соединенными последовательно на рабочем канате. Производительность выпуска и доставки самая высокая на комбинате и составляет 80—140 т/чел,-смену.

При отработке рудных тел с применением описанной технологии месячная производительность камеры составляет 8— 12 тыс. т, сменная производительность труда рабочего (без учета закладочных работ) — 8—12 м3.

Институтом ВНИМцветмет и Лениногорским комбинатом испытан и внедрен вариант камерной системы разработки с поточной выдачей руды комплексом вибромашин КВВ-2.

Участок Центральной залежи в пределах блока представлен серией крутопадающих (60—90°) мощных (20—25 м) рудных тол. Руда представлена минерализованными агломератовыми туффитами. Минерализация крайне нерапномерна и приурочена к большому количеству переплетающихся тонких жил и прожилков крутого падения. Вмещающие породы представлены также агломератовыми туффитами и частично микрокварциами. Руды и породы устойчивы. Коэффициент их крепости 10—16. Плотность руды 2,8 т/м3, породы — 2,7 т/м3.

Вариант (рис. 6.18) отличался от применяемого использованием энергии взрыва при отбойке руды для ее доставки в очистном пространстве к выпускным выработкам и выпуском руды через окно в надштрековом целике.

Все горизонтальные и наклонные выработки, а также материально-ходовой восстающий пройдены обычным способом. Рудоспуск и отрезной восстающий образованы методом секционного взрывания глубоких скважин. Производительность труда на проходческих работах составила 2,47 м3/смену.

После завершения подготовительно-нарезных работ произвели зачистку доставочного штрека, составили проект размещения оборудования и смонтировали поточную линию для выпуска и доставки руды, состоящую из вибропитателя ВП-2, виброконвейера ВР-80, грохота, тягового устройства ТУВ-80 и виброплощадки ВДПУ-4ТА. Трудовые затраты на доставку и монтаж вибромеханизмов комплекса КВВ-2 и грохотной решетки составили 99 чел.-смен и распределились следующим образом:

Большая трудоемкость монтажа площадки и грохота объясняется необходимостью оформления выпускных отверстий и бетонных работ в них.

Более четверти трудовых затрат связано с доставкой и подъемом механизмов в блок. При совмещении горизонта доставки с откаточным эти затраты могут быть значительно снижены.

После монтажа, наладки и обкатки оборудования начали отбивать руду глубокими скважинами на отрезной восстающий (для образования отрезной щели) в выпускать ее с помощью виброкомплекса.

Скважины для отбойки руды в камере бурили станками ЛПС-3. Веерные комплекты восходящих скважин располагали вертикально с расстоянием между их плоскостями 2,5 м и между концами 3—4 м. Глубина скважин изменялась от 10 до 35 м. Всего было пробурено более 600 скважин общей длиной 12683 м. Из них диаметром 150, 125 и 105 мм соответственно 10882, 524 и 1277 м. При этом производительность бурения составила: при диаметре 105 мм — 14 м/чел.смену, при диаметре 150 мы—12 м/чел.-смену, выход руды с I м скважины соответственно — 10 и 14 т. Себестоимость бурения I м скважины диаметром 105 мм составила —5,28 руб., диаметром 150 мм — 5,61 руб.

Руду отбивали слоями толщиной 5—7,5 м (двумя — тремя веерными комплектами скважин). Скважины заряжали гpaнyлитом АС-8 пневмозарядчиком ЗП-25, обеспечивающим плотность заряжания 1,1 г/см3 с производительностью 3000 кг/чел.-смену. Взрывали заряды электродетонаторами короткозамедленного действия. Средний удельный расход BB составил 0,8 кг/т при скважинах диаметром 105 мм и 1,2 кг/т при скважинах диаметром 150 мм. Причем из-за веерного расположения скважин он изменялся от 0,6 кг/т (в периферийных частях) до 2—3 кг/т (вокруг буровых выработок).

В результате такого неравномерного распределения BB в массиве выход негабарита при выпуске был различным: в начальный период 10%, в конечный—20—25%; удельный расход BB на вторичное дробление изменялся от 30 до 300 г/т.

Руду выпускали и доставляли вибропитателем ВП-2 и виброконвейером ВР-80, а также виброплощадкой ВДПУ-4ТА.

Благодаря использованию силы взрыва для доставки руды 90% ее выпущено вибропитателем ВП-2 через окно (см. рис. 6.18) и доставлено виброконвейером ВР-80. Управлял комплексом КВВ-2 машинист, имеющий вторую профессию взрывника.

Применение вибропитателя, работающего под навалом руды, и выпуск ее через окно в потолочине существенно улучшили истечение. Удельный расход BB на вторичное дробление и ликвидацию зависаний снизился в 1,5—2 раза.

Виброкомплекс обеспечил среди семенную (в течение месяца) производительность 350—540 т. Эксплуатационная производительность комплекса на отработанные смены по выпуску за весь период работы составила 451 т/смену, а с учетом затрат па осмотр и профилактический ремонт — 350 т/смену. Максимальная производительность достигала 1000—1350 т/смену. Средняя техническая производительность комплекса изменялась от 210 до 300 т/ч, что на 20% выше проектной. Последнее объясняется тем, что виброконвейер установили с уклоном 5—6° в сторону рудоспуска. В этом случае скорость вибротранспортирования руды достигала 0,3 м/с, т. с. увеличилась на 50% по сравнению с горизонтальной установкой конвейера. Повышению производительности способствовало также увеличенное сечение лотка конвейера.

Вследствие этого даже при коэффициенте использования механизмов во времени 0,25—0,3 сменная производительность выпуска и доставки руды была равна проектной.

Баланс рабочего времени машиниста виброкомплекса, %

Анализ баланса рабочего времени показывает, что значительная доля времени (46%) связана с дроблением негабаритов взрывным способом. Причем замечено, что чем выше производительность комплекса, тем больше удельный вес этих работ. Несмотря на то что дробление руды было неравномерным и выход негабарита достигал 25%, показана высокая и устойчивая производительность камеры. За 9 мес было добыто 165 тыс.т руды, получены высокие технико-экономические показатели:

Удельный объем подготовительно-нарезных работ сократился в 1,5 раза благодаря применению нового днища камеры, производительность труда но выпуске и доставке руды возросла в 3—4 раза за счет использования принудительного выпуска руды через окно в потолочине, интенсивность отработки камер за месяц увеличилась в 2—2,5 раза благодаря применению комплекса вибромашин.

Положительные результаты послужили основанием для отработки очередного участка с применением комплекса К ВВ-2.

Участок представлял собой залежь мощностью от 2 до 25 м, состоящую из оруденелых кварц-халькопиритовых жил и прожилков малой мощности. Угол падения рудного тела 70—90°. Вмещающие породи — агломератовые туффиты. Коэффициент крепости руды и породы 10—16. Плотность руды в массиве 2,8— 2,9 т/м3, породы 2,7 т/м3.

Участок отработан системой подэтажных штреков с доставкой руды силой взрыва.

Подготовительно-нарезные работы состояли в проходке рудоспуска с откаточного горизонта до горизонта доставки, на котором был проведен поставочный штрек. Одна воронка располагалась в кровле доставочного штрека и представляла собой выпускное окно и потолочине, вторая была пройдена из ниши длиной 3 м. Для бурения веерных комплектов скважин были пройдены буровые штреки на разных уровнях. Горизонтальные выработки сечением 5—7 м3 проводили с использованием ручных перфораторов, рельсовых погрузочных машин и скреперных установок. Производительность труда проходчиков составляла 2,4-5,3 м3/смену. Отрезной восстающий прошли с применением проходческого комплекса КПВ-1 с производительностью труда 2,1 м3/чел.-смену. Общий объем подготовительно-нарезных работ составил 2800 м3. Средняя производительность труда на этих работах (2.61 м3/чел.-смену) оказалась несколько выше, чем при нарезке камер, отрабатываемых со скреперной доставкой. Это достигнуто за счет упрощения конструкции днища камеры и некоторого увеличения площади сечения доставочного штрека.

Отбойку руды в камере вели слоями при одновременном взрывании 2—4 веерных комплектов скважин. Отработку верхних подэтажей производили с опережением по отношению к нижним на 5—10 м. При этом использовали доставку руды силой взрыва по горизонтали в очистном пространстве, что позволило выпустить около 80% руды одним мощным питателем ВП-2. установленным под выпускным окном.

Скважины диаметром 105 и 150 мм бурили с помощью станков ЛПС-3. Линия наименьшего сопротивления составляла соответственно 2 и 3 м, а расстояние между концами скважин в веере 2,5 и 3,5 м. Производительность труда бурильщиков 14 и 12 м/смену, выход руды с 1 м скважины — 9 и 12 т.

Скважины заряжали гранулитом АС-8 с помощью пневмозарядчиков ЗП-25. Плотность заряжания 1,1 кг/дм3. Производительность труда взрывника 3000 кг/смену. За 7 мес в камере было отбито 80 тыс. т руды. Расход BB на отбойку изменился от 0,503 до 1,451 кг/т. Причем повышенный удельный расход имел место при разделке отрезной щели и на участках, отбитых скважинами диаметром 150 мм.

Выпуск и доставку руды в камере производили с помощью комплекса вибромеханизмов КВВ-2 конструкции ВНИИцветмета. Этот комплекс состоит из двух вибролитателей ВП-2 и ВПЛ и виброконвейера ВР-80 длиной 32 м.

После проходки доставочного штрека был составлен проект установки и монтажа в нем вибромеханизмов. На фланге блока, противоположном рудоспуску, установили вибропитатель ВП-2 под выпускным окном. На 10 м ближе к рудоспуску, а боковой нише установили другой вибропитатель ВПЛ. Затем от вибропитателя ВП-2 до рудоспуска смонтировали 16 секций виброконвейера ВР-80.

Вибропитатель ВП-2 спускали в шахту отдельными узлами (верхний лоток, опорная рама и привод), вибропитатель ВПЛ — в собранном виде, а виброконвейер ВР-80— узлами по две секции. Оба питателя установили на почву выработок без специальной подготовки. Виброконвейер установили на основание из двух ниток рельсов. Нижняя рама конвейера крепилась к рельсам хомутами, а к почве выработки — анкерными болтами. На спуск вибромеханизмов в шахту, их доставку в блок и монтаж п блоке затрачено 45 чел.-смен.

Оба вибропитателя были установлены на свои позиции до начала отбойки руды в камере. После отбойки первого слоя они оказались под навалом руды с заглублением 2—3 м. Такое заглубление обеспечило принудительный выпуск руды, при котором коэффициент проходимости достиг 1,5—2, а интенсивность истечения крупнокусковатой руды резко возросла.

Выпуск руды вел машинист виброкомплекса (оператор-взрывник), рабочее место которого находилось на доставочной штреке в районе выпускной выработки № 2 и было оборудовано кнопочным пультом управления двумя питателями и конвейером. В обязанности оператора входили; осмотр механизмов и подтягивание болтовых креплений вибраторов на питателях и упругих элементов ка конвейере, пуск механизмов в работу и остановка, ликвидация зависаний руды и дробление негабарита, включение пылеподавляющих и вентиляционных устройств, уборка просыпи руды.

Приведенные донные свидетельствуют о том, что почти половина смены затрачивается на дробление негабаритов и последующее проветривание рабочих мест, При уменьшении числа негабаритов производительность комплекса неоднократно превышала 500 т/смену, а при отсутствии их достигала максимального значения 700 т/смену. При отработке камеры вели наблюдения за производительностью выпуска при различной кусковатости руды. Математическая обработка полученных данных показала достаточно устойчивую корреляционную зависимость (коэффициент корреляции 0,86, остаточное стандартное отклонение 26,3), которая описывается формулой

где Q — производительность выпуска руды вибропитателем ВП-2, т/смену; q2 — удельный расход BB на вторичное дробление (с учетом ликвидации зависаний руды), кг/n.

Среднемесячная сменная производительность комплекса за семь месяцев работы камеры изменялась от 236 до 380 т/смену, составив в среднем 304 т/смену. Месячная производительность камеры в среднем составила 11 тыс. т.

Производительность труда рабочего по блоку увеличилась в 1,7 раза в результате совершенствования конструкции системы разработки и резкого повышения производительности труда на выпуске и доставке руды за счет применения вибротехники. Одновременно достигнуто снижение блоковой себестоимости добычи 1 т руды на 50%.

Дальнейшее улучшение технико-экономических показателей может быть достигнуто применением самоходного оборудования на проходке горных выработок и бурения скважин в сочетании с вибрационным выпуском руды на очистных работах.

Работы по испытанию самоходного оборудования на Риддерском руднике проведены в соседнем блоке

Для отработки блока № 10—12 Центральной залежи была запроектирована система подэтажных штреков с доставкой руды силой взрыва по горизонтали в очистном пространстве и выдачей ее из блока погрузочно-доставочными машинами «Каво511».

Подготовительно-нарезные работы в блоке состояли в проходке рудоспусков, ходовых, отрезных и вентиляционных восстающих, доставочных и буровых штреков. Общий объем этих работ составил около 9 тыс. м3. Из них с применением самоходного оборудования пройдено более 65%. Для бурения шпуров применяли разработанные комбинатом навесные установки ЛБНУ-1 с четырьмя стрелами. С помощью погрузочно-доставочной машины «Каво-511» передвигали эти установки и убирали горную массу в горизонтальных и наклонных (до 11°) выработках. Большинство отрезных восстающих и рудоспусков были пройдены с применением проходческого комплекса КПВ-1M. При этом производительность труда проходчиков на проведении доставочных и буровых штреков составила 5,3 м3/смену, или в 2 раза выше, чем при применении переносного оборудования.

Для скоростной подготовки камер № 3 и 4 в блоке № 10—12 была организована бригада проходчиков из 10—12 человек, которая проходила горизонтальные и восстающие выработки с использованием нового оборудования. При проведении горизонтальных выработок сечением 11—12 м2 для бурения шпуров применяли самоходную буровую установку на пневмоходу «Каво—Дрилл», а для уборки руды и породы из забоев — погрузочно-доставочную машину «Каво-511». Скорость проходки выработок составила 50—70 м/мес, а среднемесячная производительность труда проходчиков изменялась от 6,1 до 6,9 м3/смену.

Руду в камерах № 1 и 2 отбивали скважинами диаметром 105 мм, пробуренными станками ЛПС-3М с пневмоударником М-48, и скважинами диаметром 56 мм, пробуренными станками ЛЛС-3 конструкции Лениногорского комбината с перфораторами ПК-75. В камерах № 3 и 4 скважины Диаметром 51 мм были пробурены самоходными установками ЖЛХ и «фэн Дрилл».

Таким образом, производительность самоходных буровых установок в 4 раза выше, чем станка ЛПС-3, однако выход руды с 1 м скважины в 2 раза меньше. Поэтому себестоимость обуривания 1 т руды самоходной установкой снизилась только па 40%.

Скважины диаметром 51, 56 и 105 мм заряжали гранулированными BB зарядчиком ЗП-25. Производительность труда взрывников составила 3000 кг BB в смену. Для отбойки руды использовали электродетонаторы короткозамедленного действия. За один прием заряжали и взрывали до 4 веерных комплектов (рядов) скважин. Общая длина заряжаемых скважин изменялось от 400 до 2900 м, масса заряда — от 2400 до 18200 кг. Удельный расход BB на отбойку при отработке уступов изменяли от 0,8 до 1,2 кг/т, увеличивая до 2,1 кг/т при оформлении отрезных щелей скважинными зарядами. Средний удельный расход BB на очистных работах при диаметре скважин 105 мм составил 1 кг/т. Отбитая руда отбрасывалась взрывом и доставлялась по горизонтали на 10—15 м к выпускным выработкам.

Выпуск и доставку руды на 10—30 м в блоке производили погрузочно-доставочными машинами «Каво-511» с вместимостью ковша 0,5 и кузова 2,2 м3. Производительность труда машиниста изменялась от 60 до 270 т/смену в зависимости от кусковатости руды и длины доставки. Из блока, состоящего из двух камер, добывали в месяц от 8 тыс. до 20 тыс. т руды. Средняя производительность выпуска и доставки руды погрузочно-доставочными машинами составила 140 т/чел.-смену, т. е. на 20% выше, чем скреперными установками мощностью 65 кВт.

При работе погрузочно-доставочных машин «Каво-511» на выпуске руды, отбитой глубокими скважинами, необходимо отметить следующие недостатки:

- возникновение временных и самоликвидирующихся зависаний руды в выпускных выработках может стать источником травмирования машиниста, так как его рабочее место находится близко от рабочего органа машины;

- частые перекидки руды из ковша в бункер машины повышают запыленность даже при обильном увлажнении руды;

- нахождение машиниста на подножке машины приводит к повышенной утомляемости, что особенно заметно при интенсивной работе на выпуске больших масс руды из камер;

- при длине доставки более 30 м производительность труда резко уменьшается.

Перечисленные трудности в работе погрузочно-поставочных машин «Каво-511» на выпуске крупнокусковатой руды, отбитой глубокими скважинами, через выпускные выработки непозволяют рекомендовать се для очистных работ в этих условиях.

Применение самоходной машины «Каво-511» с навесным буровым оборудованием на проходческих работах повысило производительность труда проходчиков в 2 раза, а самоходной буровой каретки «Каво-Дрилл» — в 2.4 раза. Производительность труда бурильщика на самоходных каретках ЖЛХ и «Фэн Дрилл» по сравнению со станком ЛПС-3 возросла в 1,8 раза, а на выпуске и доставке с применением машины «Каво-511» при длине доставки до 30 м — только на 20%. Производительность труда рабочего по блоку увеличилась в 1,4 раза, а себестоимость добычи 1 т руды снизилась на 20%.

Нa основании опыта работы самоходного оборудования на Риддерском руднике можно сделать следующие выводы:

- применение самоходных машин позволяет усовершенствовать днища блоков при системе подэтажных штреков, существенно повысить производительность труда на подготовительно-нарезных работах:

- использование полного комплекса машин на проходческих работах повышает производительность труда в 1,5 раза по сравнению со смешанными комплексами оборудования;

- для получения экономического эффекта от самоходных буровых установок с диаметром скважин 51 мм их производительность в условиях Риддерского рудника должна быть не менее 50—60 м/смену, а производительность труда бурильщика — не менее 80 м3/чел.*смену;

- для выпуска и доставки крепкой и крупнокусновой руды, отбитой глубокими скважинами, через выпускные выработки днища камер целесообразно применять погрузочно-поставочные машины типа CT, ПД или комплексы вибромеханизмов.

Для промышленного освоения системы разработки с послойной отбойкой руды в зажатой среде и торцовым ее выпуском выбран участок линзы «Победа» с запасами руды 350 тыс. т.

Рудное тело располагалось под толщей обрушенных налетающих пород и представляло собой пологую залежь с переменной мощностью от 8 до 25 м к углом падения от 0 до 20°. Верхний контакт с обрушенными породами был практически горизонтальным. Балансовая руда представлена неравномерной вкрапленностью сульфидных минералов в микрокварцитах. He контуры определили по данным геологического опробования. Подстилающие породы — те же микрокварциты с забалансовым содержанием металлов, частично они были включены в выемочный контур. При этом конструктивное разубоживание составило 12,3%,

Руды и породы в основном устойчивые, с коэффициентом крепости 14—16.

Отработанный участок линзы имел размеры в плане 100х100 м и был разделен на четыре панели (рис. 6.19).

С откаточного горизонта до уровни аккумулирующих и доставочных выработок прошли рудоспуски и материальнo-ходовые восстающие. На уровне наиболее опущенных частей панели из восстающих пройдены аккумулирующие штреки. Соединительные выработки проходили по нижнему контуру рудного тела, т. е. они были наклонными и частично горизонтальными. На участках, где аккумулирующие штреки располагались на уровне нижнего выемочного контура панели, доставочные орты засекали непосредственно из них. Там, где рудное тело располагалось выше, из аккумулирующих штреков поднимали рудоспуски высотой до 15—18 м, из которых затем проходили достаточные орты. На стыке противолежащих панелей прошли отрезные штреки и восстающие. Доставочные орты в каждой из панелей соединили между собой вентиляционными сбойками. Нa флангах участка были пройдены вентиляционные восстающие .

Производительность труда на подготовительно-нарезных работах составила в среднем 2,8 м3/чел.-смену и оказалась на 20—30% выше, чем при подготовке блоков с выпуском руды через воронки. Это объясняется, главным образом, тем, что в рассматриваемом случае отсутствовали трудоемкие работы по образованию ниш и дучек. Отсутствие ниш и дучек в сочетании с сокращением удельного объема подготовительно-нарезных работ на 20—30% обеспечило снижение общей трудоемкости на 40—50%, Стоимость проходческих работ, отнесенная к 1 т добытой руды, уменьшилась с 1,33 до 0,9 руб. Таким образом, за счет упрощении конструкции системы разработки получен экономический эффект в размере 0,43 руб/т.

Очистную выемку в панелях начинали с образования отрезных щелей и вели от центра участка к флангам. В панелях № 20, 21 и 22 массив разбурили шарошечными станками БШ-145 из доставочных ортов, а в панели № 23 — из бурового орта, расположенного выше доставочного на 6—7 м. При диаметре скважин 150 мм ЛНС равнялась 2,5—3 м, а расстояние между концами скважин в веере 3,5—4 м. Выход руды с 1 ч скважины изменялся от 13 до 16 т. Плоскости вееров скважин имели наклон 75° в сторону обрушения. Производительность труда бурильщика составила в среднем 52,6 м3/смену.

Руду отбивали послойно в зажиме с оставлением над доставочными ортами временной потолочины-козырька толщиной 3,5—4,0 м. В панелях Ni 20, 21 и 22 потолочину оформляли метолом недозаряда скважин на 5—5*5 м от устья (уменьшение этой величины до 4 м при диаметре скважин 150 мм приводило к сколу козырька), в панели № 23 — раздельным взрыванием скважин из бурового и доставочного ортов, пройденных на разных уровнях. В последнем случае потолочина была разбурена пневмоударными станками ЛПС-3 скважинами диаметром 100 м.

Скважины заряжали патронированными BB вручную или рассыпными гранулированными BB с применением пневмозарядчиков типа ПЗЛ и ЗП. Удельный расход BB на отбойку составил в среднем 0,46 кг/т при плотности заряжания 0,8—1,1 г/см2.

Толщина отбиваемых слоев составляла 2,5—3 м (одни ряд скважин) и 5—6 м (два ряда скважин), а выпускаемых—соответственно 3—4 и 6,5—7,5 м. Подвижка внешнего контакта отбитого слоя составляла 0,8—1,5 м.

Качество дробления руды по высоте отбитого слоя было неодинаковым, о чем свидетельствовал различный удельный расход BE на вторичное дробление, который составлял 0,045—0,060 кг/т при выпуске руды из нижней части слоя и 0,115—0,220 кг/т при выпуске руды из верхней части.

Мгновенное взрывание всех скважин в ряду почти во всех случаях приводило к образованию щелк шириной до 0,8 м между массивом и отбитой рудой. Последняя представляла собой сильно уплотненную массу, в результате чего при выпуске часто возникали зависания, на ликвидацию которых затрачивалось значительное количество BB и времени.

В случае взрывания в один прием двух рядов скважин руда, отбитая скважинами второго ряда, при выпуске приходила в движение быстрее, чем первого ряда, что влекло за собой ускоренное проникновение налегающих пород.

Чтобы исключить образование щели и получить более равномерное рыхление отбитой руды по толщине слоя, скважины в веере взрывали электродетонаторам и короткозамедленного действия.

Отбойку уступов, как правило, вели с оставлением потолочины над доставочными ортами. При этом длина выступающей части потолочины составляла 2,5—3 м. Наличие этой части потолочины снижало до минимума выброс руды в доставочные выработки и вредное действие воздушной волны, а также способствовало улучшению извлечения руды при выпуске.

Руду во всех панелях выпускали одновременно из 2—3 ортов скреперными установками мощностью 50 и 75 кВт, оснащенными двухсекционными шарнирно-складывающимся скреперами для торцового выпуска CT-110 емкостью 0,8—1 м3 конструкции Лениногорского полиметаллического комбината. Чтобы улучшить заполнение скрепера, высоту доставочных ортов увеличит до 3 м. так как длина пути, на которой происходит заполнение скрепера, зависит прежде всего от высоты выработки. В рассматриваемых условиях при высоте ортов 3 м путь заполнения скрепера составлял 4,5—5 м. Это обеспечивало высокую эффективность черпания при торцовом выпуске. Производительность скреперной лебедки мощностью 75 кВт при длине доставки 40 м достигала 300 т/смену при среднем значении 140—150 т/смену. Среднемесячная производительность одной панели составила 10 тыс. т руды, производительность труда рабочего на очистных работах 20,8 м3/смену.

Руду, выдаваемую из разных панелей, транспортировали отдельно до основного рудоспуска. После выпуска 60—70% запасов отбитого слоя рудная масса подвергалась регулярному опробованию а целях контроля за изменением содержания в ней металлов. Геолого-маркшейдерские данные показали отсутствие потерь вследствие перепуска руды из вышележащих отработанных блоков, а эксплуатационное разубоживание (без учета конструктивного) составило 14,5%.

Геолого-маркшейдерской службой рудника также определены показатели извлечения без учета перевыпущенной руды и содержащегося в ней металла. В этом случае потерн руды составляли 6,4%, разубоживание — 6%.

Свежий воздух в очистные забои поступал с откаточного горизонта по материально-ходовым восстающим и соединительным штрекам, из которых распределялся по доставочным ортам. Загрязненный воздух отводили через сбойки между доставочными ортами на вентиляционный штрек, а затем в вентиляционные восстающие с помощью вентиляторов частичного проветривания. Опыт отработки панелей показал, что вентиляционные сбойки между поставочными выработками необходимо вскрывать в отступающем порядке по мере подвигания очистного забоя. Скорость движения воздуха в доставочных ортах должна быть не менее 0,3—0,5 м/с, а в их устьях следует устанавливать оросительные установки с расходом воды до 6 л/мин. Соблюдение этих условий в панели Nt 23 позволило достичь санитарной нормы запыленности воздуха на рабочих местах.

Панели линзы «Победа» были отработаны раньше, чем созданы механизмы для вибрационного выпуска руды, Система подэтажного обрушения с постойным торцовым выпуском руды позволила повысить производительность труда рабочего почти в 1,5 раза и снизить себестоимость добычи 1 т руды по блоку на 30% (табл. 6.15).