Текелийский свинцово-цинковый комбинат

Текелийский рудник разрабатывает месторождение, представленное крутопадающей (65—90°) залежью мощностью до 55 м. В контурах залежи имеются прослои пустых пород мощностью 5—20 м.

Руда представлена вкрапленниками сульфидных минералов и кварцитах с коэффициентом крепости 14—18, а окремненных углисто-глинистых сланцах (f=8—9), в кварцитах с большим содержанием пирита (f=10—14). Контуры рудного тела определяются по данным опробования.

Висячий и лежачий бока представлены теми же породами с непромышленным содержанием рудных минералов или совершенно безрудными.

Руды и породы разбиты многочисленными трещинами и тектоническими нарушениями, при обнажении склонны к обрушению.

Плотность руды 2,8—3,5 т/м3, породы — 2,6—2,8 т/м3.

Руды обладают повышенной склонностью к самовозгоранию. С 1960 г месторождение отрабатывается системой под этажных штреков с закладкой камер твердеющими смесями. Эта технология позволила ликвидировать эндогенный пожар, стабилизировать работу рудника и улучшить основные технико-экономические показатели отработки месторождения. Однако интенсивность отработки камер оставалась невысокой и не превышала 10 тыс. т/мес. Длительные сроки очистной выемки приводили к значительным отслоениям руды, вмещающих пород и бетонной закладки. При продолжительности выпуска 2—3 мес объем отслоений составляет 5%, при 5—6 мес — 10%, при 10—12 мес — 25% от объема отбитой руды.

Для повышения интенсивности отработки камер на Текелийском руднике испытана и внедрена система разработки с доставкой руды силой взрыва в очистном пространстве с вибрационным ее выпуском и доставкой в рудоспуски или откаточные сосуды. Для этого использован комплекс мобильных вибромашин ВНИИцветмета KBBM-1.

В камере № 49 (рис. 6.20) высотой 35 м запасы руды составляли около 40 тыс. т. Подготовительно-нарезные работы состояли в следующем. Из выработок, пройденных в лежачем боку, проведены буровые орты, а из рудного штрека — погрузочная камера и выпускная выработка. После проходки отрезного восстающего и разделки его в отрезную щель начали отбойку руды от лежачего бока. Руду отбивали скважинами диаметром 105 мм, пробуренными из подэтажных ортов станками HKP-100M. Отбойку руды вели с опережением отработки верхнего подэтажа по отношению к нижнему, используя силу взрыва для подброса отбитой руды в зону действия выпускной выработки. При этом на расстояние 20—22 м доставлялось 84% руды. При отбойке нижнего уступа эффективность взрывной доставки снижалась до 70%, поскольку объем выпускной воронки был меньше объема отбиваемой в слое руды.

Использование доставки руды силой взрыва по горизонтали позволило сократить удельный объем подготовительно-нарезных работ с 29,1 до 24,7 м3/1000 т и снизить удельную стоимость выполнения этих работ с 1,28 до 1,14 руб*/т. Затраты на выпуск и доставку руды снизились с 0,4 до 0,2 руб /т. При этом несколько увеличились затраты на буровзрывные работы вследствие повышенного удельного расхода BB на отбойку (с 0,65 до 0,68 руб./т).

Руду выпускали вибрационным питателем ВПК-1 непосредственно в рудоспуск. Трудовые затраты на спуск питателя в шахту, его установку и запуск в работу составили 16 чел.-смен. Всего питателем выпущено из камеры 36 тыс. т руды. При выходе негабарита 3—5% (кондиционный кусок 400 мм) он развивал производительность до 2560 т/ч при средней технической производительности 656 т/ч. При коэффициенте использования питателя во времени 0,12 его производительность в среднем составила 250 т/смену, при коэффициенте 0,26—350 т/смену.

По аналогичной схеме была отработана камера третьей очереди в блоке № 59, в которой было добыто 50 тыс, т руды. При коэффициенте использования механизмов 0,21 производительность труда па выпуске составила в среднем 390 т/смену (табл. 6.16).

При отработке камер в блоках № 17, 59, 68 и 76 применены комплексы КВВМ-1, состоящие из вибропитателей ВПК и уравновешенного виброконвейера ВУР-80. Вибропитатели выдавали руду из дучек па конвейер, который доставлял ее до пункта погрузки непосредственно в вагой. Длина конвейера в различных блоках изменялась от 4 до 20 м. С применением этой схемы выпуска и доставки было добыто 220 тыс. т руды с производительностью от 180 до 340 т/смену при среднем коэффициенте использования механизмов во времени 0,2.

Вариант позволил сократить удельный объем подготовительно-нарезных работ в 1,6 раза, повысить интенсивность отработки камер в 2,4 раза, производительность труда на выпуске руды в 3,2 раза и рабочего по системе в 1,7 роза. При этом блоковая себестоимость добычи 1 т руды снизилась на 12%.

На руднике «Кок-Су» применяли систему принудительного этажного обрушения с выпуском руды через воронки по всей площади блока с помощью скреперных установок. Были достигнуты неплохие технико-экономические показатели, однако уменьшение мощности и простирания рудных тел, а также резкое снижение устойчивости руды с понижением горных работ затруднили дальнейшее применение этой системы.

Сокращение забойной площади с глубиной привело к уменьшению почти в 1,5 раза масштаба производства и росту на 15% удельного объема проходческих работ, а снижение устойчивости руды — к необходимости усиленного крепления выработок скреперования, которые на верхних горизонтах проходили и эксплуатировали без искусственного поддержания.

В большинстве блоков, расположенных на нижних горизонтах, приходилось неоднократно перекреплять скреперные выработки. Причем деревянная, штанговая и металлическая крепи выходили из строя после выпуска 15—20 тыс. т руды. Преждевременное разрушение днищ блоков часто не позволяло осуществить полный выпуск руды. Попытки повысить устойчивость днища за счет увеличения его высоты с 7 до 12 м не дали положительного результата. Такое днище также разрушалось в самом начале выпуска руды несмотря на то. что скреперные выработки, особенно их сопряжения с дучками, крепили усиленной металлической крепью из двутавровых балок и толстостенных труб. Поддержание выработок выпуска на нижних горизонтах обходилось в 0,5—1 руб./т, что составляло 10—20% себестоимости добычи руды.

Для повышения эффективности разработки месторождения и улучшения условий безопасности работ BHИИцветметом предложена и совместно с работниками Текелийского комбината внедрена система этажного принудительного обрушения с торцовым вибрационным выпуском руды через окна а потолочине (рис. 6.21).

Рудное тело в районе блока имело мощность 5—15 м, угол падения 80° и пересекалось двумя крупными тектоническими нарушениями. Коэффициент крепости руды 10—12, плотность 3,08 т/м3.

Длина блока составляла 36 м, ширина по мощности рудного тела (5—15 м), высота 50 м. Запасы руды» подлежащие очистной выемке, 47 тыс. т.

Подготовка блока заключалась в проведении доставочного и двух буровых штреков, ходового восстающего и вентиляционных дучек. Нижний буровой штрек прошли па 5 м выше доставочного.

Удельный объем подготовительно-нарезных работ оказался в 1,5 раза меньше, чем при отработке такого же блока с применением скреперного выпуска руды через воронки по всей его площади.

Производительность труда рабочего на подготовительно-нарезных работах составила 3,2 м3/смену. За счет снижения удельного объема проходческих работ получена экономия в размере 0,23 руб, на 1 т добытой руды.

Несмотря на то, что доставочный штрек был закреплен только в местах тектонических нарушений (штанговой крепью), он не был нарушен до полной отработки блока.

Массив руды обрушали послойно веерными комплектами скважин диаметром 105 мм, пробуренных станками HKP-100M с трех горизонтов: из нижнего и верхнего буровых штреков бурили скважины для отбойки основных запасов руды, из выработок вышележащего горизонта — для обрушения днища ранее отработанного блока. Каждый комплект включал от 8 до 19 скважин длиной от 3 до 28 м. ЛНС составляла 2,3—2,5 м в мошной части блока и 2 м в остальных случаях. Расстояние между концами скважин 2,5 м. Выход руды с 1 м скважины 11 т. Производительность труда бурового мастера составила 140 т/смену.

Скважины заряжали гранулитом АС-8 с примененном пневматического зарядчика ЗДУ-50. Инициировали заряды электродетонаторами короткозамедленного действия с интервалами замедления 15 мс. Удельный расход BB на отбойку составил 384 г/т, выход негабарита не превышал 15%.

Для выпуска и доставки руды в блоке смонтировали комплекс вибрационных механизмов КВВ-2, состоявший из вибропитателя ВП-2 с тяговым устройством ТУВ-80 и виброконвейера ВР-80 длиной 26 м. На монтаж комплекса было затрачено 80 чел.-смен. Суммарная мощность приводов вибромеханизмов в поточной линии составляла 55 кВт. При выходе 5—15% негабаритной руды (размером более 400 мм) удельный расход BB на вторичное дробление составил 50—70 г/т, что в 2 раза ниже, чем при скреперном выпуске. Значительное сокращение удельного расхода BB на выпуске руды объясняется лучшим качеством ее дробления при отбойке в зажиме, а также тем, что при вибровыпуске число зависаний руды резко сократилось. Так, в общем балансе рабочего времени машиниста виброкомплекса на их ликвидацию было затрачено только 1,2% времени смены, что в 4—5 раз меньше, чем при скреперном выпуске. Средняя производительность комплекса при фактическом использовании механизмов во времени 0,27 составила 410 т/смену, а с учетом передвижек вибропитателя и демонтажа секций виброконвейера — 375 т/смену.

Значительные затраты времени (около 30%) связаны с ликвидацией зависаний и дроблением негабарита, включая доставку BM и последующее проветривание. Таким образом, улучшение качества дробления руды при отбойке является важным резервом повышения производительности выпуска и доставки руды. При выходе негабарита 5% производительность поточной линии неоднократно превышала проектную (500 т/смену).

Максимальная производительность блока с одним виброкомплексом составила 16,8 тыс. т/мес, причем за два месяца было выдано около 70% запасов блока.

Повышение производительности труда на выпуске и доставке руды, снижение расхода взрывчатых материалов и леса позволили снизить себестоимость добычи 1 т руды на 0,35 руб.

Благодаря снижению изрезанности днища заметно улучшилась устойчивость блока а сравнении с соседними. Это исключило трудоемкие и дорогие работы, связанные с восстановлениями скреперных выработок. За счет повышения устойчивости днища без ремонта выпущено в 4—5 раз больше руды, чем через скреперную выработку в любом другом блоке. Экономия от этого составила 0,55 руб. на 1 т добытой руды.

Улучшение показателей извлечения руды (табл. 6.17) произошло за счет более стабильного и интенсивного торцового выпуска, а также за счет улучшения устойчивости днища блока.