Хрустальненский горно-обогатительный комбинат
На Центральном руднике Хрустальненского горно-обогатительного комбината наряду с жильным рудопроявлением имеются рудные запасы с низким содержанием металла, граничащим с бортовым.
Рудные зоны, как правило, представлены мощными крутопадающими (55—90°) линзообразными залежами. Мощность залежей изменяется от 5 до 50 м.
Руды представлены плотными интенсивно окварцованными песчаниками кварцполевошпатового состава среднезернистой структуры.
Вмещающие породы, как правило, представлены безрудными песчаниками или с содержанием металла ниже бортового.
Для отработки таких зон на комбинате успешно применяют обычные варианты систем принудительного этажного и подэтажного обрушения с выпуском руды скреперными установками через воронки в днищах блоков.
При расположении рудной зоны в висячем или лежачем боку жилы массовое обрушение производят после полного выпуска замагазинированной жильной массы, используя образующуюся камеру в качестве компенсационного пространства. При обособленном расположении рудной зоны руду отбивают на специально образованные компенсационные камеры или в зажатой среде. Небольшие зоны отрабатывают одним блоком, а обширные —несколькими блоками длиной 40—50, шириной 10—50 и высотой 40 м.
Подготовительно-нарезные работы состоят в проходке с уровня откаточного горизонта материально-ходовых восстающих и рудоспусков, а из них скреперных штреков или ортов. Если горизонт скреперования совпадает с горизонтом штольни или квершлага, их сбивают горизонтальными материально-ходовыми выработками, что исключает необходимость проходки материально-ходовых восстающих.
Из выработок скреперования через 6 м по их длине образуют ниши, дучки и воронки. Сильная изрезанность днища выработками значительно ослабляет его устойчивость и приводит к преждевременномy разрушению. При таком днище удается выдать через одну доставочную выработку не более 50 тыс. т руды. Поэтому высота блока ограничивается 30—40 м.
Буровые выработки располагают через 15—20 м по высоте блока. Руду отбивают скважинами диаметром 105 мм и длиной 10—20 м, которые заряжают игданитом или гранулитом АС-8 с помощью пневмозарядчиков. Выпуск отбитой руды из воронок и доставку ее к рудоспускам ведут скреперными установками мощностью 30—55 кВт с ковшами емкостью 0,3—0,5 м3. Производительность этих установок составляет 60—70 т/смену, достигая 100 т/смену при хорошем дроблении руды, длине скреперования до 15 м и наличии глубокого рудоспуска.
Производительность труда рабочего по блоку 6—8 м3/смену, что соответствует лучшим показателям отечественных рудников, применяющих такие системы разработки.
С целью улучшения технико-экономических показателей отработки рудных зон ВНИИцветмет и комбинат разработали технологию с поточной выдачей руды из блоков.
Для освоения этой технологии не руднике Центральном выбран участок рудной зоны № 7, имевшей линзообразную форму, падение под углами 50—90°, мощность до 50 м. Верхняя мощная часть зоны выходила на дневную поверхность и частично под налегающие породы толщиной 5—15 м. По падению мощность залежи уменьшалась до выклинивания на глубине 70—80 м. Запасы руды в блоке составляли 500 тыс, т
Руда представлена плотными оруденелыми песчаниками,, пронизанными прожилково-вкрапленной минерализацией кварца, пирита, халькопирита и арсенопирита.
Вмещающие породы — те же, но не содержащие полезного компонента или с содержанием ниже бортового. Рудная зона оконтурена по данным опробования выработок и бурового шлама.
Руда и вмещающие породы устойчивые с незначительной трещиноватостью. Лишь вблизи поверхности устойчивость их снижалась и выработки а некоторых местах требовали крепления, Коэффициент крепости руды и пород 8—10.
Исходя из горнотехнических условий, принята камерная система разработки с массовой отбойкой руды скважинными зарядами и с использованием энергии взрыва для под6роса части руды к выпускным отверстиям, выпуском и доставкой руды комплексами вибрационных машин (рис. 6.14).
Упрощенная конструкция днища блока, характеризующаяся незначительной изрезанностью выработками, в сочетании с высокой интенсивностью выпуска руды виброкомплексами позволили увеличить высоту блока с 30—40 м до 70—80 м.
Так как блок располагался вблизи дневной поверхности, залегающие над ним породы с целью снижения разубоживания руды при выпуске предварительно удалены открытым способом.
Подготовительно-нарезные работы состояли в проведении рудоспусков, ходовых, вентиляционных и отрезных восстающих, доставочных и буровых штреков, вспомогательных выработок. Все они были пройдены обычным способом с применением имевшегося но руднике оборудования. Эти работы, о также доставку и монтаж виброкомплексов производили по сетевому графику, что позволило ускорить ввод блока в эксплуатацию.
Для улучшения проветривания обоих доставочных штреков при выпуске руды между ними прошли вентиляционный штрек, который через 8 м по длине соединялся сбойками с доставочными штреками.
Удельный объем подготовительно-нарезных работ составил всего лишь 10,5 м3 на 1000 т запасов руды. Применение упрощенной конструкции днища и значительное повышение высоты блока обеспечили снижение удельного объема подготовительно-нарезных работ в 2 раза, а затрат на их выполнение — в 2,5 роза.
Выдача руды из блока предусматривалась двумя независимыми поточными линиями, смонтированными в доставочных штреках № 1 и № 2, которые могли работать как одновременно, так и раздельно. Одна поточная линия была представлена комплексом КВВ-2, состоящим из вибропитателя ВГТ-2, виброконвейера ВР-80 и тягового устройства ТУВ-80Д, вторая — комплексом КВВ-3, состоявшим из вибропитателя ВП-3, виброконвейера ВУР-80М1 и тягового устройства ТУВ-80А, Поскольку виброконвейеры доставляли руду в рудоспуски глубиной 200 м, где она дополнительно дробилась при падении, виброгрохоты в состав поточных линий не включались, а были установлены обычные грохотные решетки. Случаев зависания руды и рудоспусках из-за большой кусковатости не было.
По окончании проходческих работ в блоке провели маркшейдерскую съемку доставочных выработок, составили разрез и план в масштабе 1:50, выполнили проект размещения комплексов вибромеханизмов (рис. 6.15).
Учитывая особенности рудного тела и накопленный опыт по монтажу комплексов, составили проект организации работ, предусматривающий:
- полную механизацию процессов приготовления, транспортировки и укладки бетона при возведении фундамента под виброконвейер ВР-80;
- доставку вибропитателей в сборе с поверхности к месту их установки в блоке;
- бурение шпуров под анкерные болты, установку и заливку их после сборки виброконвейера ВР-80 на фундаменте;
- максимальное совмещение во времени некоторых производственных операций.
Чтобы обеспечить выполнение проекта, произвели выбор грузоподъемных средств и вспомогательного оборудования, создали бригаду по монтажу оборудования. Бригада состояла из 10 человек, которая работала две смены по б человек.
Работы в блохе начали с доставки и монтажа вспомогательного оборудования. Одновременно производили зачистку почвы доставочных штреков для укладки оснований под виброконвейepы ВР-80 и ВУР-80М1. Для первого конвейере основанием служил монолитный бетонный фундамент. для второго - рельсы, прикрепленные к шпалам.
В отрезном орте, пройденном на уровне IV горизонта, около наклонной выработки, сбитой с доставочной выработкой, установили бетономешалку С-200 (рис. 6.16). Здесь же сосредоточили необходимое количество цемента и песчано-гравийной смеси. От бетономешалки по наклонной выработке проложили желоб, по которому готовая бетонная смесь поступала самотеком в вагонетку, расположенную на рельсовом пути доставочной выработки. Рельсы в дальнейшем служили опорой для конвейера, поэтому ширина колеи соответствовала ширине его рамы. Рельсы ровняли с помощью нивелира. К почве выработки их крепили прутками из арматурной стали, нижние концы которых вставляли в шпуры, а верхние приваривали к подошве рельсов.
Для доставки бетона использовали стандартную опрокидную вагонетку емкостью 0,5 м3, кузов которой повернули на 90° относительно оси рамы. Это позволило обеспечить равномерное заполнение всего пространства внутри опалубки на высоту головки рельсов бетонной смесью без дополнительной перекидки.
Вагонетку загружали бетоном под желобом бетономешалки, а разгружали у места укладки. От пункта загрузки до пункта разгрузки вагонетку перемешали лебедкой с дистанционным управлением. При длине фундамента 30 м и ширине 1,2 м общий объем бетонных работ составил около 10 м3. Эту работу выполнили пять рабочих за одну смену.
Пока бетон твердел, бригада подготовила основание под уравновешенный виброконвейер ВУР-80М1 и доставила оба комплекса на площадку штольни. Co склада оборудования, находящегося ниже штольни на 300 м и на расстоянии 3 км, вибропитатели в собранном виде доставили трактором С-100. Спаренные секции (22 узла) виброконвейеров перевезли на автомашине Эти работы выполнили за одну смену. Также в собранном виде эти механизмы доставили по штольне до блока, затем по наклонной выработке спустили их на 7 м вниз в доставочные штреки. Для доставки механизмов использовали тягальную электрическую лебедку T-190. При этом питатели транспортировали по почве выработки, узлы конвейеров перевезли на платформах. Оба комплекса доставили в блок за 3 смены.
Сначала смонтировали оба конвейера, затем установили питатели. Трудовые затраты на монтаж комплексов KBВ-2 и КВВ-3 составили соответственно 54 и 45 чел.-смен (табл. 6.9).
Разница в трудовых затратах объясняется тем, что питатель ВП-3, входящий в состав КВВ-3, имеет меньшие размеры и массу, а уравновешенный виброконвейер ВУР-80М1 для установки не требует массивного фундамента.
После монтажа и наладки была выполнена обкатка комплексов а течение 7 рабочих дней. За это время выдали 3420 т руды с производительностью 490 т/смену на один комплекс, что близко к проектной производительности поточной линии (500 т/смену).
Подброс части руды силой взрыва в зону выпуска позволял выпустить при первоначальном положении вибропитателей 70% запасов блока. Таким образом, питатели должны были работать без передвижки более года, что могло привести к длительному воздействию на них большого давления обрушенной руды и заштыбовке рудной мелочью. Для избежания этих нежелательных явлений руду выпускали не через торцы доставочных выработок, а через окна, пройденные в потолочине.
Для улучшения условий истечения руды, сокращения чиста зависаний и уменьшения расхода BB на их ликвидацию каждый вибрационный питатель установили в строго определенном положении относительно выпускных окон, которое обеспечивало осуществление режима принудительного выпуска руды.
Для отбойки руды в камере станками НКР-100М бурили восходящие веерные скважины диаметром 105 мм. Производительность труда бурильщика составила 10 м, или 50 м3/смену. Число скважин а веере изменялось от 9 до 17. Максимальная глубина бурения достигала 30 м, ЛНС — 2,6 м, расстояние между концами скважин 2,5—3 м. ЛНС увеличена против обычной на 15% за счет применения вибропитателя, позволяющего резко уменьшить число зависаний руды при выпуске. Выход руды с 1 м скважин составил 5 м3 (14 т/м).
Скважины заряжали игданитом и гранулитом АС-8 с помощью пневмозарядчика. Плотность заряжания составила 1,1 г/см3. Производительность труда взрывников с учетом доставки BB равнялась 1000, а на зарядке — 6000—7000 кг/смену. При взрывании использовали электродетонаторы короткозамедленного действия. Кроме того, в каждую скважину вводили детонирующий шпур в качестве дублирующей взрывной сети. Этой сетью соединяли группы скважин с одинаковым замедлением. Руду отбивали слоями 1, 2, 3-мя комплектами скважин, взрываемых короткозамедленно. Удельный расход BB на отбойку составил 405 г/т. При этом выход негабарита не превышал 8%. Удельный расход BB на вторичное дробление — 45 г/т.
Выпуск и доставку руды производил машинист виброкомплекса, имеющий "Единую книжку взрывника". В его обязанности входили: осмотр, профилактика, пуск и остановка механизмов, ликвидация зависаний над выпускными окнами и дробление негабарита взрывным способом, а также наблюдение за работой виброкомплекса, оросительных и вентиляционных устройств. Рабочее место машиниста находилось у кнопочного пульта управления на расстоянии 5—10 м от вибропитателя.
Хронометражными наблюдениями в течение 35 смен определен баланс рабочего времени машиниста комплекса, %:
Блок № 2 обеспечивал значительную часть добычи Центрального рудника о течение года с высокой интенсивностью. Среднемесячная производительность блока составила 30 тыс. т, максимальная — 42 тыс. т. Эти показатели в 4—5 раз выше, чем при системе этажного или подэтажного принудительного обрушения с выдачей руды скреперными установками (табл. 6.10).
Другой блок имел длину 70 м, высоту 60—70 м (до верхней выклинки), ширину 10—15 м в нижней части и 30—60 м в верхней части (рис. 6.17).
Подготовительно-нарезные работы состояли в проведении рудоспуска сечением 5 м2 с нижнего откаточного горизонта. Этот рудоспуск длиной около 200 м в верхней части разветвлялся по числу выпускных окон. На 7 м ниже уровня IV горизонта пройден соединительный штрек сечением 7 м2, предназначенный для доставки комплексов вибромеханизмов, обслуживания работ по выпуску руды и для вентиляции. Из этого штрека пройдены заходкн сечением 7 м2 и длиной 6—8 м, в почву которых выходили пальцевые восстающие. В кровле этих заходок прошли выпускные окна. Окна выбивали на подсечку по мере отработки блока. Соединительный штрек сбили с выработками IV горизонта короткими ходками сечением 5 служащими для передвижения рабочих, спуска вибромеханизмов на горизонт выпуска в собранном виде и для вентиляцию. На трех уровнях, начиная с уровня IV горизонта, через 20 м по высоте прошли на каждом подэтаже по 1—3 буровых штрека сечением 9 м2. Удельный объем подготовительно-нарезных работ составил 10,5 м3/1000 т добытой руды, что в 2 раза меньше, чем при технологии с применением скреперных лебедок для выпуска и доставки руды. Производительность труда проходчиков составила 3,5 м3/смену, что в 1,2 раза выше, чем при технологии со скреперным выпуском. Это увеличение производительности труда произошло за счет того, что конструкция системы разработки при новой технологии значительно проще: нет многочисленных ниш, дучек и воронок, проходка которых очень трудоемка. Стоимость проведения 1 м3 выработок при этом также уменьшилась на 5—10%. За счет сокращения удельного объема подготовительно-нарезных работ общая стоимость их уменьшилась в 2 раза. При этом доля стоимости подготовительно-нарезных работ в себестоимости добычи 1 т руды (франко—люк) составляла 13% (0,2 руб./т), доля трудовых затрат — 17%.
Скважины начальным диаметром 105 мм бурили станками НКР-100М. Их длина при веерном расположении изменялась от 9 до 30 м. Расстояние между плоскостями вееров скважин (ЛНС) составляло 2,6 м, а между концами в веере — 2,5—3,0 м. Выход руды с 1 м скважины 5 м3, производительность труда бурильщика 70 м3/смену. Доля затрат на буровые работы в себестоимости добычи 1 т руды составила 44% (0,66 руб./т), трудовых затрат в общей трудоемкости — 49%.
Скважины заряжали гранулитом АС-8 с использованием пневмозарядчика KHBB-1, обеспечившего плотность заряжания 1,10—1,15 кг/дм3. Масса заряда в 1 м скважины 9,5—10 кг при коэффициенте заполнения скважин 0,8—0,9. Просыпь BB при зарядке около 5%. Боевики изготовляли из аммонита 6ЖВ в патронах диаметром 90 мм. Взрывание скважинных зарядов производили с коротким (через 15 мс) замедлением. Удельный расход BB на отбойку составил 410 г/т, а выход негабаритной руды (крупнее 400 мм) — 8—10%. При таком дроблении расход BB на вторичное дробление при выпуске руды составил 45 г/т. Производительность труда взрывников в отбитой горной массе 500—600 м3/смену. Затраты на взрывные работы в себестоимости 1 т труды составили 23% (0,35 руб/т), доля трудовых затрат 4,5%.
Отбойку руды вели тремя подэтажами-уступами с опережением верхних над нижними. Большая часть руды доставлялась силой взрыва к выпускным окнам, число которых увеличивалось по мере развития очистных работ.
На горизонте выпуска под выпускными окнами установили вибрационные питатели ВП-2, ВП-3 и ВПЛ конструкции ВНИИцветмета. На выпуск и доставку каждого питателя затрачивали по 10—15 чел.-смен. Доля трудовых затрат на установку и профилактические ремонты вибромеханизмов составила 7% от общих трудовых затрат, а денежных — 8% в себестоимости добычи 1 т руды (0,11 руб/т). Вибрационные питателя выдавали руду непосредственно в рудоспуск или на короткий 4—6 м) виброконвейер, смонтированный между питателем и рудоспуском. Конвейер нужен в том случае, если известно, что износ торца выпускного окна будет значительных (более 1,5 м) из-за пониженной устойчивости руды в днищe блока в результате тектонических нарушений. Эта мера позволяет избежать неуправляемого выпуска и самопроизвольного завала грохота на устье восстающего.
Следует отметить, что торцовый выпуск и, тем более, выпуск через окна в потолочине заметно повысил устойчивость выработок выпуска по сравнению с днищем, изрезанным нишами, лучками и воронками. Наблюдениями установлено, что износ козырьков дучек при скреперном выпуске достигал 1,5 м после выпуска 10—15 тыс. т руды. Это приводило к тому/ то козырьки обрушались, руда заваливала скреперную выработку, а дальнейший выпуск становился невозможным. В тех же условиях износ торца выпускной выработки или передней стенки выпускного окна при вибрационном выпуске не превышал 0,5 м. При этом через каждое окно было выпущено IM-150 тыс. т руды.
Средняя производительность выпуска руды из блока составила 550 т/смсиу, максимальная — 2000 т/смену. Такие показатели достигнуты при коэффициенте использования механизмов во времени 0,45. Трудовые и стоимостные затраты на выпуск руды из блока соответственно составили 13,5 и 12% от общих затрат.
Совершенствование конструкции системы разработки и основных производственных процессов привело к изменению структуры трудовых и стоимостных затрат при подземной добыче руды (табл. 6.11).
Применение комплексов вибромашин позволило резко снизить затраты на выпуск и доставку руды, повысить технико-экономические показатели (табл. 6.12).
Производительность труда рабочего по системе повысилась почти в 3 раза, значительно снизилась себестоимость добычи руды, улучшились показатели извлечения руды из недр.
За 3 года удельный вес применения поточной технологии достиг 50% от общей добычи по руднику. При этом производительность труда рабочего по руднику возросла в 1,5 раза, а среднегодовой темп ее роста составил около 15%, себестоимость Добычи 1 т руды снизилась на 20% (табл. 6.13).
Поточная технология подземной добычи руд была подвергнутa дальнейшему совершенствованию. В блоке № 1—VI применен вариант выпуска руды вибропитателями и вибролентами непосредственно в рудоспуски.
Вмещающие породы были представлены плотными слоистыми окварцованными песчаниками, коэффициент крепости руды и породы 12—14.
Блок длиной 65 м, высотой 50—60 м и шириной 3—38 м отработан системой подэтажных штреков со взрывной доставкой руды по горизонтали в пределах очистного пространства.
Подготовительно-нарезные работы состояли в проходке системы рудоспусков и пальцевых ответвлений общей длиной 250 м. С уровня основного IX откаточного горизонта был пройден один рудоспуск. На уровне VII горизонта он разветвлялся на 2 рудоспуска. На горизонт доставки, расположенный на уровне VI горизонта, выбит ряд ответвлений из этих восстающих в досрочные орты. Всего в блоке пройдено 11 доставочных ортов, каждом из которых образованы выпускные окна. На 10 и выше доставочного штрека пройден буровой штрек-подсечка. На уровне 23 и 42 м выше доставочного горизонта пройдены еще два буровых штрека, для сообщения с которыми прошли два материально-ходовых восстающих на флангах блока. Отрезной восстающий пройден в средней части блока. Из него пройдены отрезные орты для разделки восстающего в отрезную щель. Общий объем подготовительно-нарезных работ составил 4 тыс. м3, удельный объем на 1000 т запасов руды в блоке 30 м3. Производительность труда проходчика составила: горизонтальных выработок 3,9 м3/смену, вертикальных — 2,3 м3/смену; себестоимость проходки 1 м3 — 30,22 руб
Очистные работы начали с образования отрезной щели с помощью глубоких скважин, затем отбойку развивали от середины к флангам блока.
Скважины диаметром 105 мм бурили станками НКР-100М с ЛНС 2,5 м и расстоянием между концами 3 м. Веерные комплекты скважин в северной части блока бурили с двух подэтажей, в южной части — с трех подэтажей. Длина скважин изменялась от 5 до 25 м. Часть блока была разбурена скважинами диаметром 51 мм с помощью самоходных буровых установок ЖЛХ. При этом ЛMC составляла 1,25 м, расстояние между концами скважин — 1,5 м. Производительность труда бурильщиков составилась от 5 до 25 м. Часть блока была разбурена скважинами дна 44 м/смену, выход руды с 1 м скважины — соответственно 10 и 2,6 т, средняя себестоимость бурения 1 м скважин 6,6 руб. Всего пробурили 16550 м скважин, в том числе малого диаметра 2260 м. Опыт показал, что для достижения равной производительности труда бурильщиков на станках HKP и самоходных буровых установках линейные производительности должны относиться как 1:4.
Скважины заряжали россыпными BВ с помощью пневмо-зарядчика, плотность заряжания составляла 1,1 г/см3, удельный расход BB на отбойку 500 г/г, производительность труда взрывников 500—600 м3/смену.
Отбойка руды на верхних уступах опережала отбойку на нижних на 7,5 м В этом случае достигалась наиболее полная доставка руды силой взрыва к выпускным отверстиям. Между нижним и средним буровыми штреками в районе отрезной щели была образована временная рудоприемная емкость, позволявшая выпускать руду через два выпускных окна, под которыми были установлены вибропитатели ВП-2 и ВПЛ конструкции ВНИИцветмета.
Выпуск руды производили двумя вибропитателями (ВП-2 и ВПЛ) и девятью вибролентами «Напор-3». Конструкция днища камеры и схемы установки вибромеханизмов обеспечивали истечение руды только тогда, когда механизмы работали. Управляли работой вибромеханизмов операторы-взрывники с выносного кнопочного пульта управления. Применение вибромеханизмов на выпуске руды позволило увеличить интенсивность отработки камеры в 5 раз и сконструировать более устойчивое днище по сравнению с технологией со скреперным выпуском руды.
Затраты труда на доставку и монтаж механизмов составили: ВП-2—10 чел.-смен, ВПЛ —8 чсл.-смен. Небольшие затраты труда на монтаж вибропитателей ВП-2 и ВПЛ объясняются тем, что эти механизмы с помощью самоходного оборудования были спущены с поверхности в собранном виде и установлены в выпускные ниши без каких-либо крепежных работ.
Применение вибропитателей ВП-2 и ВПЛ на выпуске руды позволило повысить интенсивность отработки блока и сократить время выпуска руды более чем в 3 раза, снизить себестоимость добычи I т руды по блоку на 35%, уменьшить потери и разубоживание руды на 20—25% (табл. 6.14), снизить долю ручного труда на ликвидации зависаний руды в окнах.
Улучшению показателя потерь руды способствовали принудительный характер выпуска с большим заглублением в навал руды и лучшая устойчивость днища блока. Разубоживание снизилось, главным образом, за счет резкой интенсификации работ. Дальнейшее совершенствование технологии шло по пути применения комплексов самоходного и вибрационного оборудования.
Комплексы состояли из самоходной буровой установки «Мини-Бур», погрузочко-доставочной машины СТ-2Б (на проходческих работах) и буровой установки ЖЛХ, погрузочно-доставочной машины СТ-2Б на очистных работах. Кроме того, для вспомогательных работ была использована автомашина «Мули-Т».
Самоходное оборудование было применено при тех же системах разработки, но в них внесены некоторые конструктивные изменения: с горизонта доставки на буровые выработки были пройдены наклонные съезды сечением 8,4 м3 с углом наклона 10—14°; для выпуска руды из блоков применены плоские днища с заездами для погрузочно-доставочных машин. Эти выработки проходили горизонтально сечением 8,4—11 м3.
Для вскрытия рудных зон была пройдена штольня сечением 11 м3 и длиной 500 м.
В месте засечки штольни на склоне горы был сделан уступ до обнажения коренных пород. Портал штольни закрепили металлом. Первые 60 м пройдены со сплошным деревянным креплением, основной объем пройден в крепких устойчивых породах с коэффициентом крепости 12—14.
Кроме проходки вскрывающих выработок, которые отличаются большой протяженностью и производством работ в одном забое, самоходное оборудование применяли на подготовительно-нарезных работах. Эти работы заключались в проходке выпускных, доставочных, буровых выработок и наклонных съездов.
Бурение шпуров производили с помощью самоходной буровой установки «Мини-Бур» Глубина шпуров 2—2,5 м, общая длина в комплекте 45—60 м. Заряжали шпуры гранулитом АС-8 с помощью пневмозарядчика ЗП-2 и детонитом. При удельном расходе BB 1,5-1,7 кг/м3, и применении клинового вруба КИШ составил 0,9. Сменная производительность труда бурильщика находилась в пределах 50—60 м при проходке одним забоем и 100—120 м при многозабойном бурении.
Уборку горной массы производили с помощью погрузочно-доставочной машины СТ-2Б. Производительность труда машиниста изменялась от 40 м3/ч при длине доставки до 50 м до 8 м3/ч при длине доставки 250 м.
Сменная производительность труда проходчиков составляла: при проходке штольни с креплением 4,8 без крепления— 5,65 м3; на нарезных работах — 6,84 м3. Повышение производительности на нарезных работах (на 20%) объясняется более высоким коэффициентом использования погрузочно-доставочных машин за счет увеличения числа забоев.
Одни из блоков отработан этажно-камерной системой.
Подготовительно-нарезные работы состояли в проходке доставочного штрека и трех погрузочных заездов сечением по 8,4 м2 Из первого заезда был пройден отрезной восстающий, а из соседнего блока буровой штрек. Последний на противоположном от отрезного восстающего фланге был сбит ходком с погрузочно-доставочным горизонтом, Общий объем подготовительно-нарезных работ составил 2 тыс. м3, или в 1,3 раза больше, чем при использовании скреперного или вибрационного оборудования на выпуске и доставке руды. Повышение объемов объясняется тем, что все горизонтальные выработки были пройдены сечением 8,4 м2 под самоходное оборудование.
Отбойку руды производили с помощью скважин диаметром 105 мм, которые бурили станками НКР-100М. Производительность бурильщика составляла 10—14 м/смену при выходе руды около 10 т с 1 м скважины. Производительность бурильщика буровой установки ЖЛХ составляла 40—50 м/смену с выходом руды с 1 м скважины 2,6 т. Заряжали скважины россыпными BB с помощью пневмозарядчиков. При отбойке руды использовали эффект доставки силой взрыва. Это позволило снизить длину механической транспортировки основной массы руды погрузочно-доставочной машиной на 20 м, что сократило 480 ткм по блоку.
Руду из камеры выпускали и отвозили до рудоспуска с помощью погрузочно-доставочной машины СТ-2Б. Производительность труда рабочего при этом изменялась от 60 до 123 т/смену, составив в среднем 90 т/смену при длине доставки более 70 м.
Применение самоходного оборудования характеризуется следующим и показателями:
Наилучшие показатели по производительности труда на руднике Центральном были получены при добыче руды с использованием комбинированных комплексов машин, состоящих из самоходного и вибрационного оборудования. В 4-х блоках с общими запасами руды более 700 тыс. т подготовительно-нарезные работы были выполнены с применением комплексов самоходного оборудования, а выпуск и доставку основных запасов руды производили комплексами вибромеханизмов КВВ-2. При совместном использовании самоходного и вибрационного оборудования в одном блоке производительность труда рабочего по блоку достигала 27 м3/смену за счет повышении производительности труда проходчиков с применением самоходного оборудования в 1,6 раза, роста производительности выпуска руды виброкомплексами в 3—4 раза, повышения уровня механизации работ по монтажу и обслуживанию виброкомплексов с использованием самоходных машин.
В то же время применение самоходных машин привело к увеличению удельного объема подготовительно-нарезных работ р 1,4—1,7 раза. Это обстоятельства требует дальнейшего роста производительности труда, который может быть обеспечен на проходческих работах за счет улучшения организации труда, а на очистных работах за счет применения более мощных машин на погрузочно-доставочных работах.