Открытые горные работы. Часть 2. Технология и комплексная механизация - Ржевский В.В.

Автор: Ржевский В.В.
Теги: организация производства управление экономика предприятий полезные ископаемые горное дело издательство недра горная промышленность
Год: 1985
Похожие
Технология, механизация и организация открытых горных работ
Процессы подземных горных работ при разработке рудных месторождений
Основы физики горных пород
Основы горного дела. Открытые горные работы
Текст
                    В.В.РЖЕВС1сии
ОТКРЫТЫЕ
ГОРНЫЕ
РАБОТЫ
Часть 2
ВЫСШЕЕ
ОБРАЗОВАНИЕ
В.В.РЖЕВСКИИ
ОТКРЫТЫЕ
ГОРНЫЕ
РАБОТЫ
Часть 2
ТЕХНОЛОГИЯ
И КОМПЛЕКСНАЯ
МЕХАНИЗАЦИЯ
Издание четвертое,
переработанное и дополненное
Допущено Министерством высшего и среднего
специального образования СССР в качестве учеб-
ника для студентов вузов, обучающихся по спе-
циальности «Технология и комплексная механи-
зация открытой разработки месторождений по-
лезных ископаемых»
77S015
у .
МОСКВА „11ЕДРА”1985
УДК [622.271.06:658.011.54(0.75.8)]
Ржевский В. В. Открытые горные работы. Учебник для вузов. В 2-х ча-
стях. Часть 2. Технология и комплексная механизация.— 4-е изд., перераб.
и доп.— М.: Недра, 1985.— 549 с.
Рассмотрены теория вскрытия и систем разработки, технологические
схемы вскрышных, добычных и горно-подготовительных работ и определены
рациональные комплексы горно-транспортного оборудования. Даны основы ор-
ганизации и текущего планирования комплекса горных работ и обеспечения
качества полезного ископаемого. В четвертом издании (3-е изд.— 1980) пол-
ностью переработаны главы теории вскрытия, систем разработки и комплек-
сной механизации и отражены новейшие достижения в области технологии
открытых горных работ.
Для студентов горных вузов и факультетов, обучающихся по специаль-
ности «Технология и комплексная механизация открытой разработки место-
рождений полезных ископаемых».
Табл. 32, ил. 260, список лит.1— 44 назв.
Рецензент — кафедра разработки месторождений открытым способом
Свердловского горного института
2504000000—538
043(01)—85
288-86
© Издательство «Недра», 1985
Р
Предисловие
Ведущее место при добыче полезных ископаемых занимает
прогрессивный открытый способ разработки, на долю которого
приходится более 70 % общего объема добываемых полезных
ископаемых. Такому широкому его развитию в значительной
степени способствовало и способствует внедрение в практику
результатов научных исследований по созданию новых и совер-
шенствованию существующих технологии, техники и организа-
ции открытых горных работ.
Основными техническими направлениями дальнейшего со-
вершенствования технологии открытых горных работ являются
повышение эффективности технологических схем путем комп-
лексной механизации горных работ и оптимизации параметров
используемого оборудования, разработка и внедрение новых
технологических схем с включением техники цикличного и не-
прерывного действия, рациональная комплектация оборудова-
ния, всемерное расширение области применения прогрессивных
технологических решений с использованием специально созда-
ваемого карьерного оборудования и комбинированного транс-
порта, а также применение совершенных форм организации и
управления массовыми горными работами.
В настоящем учебнике технология и комплексная механи-
зация горного производства рассматривается как наука об об-
щих закономерностях организации и производства открытых
горных работ на основе комплексной их механизации на всех
периодах существования горного предприятия. Главные разделы
этой науки: учение о вскрытии рабочих горизонтов карьеров
как совокупности принципов и технических решений по обес-
печению грузовой транспортной связи между забоями и пунк-
тами приема горной массы; учение о главной задаче открытых
горных работ — перемещении вскрышных пород и полезных ис-
копаемых из массива к месту их назначения; учение о системах
разработки как совокупности принципов и технических решений
о порядке выполнения вскрышных, добычных и горно-подгото-
вительных работ от начала до окончания их ведения; учение
о комплексной механизации горных работ как совокупности
принципов и технических решений по комплектованию цепи
взаимосвязанных в работе машин и механизмов, обеспечиваю-
щих экономичное и эффективное выполнение всех производст-
венных процессов в увязке с принятыми решениями по вскры-
тию рабочих горизонтов и по системам разработки.
В четвертом издании учебника развита научная база ука-
занных разделов и показано методологическое и технологи-
ческое единство комплекса собственно горных работ и их меха-
низации для разнообразных природных условий и при исполь-
1*	3
зовании различного карьерного обрудования. Предложен и
и развит метод формирования комплексов горного и транспорт-
ного оборудования, обслуживающих грузопотоки карьера на
различных этапах ведения горных работ. При этом принимае-
мые принципиальные технические решения базируются на фи-
зико-технических характеристиках разрабатываемых горных
пород.
В учебнике использованы теоретические положения, в свое
время разработанные проф. Е. Ф. Шешко, акад. Н. В. Мельни-
ковым и другими учеными, широко использованы достижения
научных и педагогических школ Ленинградского, Свердловского,
Днепропетровского и других горных вузов страны, труды веду-
щих научных и проектных институтов (Центрогипрошахта,
Гипроруды, УкрНИИПроекта, Гипрошахта) и других организа-
ций, осуществляющих проектирование и производство откры-
тых горных работ.
Автор выражает благодарность коллективу кафедры откры-
тых работ Свердловского горного института за ряд полезных
замечаний по содержанию учебника.
Третьему изданию учебника присуждена Государственная
премия 1983 г.
Раздел первый
Теория технологии и комплексной
механизации
1.	ПРИНЦИПЫ ОТКРЫТОЙ РАЗРАБОТКИ
МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ
1.	1. Типы разрабатываемых месторождений и залежей
Объектами открытой горной разработки являются месторожде-
ния полезных ископаемых. По отраслевому признаку различают
открытую разработку угольных и рудных месторождений,
месторождений строительных горных пород, цементного сырья,
горно-химического сырья и др.
Разрабатываемые месторождения полезных ископаемых за-
легают в весьма разнообразных природных условиях.
Типы месторождений различаются прежде всего по харак-
терным геометрическим признакам.
1.	Залежи полезных ископаемых по форме могут быть:
изометрическими — развитыми более или менее оди-
наково во всех направлениях (массивные залежи, штоки, гнезда
и т. п., рис. 1.1, в, з);
плитообразными — вытянутыми преимущественно
в двух направлениях при относительно небольшой мощности
(пласты и пластообразные залежи, рис. 1.1, а, б, г, ж)-,
трубообразными и столбообразными — вытяну-
тыми преимущественно в одном направлении;
промежуточными и переходными между ука-
занными формами (линзы, жилы, седловидные залежи, складки,
перегибы, тектонически нарушенные свиты пластов) (рис.
1.1, д, е).
Форма залежей предопределяет форму карьерных полей.
2.	Рельеф поверхности месторождения может быть равнин-
ным (см. рис. 1.1, а), в виде склона возвышенности (см. рис.
1.1, б), в виде возвышенности (см. рис. 1.1, в), холмистым
(см. рис. 1.1, г) и, наконец, залежь может находиться под во-
дой. От рельефа поверхности зависит порядок разработки и
возможные средства механизации.
3.	В зависимости от положения относительно господствую-
щего уровня поверхности и глубины залегания различают
месторождения:
поверхностного типа — непосредственно выходя-
щие на поверхность или расположенные под наносами не-
большой мощности (до 20—30 м, см. рис. 1.1, а);
5
Рис. 1.1. Схемы разрабатываемых месторождений и залежей
глубинного типа — расположенные значительно ни-
же господствующего уровня поверхности, мощность толщи
пустых пород может составлять от 40 до 250 м (см. рис. 1.1,
д, е); такие месторождения могут разрабатываться откры-
тым или подземным способом, что экономически обосновы-
вается;
высотного типа — расположенные выше господствую-
щего уровня поверхности (см. рис. 1.1, б, в); месторождения
могут быть объектами открытых или подземных разработок;
высотно-глубинного типа — частично расположен-
ные выше и ниже господствующей поверхности (см. рис.
1.1, ж).
Залегание может быть согласным или несогласным с рель-
ефом поверхности; залежь может занимать всю или часть
возвышенности (склона горы). От положения залежи отно-
сительно земной поверхности зависят размеры карьера по
глубине и в плане, а также применяемые технические сред-
ства, особенно транспортные.
4.	По углу падения различают залежи:
пологие, характеризующиеся слабонаклонным (до 8—10°)
и волнистым залеганием основной части залежи (см. рис.
1.1,а,г); их частным случаем являются горизонтальные залежи;
наклонные — с углами падения от 8—10 до 25—30° (см.
рис. 1.1,6);
крутонаклонные — с углами падения более 25—30°
(см. рис. 1.1, ж);
крутые — с углами падения 56—90° (см. рис. 1.1,6);
сложного залегания, характерного при антикли-
нальных и синклинальных складках (см. рис. 1.1, е) и резких
геологических нарушениях; оно отличается переменным направ-
лением падения залежи.
Такое разделение залежей принято на основе технологии
ведения открытых горных работ. Так, размещение отвалов
в выработанном пространстве карьера возможно при разра-
ботке горизонтальных и пологих залежей (рис. 1.2, а) и в осо-
бых случаях—при разработке вытянутых наклонных и круто-
G
Рис. 1.2. Схемы открытой разработки залежей:
1 — выработанное пространство; 2 н 3 — соответственно внутренние и внешние отвалы;
4 и 5 — соответственно рабочий н нерабочий борт; 6 — конечный контур карьера; 7
бермы; I—IV — последовательность развития работ на уступах
наклонных залежей. При разработке наклонных залежей по
условиям устойчивости конечных бортов карьера и размеще-
ния вскрывающих выработок обычно не требуется выемка
вскрышных пород лежачего бока залежи (рис. 1.2, б). При
крутом падении необходимо производить разработку вмещаю-
щих пород как висячего, так и лежачего боков залежи (рис.
1.2, в).
5.	По мощности залежи разделяются на весьма мало-
мощные, малой мощности, средней мощности,
мощные и весьма мощные. Такое разделение связано
с зависимостью числа одновременно отрабатываемых добычных
уступов от мощности залежи. Условия и порядок разработки
горизонтальных и наклонных (крутонаклонных) залежей
неодинаковы, поэтому численно различны для этих залежей
и показатели одних и тех же классов мощности.
и показатели одних и тех же классов мощности.
простые залежи (см. рис. 1.1, б, ж) с однородным
7
строением, без существенных прослойков и включений; в этом
случае все полезные ископаемые залежи вынимают совместно
(валовый способ выемки);
сложные залежи (см. рис. 1.1, а, г), содержащие
наряду с кондиционным полезным ископаемым некондицион-
ные его сорта, а также прослойки или включения пустых пород
с четко выраженными контактами; в этом случае необходима
раздельная (селективная) разработка кондиционного и некон-
диционного полезного ископаемого и пустых пород;
рассредоточенные залежи (см. рис. 1.1, з), имею-
щие сложное строение, при котором кондиционное и неконди-
ционное полезное ископаемое и пустые породы распределяются
в толще земной коры без четкой закономерности и выражен-
ных контактов; выбор раздельного или валового способа вы-
емки полезного ископаемого производится после детальной экс-
плуатационной разведки.
7.	Качество полезного ископаемого в залежи может быть
распределено:
равномерно, когда качество полезного ископаемого,
соответствующее требованиям потребителя, примерно одина-
ково в пределах залежи; в этом случае выемка (валовая или
раздельная) на разных участках залежи может производиться
независимо, без усреднения;
неравномерно, когда распределение качества неодина-
ково по глубине или в плане залежи; в этом случае необхо-
димо планировать одновременную выемку в разных частях за-
лежи, иметь несколько рабочих выемочных участков и усред-
нять качество.
8.	По преобладающим типам пород месторождения могут
быть представлены:
скальными вскрышными породами и полезным ископаемым;
разнородными покрывающими породами и скальными (полу-
скальными) полезным ископаемым и вмещающими породами;
в этом случае покрывающая залежи мощная толща представ-
лена чередующимися мягкими, плотными, полускальными и
и скальными породами;
мягкими и плотными покрывающими породами и скальными,'
или полускальными полезным ископаемым и вмещающими по-
родами;
полускальными вскрышными породами и полускальным или
весьма плотным полезным ископаемым;
мягкими вскрышными породами и разнородным полезным
ископаемым;
мягкими вскрышными породами и мягким или плотным по-
лезным ископаемым.
Перечисленные факторы оказывают решающее влияние на
выбор технических средств, порядок ведения и возможность
производства открытых горных работ.
8
1.2.	Виды открытых горных разработок
Основные виды открытых разработок классифицируются по
положению залежи относительно поверхности (рис. 1.3).
1.	Разработки поверхностного вида. К ним
относится большинство разработок россыпей, природных строи-
тельных горных пород, значительная часть угольных и неболь-
шая часть рудных разработок при горизонтальных и пологих
залежах. Карьеры при этом неглубокие (до 40—60 м) и имеют
относительно постоянную глубину. Вскрышные породы и по-
лезные ископаемые разнообразны, чаще мягкие и полускальные.
2.	Разработки глубинного вида. К ним относятся
большая часть рудных и частично угольные разработки при
наклонном и крутом падении залежей. Карьеры в этом случае
постепенно углубляются; конечная глубина их может дости-
гать 800 м. В таких карьерах разрабатываются все типы пород.
3.	Разработки нагорного вида. К ним в основном
относятся открытые разработки различных руд, горно-химиче-
ского сырья, строительных горных пород и иногда угля. Залежи
расположены значительно выше господствующего уровня по-
верхности; число рабочих уступов и размеры карьеров в плане
разнообразны. Полезные ископаемые и вскрышные породы в ос-
новном скальные.
4.	Разработки нагорно-глубинного вида.
К ним относятся открытые разработки различных руд, горно-
химического сырья, строительных горных пород и угольные раз-
работки при сложном рельефе поверхности карьерного поля.
Полезные ископаемые и вскрышные породы скальные или
полускальные, иногда разнородные.
Рис. 1.3. Схемы открытых разра-
боток:
а, б, в, г н д — соответственно по-
верхностного, глубинного, нагорного,
на горн о-глуби иного	и подводного
вида
9

5.	Разработки подводного вида. Залежи распо-
ложены под водой, покрывающие породы обычно имеют отно-
сительно небольшую мощность. К данному виду относятся,
в частности, разработки в поймах рек и со дна морей и озер.
Породы мягкие, плотные, полускальные или разнородные.
Каждый из указанных видов открытых разработок отли-
чается от другого подготовкой месторождения к эксплуатации,
порядком его разработки, вскрытием рабочих горизонтов, рас-
положением отвалов и соответственно характером комплексной
механизации горных работ.
Разработки первого вида наиболее экономичны. При этом
выемка полезного ископаемого осуществляется сразу на пол-
ную мощность и вскрышные породы размещаются в вырабо-
танном пространстве.
Вскрышные работы и отработка залежи полезного ископае-
мого при разработках глубинного вида производятся послойно
в нисходящем порядке. Горную массу, как правило, переме-
щают вверх, на поверхность, и вскрышные породы складируют
во внешние отвалы. Отработке каждого нового слоя предше-
ствуют горно-подготовительные работы, обеспечивающие вскры-
тие рабочих горизонтов. Глубина карьера постепенно возрастает
до предела, определяемого границами карьерного поля.
Для открытых разработок нагорного вида характерно
перемещение покрывающих и вмещающих пород и добытого
полезного ископаемого с применением транспорта вниз,
к месту расположения отвалов и перерабатывающего комп-
лекса.
Разработка месторождений нагорно-глубинного вида имеет
характерные черты второго и третьего видов открытых разра-
боток.
Типы залежей (при равнинном рельефе), разрабатываемых
открытым способом, применительно к округлым, удлиненным и
вытянутым формам и генеральному углу их падения с соответ-
ствующими буквенными обозначениями показаны (для учебных
целей) на рис. 1.4 и 1.5.
1.3.	Виды и размеры карьерных полей
Месторождение или часть его, разрабатываемую одним
карьером, называют карьерным полем. Карьерное поле
является объемной геометрической фигурой, характеризуемой
размерами в плане, глубиной и углами откосов бортов; оно
входит в состав земельного отвода карьера, в пределах которого
размещаются также отвалы, промышленная площадка и другие
производственные сооружения.
Размеры карьерного поля определяют общие объемы гор-
ных работ и возможную производственную мощность карьера.
Конечная глубина (Нк) разработок поверхностного
вида определяется природными условиями и изменяется незна-
11
Вытянутые
ЬА^ВШОА
	£	ПлитооВразная
Прута я (далее J>7°)	Сосредоточенная	Непрабильная
		ПлитооВразная
	Рассредоточенная	1	Неправильная
		ПлитооВразная
Рис. 1.5. Схемы наклонных и крутых залежей, разрабатываемых открытым способом:
ОНСН — округлая наклонная сосредоточенная неправильной формы; УНСП — удлиненная наклонная сосредоточенная плнтообразной формы;
ВКРН — вытянутая наклонная рассредоточенная неправильной формы; остальные условные обозначения те же, что на рис. 1.4
Рис. 1.6. Схема к определению
размеров карьерного поля
чительно за весь период ведения
работ. При разработках глубин-
ного, нагорного и смешанного ви-
дов эта глубина устанавливается
при проектировании карьера. Со-
временные карьеры имеют глу-
бину от нескольких метров до
450 м. Проектами предусматри-
вается возможность открытой
разработки до глубины 800 м.
Размеры дна карьера
(/д и 6д) устанавливаются окон-
туриванием разрабатываемой ча-
сти залежи на отметке конечной
глубины карьера (рис. 1.6). Ми-
нимальные его размеры опреде-
ляются условиями безопасной выемки и погрузки пород на ниж-
нем уступе (по ширине 6д>30 м, по длине /д^ЮО м).
Углы откосов бортов карьера (у) определяются
условиями устойчивости пород прибортового массива, а при
устойчивых породах — размещением транспортных коммуника-
ций— транспортных берм и наклонных траншей. Эти углы стре-
мятся принимать более крутыми, чтобы уменьшить общий
объем вскрышных работ.
Размеры карьера по простиранию и вкрест
простирания залежи по поверхности (£к и Вк,
см. рис. 1.6) определяются размерами залежи и дна карьера,
глубиной и углами откосов бортов, топографическими и гидро-
графическими условиями. Устанавливают размеры карьера, как
правило, графически, иногда, в простых условиях, аналитиче-
ски. На очень крупных месторождениях Li: и В1: определяются
условиями вскрытия рабочих горизонтов и разделением залежей
на отдельные карьерные поля.
Параметры карьера должны обеспечивать эффективное ис-
пользование горного и транспортного оборудования. Например,
протяженность вытянутого карьерного поля должна соответст-
вовать установленной мощности карьера, т. е. суммарной протя-
женности потребных экскаваторных фронтов.
Если разрабатывается один борт карьера, то
(£к + /д)/2 =	э/rip. у,
(1.1)
где f — коэффициент резерва забоев; Ng— число рабочих экс-
каваторов; L^, э — длина одного экскаваторного фронта, м;
Пр. у — число рабочих уступов.
Увеличение длины карьерного поля обусловливает:
рост запасов полезного ископаемого в пределах карьерного
поля и возможность увеличения мощности карьера;
снижение среднего и текущего коэффициентов вскрыши
в результате уменьшения влияния объема разноса торцов карь-
14
ера; при равнинном рельефе объемы разноса продольных
Vn (м3) и торцовых Ут (м3) бортов карьера составляют (см.
рис. 1.6):
Уп — Нк.1р, CtgYcp,	(1-2)
Ут = HlbR ctg уср +-^-H3K ctg2 уср,	(1.3)
где уСр — усредненный угол откоса бортов, градус;
уменьшение общекарьерных расходов на тонну запасов и
затрат на добычу полезного ископаемого при увеличении мощ-
ности карьера и уменьшении текущих коэффициентов вскрыши.
Недостатками большой длины карьерного поля, особенно
при применении железнодорожного транспорта, являются:
увеличение пробега транспортных средств по рабочим пло-
щадкам и бермам, продолжительности рейса и транспортных
расходов;
ухудшение условий обмена поездов на уступах, в связи
с чем необходимо повышать полезную массу поезда и содер-
жать дополнительные стрелочные переводы;
увеличение объема горно-подготовительных работ для обес-
печения роста производственной мощности карьера путем уве-
личения длины разрезных траншей, числа наклонных траншей
и т. п.
Таким образом, увеличение или уменьшение длины карьер-
ного поля, а следовательно, и фронта горных работ связано
с ухудшением технико-экономических показателей работы
карьера.
Длина карьерных полей изменяется от сотен метров до
6 км, а ширина в зависимости от типа залежи и вида открытых
разработок составляет до 5 км. На крупных карьерах LIt=
= 24-2,5 км.
Общий объем горной массы в контурах карь-
ерного поля (VK) определяет производственную мощность
предприятия, срок его существования и др. При равнинном
рельефе поверхности VIt достаточно точно можно определить по
выражению
Vk = 5дДк + -Ь РЛН2К ctg Тср + —-Н1 ctg2 Тср,	(1.4)
где 5Д — площадь дна карьера, м2; Рд — периметр дна, м.
Площадь карьерного поля по поверхности (м2) прибли-
женно составляет
SK = kLKBK,	(1.5)
где k — коэффициент, учитывающий форму карьерного поля
(обычно k=0,84-0,9).
По форме и размерам различают обширные, вытянутые и
округлые карьерные поля (рис. 1.7).
Обширные карьерные поля, соответствующие в ос-
новном поверхностному виду открытых разработок, обычно
15
Рис. 1.7. Схемы карьер-
ных полей по форме и
размерам:
а —• обширные; б — вытяну-
тые; в — округлые; 1 — дно
карьера; 2 н 2' — торцовые
части карьера соответст-
венно вытянутой н округ-
лой формы
характеризуются относительно небольшой глубиной (Hlt до
100 м) при большой площади карьера в плане (до 10—40 км2)
и сравнительно мало отличающихся параметрах £к и Вк.
Вытянутые карьерные поля имеют большие раз-
меры по простиранию (Лк до 3—5 км), в несколько раз превы-
шающие размеры вкрест простирания залежи Вк. Такие карь-
еры характерны для глубинного вида открытых разработок при
Нк до 150—200 м и при поверхностном виде разработок узких
вытянутых залежей.
Округлые карьерные поля характерны при любой
глубине разработки штокообразных залежей и большой глу-
бине (200—800 м) разработки залежей любой формы в плане;
разнос уступов по периметру карьера такой глубины предопре-
деляет округленную или овальную форму поля в плане неза-
висимо от формы дна карьера; обычно оно также имеет оваль-
ную форму.
Подразделение карьерных полей по форме в плане на вытя-
нутые и округлые принимается в зависимости от соотношения
объемов карьера в целом и его торцовых частей Ут: карь-
ерные поля относятся к вытянутым, если VT составляет не бо-
лее (0,154-0,20) Кк. Для приближенных расчетов общих объемов
горных работ карьерное поле можно считать вытянутым, если
Lk  Ц«^4 : 1.
В процессе разработки у карьеров поверхностного вида из-
меняются размеры в плане, а у карьеров глубинного вида —
одновременно глубина и размеры в плане; при этом обычно
ширина карьера увеличивается быстрее его длины, отношение
Lk:Bk уменьшается и карьерное поле постепенно становится
округлым даже при разработке пластообразных залежей.
По соотношению размеров карьерных полей и месторожде-
ния и последовательности вовлечения последнего в разработку
различают следующие виды карьерных полей.
Карьерное поле охватывает все месторож-
дение (рис. 1,8, а); размеры и форма поля в плане опреде-
ляются размерами и формой залежи, а также условиями раз-
носа бортов.
Карьерное поле охватывает только часть
месторождения, отведенную для первоочередной разра-
16
Рис. 1.8. Схемы карьерных полей:
1 — контур залежн илн отдельного
карьерного поля; 2 — контур карьер-
ного поля (месторождения); 3 —кон-
тур забалансовых запасов
ботки (рис. 1.8, б); размеры поля определяются производствен-
ной мощностью карьера и сроком его существования.
Карьерное поле входит в систему (группу)
одновременно эксплуатируемых полей, на ко-
торые разделено данное месторождение (рис. 1.8, в). Такие
карьерные поля возможны при больших размерах месторожде-
ния, когда создание одного карьера большой мощности невоз-
можно илн нецелесообразно; система карьерных полей обычно
имеет единую схему транспортных коммуникаций на поверхно-
сти и отвалах.
Карьерное поле состоит из отдельных, не-
зависимых по горным работам участков
(рис. 1.8,г); такие случаи встречаются при разработке расчле-
ненных на независимые части месторождений. Расчлененные
участки одного карьерного поля могут рассматриваться как
независимые карьерные поля небольшого размера.
Виды карьерных полей по их размерам в плане, конечной
глубине или высоте рабочей зоны (на косогорах) приведены
в табл. 1.1.
Таблица 1.1. Виды карьерных полей
Размеры карьерных полей	Вид открытых разработок	Площадь карьера в плане, км2	Глубина карьера, м	Общий объем горной массы, млн. м3	Срок суще- ствования карьера, лет
Весьма малые	Поверхностный Нагорный	До 0,4 До 0,3	До 20 До 40	До 10	До 10
Малые	Поверхностный Нагорный и глубинный	0,4—2,0 0,3—1,5	До 40 40—100	10—100	10—25
Средние	Поверхностный Нагорный и глубинный	2,5—6,0 1,5—5,0	До 60 100—200	100—500	25—30
Большие	Поверхностный Нагорный и глубинный	4—20 4—12	До 80 100—250	500—2000	30—60
Весьма большие	Поверхностный Глубинный	10—40 10—30	До 120 200—800	2000—10 000	60—100
773015	"
При проектировании определяют размеры карьера, при ко-
торых общая сумма всех затрат, приходящихся на 1 т добычи,
будет минимальной (с учетом времени вложения средств). При
этом в затраты на 1 т добычи включают текущие (эксплуата-
ционные) расходы и капитальные затраты (произведенные од-
новременно или разновременно), приведенные к расчетному
году.
1.4.	Использование и охрана недр. Охрана природы
Богатство недр — одно из важнейших достояний советского
народа. Запасы полезных ископаемых огромны, но не беспре-
дельны. Все возрастающие потребности в самых разнообразных
полезных ископаемых, добываемых из недр, — закон развития
народного хозяйства. В настоящее время на горнодобываю-
щих предприятиях нашей страны ежегодно извлекается из недр
и затем перерабатывается более 4 млрд, т полезных ископае-
мых. При производстве различных земляных и строительных
работ ежегодно разрабатывается около 4 млрд, м3 горных
пород. Для дальнейшего обеспечения минеральными ресурсами
народного хозяйства необходимо объемы разрабатываемых
горных пород в течение двух-трех пятилеток увеличивать
в 2 раза. Все это предопределяет важность проблемы береж-
ного отношения к богатствам недр.
Партия и правительство обращают постоянное внимание на
вопросы рационального использования природных ресурсов и
охраны природы. В 1972 г. вышло постановление «Об усилении
охраны природы и улучшении использования природных ре-
сурсов» и в 1975 г. постановление «О мерах по дальнейшему
усилению охраны недр и улучшению использования полез-
ных ископаемых». Верховным Советом СССР приняты «Ос-
новы земельного законодательства Союза ССР и союзных рес-
публик», «Основы законодательства Союза ССР и союзных рес-
публик о недрах». Эти вопросы обсуждались на состоявшейся
в июле 1985 г. сессии Верховного Совета СССР.
При открытом способе разработки не только повышается про-
изводительность труда и снижается себестоимость добычи, но и
существенно облегчается труд горняков, достигается более пол-
ная выемка полезных ископаемых. Потери при открытой разра-
ботке обычно составляют 3—8 % и лишь при разработке исклю-
чительно сложных месторождений возрастают до 10—12 %.
Открытая разработка связана с отчуждением значительных
земельных площадей, а также нарушением почвенного слоя,
водного режима, режима жизнедеятельности растительного и
животного мира данной местности. Поэтому при ведении от-
крытых горных работ руководствуются следующими положе-
ниями:
1.	При выделении земельных отводов для карьеров огра-
ничивают площадь земель, пригодных для использования
18
в сельском хозяйстве, покрытых лугами и лесом. Выделяемые
земли оцениваются по специальной методике, и предприятие
выплачивает соответствующую компенсацию. Плодородный
почвенный слой снимается отдельно от других пород и ис-
пользуется для рекультивации.
2.	Под отвалы вскрышных пород отводятся в первую оче-
редь овраги, балки и другие малоценные земли. Во всех слу-
чаях, когда это возможно, выработанное пространство карьера
используется для размещения вскрышных пород.
3.	Складирование вскрышных пород производится таким
образом, чтобы создавались благоприятные условия для по-
следующего насаждения растительности. По верху отвалов
укладываются породы и грунты, на которых возможно воссоз-
дание растительного покрова. Почвенный слой, снятый с раз-
работанных площадей, помещается на поверхности отвалов.
Необходима возможно полная и скорейшая рекультивация зе-
мельных отводов для предотвращения эрозии почв.
4.	Разрабатываемые полезные ископаемые извлекаются из
недр возможно более полно, с минимальными потерями. Тща-
тельно рассматривается возможность использования вскрыш-
ных пород для удовлетворения нужд других отраслей народ-
ного хозяйства (например, для производства строительных
материалов). Осуществление таких мер означает реализацию
идеи о комплексном использовании минеральных ресурсов
при разработке месторождений полезных ископаемых.
5.	Открытые горные работы организуются так, чтобы по
возможности локализовать участки с нарушенным водным
режимом района, в частности сохранить режим поверхностного
стока (реки, ручьи и т. и.), уменьшить радиус депрессионных
воронок подземных вод и т. и.
Осуществление указанных положений достигается при тща-
тельной проработке технических решений на стадии проекти-
рования карьера, правильном выборе технологии и техники
открытой разработки и четкой организации всех производ-
ственных процессов.
1.5.	Виды и периоды горных работ
Освоение новых месторождений или очередных участков
карьерного поля начинается с подготовки поверхности. Она
заключается в проведении специальных, иногда дорогостоя-
щих и крупных инженерных работ по отводу рек, ручьев,
в некоторых случаях озер, вырубке леса и корчеванию пней,
ограждению карьерного поля от стока поверхностных вод по-
средством сети дренажных канав. Подготовка поверхности
включает также удаление и складирование для последующего
использования почвенного слоя, выравнивание поверхности,
создание специальных площадок для монтажа горного обору-
19
дования, сооружение первичных подъездных автомобильных
или железных дорог к горным участкам и отвалам.
Обычно одновременно с подготовкой поверхности выпол-
няются специальные работы по осушению породного массива
в пределах карьерного поля или отдельных участков. В необ-
ходимых случаях, при склонности пород к оползанию и обру-
шению, производятся специальные работы по укреплению при-
бортовых участков породного массива.
Подготовка поверхности и осушение месторождения, выпол-
ненные полностью или частично, позволяют приступить
к горно-капитальным работам. К ним относятся работы по уда-
лению покрывающих пород, созданию капитальных, разрезных
траншей и котлованов, а также насыпей, которые позволяют
начать систематическое производство вскрышных и добычных
работ в строгом соответствии с проектом.
Горно-капитальные работы, выполняемые в период
строительства карьера до сдачи его в экс-
плуатацию, называют горно-строительными
работами. К ним относят также добычные работы в период
строительства карьера (попутная добыча) и комплекс работ
по сооружению транспортных коммуникаций.
Экономические особенности горно-строительных работ:
все затраты на горно-строительные работы относятся к ка-
питальным вложениям; ,
удельные затраты на горно-строительные работы (на 1 м3)
больше, чем на горные работы в период эксплуатации карьера,
особенно после достижения им проектной производственной
мощности.
С учетом этого горно-строительные работы целесообразно
выполнять в том минимальном объеме, который необходим для
обеспечения добычи полезных ископаемых: либо в объеме пол-
ной проектной мощности карьера, либо части этой мощности
(чаще всего от 30 до 60 %), предусмотренной в утвержденном
проекте.
Эксплуатационные горные работы подразделяются на:
вскрышные работы, заключающиеся в выемке
и перемещении в отвалы пустых пород и некондиционных
полезных ископаемых с созданием подготовленных к разра-
ботке и вскрытых запасов полезного ископаемого;
добычные работы, заключающиеся в выемке и до-
ставке добытого полезного ископаемого на склады или к по-
требителю.
В состав эксплуатационных горных работ входят также
работы по зачистке вскрытых запасов полезного ископаемого,
устройству транспортных коммуникаций, проведению очеред-
ных участков разрезных траншей на вскрытых уступах для
увеличения длины фронта добычных и вскрышных работ и
работы по развитию отвального хозяйства карьера.
Горно-капитальные работы финансируются согласно про-
20
екту Стройбанком в порядке, установленном для строящихся
объектов; эксплуатационные горные работы финансируются
промбанком в порядке, установленном для действующих пред-
приятий.
После сдачи карьера в эксплуатацию с неполной проектной
мощностью все горные работы относятся к эксплуатационным
или, наряду с эксплуатационными работами, продолжают одно-
временно выполняться горно-капитальные работы на очеред-
ных участках карьерного поля. По мере увеличения длины
фронта горных работ, подготовленных к разработке и вскры-
тых запасов полезного ископаемого сдаются в эксплуатацию
следующие очереди карьера. Таким образом, поэтапно нара-
щивается производственная мощность карьера до проектного
уровня. Период от сдачи карьера в эксплуатацию до дости-
жения им проектной мощности часто называют периодом
освоения проектной мощности карьера. При
изменении вводимой мощности (полной проектной или отдель-
ной очереди — пускового комплекса по полезному ископае-
мому) от 5 до 30 млн. т/год и более нормативный срок ее
освоения возрастает от 9 до 24 мес.
Работы по созданию вскрывающих и разрезных горных
выработок называются горно-подготовительными.
В зависимости от периода деятельности карьера (строитель-
ный или эксплуатационный) и источника финансирования (ка-
питальные вложения или за счет основной деятельности дей-
ствующего предприятия) горно-подготовительные работы отно-
сятся к горно-капитальным или эксплуатационным работам.
В некоторых случаях проводимые в эксплуатационный период
после освоения проектной мощности карьера горно-подготови-
тельные работы относятся к горно-капитальным.
К горно-капитальным относятся также продолжающиеся
в эксплуатационный период работы, связанные с осушением,
в частности бурение очередных водопонижающих скважин,
сооружение подземных дренажных выработок и дорог.
При установлении дополнительных разведочных данных
о месторождении и переутверждении запасов полезных ископа-
емых, особенно при переходе с одного этапа горных работ на
другой согласно проектному графику, возникает необходимость
в реконструкции карьерного хозяйства с заменой горного и
транспортного оборудования, реконструкцией вскрывающих
выработок и отвалов и изменением производственной мощно-
сти карьера. Работы по реконструкции относятся к горно-капи-
тальным и осуществляются по специально утвержденным
проектам.
Заключительной стадией открытой разработки месторожде-
ния, обычно связанной с истощением запасов или с необходи-
мостью перехода на подземный способ разработки, является п е -
риод «затухания» (погашения) горных работ,
продолжающийся иногда несколько лет.
21
1.6.	Порядок развития открытых горных работ
Порядок развития открытых горных работ не может уста-
навливаться произвольно. Он является логическим следствием
и прежде всего зависит от типа разрабатываемого месторожде-
ния, рельефа поверхности, формы залежи, положения залежи
относительно господствующего уровня поверхности, угла ее
падения, мощности, строения, распределения по качеству по-
лезных ископаемых и типов вскрышных пород.
Следующим логическим следствием является выбор вида
открытых горных разработок: поверхностного, глубинного, на-
горного, нагорно-глубинного или ПОДВОДНОГО.	I
Другим этапом суждений является принципиальное (пред-
варительное) решение о карьерном поле — его возможных глу-
бине, размерах по дну и поверхности, углах откоса бортов,
а также общих запасах горной массы и полезных ископаемых
в частности. Устанавливаются также возможные места распо-
ложения потребителей полезных ископаемых, отвалов, хвосто-
хранилищ и их ориентировочные вместимости, что позволяет
наметить возможные направления и пути перемещения карь-
ерных грузов.
На основании указанных рассуждений устанавливают воз-
можные размеры карьерного поля, его местоположение в увязке
с рельефом поверхности, а также примерные контуры горного
отвода будущему предприятию. Только после этого с учетом
необходимой по государственным планам мощности карьера
приступают к решению задачи о порядке развития горных ра-
бот в пределах карьерного поля.
На рис. 1.9 показаны схемы развития горных работ и усту-
пов карьера в профиле и плане. Стрелками изображены на-
правления подвигания горных работ для залежей различной
формы в условиях равнинной поверхности. Для ускорения
ввода карьера в эксплуатацию и сокращения уровня капиталь-
ных затрат горные работы начинают вести там, где залежь по-
лезного ископаемого находится ближе к поверхности при
минимально возможном объеме горно-строительных работ
с обязательным учетом возможных решений по вскрытию рабо-
чих горизонтов на будущие периоды и с учетом системы раз-
работки, обеспечивающей высокий уровень комплексной меха-
низации горных работ.
Главная цель открытых горных работ — добыча из недр
полезных ископаемых с одновременной выемкой большого
объема покрывающих и вмещающих залежи вскрышных по-
род— достигается при четкой и высокоэкономичной организа-
ции ведущего и наиболее дорогого процесса
открытых горных работ — перемещения горной
массы из забоев в пункты приема на складах
и отвалах. Эффективность процесса перемещения дости-
гается организацией устойчиво действующих грузопото-
22
Рис. 1.9. Схемы развития горных работ:
а, б, в и г — фронт работ расположен соответственно вдоль длинной оси
карьера, вдоль короткой оси, концентрически и по эллипсу
ков полезных ископаемых и вскрышных по-
род, применительно к которым решаются вопросы вскрытия
рабочих горизонтов карьерного поля, а так же и мощностей
используемых транспортных средств.
1.7.	Понятие о режиме и этапах горных работ
Технические решения при открытой разработке месторож-
дений и экономические ее результаты определяются прежде
всего соотношением объемов вскрышных и добычных работ
в целом и по периодам деятельности карьера. Количественная
оценка этих соотношений производится с применением коэф-
фициентов вскрыши.
Средний коэффициент вскрыши Лер (м3/м3) — отношение
объема вскрышных пород Ув.к в контурах карьера к запасам
полезного ископаемого Уи. к в этих контурах:
Кср = Ув.к/УИ.К-	(1-6)
23
Среднеэксплуатационный коэффициент вскрыши Кер. э
(м3/м3) —средний коэффициент вскрыши за период эксплуа-
тационных работ в карьере. Он определяется отношением об-
щего объема вскрышных пород Ув. к в карьере за минусом
объема Ув. с, который был удален при строительстве карьера,
к общим запасам полезного ископаемого Vn. к за минусом той
части Уи.с, которая добыта при строительстве карьера:
Кер. э = (Ув. к-Ув. с)/(Уи. к— Уи. с).	(1.7)
Текущий коэффициент вскрыши Кт (м3/м3)—отношение
объема вскрышных пород Ув. т, фактически перемещаемых из
массива в отвалы за какой-либо период времени (месяц, квар-
тал, год), к добываемому объему полезного ископаемого Уи.т
за этот же период:
Кт = Ув.т/Уи.т.	(1.8)
Граничный коэффициент вскрыши Ктр определяет объем
вскрышных пород на единицу объема полезного ископаемого,
который допустимо перемещать из массива в отвалы по усло-
вию рентабельности открытой разработки.
Плановый коэффициент вскрыши КП применяется при пла-
нировании текущей производственной себестоимости полезного
ископаемого Ст (руб/м3); он характеризует объем вскрышных
работ, затраты на которые погашаются в процессе текущего
производства открытых работ:
Ст = С„. т КпСв. т,	(1-9)
где Си.т и Св.т—-соответственно текущие затраты на разра-
ботку 1 м3 полезного ископаемого и 1 м3 вскрышных пород.
Коэффициенты вскрыши на многих карьерах измеряются
отношением объема или массы вскрышных пород к 1 т полез-
ного ископаемого.
Соотношением текуших объемов вскрышных и добычных^
работ в первую очередь определяется производственная мощ-
ность карьера по горной массе, не являющаяся постоянной,
прежде всего, из-за изменения годовых объемов вскрышных
работ по отдельным периодам. Это изменение является след-
ствием непостоянной мощности вскрыши и залежи полезного
ископаемого, условий его залегания, наличия разнообразных
геологических нарушений, неравномерного содержания полез-
ных компонентов в залежи. Изменения определяются также
экономическими причинами. Вместе с тем предприятия — по-
требители полезного ископаемого рассчитаны на определенную
производственную мощность и должны получать строго опре-
деленные объемы полезного ископаемого установленного каче-
ства. Эти положения принимаются за основу при выборе ре-
жима горных работ на карьере.
Под режимом горных работ понимается установленная про-
ектом или исследованием последовательность выполнения объ-
24
Рис. 1.10. Графики изменения объемов V добычи (7) и вскрыши (2)
по годам Т:
а и б — соответственно при продолжительности существования карьеров в тече-
ние 10 и 20 лет
емов вскрышных и добычных работ во времени, обеспечиваю-
щая планомерную, безопасную и экономически эффективную
разработку месторождения за срок существования карьера.
Режим горных работ оценивается по графику, на котором по-
казаны изменения объемов добычи и вскрышных работ по го-
дам за весь период существования карьера (рис. 1.10).
На относительно короткий период (до 5 лет) режим гор-
ных работ на действующих карьерах устанавливают при пла-
нировании горных работ на пятилетие. Экономически эффек-
тивным является режим горных работ, который обеспечивает
максимальную прибыль от разработки месторождения с по-
лучением полезного ископаемого требуемого качества.
При продолжительности работы карьера 8—12 лет (что со-
ответствует сроку амортизации основного карьерного оборудо-
вания) экономическая эффективность достигается тем, что
возможно больший период времени ведут разработку с посто-
янными годовыми объемами вскрышных работ (рис. 1.10, а);
при большей продолжительности работы карьера в общем
случае целесообразно разделить весь срок работы на отдель-
ные периоды, каждый из которых характеризуется постоянным
годовым объемом вскрышных работ; объемы этих работ уве-
личивают или уменьшают при переходе к следующему периоду
(рис. 1.10, б).
Периоды работы карьера с существенно различающимися
объемами вскрышных работ называются этапами разработки.
При небольшом сроке существования карьера стремятся к раз-
работке без разделения на этапы, а при длительном сроке же-
лательно выделение нескольких этапов.
В первом случае работы целесообразно производить с по-
стоянным текущим коэффициентом вскрыши, близким к средне-
эксплуатационному. Во втором случае получается ступенчато
возрастающий по этапам график режима горных работ (см.
рис. 1.10, б). Продолжительность каждого этапа увязывают со
сроками амортизации основного оборудования; переход от
этапа к этапу обычно приурочивают к периоду, когда стано-
вится необходимой реконструкция карьера и замена физически
25
и морально устаревшего горного и Транспортного оборудо-
вания.
Неравномерный режим горных работ внутри этапа приво-
дит в отдельные годы к выполнению «пиковых» объемов
вскрышных работ. При этом ухудшаются экономические пока-
затели разработки, так как за сравнительно короткий период
происходит концентрация большого числа горного и транспорт-
ного оборудования, энергомощностей, что приводит к пере-
укомплектованию штатов рабочих и служащих, а также к до-
полнительному строительству вспомогательных цехов и быто-
вых сооружений. Особенно остро ощущаются недостатки
неравномерного режима работ на карьерах с относительно корот-
ким сроком существования и при сооружении их в недоста-
точно освоенных районах страны.
Поддержание равномерных объемов вскрышных работ на
каждом этапе способствует устойчивой экономической дея-
тельности предприятия.
Выбор рационального режима горных работ на карьере
имеет большое значение для повышения рентабельности пред-
приятий и ускорения оборачиваемости средств, позволяет
уменьшить преждевременные и малоэффективные затраты
в те периоды работы карьера, когда коэффициент вскрыши и
себестоимость полезного ископаемого меняются из-за измене-
ния природных условий. Календарным этапам соответствуют
объемные этапы развития карьера, т. е. определенные проме-
жуточные контуры карьера по глубине и в плане (рис. 1.11).
Установление таких поэтапных контуров, а внутри них годо-
вых контуров (положения горных работ) по каждому уступу
и является задачей установления рационального режима гор-
ных работ.
Рис. 1.11. Схемы этапных контуров развития карьера:
а и б — на карьерах соответственно вытянутой н округлой форм
26
1.8.	Подготовка карьерного поля к разработке
Для нормального ведения горных работ и возможности раз-
мещения технических и хозяйственных сооружений, транспорт-
ных коммуникаций и отвалов все естественные препятствия и
искусственные сооружения в пределах карьерного поля и
в зоне транспортных подступов к нему удаляются или перено-
сятся. К естественным препятствиям отно-
сятся: леса, крупный кустарник, ручьи, реки, озера, бо-
лота— на равнинных месторождениях; нависи, заколы — в го-
рах. Автомобильные и железные дороги, проходящие
в пределах технических границ карьера, а также различные про-
мышленные и бытовые сооружения относятся к искусствен-
ным сооружениям.
Лес и кустарник удаляют в первую очередь на территории
проведения капитальных и разрезных траншей и размещения
промплощадки, а затем, по мере развития горных работ,—
полностью в пределах конечных контуров карьера. Эти ра-
боты выполняют механизированным способом с использова-
нием электромеханических пил, кусторезов, бульдозеров и
других средств. В районах с сильными снежными заносами и
в степной засушливой местности растительность вокруг карь-
ера и промплощадки должна сохраняться как можно дольше.
Она предохраняет эти объекты от снежных и песчаных заносов.
Воды болот, озер, ручьев и рек отводят сразу за пределы
горного отвода. Для спуска воды устраивают каналы со сто-
ком в сторону пониженных участков рельефа местности, а для
отвода ручьев и рек сооружают обводной канал за контуром
горного отвода. Старое русло обычно перекрывают плотиной
для создания требуемого подпора, так как трасса обводного
канала, как правило, проходит по более высоким абсолютным
отметкам. Размеры поперечного сечения обводного канала
должны обеспечить пропуск воды в паводковый период. Для
предотвращения просачивания воды в карьер откосы канала
бетонируют или облицовывают камнем. Обводному каналу при-
дают уклон, равный естественному уклону русла реки на дан-
ном участке.
Обводненность месторождений резко снижает устойчивость
откосов горных выработок, проведенных в песчаных, мягких,
плотных и трещиноватых скальных и полускальных породах,
затрудняет и удорожает строительство и содержание транс-
портных коммуникаций в карьере, резко снижает производитель-
ность основного горного и транспортного оборудования.
Система осушения месторождения должна обеспечить нор'
мальные условия ведения горно-капитальных и эксплуатацион-
ных работ в карьере. Мероприятия по осушению предусматри-
вают ограждение карьера от притоков поверхностных и под-
земных вод посредством проведения специальных выработок
и организации водоотлива.
27
Способ осушения карьера выбирают в зависимости от вод-
но-физических свойств горных пород, числа, расположения,
мощности и водообильности водоносных горизонтов. Различают
поверхностный, подземный и комбинирован-
ный способы осушения.
В любых гидрогеологических условиях для ограждения
карьера от стока поверхностных вод на участках понижения
отметок рельефа сооружают нагорные каналы, по которым
вода поступает к водосборникам. Поперечное сечение нагор-
ных капав рассчитывают по возможному притоку воды, а про-
дольному профилю канав придают уклон i=2-=-3°/oo.
При разработке месторождений с несложными гидрогеоло-
гическими условиями проводят дренажные траншеи и создают
систему карьерного водоотлива. При таком поверхностном спо-
собе осушения дреной является и сам карьер.
Несложными гидрогеологическими условиями характери-
зуются:
месторождения, сложенные скальными и полускальными
мало- и среднетрещиноватыми породами и водоносными нано-
сами мощностью до 10—15 м при притоке подземных вод
в карьер до 300—500 м3/ч;
месторождения, сложенные мягкими и песчаными неустой-
чивыми породами с локальным водонасыщением и притоком
подземных вод в карьер до 100 м3/ч.
Осушение остальных месторождений, находящихся в слож-
ных и весьма сложных гидрогеологических условиях, должно
осуществляться с созданием системы специальных дренажных
выработок для понижения уровня подземных вод в контуре
карьерного поля.
Поверхностный способ осушения этих месторождений
иногда заключается в создании системы дренажных траншей
или траншей в комплексе с горизонтальными дренажными
скважинами, но гораздо чаще — в создании системы верти-
кальных водопонижающих скважин большого диаметра
(250—500 мм), которые располагают в один, два или три
ряда на расстоянии от 30—50 до 200—250 м один от другого
в зависимости от коэффициента фильтрации осушаемых по-
род. Откачку воды из таких скважин производят, как правило,
центробежными погружными насосами.
При подземном способе осушения сооружают обычно дре-
нажные стволы с сетью подземных выработок, которые прово-
дят по полезному ископаемому или пустым породам. Штреки
проводят в устойчивых породах по водопроницаемому пород-
ному слою через каждые 200—250 м вдоль бортов карьера,
склонных к деформациям. Вода поступает в дренажные выра-
ботки через сквозные или забивные фильтры. Из выработок
вода стекает в водосборник дренажного ствола и откачивается
на поверхность.
При комбинированном способе осушения используется си-
28
стема скважин, пробуренных с поверхности, и дренажных
штреков с необходимыми устройствами. Проведение дренаж-
ных подземных выработок в период строительства карьера
производится специальными строительными организациями,
а в период эксплуатации — службами карьера, выделяемыми
в специализированные участки.
Вода, удаляемая из карьера, должна сбрасываться в бли-
жайший водопоток или водосборник, исключающие возмож-
ность ее обратного проникновения в карьер через трещины,
провалы или водопроницаемые породы. Не должно происхо-
дить заболачивания прилегающей к карьеру территории. Пре-
дусматриваются также мероприятия по сохранению ресурсов
подземных вод, исключающие загрязнение и минерализацию
источников водоснабжения и водоемов зон отдыха трудящихся.
В течение разработки месторождения система осушения
карьера, как правило, изменяется: создаются новые контуры
водопонижающих скважин, подземные выработки, водосбор-
ники и т. д. Изменение системы позволяет заблаговременно
осушить горные породы до их разработки и в то же время
избежать преждевременного строительства дорогих водопони-
зительных сооружений.
2. ТЕОРИЯ ВСКРЫТИЯ РАБОЧИХ ГОРИЗОНТОВ
2.1.	Порядок формирования грузопотоков
Разнообразие форм залежей и условий их залегания в нед-
рах, с одной стороны, и основной принцип открытых разрабо-
ток — послойная (поуступная) выемка как вскрышных пород, так
и полезных ископаемых, с другой стороны, предопределяют не-
обходимость формирования грузопотоков таким образом, чтобы
обеспечить минимальные затраты на перемещение горной массы
из забоев на отвалы и на склады и тем самым добиться макси-
мальной экономии при ведении открытых горных работ. Реше-
ние этой проблемы заключается в создании грузопотоков карь-
ера и на этой основе вскрытия рабочих горизонтов карьера.
Ниже показывается порядок формирования грузопотоков на
примере вытянутого карьерного поля с двумя различными по
качеству залежами I и II (рис. 2.1, а) и относительными отмет-
ками горизонтов от +20 до —60 м. Горные работы начинаются
с этапа 1, ближе к залежи I, на высотных отметках —40 и ±0,
на которых в забоях ведется выемка горной массы и начина-
ются грузопотоки. К разработке намечены два борта (правый
и левый); на каждом из них в каждом разрабатываемом
слое объемы и качество горных пород различны как по отдель-
ным этапам (1—6)’ горных работ, так и за весь период разра-
ботки.
При показанном на рис. 2.1 порядке развития горных работ
в первую очередь оцениваются (подсчитываются) объемы
29
+20
-1S.5_
+10
^±0
§ -30
i
4/5 | 1,15
I 0,8
I 0,3
_t,0
~^y5\- 2
-T-W
1,5
1,0 I 1,0
',2
2.75 I 5/
I u,/
I
В.
%
| t
5 *
ПУ
\_2,8
-50
-SO
21/в
2VP
]/" I vn
8 I В
Ул Ч'"
pi; pn\i" \pn
2,75 I -
~Т-Ъ|-
1,2
1,8_ t
1,6
^4
’,0
v.i
-|-|-~fc
-!Н-Тда
0,2 I !,0
I 0,5
1- И
\'.5
\to\ \',o
Сумма ло этапам работ
1,15 | 1,15	5,55 ; 1,30	6,5 ; 3,2	5.0 I 5,9’	0,2 i 5,8	— i 0,5
	1	I	I		-H-W-	-l-M-		-\l,8\0,2\l,8	-\i,o\-\3,o
 Ь 4 J —
-- \~№
_5,5_‘i_3,0__
1/У|С7~
iw'zH
// 'j5 _
Q,5\d,7\o,7^1,9
''°-
- \1,з\-^,80
l~l^i 1^1
_/fi4 \ 17,85_
Hi'^0\3,l\5,0
Рис. 2.1. Схема этапных грузопотоков (а) и графики режима горных ра-
бот (б) и поэтапного распределения грузопотоков (в)
вскрышных пород и руд по сортам для каждого горизонта от-
дельно по правому и левому бортам и изображаются в виде по-
этапного графика режима горных работ (рис. 2.1, б).
При построении поэтапного графика режима горных работ
необходимо предусматривать минимальные сроки начала до-
бычи полезного ископаемого и целесообразное отнесение на
более поздние периоды выемки и перемещении основной массы
вскрышных пород. По поэтапному графику представляется воз-
можность оценить экономическую эффективность принятого
варианта развития горных работ путем сравнения с возмож-
ными другими вариантами. Если данный порядок развития при-
нимается за основу, приступают к рассмотрению и формирова-
нию грузопотоков.
Для этого составляется сводная таблица (рис. 2.1, в) посту-
пления с каждого горизонта объемов различных грузов для
каждого этапа развития (1—6) и для каждого рабочего борта
карьера.
На основании данных таблицы можно формировать грузопо-
токи. Однако, для того чтобы по принятой производительности
карьера (по руде) можно было бы судить о календаре горных
работ, необходимо трансформировать поэтапные графики и таб-
лицы в календарные (рис. 2.2, а и б), на которых по оси орди-
нат откладываются годы существования карьера. Порядок
трансформации графиков излагается ниже.
Приведенный пример построения графиков показывает, как
по этапам горных работ, так и по годам существования карьера
определяются требуемые объемы вынимаемых и перемещаемых
карьерных грузов для обеспечения планов развития производ-
ства. Пользуясь методом вариантов, поэтапные и календарные
графики можно совершенствовать с целью оптимизации эконо-
мических результатов открытой разработки данного месторож-
дения. Вместе с тем выполненные таким образом даже прибли-
женные расчеты позволяют обосновать формирование грузопо-
токов карьера на всех этапах горных работ и, следовательно,
доказать экономическую эффективность принятого способа
вскрытия.
Графики формирования грузопотоков следует строить для
всех типов месторождений с обязательным учетом рельефа по-
верхности. При необходимости следует разделять объемы
вскрышных пород по их видам, а полезное ископаемое по сор-
там, чтобы затем принять более правильные решения по выбору
комплекса горного и транспортного оборудования и длитель-
ности функционирования каждого грузопотока. На графиках
при этом фиксируется генеральная отметка поверхности и вы-
деляются нагорная и глубинная части карьерного поля.
31
Рис. 2.2. Календарный график годовых грузопотоков по горизонтам (а) и график нх поэтапного распределения (б)
2.2.	Виды грузопотоков
Каждый выемочный слой в общем случае может быть пред-
ставлен:
вскрышными породами (скальными, полускальными, плот-
ными или мягкими);
некондиционными и забалансовыми полезными ископаемыми,
складируемыми в отдельные отвалы для использования в по-
следующие периоды;
полезными ископаемыми, в которых согласно плановым за-
даниям выделяют типы и сорта для раздельного транспортиро-
вания и использования.
Поток грузов определенного качества, характеризуемый
сравнительно устойчивым (во времени) направлением и опре-
деленным объемом перевозок в единицу времени (смену или
сутки), называется элементарным грузопотоком.
Если породы в забое однородны (простой забой), то от него
начинается один элементарный грузопоток; от сложного забоя
(при разнородных породах и раздельной выемке) начинаются
два или три элементарных грузопотока. Таким образом, число
элементарных грузопотоков на уступе зависит от числа забоев
и способа выемки пород в них и оно обычно больше числа
действующих забоев.
Элементарные грузопотоки могут различаться по своим на-
правлениям (рис. 2.3, а и б), а также по виду транспорта (см.
рис. 2.3, б), транспортных коммуникаций (рис. 2.3, в) или мо-
делей одного вида карьерного транспорта. Например, элемен-
тарные породный и рудный грузопотоки от сложного рудного
забоя при использовании автотранспорта и одной автодороги
часто различаются лишь перемещением руды и породы в раз-
ных автосамосвалах одного и того же типоразмера (рис. 2.3, г).
При использовании конвейерного транспорта в таких условиях
уже требуются отдельные конвейеры, т. е. элементарные грузо-
потоки различаются транспортными коммуникациями и сред-
ствами (см. рис. 2.3, в).
Рис. 2.3. Схемы элементарных грузопотоков:
/ — вскрышных пород; 2 — полезного ископаемого; 3 — попере-
менно пустых пород н полезного ископаемого
2 Заказ № 624	33
Рис. 2.4. Схема грузопотоков
с уступа:
1 — вскрышных пород; 2 —- полезного
ископаемого
Элементарные грузопотоки из забоев при однородных поро-
дах в целях сокращения их числа стремятся объединить в один
грузопоток с уступа (рис. 2.4). По тому же принципу
объединяют грузопотоки уступов в однородные грузопотоки
группы или всех уступов карьера (рис. 2.5, а и г).
Группа соединяющихся элементарных грузопотоков, имеющих
общие коммуникации, образует сходящийся грузопоток
(см. рис. 2.4 и 2.5, а). Общий грузопоток карьера или его уча-
стка, разделяющийся затем на отдельные грузопотоки, называ-
ется расходящимся грузопотоком (рис. 2.5, б). Раз-
деляются в основном грузопотоки вскрышных пород и
полезного ископаемого, реже — разнородных пород и редко —
однородных пород.
Общий грузопоток, образованный сходящимися вначале эле-
ментарными грузопотоками, а затем (чаще на поверхности) рас-
ходящимися, называют сложным грузопотоком (рис. 2.5, в).
Если по пути следования грузов имеются перегрузочные или
сортировочные пункты, грузопоток называют комбинированным.
В практике открытых разработок преобладают сложные и ком-
бинированные грузопотоки.
Если грузопотоки состоят из разнородных пород, их назы-
вают разнородными грузопотоками.
Рис. 2.5. Схемы грузо-
потоков из карьера:
1 — вскрышных пород; 2 —
полезного ископаемого; 3 —
попеременйо пустых пород
и полезного ископаемого
34
Общий грузопоток карьера называют сосредоточен-
н ы м, если составляющие его грузопотоки перемещаются по
одним выходным транспортным коммуникациям из карьера (см.
рис. 2.5, а), и рассредоточенным (см. рис. 2.5, г), если
грузопотоки перемещаются по различным коммуникациям.
Сокращение числа грузопотоков в карьере позволяет эконо-
мичнее использовать оборудование, улучшить качество дорог,
а также сократить число вскрывающих выработок и затраты на
их сооружение.
Несколько грузопотоков в карьере могут быть:
независимыми друг от друга, если работа комплекса
оборудования, обслуживающего данный грузопоток (от его на-
чала до конца), не зависит от работы оборудования, обслужи-
вающего другие грузопотоки, и оборудование строго закреплено
за определенным грузопотоком;
зависимыми друг от друга, если необходимо периодически
перераспределить оборудование, в частности транспортные сред-
ства, по смежным грузопотокам для более полного его исполь-
зования; такое перераспределение производится диспетчерской
службой;
жестко зависимыми, если диспетчерская служба по-
стоянно, в соответствии с графиком, изменяет загрузку обору-
дования, перераспределяет оборудование и регулирует объемы
элементарных грузопотоков (например, для достижения нуж-
ного усреднения полезного ископаемого, поступающего из карь-
ера на обогатительную фабрику).
Наиболее распространены зависимые грузопотоки. Грузопо-
токи организационно объединяют воедино все процессы: подго-
товку пород к выемке, их выемку и погрузку, перемещение, от-
валообразование и складирование. Четкое функционирование
грузопотоков предопределяет экономичность ведения горных ра-
бот и эффективность использования оборудования.
2.3.	Предпосылки формирования грузопотоков
Перемещение карьерных грузов определяется плановыми
объемами вскрышных и добычных работ. Объем груза (в тон-
нах или в кубических метрах), перемещаемого в единицу вре-
мени (час, смену, сутки, год и т. д.), составляет грузообо-
рот карьера. Большая доля грузооборота карьера обычно
приходится на перемещение вскрышных пород в отвалы.
Во многих случаях, особенно при нескольких видах раз-
дельно транспортируемых пород, технически и экономически
целесообразна организация нескольких грузопотоков карьера,
что упрощает разделение грузов, следующих к различным пунк-
там приема, и сокращает дальность транспортирования. Прежде
всего стремятся разделить грузопотоки вскрышных пород и
2*	35
Рис. 2.6. Схемы рассредоточенных грузопотоков:
1 — полезного ископаемого; 2 — вскрышных пород; 3 — попеременно вскрышных по-
род и полезного ископаемого
полезного ископаемого, особенно если они перемещаются раз-
личными средствами транспорта (рис. 2.6,а).
Транспортируемые вскрышные породы разделяют на от-
дельные грузопотоки в следующих случаях:
1.	При очень больших объемах вскрышных работ выделяют
два-три грузопотока вскрышных пород и соответствующим об-
разом группируют вскрышные выработки. В обычных условиях
по одноколейному железнодорожному пути можно перевезти до
20—30 тыс. м3 горной массы в сутки, по двухколейному пути —
до 50—60 тыс. м3, по однополосной автодороге-—до 40—
50 тыс. т в сутки. Если грузообороты превышают указанные
объемы, их разделяют на два-три грузопотока (рис. 2.6, б).
2.	При больших размерах карьерных полей (рис. 2.6, в, м)
целесообразно создавать два-три транспортных выхода с группы
вскрышных уступов. Формирование общего грузопотока вскрыш-
ных пород в этих условиях связано с сокращением возможного
36
числа размещаемых на одном горизонте экскаваторов, перепро-
бега транспортных средств и увеличением длины соединитель-
ных коммуникаций в карьере и на поверхности.
3-	При перевозке вскрышных пород с верхних горизонтов
на внешние или внутренние отвалы и перевалке части пород
во внутренние отвалы в целях сокращения затрат на транспор-
тирование (рис. 2.6, г и е).
4.	При использовании рассредоточенных отвалов из-за недо-
статочной их вместимости и приемной способности, а также для
сокращения расстояния транспортирования на карьерах нагор-
ного и нагорно-глубинного вида (рис. 2.6, д и з)'.
5.	При перемещении вскрышных пород во внутренние от-
валы по горизонтам и складировании пород в отдельные ярусы
(рис. 2.6, ж).
6.	При использовании мобильных транспортных средств (ав-
тосамосвалов, скреперов и т. д.), перемещающих породы через
систему временных траншей на близрасположенные отвалы
(рис. 2.6, и). Создание временных траншей и съездов особенно
эффективно в период строительства карьера, так как способ-
ствует интенсификации горно-строительных работ и улучшению
их экономических показателей.
7.	Грузопотоки отдельных уступов или групп уступов, как
правило, разделяются, когда для перевозок пород применя-
ются различные виды транспорта (рис. 2.6, к, л).
Грузопотоки полезного ископаемого разделяются главным
образом в тех случаях, когда необходимы его раздельная вы-
емка и перемещение по типам и сортам. Например, при наличии
нескольких дробильно-сортировочных и обогатительных фабрик,
принимающих различные типы и сорта полезных ископаемых.
Отдельные грузопотоки делят карьер на технологические
зоны, каждая из которых включает в себя обслуживаемую часть
рабочей зоны и ту нерабочую часть карьера, где расположены
транспортные коммуникации данного грузопотока. В каждой
такой зоне действуют свои комплексы погрузочного и транс-
портного оборудования. Обычно в одной технологической зоне
диапазон изменения качества и свойств горных пород ограни-
чен, что позволяет подбирать комплекс оборудования примени-
тельно к этим породам в границах действия грузопотока.
Периодически, по мере развития горных работ, изменяются
как общий грузооборот карьера, так и отдельные грузопотоки.
Обоснование необходимости и целесообразности создания от-
дельных элементарных грузопотоков начинается с формирова-
ния грузопотоков уступов и их групп и является первой слож-
ной задачей, поскольку она решается в комплексе с вопросами
вскрытия рабочих горизонтов и расположения отвалов, сов-
местно с выбором технических средств выемочно-погрузочных и
транспортных работ.
При сходящихся грузопотоках наиболее загружены участки
траншейных и магистральных путей, пропускающие часто весь
37
грузооборот карьера. Один из таких участков, имеющий самый
сложный план и тяжелый профиль пути (при железнодорожном
транспорте также и наибольшую длину), называется огра-
ничивающим, так как именно он ограничивает мощность
грузопотока. Организацию перевозок рассчитывают примени-
тельно к ограничивающему перегону, так как объем вывозимого
по данной трассе груза определяется провозной способностью
этого перегона.
В цеховом транспорте переработки добытого сырья созда-
ются в соответствии с технологией переработки сырья свои, не-
зависимые от карьера грузопотоки полезного ископаемого и от-
ходов обогащения.
2.4.	Начальные этапы развития горных работ
Вскрытие рабочих горизонтов осуществляется посредством
сооружения специально предназначенных для этого выработок.
Для обеспечения перевозок горной массы каждый горизонт
должен быть вскрыт капитальной траншеей (рис. 2.7, а), как
правило наклонной, так как она соединяет отметку вскрывае-
мого горизонта с отметкой уже действующих горизонтов и по-
верхности.
Горные работы па горизонте начинают с создания первона-
чального фронта, для чего проводят разрезную траншею (рис.
2.7 б)’ или разрезной котлован (рис. 2.7, в). Иногда породу,
если позволяют параметры экскаваторов, размещают в прибор-
товом отвале, но чаще ее транспортируют на внешний отвал.
Далее производится разнос одного или двух бортов разрезной
траншеи (см. рис. 2.7, б) или разрезного котлована (рис. 2.7, г).
После необходимого опережения верхнего уступа появляется
возможность вскрытия нижерасположенного горизонта и прове-
дения в его пределах разрезной выработки. Продольный уклон
рабочих горизонтов должен устанавливаться с учетом обеспече-
ния безопасности работы транспортных средств при погрузке.
Рис. 2.7. Схемы начального периода развития горных
работ на горизонте
38
На выбор места заложения разрезных траншей влияют
главным образом рельеф поверхности и кровли залежи и необ-
ходимость сокращения объема горно-строительных работ для
быстрейшего ввода карьера в эксплуатацию. Обычно разрезные
траншеи при разработке горизонтальных и пологих месторож-
дений проводят по простиранию залежи. Это обеспечивает до-
статочный фронт работ для машин большой производительно-
сти и позволяет получить значительные вскрытые запасы по-
лезного ископаемого. На небольших карьерах подготовительные
работы могут осуществляться последовательно несколькими от-
носительно короткими участками. В таком порядке часто раз-
рабатывают залежи строительных горных пород, что позволяет
уменьшить первоначальные затраты на вскрышные работы и
применяемое оборудование.
При разработке свит пологих пластов и залежей сложного
строения направление развития горных работ должно обеспечи-
вать возможность раздельной выемки полезного ископаемого и
пустых пород. При разработке пластовых залежей работы раз-
вивают по падению и очень редко по восстанию. Если по усло-
виям вскрытия фронт работ располагают вдоль короткой оси
или по диагонали карьерного поля, необходимая мощность
карьера достигается при высокой скорости подвигания фронта
работ.
При любом расположении фронта работ и направлении раз-
вития горных работ толща пород уступа площадью F (м2) (по
его поверхности) и средней мощностью Н (м) должна быть
отработана согласно календарному плану за Т мес. За сопо-
ставимый показатель интенсивности разработки может быть
принята среднемесячная величина вскрываемой площади
' ЕМ = Е/Г = £ф.уцф,	(2.1)
где Ьф.у — принятая средняя протяженность фронта работ ус-
тупа, м; Пф — среднемесячная скорость подвигания фронта ра-
бот, м/мес.
Скорость подвигания фронта работ определяется прежде
всего интенсивностью выемки запасов горной массы.
2.5.	Вскрывающие горные выработки
Разделение капитальных траншей приведено в табл. 2.1.
Стационарные внешние и внутренние капитальные траншеи
используются в течение длительного срока. Их параметры (на-
чальная и конечная глубина, продольный уклон, длина, углы от-
косов бортов) строго регламентируются в зависимости от кон-
кретных условий, свойств окружающих пород и технических ус-
ловий проектирования транспортных коммуникаций.
Поперечное сечение отдельных капитальных траншей трапе-
циевидное или треугольное. При расположении транспортных
и предохранительных берм на бортах траншей они имеют сту-
39
Таблица 2.1. Разделение капитальных траншей (по Е. Ф. Шешко)
Признак разделения	Основные различия	Траншеи
Расположение траншей	Расположение вне контура карьера	Внешние
относительно контура карьера	Расположение внутри контура карь- ера	Внутренние
Число уступов, обслу-	Один уступ	Отдельные
живаемых	системой	Несколько (группа) уступов	Групповые
траншей	Все уступы карьера до конечной глубины	Общие
Основное назначение траншей	Для движения груженых и порож- них поездов (маитниковое движе- ние транспорта) Для движения только груженых или только порожних поездов (поточное движение транспорта)	Одинарные Парные
Стационарность тран- шей	Постоинное расположение за кон- туром или на бортах в конечном по- ложении Временное расположение внутри конечных контуров на бортах, под- лежащих разработке	Стационарные Скользящие (временные)
пенчатую форму. Глубина капитальных траншей обычно изме-
няется от нуля до величины, равной высоте одного или несколь-
ких уступов. Подъемы (уклоны) капитальных траншеи зависят
от вида применяемого транспорта (табл. 2.2).
Углы откосов бортов капитальных траншей определяются
сроком их службы, свойствами пород, их обводненностью. Борт
траншеи с длительным сроком службы должен обладать долго-
временной устойчивостью; угол откоса его в песчаных, мягких,
Таблица 2.2. Характерные подъемы капитальных траншей
Вид карьерного транспорта	Величина подъема в направлении движения транспортных сосудов, %	
	груженых	порожних
Наклонные траншеи
Железнодорожный: паровая тяга тепловозная и электрическая тяга моторные вагоны Автомобильный	0,02—0,03 0,025—0,04 0,04—0,05 0,05—0,1	0,025—0,035 0,025—0,06 0,06—0,08 0,08—0,12
Kpj Бесклетевой подъем с тягачами	гтые траншеи 0,12—0,25	
Ленточные конвейеры	0,25—0,33	—
Клетевой подъем	0,25—0,5	—
Скиповой подъем	0,50—1,0	—
40
плотных и полускальных породах принимается не больше угла
естественного откоса, а в скальных породах — до 50—60°. Оба
борта внешних капитальных траншей имеют постоянное поло-
жение, а у стационарной внутренней капитальной траншеи
только один борт имеет постоянное положение. Минимальная
ширина дна капитальных траншей определяется суммой габа-
ритов транспортных средств, безопасных зазоров между ними,
поперечных размеров площадок и кюветов, располагаемых по
дну. Ширина дна капитальной траншеи, установленная по усло-
виям размещения транспортных коммуникаций, проверяется по
условиям возможности проведения траншеи.
Площадь поперечного сечения подземных вскрывающих вы-
работок определяется габаритами транспортного оборудования
и схемами путевого развития (с учетом соблюдения необходи-
мых зазоров). Для условий, когда применяется железнодорож-
ный транспорт широкой колеи (думпкары, гондолы и промыш-
ленные электровозы), сечение выработки (тоннеля) регламенти-
руется ГОСТами.
2.6.	Способы вскрытия рабочих горизонтов карьера
Вскрытие рабочих горизонтов осуществляется для обеспече-
ния сформированных на уступах грузопотоков транспортными
коммуникациями, позволяющими перемещать грузы с рабочих
горизонтов до пунктов приема на поверхности пли на проме-
жуточных горизонтах. Вскрывающие выработки начинаются
с поверхности или с уже вскрытого промежуточного рабочего
горизонта и заканчиваются на отметке рабочей площадки
вскрываемого горизонта.
Способ вскрытия определяется рядом признаков, в первую
очередь видом вскрывающих выработок.
В отдельных случаях (использование башенных экскавато-
ров и кабельных кранов) разработка всего месторождения и
перемещение карьерных грузов производятся без проведения
вскрывающих выработок. Возможно создание транспортного до-
ступа к отдельным рабочим горизонтам карьера и при отсут-
ствии вскрывающих выработок: например, при перевозках
вскрышных пород на погоризонтные отвалы карьеров нагорного
пли нагорно-глубинного вида, при использовании конвейеров,
расположенных па нерабочем борту, и т. д. Такой способ вскры-
тия называется бестраншейным.
В большинстве случаев рабочие горизонты карьера вскры-
вают капитальными траншеями или полутран-
шеями. Реже осуществляется вскрытие подземными
выработками (наклонными и вертикальными стволами,
штольнями, тоннелями), а также комбинированным спо-
собом.
Траншеи, предназначенные для движения колесных транс-
портных средств (железнодорожный и автомобильный транс-
41
порт), должны быть наклонными; траншеи, оборудуемые
подъемниками,— крутыми.
В зависимости от числа уступов (один, группа или все ус-
тупы карьера), обслуживаемых траншеями с общей трассой,
различают соответственно отдельные, групповые и об-
щие траншеи (см. табл. 2.1).
Внешние траншеи бывают стационарными или полустаци-
оиарными. Внутренние траншеи могут быть стационарными
(расположены на нерабочих бортах карьера), полустационар-
пыми, временными и скользящими. Временные и полустацпонар-
ные внутренние траншеи па рабочих бортах карьера применяют
для уменьшения объемов горно-капитальных работ и при пере-
распределении во времени объемов вскрышных работ.
На рабочем горизонте, вскрытом одной (одинарной) ка-
питальной выработкой, чаще всего применяется маятниковое
(возвратное) движение транспортных средств. Если рабочий го-
Т а б л и ц а 2.3. Классификация способов вскрытия
Признак способа вскрытия	Способ вскрытия		
	открытыми выработками (траншейными)	подземными выработками	комбинацией откры- тых и подземных выработок
Положение	Внешними, внут-	Внешними,	Внешними,
вскрывающих	ренними или	внутренними или	внутренними или
выработок относительно конечного кон-	смешанными траншеями и по- лутраншеями	смешанными	смешанными
Стационарность выработок	Стационарными, полустационар- ными и времен- нцми (скользя- щими) траншеями или полутран- шеями	Стационарными	Стационарными или комбина- цией стационар- ных с полуста- ционарными (временными)
Наклон	Крутыми или	Вертикальными,	Комбинацией
выработок	наклонными траншеями и полутраишеями	крутыми, наклон- ными или гори- зонтальными	вертикальных, крутых, наклон- ных или горизонтальных
Число обслужи-	Отдельными,	Отдельными,	Отдельными,
ваемых	групповыми или	групповыми или	групповыми или
горизонтов	общими транше- ями и полутран- шеями	общими	общими
Характер движе-	Одинарными или	Одинарными или	Одинарными или
ния транспортных средств на уступе (поточное или маятниковое)	парными тран- шеями и полу- траншеями	парными	парными
42
ризонт вскрыт двумя выработками (грузовой и порожняковой),
то обеспечивается сквозное движение транспортных средств па
уступах и в этом случае повышается использование горного обо-
рудования во времени, в результате чего компенсируется уве-
личение затрат на сооружение вскрывающих выработок. Такие
выработки называют парными, они могут иметь внешнее
или внутреннее заложение и состоять из пары отдельных, груп-
повых или общих траншей или полутраншей. Соответственно
выделяются одинарные и парные трассы. Парные
траншеи и трассы применяют в основном в неглубоких карьерах
с интенсивным грузооборотом.
В соответствии с указанными главными признаками разде-
ления капитальных траншей в табл. 2.3 приводится классифи-
кация основных способов вскрытия, построенная на основе
классификации проф. Е. Ф. Шешко.
При вскрытии горизонтов, расположенных ниже господ-
ствующего уровня земной поверхности, продольный профиль
капитальных траншей характеризуется подъемом в направлении
движения груженых транспортных средств, а при вскрытии го-
ризонтов, расположенных выше господствующего уровня зем-
ной поверхности,— подъемом в направлении движения порож-
них транспортных сосудов. По расположению вскрывающих вы-
работок относительно карьерного поля и залежи различают
вскрытие фланговыми и центральными траншеями
(или подземными выработками), вскрытие со стороны лежа-
чего или висячего бока залежи, а также с торца
карьера.
2.7.	Трассы вскрывающих выработок
Трасса траншеи или другой выработки — это линия, поло-
жение которой в пространстве определяют план и профиль зем-
ляного полотна транспортного пути. Горизонтальная проекция
трассы является планом пути, а вертикальная ее проек-
ция— продольным профилем пути. Путь в плане со-
стоит из прямолинейных и криволинейных участков, а в про-
филе — из горизонтальных и наклонных участков, а также
сопрягающих участков между ними, обеспечивающих необходи-
мую плавность переходов.
Трассирование заключается в установлении на плане и
в профиле оси транспортного пути. Пункты, через которые дол-
жна проходить трасса, определяются совокупностью топогра-
фических, геологических, строительных и других факторов.
По положению трассы относительно контура карьера раз-
личают соответственно выработкам внешние, внутренние и сме-
шанные трассы. По сроку службы различают стационарные,
полустационарные и скользящие (временные) трассы; первые
располагаются на нерабочих бортах карьера, вторые — на вре-
43
менно законсервированных участках рабочих бортов карьера,
скользящие (временные) —на разрабатываемых участках рабо-
чих бортов карьера.
Основанием для трассирования капитальных траншей явля-
ется промежуточное или конечное положение бортов карьера,
изображаемых на плане изолиниями одинаковых высотных от-
меток с интервалом, равным высоте уступа. Трасса внешних
траншей проводится с поверхности до горизонтали, определяю-
щей положение вскрываемого уступа; трасса внутренних тран-
шей проходит по борту? и пересекает горизонтали, ограничи-
вающие уступы (рис. 2.8).
Обычно трассу вводят в контур карьера с его торца в пони-
женных местах рельефа поверхности, что упрощает трассиро-
вание внутри контуров карьерного поля и сокращает объем
горно-строительных работ. При выборе положения трассы учи-
тывают также необходимость обеспечения устойчивости тех
участков бортов, где размещаются капитальные траншеи, воз-
можность увеличения их срока службы, удобство размещения
станций и отвалов на поверхности и подходов к отвалам, про-
тяженность путей па поверхности, а также соединительных пу-
тей между траншеями и забойными путями в карьере и т. д.
Основными параметрами трассы являются величина руково-
дящего подъема, разность высотных отметок начала и конца
трассы, радиусы криволинейных участков, теоретическая и дей-
ствительная длины трассы, число и конструкция пунктов при-
мыкания горизонтальных путей к наклонным.
Теоретическая длина трассы Лт (м) определяется
разностью высотных отметок Но и Нх, через которые она прохо-
дит, и углом I наклона трассы к горизонту (градус):
LT = (Ho-Wx)/tgI = ///ip,	(2.2)
где ip — руководящий подъем (уклон) трассы.
Действительная длина трассы Ln (м) больше
теоретической вследствие ее удлинения, вызываемого уменьше-
нием угла наклона трассы на криволинейных участках и на уча-
Рис. 2.8. Схема трассирования
капитальных траншей:
А, Б, В, Г, Д — пункты примыкания
трассы к горизонтам; Е — начало
трассы)
44
стках примыкания траншей к рабочим горизонтам. Поэтому
ЕД=КУЕТ, где Ку — коэффициент удлинения трассы.
На криволинейных участках трассы при применении колес-
ного транспорта сопротивление движению возрастает на вели-
чину сок (Н/т) и необходимо смягчение подъема траншей до ве-
личины tn=tp—(oK/g, 7оо- Величина сок зависит от радиуса кри-
вой R. Наименьший радиус кривой Rmin устанавливается
в зависимости от конструктивной проходимости подвижного со-
става. Величина /?min влияет на объем разноса бортов, карьера,
необходимый для укладки кривых, вследствие чего целесооб-
разно в общем случае применять подвижной состав, допускаю-
щий наименьшие радиусы кривых.
При железнодорожном транспорте наименьшая длина эле-
мента профиля (отрезка пути с неизменной величиной подъ-
ема) определяется из условия безопасного движения поездов.
Постоянное движение обеспечивается, если поезд в любой мо-
мент времени проходит не более одного перелома профиля
пути. Поэтому длина одного элемента профиля должна быть не
меньше длины поезда.
2.8.	Формы трасс капитальных выработок
Форма трассы капитальной выработки в плане является
простой, если трасса расположена на одном борту карьера
и не меняет своего направления по всей длине. Трасса явля-
ется сложной, если она состоит из двух или нескольких уча-
стков различного направления, соединенных между собой, или
если она проходит по всем бортам карьера. Трассы внешних
траншей всегда простые, внутренние траншеи имеют обычно
сложные трассы.
Форма трассы в плане устанавливается в соответствии
с размерами карьерного поля, руководящим подъемом и эле-
ментами профиля.
Если действительная длина трассы внутренних траншей не
превышает протяженности карьера по простиранию на соответ-
ствующем горизонте jLk, то простая трасса полностью разме-
стится на одном борту. Однако условие L„=/(y//K/ip<L„ выпол-
няется только при благоприятном соотношении протяженности
карьерного поля LK и глубины карьера Нк при данном руково-
дящем подъеме /р и коэффициенте удлинения трассы Ку.
Если LR=KyHtJip>LK, то при трассировании возможны сле-
дующие два случая.
1.	Трассу располагают на одном борту карьера и изменяют
ее направление с прямого на обратное столько раз п\, сколько
это необходимо для размещения трассы:
Ед = КуНкКр = HjEk-	(2.3)
Величина Hi может быть целым или дробным числом.
Прямые участки трассы соединяют при этом посредством ту-
45
пиков или петель малого радиуса. Петлевое соединение (рис.
2.9, а) обычно применяют при автотранспорте, а тупиковое
(рис. 2.9, б)—при железнодорожном транспорте.
Размещение всей трассы’ на одном борту карьера раци-
онально при разработке залежи от лежачего к висячему боку
и параллельном подвигании фронта. Однако наличие тупиков
резко снижает провозную способность трассы, так как в тупи-
ках изменяется направление движения поезда, что требует его
торможения и остановки. Усложняется и организация движения.
Поэтому тупиковые трассы не следует применять, по крайней
мере, на группе верхних горизонтов карьера.
2. Трассу проводят с одного борта на другой столько раз
и2, сколько необходимо для ее размещения на соответствующих
Рис. 2.9. Схемы трассы в плане:
—длина площадки примыкания
горизонтах бортов при сред-
ней протяженности их пе-
риметра Р(м):
KyHJiv, = n2P. (2.4)
В этом случае трасса
опоясывает карьер в виде
спирали (рис. 2.9, в). Спи-
ральная трасса включает
криволинейные участки,
которые располагаются на
торцовых бортах карьера
и обычно имеют большой
радиус. Размещение кри-
вых в этом случае не вы-
зывает затруднений и, как
правило, не требуется спе-
циально создавать полуна-
сыпи или полувыемки.
Часто внутренняя трасса включает одновременно прямые,
спиральные и тупиковые (петлевые) участки (рис. 2.9, г). При
устройстве таких сложных трасс улучшаются условия вскрытия
отдельных горизонтов, эффективность работы карьерного транс-
порта и применение рациональной системы разработки.
Внутренняя трасса является непосредственным продолже-
нием внешней. Такую смешанную трассу обычно приме-
няют для вскрытия вглуб оких карьерах: несколько верхних го-
ризонтов вскрываются с использованием внешней трассы, а к ни-
жележащим горизонтам карьера подводится внутренняя трасса.
Углубление трассы внутренних капитальных траншей опре-
деляется через среднюю величину ее уклона и действительную
длину.
Простую трассу применяют при разработке месторождений,
имеющих значительное простирание при небольшой глубине
карьера, а тупиковую — при относительно небольших размерах
месторождения по простиранию, особенно при крутом падении,
46
когда размеры карьера вкрест простирания невелики. Петле-
вую трассу создают при вскрытии внутренними траншеями, если
используется автотранспорт, и, когда это возможно, при желез-
нодорожном транспорте. Спиральную трассу устраивают, если
применение петлевой или тупиковой трассы невозможно или
нерационально по условиям залегания рудных тел, разноса
бортов, требуемой провозной способности, эффективности работы
карьерного транспорта. Переустройство железнодорожных пу-
тей при спиральной трассе весьма затруднено и поэтому она
в этом случае должна быть стационарной. При автомобильном
транспорте периодическое переустройство автодорог вполне до-
пустимо.
2.9.	Схемы и системы вскрывающих трасс
Схема вскрывающих трасс — это совокупность трасс всех
вскрывающих горных выработок, обеспечивающих в данный пе-
риод времени грузотранспортную связь рабочих горизонтов
карьера с сооружениями для приема и перегрузки горной массы
в карьере и на поверхности. Схема вскрытия характеризуется
видом, числом и пространственным положением трасс вскры-
вающих выработок при определенном положении горных работ,
или, иначе, при развитии горных работ в любой календарный
период строительства и эксплуатации карьера (рис. 2.10).
В общем случае одна схема функционирует в течение опре-
деленного срока существования карьера. Она осуществляется
на каждом этапе горных работ в конкретных природных и ор-
ганизационных условиях одним, двумя или комбинацией спосо-
бов вскрытия рабочих горизонтов карьера.
При разработке горизонтальных месторождений схема
вскрывающих трасс заканчивается с вводом карьера в эксплу-
атацию или, что чаще, с освоением производственной мощности
карьера. После этого данная схема трасс при устойчивых грузо-
потоках действует обычно до окончания отработки карьера или
до периода его реконструкции.
При разработке пологих, наклонных и крутонаклонных ме-
сторождений, особенно при разработке нагорных месторожде-
ний за относительно короткий период, измеряемый несколькими
годами или даже месяцами, изменяются положение рабочей
зоны карьера по высоте и размеры ее в плане. Это связано
с введением в разработку новых выемочных слоев, изменением
расстановки основного выемочно-погрузочного оборудования,
что обусловливает техническую целесообразность формирова-
ния новых и перераспределения существующих элементарных и
уступных грузопотоков и, следовательно, изменения и развития
действующей схемы трасс (см. рис. 2.10).
Изменения схемы вскрывающих трасс реализуются проведе-
нием наклонных траншей на очередном нижнем горизонте (рис.
2.11, а и б), увеличением или сокращением числа вскрывающих
выработок на действующих горизонтах (рис. 2.11, в), сооруже-
47
нием новых траншей (съездов) вместо старых (рис. 2.11 г),
устройством вскрывающих выработок другого типа при замене
одного вида транспорта другим (рис. 2.11, д) и т. д.
Порядок и последовательность поэтапного создания и изме-
Рис. 2.10. Проектные схемы вскрытия фосфоритового карьера
«Западный» рудника Кок-Су (институт Госгорхимпроект):
48
нения (развития) схемы вскрывающих трасс за период суще-
ствования карьера, обеспечивающие вскрытие рабочих горизон-
тов до его конечной глубины, называются системой вскрываю-
щих трасс. Эта система характеризует совокупность примене-
ния комбинации способов вскрытия рабочих горизонтов во
времени и по этапам в пространстве карьерного поля за период
разработки месторождения в целом.
Варианты способов вскрытия, схем и системы вскрывающих
трасс в целом оцениваются по видам, числу и объему вскры-
вающих выработок, затратам на их проведение, по продолжи-
тельности строительства карьера и подготовки отдельного гори-
зонта, по расстоянию транспортирования, расходам на транс-
порт, использованию этих выработок в целях осушения,
а — на момент сдачи карьера в эксплуатацию; б н в соответственно на начало 5-го
и 8-го (расчетного) года эксплуатации; / — на отвал
49
Рис. 2.11. Схемы вскрывающих
трасс:
1,2, 3 н 4 — соответственно перво-
начальные съезды иа горизонтах 1,
11, Ill и 1V; 1', S' н 3' — соответст-
венно последовательное изменение по-
ложения съездов 1, 2 и 3; lir 2t, 22—
дополнительно проводимые съезды
водоотлива или проветривания
карьера, а в некоторых слу-
чаях — для разведки месторож-
дения или подготовки к последу-
ющей подземной разработке.
При выборе способов, схем и
систем вскрывающих трасс опре-
деляющее значение имеют:
рельеф поверхности, размеры
карьера в плане и по глубине,
возможный порядок разработки
залежей, грузооборот карьера и
его разделение на грузопотоки,
элементы залегания пластов и'
рудных тел, пространственное по-
ложение различных сортов по-
лезного ископаемого. От приня-
тых решений зависят общие объ-
емы горно-капитальных и горно-
подготовительных работ в пе-
риод эксплуатации, календарный
план подготовки и разработки
залежей на различных горизон-
тах, показатели использования
горного и транспортного обору-
дования в период эксплуатации
и производственная мощность
предприятия.
Способы вскрытия и система вскрывающих трасс органиче-
ски связаны с применяемой системой разработки и ее парамет-
рами. Иными словами, применение определенной системы
разработки, как правило, зависит от способа вскрытия и ограни-
ченного числа технически возможных и экономически целесооб-
разных вариантов системы вскрывающих трасс. На возможно-
сти их выбора влияет не только сама система разработки, но
и ее параметры: высота и число рабочих уступов, длина фронта
их работ, положение рабочей зоны карьера, требуемая интен-
сивность ведения горных работ и т. д. И, наоборот, применение
конкретных способов, схем и системы вскрывающих трасс в це-
лом обусловливает определенные требования к выбору системы
разработки и ее параметров. Эти вопросы взаимосвязи систем
разработки со вскрытием месторождения, определяющие воз-
можные или требуемые календарные объемы горных работ, их
пространственное местоположение, грузопотоки карьера и воз-
можные к применению комплексы горного и транспортного обо-
рудования, рассматриваются в последующих разделах данного
учебника.
В сложных условиях разработки, т. е. при большом числе
горизонтов, неправильных контурах и сложной форме залежей,
50
перемежаемости типов и сортов полезного ископаемого и пу-
стых пород на одном и том же горизонте и при разных физико-
технических характеристиках пород, применяются сложные
комбинации способов вскрытия карьерных полей и вскрываю-
щих трасс, основанные на использовании нескольких видов
транспорта. При выборе способа, схем и системы вскрываю-
щих трасс и расположения подъездных путей и автодорог, свя-
зывающих карьерные коммуникации с путями и дорогами об-
щего назначения, необходимо учитывать возможное или тре-
буемое перемещение контуров карьера (по этапам) за период
его существования.
2.10.	Технологическое значение руководящего подъема
При независимых грузопотоках руководящий подъем каждой
независимой трассы может иметь свою, отличную от других
трасс величину. При зависимых и жестко зависимых грузопото-
ках необходимость периодического или постоянного перерас-
пределения технических транспортных средств по грузопотокам
предопределяет целесообразность принятия одинакового руко-
водящего подъема для всех действующих трасс.
Технологическое значение руководящего подъема капиталь-
ных траншей и теоретические основы его расчета применительно
к железнодорожному транспорту были разработаны в трудах
проф. Е. Ф. Шешко.
Как известно, через каждый перегон карьерных путей в еди-
ницу времени проходит различное число поездов. Наиболее за-
груженные перегоны траншейных и магистральных путей
обычно являются ограничивающими перегонами.
На любом перегоне в любой момент времени может нахо-
диться только один локомотивосостав. При этом полезная масса
одного поезда из п вагонов грузоподъемностью q (т) каждый
должна соответствовать грузообороту 1ГЧ (т/ч), отнесенному
к одному пути данной трассы, за интервал времени /и (ч) между
проходом двух смежных груженых поездов:
W4tK = nq.	(2.5)
Рассматриваемая трасса должна иметь провозную способ-
ность Mq (т/ч), соответствующую необходимому грузопотоку,
величина которой больше, чем провозная способность каждого
из двух грузовых путей трассы.
Уравнение, связывающее руководящий подъем перегона ip
с силой тяги локомотива /),- (Н), его массой Рр (т) и массой
прицепной части поезда nq Kv, (т):
«р + «о = KJp = FK/[(Pp + nqKB)g] = FK/[(PP + AV„/Qg], (2.6)
где «о — основное удельное сопротивление движению поезда
(Н/т); Ка—коэффициент, учитывающий основное сопротивле-
ние движению (Ки«*1,1-г-1,2); Кв— коэффициент общей массы
вагона, учитывающий массу тары (Kb^I+Kt, Кт — коэффици-
ент тары вагона).
51
Выражение (2.6) не является единственным критерием для
определения руководящего подъема. Оно показывает зависи-
мость между факторами, характеризующими технологический
режим работы карьерного оборудования, и связывает основной
параметр вскрывающих выработок ip с мощностью и массой ло-
комотива, массой поезда, параметрами вагонов и условиями
обмена поездов. Для наилучшего использования оборудования
сочетание этих факторов в каждый данный момент времени
должно удовлетворять указанной взаимосвязи.
Рассмотрим значение каждого из факторов, входящих в вы-
ражение (2.6).
1.	Технико-экономический анализ, проведенный Е. Ф. Шешко,
показал, что экономические результаты применения уклонов ip
в пределах от 20 до 40°/оо (при условии правильного подбора
оборудования) приблизительно равнозначны. Поэтому главное
внимание при технологической оценке транспортной схемы сле-
дует уделять не определению численной величины руководящего
подъема, а выбору рациональных схем путевого развития
в карьере и на отвале, а также установлению мощности, числа
и взаимного расположения горного и транспортного оборудова-
ния, позволяющих получить наилучшие технико-экономические
результаты на каждом этапе горных работ.
2.	При утвержденном календарном плане развития горных
работ анализ технологического режима должен производиться
для каждого грузопотока на всех этапах, характеризуемых оп-
ределенным заданным грузооборотом W4 и числом путей.
3.	Мощность и масса локомотивов при анализе технологии
перевозок лимитируются конкретными значениями Рр и FK, так
как промышленность выпускает определенное число моделей
электровозов, тепловозов и тяговых агрегатов.
4.	Коэффициент действительной общей массы вагона Кв из-
меняется от 1,63 для взорванных скальных пород до 2,1 для
разрыхленных мягких пород.
5.	Расчетный часовой грузооборот каждого грузопотока W4
определяется по планам горных работ. Однако действительная
провозная способность данной трассы М, при одном или двух
путях отличны. При грузообороте до 2—3 тыс. т/ч достаточны
однопутные перегоны, при большем грузообороте необходимы
двухпутные трассы. Возможность эффективного использования
трех-четырехпутных внутренних трасс исключается.
2.11.	Схемы развития железнодорожных путей карьера
Развитие железпородорожных путей как в карьере, так и на
поверхности связано с увеличением капитальных затрат на
строительство. Развитие путевых схем осуществляется по мере
необходимости в этом в соответствии с планами развития гор-
ных работ и объемами производства. Обычно этапы развития
путевых схем (рис. 2.12) начинают с простейших и связывают их
с этапами горных работ карьера и с реконструкцией вскрытия.
52
Схемы развития железнодо-
рожных путей карьера следую-
щие.
Схема на рис. 2.12. я. Скре-
щение и обмен поездов происхо-
дят на обменном пункте; поезда
курсируют на участке забой —
отвал или забой — обогатитель-
ная фабрика (склад) без выхода
на станцию. Для технических
целей соединительный путь свя-
зывает разъезд со станцией. При-
менение этой схемы целесооб-
разно при отдельном элементар-
ном грузопотоке: одном забое на
уступе, ограниченном числе кур-
сирующих составов (до трех) и
наличии местного отвала. Она
возможна при работе однопор-
тальных многоковшовых экскава-
торов, при разработке уступов на
косогорах и применяется как со-
ставная часть более сложных
схем при сходящемся грузопо-
токе.
Схема на рис. 2.12,6. Типична
для элементарного грузопотока
при использовании двухпорталь-
ного многоковшового экскава-
Рис. 2.12. Принципиальные схемы
развития железнодорожных путей
на карьерах:
С — станция Карьерная; СП — стан-
ция Породная; СУ — станция Уголь-
ная (Рудная); ОП — обменный пункт;
1, 2, 3 и 4 — соответственно главные,
забойные, отвальные и соединитель-
ные пути
тора, когда каждый из забойных
путей служит погрузочным и ходовым. Так же, как и в схеме,
показанной на рис. 2.12, я, на станции не происходит обмена по-
ездов и разъезды отсутствуют, так как обычно для перевозок
достаточно двух поездов.
Схема на рис. 2.12, в. Характерна для небольших карьеров
со сложным сосредоточенным разнородным грузопотоком. Пути
одноколейные, обмен поездов происходит на станции С. Порода
транспортируется на отвалы, а полезное ископаемое по соеди-
нительному пути — к месту назначения.
Схема на рис. 2.12, г. Применяется при сложных сосредото-
ченных разнородных грузопотоках карьеров средней мощности и
значительном удалении внешних отвалов. Станция регулирует
движение на прилегающих к ней перегонах до карьерного и от-
вального обменных путей, где производится обмен поездов. При
наличии одного разъезда в схеме функции другого разъезда вы-
полняет станция. Поезда с полезным ископаемым со станции
следуют по соединительному пути.
Схема на рис. 2.12,6. Характерна для мощных карьеров
б двухколейными главными путями при сложных сосредоточен-
53
пых разнородных грузопотоках. Разъезды (0/7), где произво-
дится обмен поездов, расположены на бермах рабочих уступов
и выполняют также роль пунктов примыкания. При необходи-
мости их устраивают и на отвалах. Данная схема наиболее рас-
пространена, обеспечивает большой грузооборот и высокое ис-
пользование подвижного состава и экскаваторов во времени.
Схема на рис. 2.12, е. Применяется при сходящихся и слож-
ных рассредоточенных однородных грузопотоках карьера. По-
рода поступает через станцию Породная (СП), а полезное иско-
паемое— через станцию Угольная или Рудная (СУ)- Схема
рациональна для карьеров большой глубины и значительных
размеров в плане.
Схема на рис. 2.12, ж. Здесь сложный сосредоточенный разно-
родный грузопоток на поверхностном посту «Развязка» разде-
ляется па два однородных грузопотока. В остальном опа анало-
гична схеме, показанной на рис. 2.12, д.
Схема на рис. 2.12, з. В отличие от предыдущих, данная схема
обеспечивает поточное движение поездов без их пересечения
при сквозном фронте работ уступов. Обычно для этого прокла-
дываются одноколейные пути без разъездов.
Существенной составной частью общей схемы развития же-
лезнодорожных путей карьера является путевое развитие на ра-
бочих уступах. Оно в первую очередь зависит от числа и типа
экскаваторов на уступе и числа транспортных выходов с фронта
работ уступа.
2.12.	Пункты примыкания капитальных траншей
к горизонтам при железнодорожном транспорте
Различают три вида примыкания капитальных траншей к ра-
бочим горизонтам карьера: примыкание на руководящем подъ-
еме (рис. 2.13, а), на смягченном подъеме (рис. 2.13, б) и на
площадках (рис. 2.13, в).
Примыкание на руководящем подъеме упро-
щает трассирование и обеспечивает минимальную действитель-
ную длину трассы и соответствующий объем горно-подготови-
тельных работ. Смягчение профиля в этом случае производится
только в местах укладки стрелочных переводов и кривых. При
таком продольном профиле требуется увеличение мощности ло-
комотивов па 10—15 %, так как при трогании поездов на руко-
водящем подъеме необходимо преодолевать дополнительные со-
противления движению от ускорения (30—60 Н) и от трогания.
Последнее сопротивление в 3—4 раза больше основного при
движении локомотивов.
Второй вид продольного профиля предусматривает смяг-
чение уклона капитальной траншеи при подходе
ее к рабочему горизонту на 35 % от руководящего подъема
(in = 0,65 ip). Смягчение подъема обеспечивает трогание и раз-
гон поезда, полезная масса которого рассчитана из условия рав-
54
a
Рис. 2.13. Схемы
пунктов примыкания
капитальных тран-
шей к горизонтам
номерного движения на подъеме при локомотиве нормальной
мощности. Такое примыкание эффективно при высоте уступов
более 12—15 м и длинных перегонах. Длина участка смягчен-
ного уклона /п зависит от применяемой конструкции поста при-
мыкания. Увеличение длины трассы (м) за счет смягчения про-
филя
ALn = «/n(l-in/ip),	(2.7)
где п — число участков примыкания.
В зависимости от интенсивности движения пункты примыка-
ния со смягченным подъемом устраивают на каждом уступе
или реже.
Примыкание на площадках обеспечивает наиболее
благоприятный режим работы локомотивов. Площадки исполь-
зуются для устройства разъездов и постов. Однако при таком
профиле удлинение трассы ALn=ft/n) и объем горно-подгото-
вительных работ максимальны, трасса усложняется ввиду уве-
личения числа пунктов примыкания, что ведет к перепробегу и
дополнительным простоям поездов. Примыкание на площадках
обязательно в тех случаях, когда поезда с данного горизонта
поступают в траншею с двух сторон («по шерсти» п «против
шерсти»), в частности при скользящих съездах и сквозных схе-
мах путевого развития на рабочих уступах.
Длина площадок примыкания капитальных траншей к рабо-
чим горизонтам зависит от конструкции применяемых разъез-
дов и постов примыкания.*
Посты примыкания путей рабочих горизонтов к путям съез-
дов предназначаются для обеспечения нормальной и безопасной
работы по приему поездов с рабочих горизонтов и их отправле-
нию, пропуску груженых поездов с нижележащих горизонтов
и порожних — с верхних горизонтов. При выборе путевых схем
* Далее разъезды в пунктах примыкания также называются постами при-
мыкания.
55
постов учитывают условия безопасности движения поездов и
обеспечения требуемой пропускной способности поста. Наи-
большая пропускная способность достигается при одновремен-
ном приеме поездов разных направлений и устранении наруше-
ния маршрутов в пределах постов, а также при внедрении
автоматической и полуавтоматической блокировок на путях съез-
дов и электрической централизации стрелочных переводов на
постах.
Схемы постов примыкания зависят в первую очередь от
числа съездов. Они различны для однопутного, двухпутного и
двухпутно-однопутного съездов, когда двухпутный съезд верх-
него горизонта на нижележащем переходит в однопутный.
Обычно в практике встречается двустороннее примыкание путей
рабочих горизонтов к съезду.
Схема поста должна предусматривать возможность органи-
зации поточного движения поездов на рабочих горизонтах как
по часовой, так и против часовой стрелки.
Схемы путевого развития постов примыкания зависят также
от формы участка трассы. Они различны для промежуточных
(сквозных) и тупиковых постов. В первом случае движение по
основному съезду происходит без изменения направления, во
втором случае — с изменением направления движения поездов.
Элементы постов (ширина земляного полотна, величина между-
путья, марки стрелочных переводов, типы верхнего строения
пути и т. д.) принимаются в соответствии с действующими нор-
мами и правилами.
Удлинение трассы от смягчения подъема на криволинейных
участках вследствие дополнительного удельного сопротивления
движению о>к (Н/т) при длине одного участка /к (м) и величине
подъема ip (°/оо) составляет
ALk =	/K/(ipg).	(2.8)
Действительная длина трассы (м) равна сумме ее теорети-
ческой длины и удлинений от смягчения подъема:
= LT-{- ALn 4~ ALk = /7/0,001ip 4- nln (1—in/ip) 4- wKS/K/(ipg).
(2-9)
Отношение действительной длины трассы к теоретической
/Су = £д/Лт называется коэффициентом удлинения или
развития трассы.
Ориентировочные значения коэффициента удлинения.
Траншеи	Ку
Внешние ................................................ 1,1—1,2
Внутренние с	примыканием	на смягченном	уклоне .......... 1,2—1,3
Внутренние с примыканием на площадках .................. 1,4—1,6
56
2.13.	Схемы автомобильных дорог карьера
и их основные параметры
Карьерные автодороги разделяются на основные —
между приемными пунктами полезного ископаемого или отва-
лами и рабочими горизонтами карьера и соединитель-
ные— по рабочим горизонтам и отвальным уступам. Основ-
ные автодороги располагают в системе траншей, па поверхности
и на въездах на отвалы.
Дороги состоят из участков, различающихся положением
и характеристиками: уклоном, шириной, радиусом закругления
и типом дорожной одежды, что характерно для отдельных зон
карьерного поля.
Обычно месторождения, разрабатываемые с использованием
автотранспорта, имеют сложную форму, горные работы разви-
ваются неравномерно, в рабочей зоне карьера часто изменя-
ются положение и число вскрывающих выработок, дорог и их
участков.
Первоначально горизонты часто вскрывают временными
наклонными траншеями, проведенными при разработке мягких
пород по целику, а при разработке скальных пород — по взор-
ванной горной массе на высоту уступа. Они обеспечивают бы-
стрый транспортный доступ к полезному ископаемому. Срок
службы этих траншей изменяется от 2 до 12 мес. Уклон таких
дорог достигает 9—12 %, а радиус кривых составляет 15—40 м.
После подготовки фронта горных работ уступа грузотранс-
портная связь забоев с поверхностью осуществляётся обычно по
временным съездам, располагаемым на откосах уступов. Уклон
этих съездов в средней зоне карьера составляет 7—8 %, а ра-
диус кривых — 20—60 м (реже 15 м). Число временных съездов
на мощных карьерах достигает трех—семи па горизонт. Увели-
чение размеров горизонта в плане и соответственно длины
фронта работ связано с уменьшением скорости его подвигания.
При этом срок службы временных съездов увеличивается
(обычно превышает 6 мес), что позволяет устраивать на них
дорожную одежду усовершенствованного или переходного типа.
По мере развития горных работ эти съезды, как правило, пере-
носят, смещая в плане вдоль фронта работ на 50—150 м.
После достижения верхними уступами конечного или проме-
жуточного (этапного) контура карьера устраивают капиталь-
ные съезды по этим нерабочим бортам карьера и постоянные
автодороги на них с покрытием усовершенствованного типа, ук-
лоном 5—7 % и радиусом кривых 20—120 м. При этом число
съездов сокращается ввиду уменьшения грузопотоков с верхних
горизонтов. При применении комбинированного автомобильно-
железнодорожного транспорта к этому времени обычно прово-
дят па верхние горизонты железнодорожные пути.
С углублением карьера уменьшается длина рабочего фронта
и снижаются общие объемы горных работ на горизонтах. По-
57
этому в нижней части рабочей зоны карьера сокращают число
съездов на каждом горизонте и постоянные дороги устраивают
с параметрами, характерными для временных дорог: повышен-
ными уклонами, дорожной одеждой переходного и низшего типа,
малыми радиусами кривых и т. д.
Как и при железнодорожном транспорте, автомобильные
съезды могут примыкать к горизонтам на руководящем подъеме,
смягченном подъеме (с пологой вставкой) и на площадке (с го-
ризонтальной вставкой).
Примыкание на руководящем подъеме типично
для съездов на верхних, уже отработанных горизонтах при
сквозном движении автомобилей по этим съездам, расположен-
ным на нерабочем борту карьера, между поверхностью и ниже-
лежащими рабочими горизонтами.
Конструкция пунктов примыкания стаци-
онарных съездов на нерабочих уступах к соеди-
нительным дорогам на рабочих горизонтах за-
висит в первую очередь от формы трассы.
При простой форме трассы соединительные автодороги при-
мыкают к съездам на горизонтальной или чаще пологой (уклон
2—4 % ) вставке длиной 20—40 м. При петлевой форме трассы
и примыкании основного съезда на петле, выполняемой обычно
в виде серпантины, целесообразно устройство горизонтальной
вставки (рис. 2.14, а).
Съезды выполаживаются не только в пунктах примыкания,
но и на криволинейных участках с радиусом менее 50 м для
уменьшения общего сопротивления движению автомобилей,
а также при затяжных спусках на нерабочем борту и на по-
верхности для обеспечения безопасности движения. В послед-
нем случае предусматривается устройство через 500—600 м
вставок длиной не менее 50 м с уклоном не более 2 %.
Уклон (%) на криволинейном участке
iK = ip—6-Ь0,1/?,	(2.10)
где R — радиус кривой, м.
При минимальном радиусе поворота 20—30 м уклон криво-
линейного участка трассы не должен превышать 4—5 %.
В пунктах примыкания к забойным автодо-
рогам съездов, расположенных на рабочем
Рис. 2.14. Схемы пунктов примыкания автомобильных съездов
к рабочим горизонтам
58
борту карьера, устраиваются горизонтальные вставки
(рис. 2.14,6), минимальная длина которых приближенно равна
сумме радиуса поворота дороги и ширины рабочей площадки.
Коэффициент удлинения трассы составляет:
при сквозных съездах без примыкания на горизонте:
простой трассы (прямые съезды) — 1,07—1,12;
сложной трассы (петлевые съезды) —1,04—1,16;
при примыкании съездов, расположенных на нерабочем
борту карьера, к соединительным автодорогам:
прямых съездов— 1,08—1,16;
петлевых с односторонним примыканием — 1,1—1,25;
то же, с двусторонним примыканием—1,4—1,7;
при примыкании временных съездов к забойным дорогам:
съездов, занимающих фиксированное положение по длине
фронта работ, при минимальной ширине рабочей площадки —
1,25—1,6;
съездов, перемещаемых вдоль фронта работ уступа, при
широких рабочих площадках— 1,4—2.
Для трасс сложной формы Ку определяются раздельно для
простых и петлевых участков. При увеличении глубины карьера
Ку для внутрикарьерных дорог уменьшается с 1,3—1,8 до 1,1—
1,2 в результате увеличения удельного веса постоянной части
трассы на верхних горизонтах. Коэффициент удлинения трассы
возрастает с увеличением максимального уклона, ширины пло-
щадок на уступах, минимального радиуса поворота дороги, вы-
соты рабочей зоны и с уменьшением размеров карьера в плане.
2.14.	Скользящие и полустационарные съезды
При развитии горных работ от центра карьерного поля к его
границам все или часть внутренних съездов расположены на
рабочих бортах карьера. По мере подвигания бортов эти съезды
периодически перемещаются (скользят) вместе с бортами к ко-
нечному контуру карьера (рис. 2.15).
Ширина скользящего съезда должна быть достаточной для
размещения экскаватора, развала взорванной породы, путей
съезда и дополнительного погрузочного пути при отработке
верхнего подступа с нижней погрузкой. Вследствие ухудшения
условий эксплуатации подвижного железнодорожного состава
подъем скользящих съездов меньше, чем стационарных. Мак-
симальное снижение подъема (до 30 % от величины его при
стационарной трассе) необходимо при остановке поездов на
съезде для погрузки, когда требуется обеспечить трогание гру-
женого состава. В этих условиях при постоянном подъеме
съезда полезная масса поезда уменьшается в среднем на 15 %.
При использовании скользящей трассы сокращается срок
ввода карьера в эксплуатацию в результате уменьшения объ-
ема горно-строительных работ, так как скользящие съезды
устраивают вблизи залежи или непосредственно на ней (см.
рис. 2.15).
59
Рис. 2.15. Схемы развития горных работ при вскрытии горизонтов
скользящими съездами
При карьерных полях вытянутой формы и относительно
малой мощности залежи вскрытие глубоких горизонтов стацио-
нарными трассами затруднено, так как ширина карьера на не-
которой глубине от поверхности Hi меньше 2/?пип (двух мини-
мально допустимых радиусов кривых). В этом случае необхо-
димо соединять забойные и траншейные пути с применением
тупиков (рис. 2.16). Это необходимо и в начальный период
отработки верхних уступов.
В таких случаях соединение забойных путей рабочего борта
с путями съездов по торцовому борту невозможно и продол-
60
Рис. 2.16. Схема к опреде-
лению числа нижних усту-
пов, вскрываемых скользя-
щими съездами
жение стационарной трассы на нижние горизонты нецелесо-
образно. Расположение тупиков на залежи затрудняет вскры-
тие нижележащих горизонтов и приводит к потерям полезного
ископаемого или к большому, неоправданному разносу тор-
цового борта, если тупик укладывается вне залежи. Нарушается
график вскрышных работ, так как на верхних уступах они
должны быть уже полностью закончены, а значительные за-
пасы на нижних горизонтах извлекаются медленно.
Число нижних горизонтов карьера, пг, которые почти невоз-
можно вскрыть с применением стационарной простой или тупи-
ковой трассы, при высоте уступа Ну и горизонтальной мощно-
сти залежи т (см. рис. 2.16) определяется из выражения
Пг = (27?min—т)/[Ну (ctg а + ctg аг)].	(2.11)
Таким образом, рационально использование стационарного
участка трассы для верхних горизонтов и нестационарного
(скользящего) — для нижних горизонтов (на глубине Н2)
в каждый период эксплуатации, в том числе и при доработке
карьера.
Определенные трудности в развитии тупиковой трассы воз-
никают и при создании фронта работ со стороны висячего
бока залежи. В этом случае между разрезной и наклонной
траншеями должна быть дополнительно проведена горизон-
тальная соединительная траншея (рис. 2.17,а), а это в свою
очередь связано с увеличением объема проходческих работ и на-
рушением планомерной подготовки очередного горизонта. Если
же нижний отрезок трассы (на один-два уступа) принять
скользящим (рис. 2.17,6), то вскрытие осуществляется со сто-
роны висячего бока залежи и повышается темп углубления гор-
ных работ.
При применении скользящих съездов для вскрытия не только
нижних, но и верхних горизонтов график выполняемых работ
по периодам существования карьера не нарушается. Условия
трассирования могут быть улучшены и при использовании верх-
ней погрузки и кратной перевалки пород с нижних горизонтов
на верхние. Так как объемы горной массы на нижних уступах
невелики, то расходы на их кратную перевалку (на высоту
Н3, см. рис. 2.16) компенсируются сокращением расходов на
прокладку путей и дополнительный разнос борта для разме-
щения съездов.
61
a
Рис. 2.17. Схема
подготовки гори-
зонта со стороны
висячего бока за-
лежи:
fl и	б —• соответст-
венно при вскрытии
стационарными и
скользящими съез-
дами; 1 — соедини-
тельная траншея;
2 — разрезная тран-
шея:	3 — скользя-
щий съезд
Применение скользящих съездов позволяет интенсивно уве-
личивать глубину карьера в период строительства внешних
траншей и стационарных съездов. После устройства стацио-
нарных съездов на рабочих горизонтах скользящие съезды лик-
видируют. Во всех случаях необходимо применять простую
трассу скользящих съездов уменьшая число вскрываемых ими
уступов при ограниченной длине карьерного поля.
Вскрытие с применением скользящих трасс имеет и сущест-
венные недостатки, которые заключаются в уменьшении уклона
пути на съезде, выполаживании рабочих бортов, разделении
рабочих уступов съездами на две части с переменной высотой,
увеличении объема буровых и путеукладочных работ, а также
в ухудшении транспортных условий. В результате этого затраты
на вскрышные работы в границах скользящего съезда увели-
чиваются на 25—35 %.
При неодновременной переукладке путей съездов и забой-
ных путей возникают дополнительные простои экскаваторов.
Для сокращения их необходимо производить укладку резерв-
ных путей на съезде после подвигания верхнего подуступа.
В целом в результате ухудшения транспортных условий про-
пускная способность и годовой грузооборот скользящей трассы
уменьшаются по сравнению со стационарной трассой соответ-
ственно на 12—15 % и 15—20 %.
Указанные недостатки скользящих съездов резко снижают
свою значимость, а их достоинства становятся более эффектив-
ными при использовании автотранспорта, при применении кото-
рого скользящие, временные и полустационарные съезды (трас-
сы) в настоящее время получили широкое распространение.
62
2.15.	Вскрытие с использованием рудоспусков
Подземные вскрывающие выработки разделяются на пере-
пускные (рудоспуски, породоспуски) и транспортные (тоннели,
штольни, наклонные и вертикальные стволы, квершлаги и др.).
Тоннели — это горизонтальные или наклонные выработки,
предназначенные для движения колесного транспорта. Н а -
клонные и вертикальные стволы оборудуются подъем-
никами (конвейерными, скиповыми и др.).
Вскрытие подземными перепускными выработками (рудо-
спусками) в сочетании с подземными транспортными выработ-
ками возможно в карьерах как высотного, так и глубинного
вида.
На нагорных карьерах такое вскрытие возможно, на-
чиная с первого периода эксплуатации, при значительной раз-
нице отметок между добычными горизонтами и господствую-
щей поверхностью и крутых (более 20°) склонах.
По углу наклона р различаются вертикальные (р = 90°) и на-
клонные (Р=65-4-80°) рудоспуски, а по местоположению отно-
сительно контура карьера — внешние и внутренние; последние
периодически погашаются по мере отработки уступов. Внешние
рудоспуски применяются при неустойчивых породах в границах
карьера, а также при небольших его размерах. Форма попе-
речного сечения рудоспуска обычно круглая; площадь его сече-
ния составляет 4—30 м2, а иногда больше.
На нагорных карьерах транспортными подземными выработ-
ками для перемещения на поверхность руды, поступающей из
рудоспусков, являются тоннели. В настоящее время характерно
применение горизонтальных и наклонных тоннелей для железно-
дорожного транспорта широкой колеи (рис. 2.18,а). Во многих
случаях возможная производительность рудоспуска ограничива-
ется полезной массой поездов и схемой путевого развития по-
грузочной станции, которая располагается на горизонтальном
участке тоннеля.
Рис. 2.18. Схемы вскрытия рудоспусками и подземными транспортными вы-
работками:
а — месторождения высотного типа; б — месторождения глубинного типа при комби-
нированной разработке; 1 — тоннель; 2 — контур карьера; 3 — рудоспуск; 4 — стволы;
5 — квершлаги
63
Местоположение, число и диаметр рудоспусков зависят от
производственной мощности карьера, его глубины и размеров
разрабатываемых залежей. Минимальное расстояние между
рудоспусками составляет 90—100 м. При рассредоточении рудо-
спусков возрастают капитальные затраты на их сооружение,
а также на удлинение тоннелей, но уменьшается пробег авто-
самосвалов в карьере и увеличивается срок службы рудоспу-
сков. В большинстве случаев необходимо предусматривать ре-
зерв рудоспусков из условия обеспечения грузопотока в период
погашения одного из рудоспусков, ликвидации зависаний руды
и т. д. Фактическое число рудоспусков на карьерах изменяется
от 2 до 5.
Рис. 2.19. Схема вскрытия глубоких горизонтов Сарбапского карьера:
1 и 2 — соответственно порожняковая и грузовая ветвь; 3 — рудо- н породоспуски; 4 —
устье тоннеля; 5 — подземные погрузочные пути; 6 — железнодорожные пути по борту
карьера
64
На нагорных карьерах глубина и срок службы рудоспусков,
протяженность тоннелей, вид транспорта и развитие коммуни-
каций на поверхности, а также срок строительства карьера
обычно взаимосвязаны и устанавливаются при сопоставлении
различных схем транспортирования руды. Глубина рудоспусков
на карьерах составляет 40—600 м и более.
Рассмотренный способ вскрытия позволяет обеспечить про-
изводственную мощность карьера по руде 15—20 млн. т/год и
более. По мере включения в разработку крупных высокогор-
ных месторождений (в районах БАМа и др.) этот способ най-
дет широкое применение.
Вскрытие рудоспусками и рудничными капи-
тальными выработками нижних горизонтов карьеров вы-
сотного и глубинного видов возможно при комбинированной
разработке месторождений (совместной или опережающей под-
земной, см. рис. 2.18,6), что позволяет сократить капитальные,
а часто также и эксплуатационные расходы на открытую раз-
работку.
В карьерах глубинного вида применение
вскрытия рудоспусками и наклонным железно-
дорожным тоннелем групп средних и нижних горизонтов
(рис. 2.19) позволяет в ряде случаев расширить область ис-
пользования железнодорожного транспорта в глубоких карье-
рах, обеспечить простую или петлевую форму трассы с уклоном
до 55 %0 и высокую производительность локомотивосоставов
также за счет сокращения времени на погрузку), уменьшить
расстояние перевозок автотранспортом в карьере, исключить
дополнительный разнос бортов карьера, уменьшить расстояние
перевозок горной массы на поверхности. Недостаток такого спо-
соба — большой объем работ по сооружению подземных выра-
боток.
2.16.	Возможности тоннельного вскрытия рабочих горизонтов
С увеличением глубины разработки наклонных и крутых за-
лежей усложняются условия вскрытия глубоких горизонтов
карьеров, особенно при использовании железнодорожного тран-
спорта.
Вскрытие наклонными железнодорожными тоннелями рабо-
чих горизонтов карьеров глубинного вида характеризуется вы-
ходом тоннеля непосредственно в рабочую зону карьера
(рис. 2.20) *. Тоннель может проводиться с поверхности или
с промежуточной отметки. Применение железнодорожных тон-
нелей, проводимых с поверхности, для вскрытия глубоких гори-
зонтов позволяет:
уменьшить объем горных работ по разносу нерабочих бор-
* Тоннельное вскрытие глубоких горизонтов впервые предложено Е. Ф.
Шешко и автором для условий Коркинского угольного разреза.
3 Заказ № 624	65
тов карьеров в результате сокращения числа транспортных берм
и площадок для размещения тупиков;
сократить расстояние транспортирования горной массы, так
как тоннели могут выходить на поверхности непосредственно
к пунктам приема карьерных грузов;
увеличить пропускную способность трасс и улучшить усло-
вия работы транспорта при использовании простой формы
трассы;
вскрывать новые горизонты и формировать нужные грузо-
потоки породы и руды независимо от ведения горных работ на
вышележащих уступах, т. е. не нарушать режима работы пред-
приятия.
Преимущества применения тоннелей позволяют существенно
увеличить возможную глубину погружения трассы железнодо-
рожных путей. Основная область применения тоннелей — вскры-
тие глубоких горизонтов (200 -250 м и более) при грузообороте
40—50 млн. т/год и более и использовании в карьере железно-
дорожного или комбинированного автомобильно-железнодорож-
Рис. 2.20. Схема вскрытия глубоких
горизонтов карьера железнодорож-
ным тоннелем
Рис. 2.21. Схема к расчету границы
перехода капитальной траншеи
в тоннель
ного транспорта с уклоном путей 50—80 %о- Тоннели (обход-
ные) необходимы также для развязки пересекающихся грузо-
потоков горной массы. Начиная с глубины 80—-100 м использо-
вание тоннелей эффективнее, чем мостов.
С поверхности целесообразно сначала проводить внешнюю
траншею, продолжением которой является тоннель (рис. 2.21),
так как затраты на проведение траншеи до определенной глу-
бины будут меньше затрат па сооружение тоннеля. На гра-
нице перехода капитальной траншеи в тоннель затраты (руб/м)
на проведение обеих выработок должны быть равны
5Т{1Стр = STCT	(2.11, а)
66
или
Н (6 + Н ctg ос) Стр = STCT,
(2.12)
где STp и ST — площадь поперечного сечения соответственно ка-
питальной траншеи и тоннеля, м2; Стр и Ст — удельные затраты
на проведение соответственно капитальной траншеи и тоннеля,
руб/м3; Ь — ширина траншеи, м.
Глубина капитальной траншеи Н (м), с которой целесооб-
разен переход к тоннелю,
b ,
(2-13)
Во многих случаях глубина заложения устья тоннеля со-
ставляет 40—50 м в зависимости от числа путей в нем.
Проведение тоннеля с нерабочего борта карьера ограничен-
ной протяженности обусловливается стремлением сохранить ста-
ционарную трассу железнодорожных путей и одновременно
увеличить глубину ее погружения. Такой вариант вскрытия глу-
боких горизонтов принят, например, в проекте реконструкции
Сарбайского железорудного карьера.
Использование тоннелей в качестве вскрывающих вырабо-
ток для создания единой транспортной схемы при разработке
месторождений большой протяженности обособленными близко
расположенными карьерами (рис. 2.22) целесообразно на круп-
ных карьерах, например при разработке Баженовского место-
рождения асбеста, Экибастузского угольного месторождения
и др.
Рис. 2.22. Схемы тоннельного вскрытия:
а — прн проведении тоннелей с поверхности; б — при проведении тоннелей из вырабо-
танного пространства; в — при вскрытии глубоких горизонтов близко расположенных
карьеров; / — ось железнодорожных путей; 2 и 3 — соответственно порталы и ось же-
лезнодорожных тоннелей
3*
67
2.17.	Объемы капитальных траншей и полутраншей *
Объем отдельной наклонной траншеи Ег при го-
ризонтальной поверхности и конечной глубине Н, ширине дна b
и углах откоса бортов траншеи а определяется суммой объемов
правильных геометрических фигур, составляющих траншею
(рис. 2.23, а);
объема фигуры А, представляющей собой среднюю часть на-
клонной траншеи;
объемов фигур 2В, образованных вследствие разноса бортов;
объемов О и 2F, представляющих собой торцовую (забой-
ную) часть траншеи после ее проведения.
Из рис. 2.23, а следует, что А—прямая полупризма, в осно-
вании которой лежит прямоугольник со сторонами b и Н. Ее
высота равна ///tg I или Н/i' объем (м3)
A — bH2/(2i),	(2.14)
где I — угол наклона подошвы траншеи, градус, i — уклон
траншеи.
Фигура В — пирамида, в основании которой лежит прямо-
угольный треугольник площадью №/(2tga); высота ее равна
H/i, а объем (м3)
2B = №ctga/(3i).	(2.15)
Фигура D — прямая полупризма с площадью основания ЬН
и высотой Я/tg а; ее объем (м3)
D = b№ctga/2.	(2.16)
Фигура F — часть конуса, в основании которого лежит чет-
верть круга радиусом Я/tga, а высота равна Н; ее объем (м3)
2F — пН3 ctg2 a/6.	(2.17)
* Теоретические основы расчета строительных объемов капитальных тран-
шей разработаны проф. Е. Ф. Шешко.
68
Таким образом, объем отдельной наклонной траншеи (м3)
VT = A+2B + D + 2F.	(2.18)
При наклонных траншеях, имеющих небольшой уклон, вели-
чины D и 2F незначительны и ими можно пренебречь. Тогда
Vi=A + 2B=— -f—-+ Hctg^\	(2.19)
i \ 2	3 J
Если объем траншеи определяется с учетом разноса торцо-
вой части (при уклонах более 40 °1оо), то следует суммировать
объемы A + 2B+D + 2F. В этом случае
V;=	+ //2ctga(-^ + -^^).	(2.20)
Строительный объем (м3) отдельной наклонной по-
лутраншеи Еп. т при глубине (высоте) Н, уклоне i, угле от-
коса косогора у и угле откоса борта полутраншеи а равен объ-
ему наклонной призмы, в основании которой лежит ДАВС и вы-
сота которой равна h (рис. 2.24):
Vn т =	sin ос sin у	/_1-----1_ .	(2.21)
2 sin (а — у)	V «2 tg2 У
При у^10° объем полутраншеи (м3) может определяться по
более простой, но достаточно точной формуле
у- _ Hbs sin a sin у	р 2<д
П’Т 21 sin'(a — у)
Наклонные полутраншеи обычно проводят на косогорах и
отстроенных бортах карьеров. В последнем случае их называют
наклонными съездами или просто съездами.
При сложном рельефе поверхности месторождения и криво-
линейной форме внешних траншей в плане для определения их
объемов строят ряд параллельных поперечных вертикальных
сечений в характерных местах продольного профиля траншеи
(рис. 2.25). Затем планиметром определяют площади этих се-
чений и подсчитывают объем траншеи (м3) как сумму объемов
отдельных блоков:
^т =	[(S1 + S2) 4 + (>$2 + >$з) /2+ • • • +(Sn-l+Sn) Zn-j],
(2.23)
где Sb S2, ..., Sn — площади поперечных сечений траншеи, м2;
lt, 4, In — длины отдельных блоков, на которые разделя-
ется траншея, м.
Точность подсчетов объемов по этому методу тем больше,
чем меньше расстояние между параллельными поперечными се-
чениями. При сложной форме траншеи в плане и резко изме-
69
Рис. 2.25. Схема к расчету
объема капитальной тран-
шеи при сложной поверх-
ности
няющемся рельефе поверхности особенно важно принимать до-
статочно большое число поперечных сечений.
Строительные объемы общих и групповых
внутренних траншей равны сумме объемов отдельных
траншей и полутраншей. Строительные объемы груп-
повых и общих внешних траншей, при прочих равных
условиях, зависят от формы их поперечного сечения, конструк-
ции пунктов примыкания, числа вскрываемых уступов и транс-
портных выходов из траншеи.
Групповая или общая траншея может быть выполнена в двух
вариантах. При первом варианте (рис. 2.26, а) выход из тран-
шеи— общий для всех горизонтов, а при втором (рис. 2.26,6) —
Рис. 2.26. Схемы
внешних траншей
70
выход на поверхность с каждого уступа устраивается независи-
мым.
При двух вскрываемых уступах объем внешней траншеи (м3)
с общим выходом определяется по формулам:
при одностороннем примыкании путей рабочих горизонтов
;	(2.24)
при двустороннем примыкании
Ут =	+	+ 2^1,	(2.25)
i \ 2	3 tg a J i
где b-г и Ьп—ширина соответственно транспортных и предохра-
нительных берм, м.
При независимом выходе на поверхность с каждого уступа
объем внешней траншеи меньше и определяется, например, для
тех же условий при одностороннем примыкании путей по фор-
муле
2НУ I (Ьт + Ьп)ЯУ .
i V 2 + 3tga	2»
(2.26)
При применении конвейерного транспорта строительный
объем (м3) внешней траншеи ограничивается проектным поло-
жением откоса нерабочего борта карьера и определяется по
формуле
vT=	(2.27)
i \ 2	3 tg a J tg a \ 2	2 tg а )
В настоящее время на практике и в проектах часто применя-
ются глубокие внешние траншеи с общим транспортным выхо-
дом. Это объясняется тем, что такие траншеи, как правило,
проводятся в обводненных мягких и сыпучих породах и при
первом варианте вскрытия упрощается осушение горизонтально
залегающих породных слоев; кроме того, сокращается протя-
женность железнодорожных путей и контактной сети. Вместе
с тем проведение траншеи с независимым выходом на поверх-
ность, наряду с сокращением объема горно-строительных работ,
позволяет интенсифицировать строительство карьера. Они пер-
спективны при вскрытии глубокозалегающих месторождений.
Общий горно-строительный объем внешней траншеи при же-
лезнодорожном транспорте должен определяться с обязатель-
ным учетом размещения кривых примыкания (рис. 2.27,а). До-
полнительный объем работ VK (м3) при устройстве кривой при-
мыкания на одном борту траншеи, вскрывающей один уступ,
может быть приближенно определен разницей между объемом
четырехгранника (рис. 2.27,6) с основаниями в плане ОВДБ и
ОГД'А и объемом части усеченного конуса с основаниями
в плане ОВБ и ОГА при высоте каждого из них /Д.
71
a
-----------------Ar
Рис. 2.27. Схемы к определению объема
примыкания внешней траншеи при приме-
нении железнодорожного транспорта
а
Рис. 2.28. Схемы крутых траншей
В общем случае при вскрытии внешней траншеей п уступов
п
Vk= К Е HykiRl-RkHykCtga),	(2.28)
где К — коэффициент, зависящий от числа сторон примыкания
(при кривых примыкания на одном и обоих бортах соответ-
ственно К=0,215 и Д=0,43); Rk — радиус кривой примыкания
на k-м уступе, м (7?min = 250 м).
Общий объем внешней траншеи VB.Т=УТ+УК.
Крутые траншеи в карьерах глубинного вида обычно
имеют внутреннее заложение. По расположению относительно
борта карьера они подразделяются на поперечные и диаго-
нальные.
Поперечные крутые траншеи (рис. 2.28, а) применяют в тех
случаях, когда общий угол откоса борта карьера не превышает
предельного угла подъема транспортных средств, что харак-
терно при скиповых и клетевых подъемниках. Диагональные
крутые траншеи (рис. 2.28,6) обычно применяют для размеще-
72
ния конвейерных или автомобильных подъемников. Эти тран-
шеи характерны при оставлении на нерабочем борту транспорт-
ных берм (съездов), ширина которых 6Т> 124-15 м. Если борт
имеет только сравнительно узкие предохранительные бермы или
сдвоенные (строенные) уступы, то для размещения конвейер-
ного подъемника проводится крутая полутраншея или вскры-
вающая выработка, представляющая собой комбинацию крутых
траншей и полутраншеи.
Горно-строительный объем внутренней крутой траншеи (м3)
Ут = Н2 (ctg I — ctgy„)	-J-	(ctg I—ctg ун)	•
(2.29)
где Н — глубина траншеи, м; I — угол наклона траншеи, гра-
дус; уп—-угол откоса нерабочего борта карьера, градус; b —
ширина дна крутой траншеи, м; а — угол откоса бортов тран-
шеи, градус.
Объем крутой полутраншеи определяется аналогично объ-
ему наклонной полутраншеи.
2.18. Разрезные траншеи и котлованы
Разрезные траншеи и котлованы проводят на каждом уступе
с тем, чтобы создать первоначальный фронт горных работ. Они
обычно являются продолжением вскрывающих наклонных тран-
шей (см. рис. 2.7). Разрезные траншеи имеют небольшой (3—
5°/оо) продольный уклон для отвода воды с уступа. Попереч-
ное сечение траншей обычно трапециевидное. Длина и ширина
котлованов имеют один порядок измерения.
Планомерную отработку уступа начинают с разноса одного
или обоих бортов разрезной траншеи в направлении к грани-
цам горизонта. У котлована одновременно разносят два, три
и даже четыре борта.
Разрезные траншеи могут проводиться по залежи полезного
ископаемого, по породам висячего или лежачего бока залежи
на всю длину уступа или только часть ее.
Глубина разрезных траншей и котлованов равна принятой
высоте уступа или подуступа. Глубокие траншеи по контакту
с наклонной или пологой залежью для уменьшения потерь и
разубоживания полезного ископаемого довольно часто прово-
дят слоями (рис. 2.29) высотой (м)
Нм < 27?т/[ 100 (ctg ₽—ctg а)],	(2.30)
где R — допустимый коэффициент разубоживания полезного ис-
копаемого; т — горизонтальная мощность залежи, м; р— угол
наклона залежи, градус.
Разрезная траншея должна иметь такую ширину по дну Ь,
чтобы обеспечивались безопасность движения транспортных
73
Рис. 2.29. Схема к выбору
формы поперечного сечения
разрезной траншеи
средств и размещение проходческого оборудования, а также
возможность выемки экскаватором первой заходки. Иногда по-
перечные сечения отдельных участков разрезных траншей рас-
ширяют для устройства разъездов и других целей.
Углы откосов бортов разрезных траншей и котлованов
обычно равны углам откосов рабочих уступов (60—85°). Бор-
там подготовительных выработок, совпадающих с конечным
контуром карьера, придают угол откоса, обеспечивающий долго-
временную устойчивость.
Объем разрезной траншеи (м3) упрощенно определяется как
объем прямой призмы, в основании которой лежит трапеция
(рис. 2.30,а).
УР. т = (Ь + Яу ctg a) HyL,	(2.31)
где L — длина траншеи, м.
Объем разрезной полутраншеп (м3), пройденной по косо-
гору или борту карьера (рис. 2.30, б), определяется по формуле
__	62 sin a sin у .
* п п ----	•
2 sin (а — у)
(2.32)
При значительной длине и небольшой ширине разрезные
траншеи часто имеют неправильную геометрическую форму. При
определении их объема (м3) в этом случае пренебрегают попе-
речным уклоном местности, но учитывают продольный уклон:
Vp.T= [$о+-^-(//2+Я1)2]/,
(2.33)
где So = O,5(S1+S2}— средняя площадь смежных параллельных
Рис. 2.30. Схемы к оп-
ределению объемов раз-
резных траншей (а) и
полутрапшей (б)
74
поперечных сечений, м2; и — коэффициент откоса, численно рав-
ный котангенсу угла откоса; Hi и Н2— средние высоты попе-
речных сечений, м; I — расстояние между поперечными сече-
ниями, м.
Второе слагаемое называют поправкой откоса, она учиты-
вает объем элементов тела (выемки), имеющих форму пирамид.
В условиях косогорного рельефа местности в расчетах объ-
емов учитывают также влияние поперечного уклона, пользуясь
формулой
Vp.T=(S0-^±^-)/,	(2.34)
где у\ и //г — площади оснований пирамид, входящих в объем
горного тела (определяются графически).
Подготовка горизонтов разрезными котлованами (см.
рис. 2.7, в, г) может применяться только при работе экскавато-
ров в комплексе с мобильными видами транспорта, чаще с ав-
тотранспортом. Такая подготовка способствует быстрому раз-
витию горных работ на горизонте в разных направлениях.
Обычно котлованы располагают в пределах залежи полезного
ископаемого. Размеры котлована в плане определяются усло-
виями для нормального обслуживания экскаватора транспорт-
ными средствами или возможностью установки на горизонте
второго экскаватора и изменяются в пределах от 40x40 м до
ЮОх 100 м.
3.	ТЕОРИЯ СИСТЕМ РАЗРАБОТКИ
МЕСТОРОЖДЕНИЙ
3.1.	Разделение карьерного поля на выемочные слои
Открытые горные работы характеризуются определенным
порядком выемки и перемещения полезного ископаемого, по-
крывающих и вмещающих пород. Для планомерной разработки
пород и рационального использования оборудования карьерное
поле разделяют на отдельные выемочные слои, в большинстве
случаев горизонтальные (см. рис. 1.2). Выемку слоев про-
изводят последовательно сверху вниз, независимо от направле-
ния напластования пород.
Возможное число слоев зависит от глубины и размеров карь-
ера в плане. Мощность слоев по глубине карьера может быть
различной. При одновременной отработке слоев формируются
уступы.
Число уступов по залежи в профиле карьерного поля зави-
сит от мощности залежи (рис. 3.1), угла ее падения, трудности
разработки пород, применяемых выемочно-погрузочных и транс-
портных средств.
75
Рис. 3.1. Схемы залежей полезного ископаемого:
а — горизонтальных; б — наклонных и крутых; 1, 2, 3 и 4 — соответственно заложи
весьма малой, малой, средней мощности и мощные; /2/р п — ширина рабочей площадки
уступа
Залежи весьма малой мощности отрабатывают одним усту-
пом; при этом горизонтальные залежи с вертикальной мощ-
ностью тв^24-3 м неэффективно разрабатывать одноковшо-
выми экскаваторами, а при наклонных и крутых залежах с го-
ризонтальной мощностью тг<20н-40 м нарезка нового уступа
связана не только с полной выемкой полезного ископаемого на
вышележащем горизонте, но и с дополнительным подвиганием
уступа по вмещающим породам (рис. 3.1,а, 1 и б,/). Выемка
полезного ископаемого из горизонтальных залежей малой мощ-
ности (тв=44-20 м) производится одним уступом нормальной
высоты, а при наклонных и крутых залежах (тг= 204-40 м)
нарезка очередного уступа возможна после выемки залежи на
вышерасположенном горизонте (рис. 3.1, а, 2 и 6,2). Залежи
средней мощности (тв= 154-40 м, тг=504-120 м) в одном
профиле карьера можно одновременно разрабатывать двумя
уступами (рис. 3.1, а,3 и 6,3). Мощные залежи (тв>204-40 м,
тг>804-150 м) разрабатывают тремя или более уступами или
подуступами.
Иногда при пологих и наклонных залежах разработку ведут
наклонными слоями (уступами) различной мощности
(в зависимости от мощности пластов) по напластованию пород
(рис. 3.2,а). Отдельные пласты разрабатывают последова-
тельно, с опережением. В ред-
ких случаях разработку произ-
водят крутыми (более 25—
30°) слоями, начиная от се-
редины карьерного поля к его
границам (рис. 3.2, 6). Такая
выемка возможна только при
разработке крутых залежей и
однородных каменных масси-
вов. Она позволяет в устойчи-
вых массивах обеспечить бо-
лее крутые в данных условиях
откосы рабочих бортов карь-
Рис. 3.2. Схемы разработки залежей
наклонными и крутыми слоями
76
ера и сократить текущие объемы вскрышных работ. Однако
при такой выемке существенно усложняются вскрытие горизон-
тов и транспортирование горной массы.
3.2.	Высота и устойчивость уступов
Уступ является одним из важнейших элементов открытой
разработки. Рациональной является такая высота уступа, при
которой в данных условиях обеспечиваются: безопасность гор-
ных работ, высокая производительность оборудования, мини-
мальные объемы вспомогательных работ, установленные годо-
вые объемы добычных и вскрышных работ и минимальные за-
траты на них.
Высота уступа непосредственно влияет на ряд общекарьер-
ных показателей: качество добываемого полезного ископаемого;
скорость подвигания фронта; темп углубления горных работ и,
следовательно, производственную мощность карьера; срок
строительства карьера; объем горно-капитальных работ; общую
протяженность фронта работ, внутрикарьерных путей и дорог;
угол откоса рабочих и нерабочих бортов.
Рациональная высота уступов не может быть установлена
по какому-либо одному фактору; она должна выбираться на ос-
нове определения совокупного влияния всех перечисленных
выше факторов в конкретных природных условиях и с обяза-
тельным учетом возможностей вскрытия рабочих горизонтов.
Аналитические методы определения высоты уступа не могут
учитывать всей совокупности этих факторов. Безопасность ве-
дения горных работ является основным требованием.
При разработке горизонтальных и пологих залежей, мощ-
ность залежей и покрывающих пород обычно предопределяет
высоту и число уступов. При чередовании горизонтальных и по-
логих пластов высоту уступа определяют в зависимости от мощ-
ности отдельных пластов и залегающих между ними слоев пу-
стых пород с учетом обеспечения необходимого качества полез-
ного ископаемого.
Устойчивость откосов в мягких породах имеет решающее
значение. В таких породах, согласно Правилам безопасности,
высота уступа не должна превышать максимальной высоты чер-
пания экскаватора; в противном случае в верхней части уступа
остаются «козырьки», «нависи» и возможно обрушение
пород.
При разработке наклонных и крутопадающих залежей, пред-
ставленных преимущественно скальными и полускальнымп по-
родами, высота уступа определяется в основном показателями
технологических процессов, потерь и разубоживания полезного
ископаемого, требуемой производственной мощностью карьера
и условиями вскрытия рабочих горизонтов. Затраты на подго-
товку скальных пород к выемке и на транспортирование взор-
ванных пород снижаются с увеличением высоты уступа. Мини-
77
мальныс затраты на экскавацию взорванных пород соответ-
ствуют высоте уступа 15- 20 м.
В то же время, согласно Правилам технической эксплуата-
ции (ПТЭ), высота уступа в скальных и полускальных породах
не должна превышать максимальной высоты черпания экскава-
тора более чем в 1,5 раза (табл. 3.1) при условии, что высота
развала не будет превышать: при одно- и двухрядном взрыва-
нии — максимальной высоты черпания экскаватора, а при мно-
горядном взрывании — полуторной максимальной высоты черпа-
ния. При экскавации взорванных пород из таких развалов дол-
жны приниматься дополнительные меры по предотвращению
образования «козырьков» и «нависей». Лишь в породах I и II
категорий трещиноватости при нормальном и увеличенном рас-
ходе ВВ и наклонном бурении скважин, когда взорванные по-
роды будут находиться в сыпучем состоянии, с разрешения ор-
ганов Госгортехнадзора СССР допускается высота уступа
1,5//ч. max-
В тех случаях, когда выемка производится экскаваторами
с удлиненным рабочим оборудованием с верхней погрузкой,
высота уступа должна соответствовать параметрам проход-
ческого оборудования (табл. 3.2).
При разработке сложных месторождений потери и разубо-
Таблица 3.1. Максимальная высота уступов в скальных и полускальных
породах при выемке мехлопатами карьерного типа
Экскаватор	Максимальная высота черпания экскаватора, м	Максимальная высота уступа, м
ЭКГ-2	8,5	12,5
ЭКГ-3,2	10,0	14,5
ЭКГ-5	11,0	16,5
ЭКГ-8	12,5	19,0
ЭКГ-12,5	15,6	23,5
ЭКГ-20	18,0	27,0
Таблица 3.2. Максимальная высота уступа при выемке мехлопатами
с удлиненным рабочим оборудованием с верхней погрузкой
Экскаватор	Высота уступа (м) в породах		
	мягких *	полускальных **	скальных ***
ЭКГ-2у	5	7	10
ЭКГ-3,2v	5,5	8	9
ЭКГ-4у	8	13	13
ЭКГ-6,Зу	13	18	19
* Угол устойчивого откоса уступа 34°.
** То же, 45°.
*♦* То же, 70°.
78
живание полезного ископаемого практически прямо пропорцио-
нальны высоте добычного уступа. Поэтому целесообразно по
экономическим условиям при раздельной выемке полезного ис-
копаемого, особенно при пологих залежах, принимать высоту
добычных уступов не более 10—12 м и применять экскаваторы
карьерного типа с емкостью ковша 3—5 м3.
Скорость проведения траншей примерно обратно пропорцио-
нальна высоте уступа. От этой скорости зависит темп углубле-
ния горных работ. Чем больше высота уступа, тем меньше воз-
можная производственная мощность карьера по полезному ис-
копаемому. Это положение особенно важно в первый период
работы карьера.
Вместе с тем необходимые объемы вскрышных работ умень-
шаются с увеличением высоты уступа в результате сокращения
числа рабочих уступов и увеличения угла откоса рабочего
борта карьера. При этом уменьшаются также требуемая ско-
рость подвигания и длина добычного фронта. Поэтому при раз-
работке залежей простого строения в средней зоне карьера (по
глубине) иногда целесообразно увеличение высоты уступа.
Из опыта ведения открытых работ при разработке наклон-
ных и крутых залежей простого строения установлено, что оп-
тимальная высота уступа при использовании экскаваторов с Е=
= 3—5 м3 составляет 12—15 м и 17—20 м для экскаваторов
с £=8—12,5 м3. При многорядном взрывании вертикальных
скважинных зарядов в породах III—V категорий трещинова-
тости часто по условиям безопасности НУ=\НЧ max+'h(h=
= 14-3 м).
При открытой разработке месторождений полезных ископае-
мых очень важно обеспечить устойчивость уступов и не допус-
кать их деформаций в течение всего периода строительства и
эксплуатации карьера.
Из многих факторов, от которых зависит устойчивость от-
косов, определяющей является группа геологических факторов
(состав, состояние, строение и свойства горных пород). Они
определяют условия деформации массива и выбор расчетных
схем устойчивости откосов, характер противодеформационных
мероприятий и величины расчетных показателей.
Из группы гидрогеологических факторов основным является
влияние подземных вод, изменяющих свойства массива (вслед-
ствие выщелачивания трещиноватых карбонатных пород, набу-
хания глинистых пород и др.) и его напряженное состояние;
под действием гидростатических и гидродинамических сил мо-
жет происходить фильтрационное разрушение откосов (оплы-
вание и суффозия). Обводненность контактных зон и структур-
ных нарушений приводит к деформациям откосов (в результате
снижения прочности пород на контактах) и внезапному про-
рыву вод.
Третью группу составляют технологические фак-
торы.
79
Необходимо учитывать, что параметры вскрывающих выра-
боток, положение их относительно контура карьера и срок
службы определяют интенсивность развития в массиве реоло-
гических процессов и выветривания пород, развитие в массиве
деформационных процессов (подрезка контактов слоев или на-
рушений и др.)- При высокой скорости подвигания фронта гор-
ных работ в массиве не успевают развиваться деформацион-
ные и реологические процессы, что позволяет придавать отко-
сам рабочих уступов более крутые углы наклона. Размещение
отвалов в выработанном пространстве увеличивает сопротив-
ление сдвигающим усилиям прибортового массива пород.
Борта карьеров могут иметь участки вогнутой, выпуклой и
прямолинейной формы в плане. Установлено, что, при прочих
равных условиях, откосы, имеющие в плане вогнутую форму,
более устойчивы, чем плоские.
Взрывные работы обусловливают сейсмический эффект, об-
разование и развитие в приоткосном массиве уступа трещино-
ватости и зон пониженной прочности, а также неустойчивой
поверхности самого откоса уступа. Для снижения вредного воз-
действия взрывов при постановке уступов в конечное
положение необходимо: изменять параметры буровзрыв-
ных работ; применять (с учетом конкретной обстановки) ко-
роткозамедленное взрывание скважинных зарядов необходимого
диаметра и контурное взрывание, заряды с инертными сердеч-
никами; располагать ряды скважин под углом 60—90° к кон-
туру борта; применять экранирующие врубы; использовать ис-
кусственное укрепление уступов; вводить в расчеты повышен-
ный коэффициент запаса устойчивости.
Различают краткосрочную и долгосрочную устойчивость от-
косов, которыми должны обладать соответственно рабочие и не-
рабочие уступы. Коэффициент запаса устойчивости рабочих
уступов цу = 1,15-=-1,2, а нерабочих в глинистых и трещиноватых
скальных и полускальных породах цу= 1,54-2.
При предварительном выборе углов откосов рабочих и нера-
бочих уступов целесообразно пользоваться данными, приведен-
ными в табл. 3.3. Для уточнения значений углов, особенно при
неустойчивых породах или неблагоприятном залегании поверх-
ностей ослабления, необходимо проводить натурные исследо-
вания и расчеты устойчивости откосов.
Ширина призмы (м) возможного обрушения уступа (рис. 3.3)
при отсутствии поверхностей ослабления может быть опреде-
лена в зависимости от угла откоса и прочности пород по фор-
муле
2/7у Г1' - ctg a tg f- 277е0
z=------L---------_	----,	(3.1)
dg(45»--e-)+te(Ji±£-)
где a — угол откоса уступа, градус; р — угол внутреннего тре-
80
Таблица 3.3. Углы откосов уступов (по данным ВНИМИ)
Группа пород	Характеристика породного массива	Высота одиноч- ного уступа, м	Угол откоса уступа, градус		
			рабо- чего	нерабочего	
				одиноч- ного	сдвоен- ного или строен- ного
Скальные	Весьма крепкие осадочные, ме-	15—20	До 90	70—75	65—70
породы, Псж 8Х X Ю7 Па	таморфические и изверженные породы Крепкие малотрещиноватые и	15—20	До 80	60—75	55—60
	слабовыветрелые осадочные, метаморфические и извержен- ные породы Крепкие трещиноватые и	15—20	До 75	55—60	50—55
Малопроч-	слабовыветрелые осадочные, метаморфические и извержен- ные породы Осадочные, метаморфические и	10 -15	70—75	50—55	45—50
иые скаль- ные, полу- скальные породы, 0сж — с=8-10е 4- -=-8*107 Па	изверженные породы зоны вы- ветривания,	относительно устойчивые в откосах извест- няки, песчаники, алевролиты и другие осадочные породы с кремнистым цементом, кон- гломераты, гнейсы, порфири- ты, граниты, туфы Значительно выветрелые оса-	10—15	60—70	35-45	35—40
Мягкие и	дочиые, метаморфичегкие и изверженные породы и все по- роды, интенсивно выветрива- ющиеся в откосах (аргиллиты, алевролиты, сланцы и др.) Глинистые породы, а также	10—15	50—60	40-45	35—40
сыпучие породы, <?сж 8Х	полностью дезинтегрирован- ные разности всех пород Песчано-глинистые породы	10—15	40—50	35—45	30—40
X 10е Па	Песчано-гравийные породы	10 — 15	До 40	30—40	25—35
Примечание. При падении слоев, расслапцованных толщ, тектонических
трещин и других поверхностей ослабления в сторону карьера под углом 30—65° (если
трещины заполнены глиной, то под углами более 25°) угол откоса уступа должен соот-
ветствовать углу падения этих поверхностей ослабления, но быть ие более приведенных
в таблице.
Рис. 3.3. Схемы к определению ширины призмы возможного
обрушения пород уступа
81
ния породы, градус; Нд0— высота вертикальной трещины от-
рыва, м,
tg(45° + ^-k	(3.2)
Yg \	2 /
К—сцепление породы, Па; у — плотность породы, кг/м3.
В зависимости от структуры массива горных пород величина
Z составляет (по Г. Л. Фисенко):
(0,14-0,2) Ну — при падении поверхностей ослабления в сто-
рону массива (рис. 3.3,а);
(0,254-0,3) Ну — при крутом и наклонном падении поверх-
ностей ослабления в сторону выработанного пространства
(рис. 3.3,6);
(0,34-0,4) Ну — при горизонтальном залегании или пологом
падении поверхностей ослабления в сторону выработанного про-
странства (рис. 3.3,в).
3.3.	Конструкции и устойчивость бортов карьеров
Практически возможен случай открытой разработки неболь-
ших по размерам в плане и круглых по форме залежей полез-
ного ископаемого с вертикальными (или близкими к ним) от-
косами бортов карьера. При этом используют известный из
практики строительства глубоких фундаментов метод «опуск-
ного колодца» (рис. 3.4), когда выемка пустых пород и полез-
ного ископаемого производится открытым способом, а удержа-
ние вертикальных откосов осуществляется мощной бетонной и
железобетонной крепью, опускаемой под давлением в толщу
породного массива по мере углубления горных работ. Освоен-
Ф от Z0 до 150 м
Рис. 3.4. Схема выемки пород «опуск-
ным колодцем»
82
ные при таком способе глу-
бины составляют 40—60 м,
а диаметры «опускного колод-
ца» — 20—60 м. Расчеты пока-
зывают возможность увеличе-
ния глубин до 150—200 м (при
ступенчатых колодцах) и диа-
метров до 100—150 м. Эффек-
тивность такого способа дока-
зывается расчетами примени-
тельно к конкретным усло-
виям.
Типичным для открытых
горных работ является выпо-
лаживание («разнос») бортов
при удалении вскрышных по-
род до углов, обеспечивающих
устойчивость и безопасность
открытых горных работ. Угол
откоса нерабочего борта уп
Рис. 3.5. Схемы к определению угла откоса бортов карьера
(градус) по глубине карьера зависит от конструкции борта
(чередования и ширины берм различного назначения), от угла
откоса и высоты уступов (рис. 3.5,а):
tg ун = 2ЯУ/(2^Т + 2Ь„ + ctg а),	(3.3)
где Ьт и Ьп — ширина соответственно транспортных и предо-
хранительных берм, м; высота уступа, м; а — угол откоса
уступа, градус.
Аналогичным выражением характеризуется угол заложения
(градус) рабочего борта карьера (рис. 3.5,6):
tgTP = 277y/(Xn/p.n + 2Hyctga),	(3.4)
где Шр. п — ширина рабочей площадки уступа, м.
При одинаковых величинах п, Ну и а по глубине карьера
угол ур приближенно определяется параметрами одного рабо-
чего уступа.
Угол откоса нерабочего борта карьера возрастает с увели-
чением высоты уступов и уменьшается при размещении на
борту транспортных берм и съездов, а также при разработке
в сложных инженерпо-геологических условиях, когда уменьша-
ются углы откосов нерабочих уступов и увеличивается ширина
предохранительных берм. Уменьшение общего угла откоса
борта глубоких карьеров на 3—5° приводит к увеличению объ-
ема вскрышных работ на десятки миллионов кубических мет-
ров. Так, например, при глубине карьера 500 м и уменьшении
угла откоса борта с 45 до 40° объем породы в карьере увеличи-
вается на 24 млн.м3 на каждые 1000 м длины борта.
Углы откосов нерабочего борта по условиям устойчивости
зависят от прочности пород, состояния и структуры породного
массива (табл. 3.4). Данными таблицы можно пользоваться
только для предварительных расчетов. Наиболее достоверны
данные специальных наблюдений, исследований, замеров и рас-
83
Таблица 3.4. Углы откоса нерабочего борта карьера по условиям
устойчивости (по данным ВНИМИ)
Группа пород	Характеристика породного массива	Угол откоса нерабочего борта» градус
Скальные породы, осж > 8Х	Крепкие малотрещиноватые породы при отсут- ствии неблагоприятно ориентированных по- верхностей ослабления	55
X 10’ Па	Крепкие малотрещиноватые породы при на- личии крутопадающих (более 60°) илн полого- падающих (менее 15°) поверхностей ослабле- ния Крепкие мало- и среднетрещиповатые поро- ды при падении поверхностей ослабления в сто- рону карьера под углами 35—55° Крепкие мало- и среднетрещиноватые поро- ды при падении поверхностей ослабления в сто- рону карьера под углами 20—30°	40—45 30—45* 20—30*
Малопрочные скальные, по- лускальные и	Относительно устойчивые в откосах породы при отсутствии неблагоприятно ориентирован- ных поверхностей ослабления	40—45
плотные породы, осж = 8 X	Относительно устойчивые в откосах породы при падении поверхностей ослабления в сто- рону карьера под углами 35—55°	30—40*
Х10в -4-8X X Ю7 Па	Интенсивно выветривающиеся в откосах породы Все породы данной группы при падении по- верхностей ослабления в сторону карьера под углами 20—30°	30—35 20—30*
Мягкие и сыпучие породы, Осж < 8 X	Пластичные глины при отсутствии поверхно- стей скольжения, слабых контактов между сло- ями и других поверхностей ослабления	20—30
X 106 Па	Пластичные глины и другие глинистые породы при наличии поверхностей ослабления в сред- ней или нижней частях борта	15-20
* Более крутой угол откоса борта соответствует большему значению угла падения
поверхностей ослабления.
четов, проводимых в конкретных инженерно-геологических ус-
ловиях.
Необходимо не только определять устойчивые углы наклона
бортов карьеров, но и научиться управлять состоянием массива
горных пород для получения высоких экономических показате-
лей и лучшего использования недр и земельных ресурсов.
Под управлением состояния массива горных пород понима-
ется комплекс научных и технических мероприятий, направлен-
ных на достижение оптимальных параметров карьерных отко-
сов, при которых обеспечивается безопасность ведения горных
работ и их максимальная экономическая эффективность. Комп-
лекс этих мероприятий определяется природными и горно-тех-
ническими условиями разработки месторождений.
84
Критериями оптимальности при этом могут служить мини-
мизация приведенных затрат или максимизация прибыли, под-
считанные с учетом всех возможных в данных условиях ва-
риантов формирования равноустойчивых бортов карьера
с различными углами наклона и при различных способах их
искусственного укрепления.
Исходные принципы управления состоянием массива горных
пород.
1.	Принимаемые углы откосов бортов карьеров должны обес-
печивать безопасное (для людей и оборудования) ведение гор-
ных работ и наибольшую экономичность разработки месторож-
дения.
2.	Коэффициент запаса устойчивости бортов карьеров сле-
дует устанавливать по стадиям:
при проектировании (на основании разведочных данных);
при строительстве карьера и в первый период его эксплуа-
тации (на основании данных горно-строительных и эксплуата-
ционных работ) для обеспечения устойчивости рабочих и про-
межуточных бортов карьеров;
при подходе горных работ к предельному контуру (на осно-
вании данных длительной эксплуатации) для определения пре-
дельных контуров карьеров.
3.	В сложных условиях, особенно в глубоких карьерах, не-
обходимы специальные меры по управлению состоянием пород
в бортах карьеров и специальные службы по наблюдению за
устойчивостью бортов и контролю проводимых инженерных ме-
роприятий.
Комплексная методика технологического управления состоя-
нием пород в бортах карьеров включает методики:
выбора оптимального направления развития горных работ
с учетом условий устойчивости бортов карьеров;
управления состоянием пород в бортах путем изменения их
конструктивных параметров;
постановки бортов в предельное положение.
Основой специальной технологии управления состоянием по-
род в бортах карьеров является искусственное укрепление не-
устойчивых участков и упрочнение горных пород.
По принципу воздействия на породный массив все извест-
ные в настоящее время способы укрепления, используемые на
карьерах, в гидротехническом и специальном строительстве, раз-
деляются на четыре основные группы (табл. 3.5).
Укрепление механическими способами основано на перерас-
пределении напряжений в массиве горных пород. Укрепитель-
ные конструкции и сооружения воспринимают давление призмы
обрушения и передают его устойчивой части массива, находя-
щейся вне зоны сдвига. Поэтому необходимым условием приме-
нения этих способов является наличие прочного устойчивого
массива за поверхностью (или зоной) скольжения или же в ос-
новании откоса.
85
Таблица 3.5. Способы искусственного укрепления откосов
Группа способов	Средства укрепления	Условия применения способов
Механическое укрепление Упрочнение пород Изолирующие защитные покрытия Комбиниро- ванное укреп- ление пород	Железобетонные сваи Анкеры, шпоны и гиб- кие тросовые тяжи Подпорные и защитные стенки, контрфорсы Железобетонные подпор- ные стенки и контрфор- сы Цементация, нагнетание укрепляющих растворов из полимерных материа- лов, смолизация Набрызгбетои по метал- лической сетке, смоли- зация,	битумизация Сочетание механическо- го укрепления с упроч- нением или изоляцией пород	Массивы со слаборазвитой трещи- новатостью, подсеченные поверхно- стями ослабления, с падением в сто- рону выработанного пространства под углами 20—50° Крупноблочные маловыветрелые массивы, сланцеватые, слоистые твердые породы с падением в сто- рону выемки под углами 40—60° Спльнотрещиноватые, легко вы- ветривающиеся скальные и полу- скальные породы Нарушенные массивы сложной структуры с переслаиванием пород Трещиноватые скальные породы с трещинами, свободными от гли- нистых материалов Сильнотрещиноватые	породы, склонные к интенсивному выветри- ванию или выщелачиванию Сложные	инженерно-геологиче- ские условия
Вторая группа способов преследует цель восстановления
в породах нарушенных структурных связей. Упрочнение пород
довольно широко распространено в строительстве. Применение
его на открытых горных работах пока ограничено. Больше дру-
гих освоен способ цементации трещиноватых скальных пород,
но и он применяется в сочетании со сваями и анкерами.
Покрытие поверхности откосов изолирующими материалами
осуществляется при интенсивном выветривании горных пород.
Конструкция покрытий не рассчитана на нагрузки, основное ее
назначение — изолировать горные породы от воздействия внеш-
ней среды.
В сложных инженерно-геологических условиях, когда один
способ укрепления не обеспечивает длительной устойчивости
ослабленного породного массива, производится комбинирован-
ное укрепление.
Комплексная методика специального воздействия на пород-
ный массив включает:
обоснование области технического применения различных
способов укрепления и их вариантов (см. табл. 3.5);
выявление требующих искусственного укрепления участков
и зон породного массива па основании инженерно-геологиче-
86
ского районирования карьерных полей и расчетных методов
оценки устойчивости откосов и величины давления горных по-
род на поддерживающие конструкции и сооружения;
расчет необходимых объемов укрепительных мероприятий
и средств укрепления, базирующийся на методах расчета сталь-
ных и железобетонных конструкций и на теории горного дав-
ления.
Искусственное укрепление (особенно в скальных и полу-
скальных породах) во многих случаях предпочтительнее раз-
носа бортов и дает значительный экономический эффект. Ис-
пользование специальной технологии заоткоски при погашении
бортов карьеров экономически оправдано начиная с глубины
10—-20 м, т. е. практически со второго уступа от поверхности.
Применяемые виды и типоразмеры карьерного транспорта,
системы разработки и схемы вскрытия определяют число, рас-
положение и размеры транспортных берм и съездов (крутых
траншей) в различные периоды работы карьера. Обычно углы
откосов участков нерабочих бортов, используемых для разме-
щения транспортных коммуникаций, в том числе на момент по-
гашения горных работ, значительно меньше, чем углы, обеспе-
чивающие их устойчивость. Эти углы определяются графиче-
скими построениями и аналитическими расчетами.
Углы откосов рабочих бортов карьеров ур изменяются от
5 до 30° и зависят от применяемой системы разработки и ее
параметров, в первую очередь от ширины рабочих площадок и
высоты уступов (см. рис. 3.5,а и б). От угла откоса рабочего
борта (при определенных его длине, высоте и темпе углубле-
ния работ) зависят скорость подвигания фронта v и текущий
объем горных работ (см. рис. 3.5, в). Поэтому изменение угла
?р является важным фактором регулирования режима горных
работ. Рабочие борта карьеров обычно имеют ломаные профили
и в плане представлены различными участками рабочих зон
карьера.
В ряде случаев на отдельных участках карьеров по глубине
и в плане устраивается временно нерабочий борт
(см. рис. 3.5, г) при последовательном прекращении горных ра-
бот на нескольких уступах. Ширина площадок таких уступов
Вв. как правило, сокращается по сравнению с шириной пло-
щадок рабочих уступов и находится в пределах Ьт^ВБ.к<Шр.„.
При этом угол откоса временно нерабочего борта ув. и = 20-н35°.
Формирование временно нерабочего борта предусматрива-
ется для уменьшения текущих объемов вскрышных работ, но
могут быть и другие причины: устройство наклонного конвей-
ерного или скипового подъемника, размещение полустационар-
ной трассы железнодорожных путей, оставление породного це-
лика между двумя участками карьерного поля для сокращения
расстояния внутрикарьерных перевозок, наличие на поверхно-
сти искусственных сооружений и т. л.
87
3.4.	Основные понятия о фронте горных работ
Направление развития горных работ на уступе выбирается
не произвольно. Место расположения разрезной траншеи (кот-
лована) должно соответствовать проектному плану горных ра-
бот с тем, чтобы обеспечивались необходимое число вскрышных
и добычных забоев в эксплуатационный период разработки
слоя, планомерность вскрышных и добычных работ.
Фронт работ уступа различается по следующим признакам:
1. По расположению.
Фронт ра бот расположен вдоль длинной оси
карьерного поля (рис. 3.6, г, д,е,ип 1.9, а). Достигается
значительная протяженность фронта работ и транспортных ком-
муникаций, а скорость его подвигания небольшая (30—
60 м/год). Создаются благоприятные условия для раздельной
выемки полезного ископаемого различных сортов, имеются боль-
шие резервы повышения интенсивности разработки месторожде-
ния и мощности карьера. Такое расположение фронта обуслов-
ливает большой объем горно-капитальных работ при строитель-
стве карьера. Оно целесообразно и распространено в тех слу-
чаях, когда мощность пород, покрывающих залежь, сравни-
тельно невелика.
Фронт работ расположен вдоль короткой оси
карьерного поля (рис. 3.6, а, б, в, ж и 1.9, б). Протяжен-
ность фронта работ и транспортных коммуникаций невелики,
а скорость его подвигания достигает 70—300 м/год. Резервы
увеличения производственной мощности карьера, возможности
раздельной выемки и создания больших вскрытых запасов по-
лезного ископаемого малы. Такое расположение фронта обеспе-
чивает относительно небольшие объемы горно-капитальных ра-
бот, но усложняет вскрытие горизонтов и эксплуатацию транс-
портных коммуникаций из-за необходимости частых рекон-
струкций. Оно распространено при мощной толще покрываю-
щих пород, а также при разработке мощных крутых месторож-
дений с использованием мобильных средств транспорта.
Фронт работ расположен концентрически
(см. рис. 1.9, в) или по эллипсу (рис. 3.6, з и 1.9, г). Протя-
женность фронта, транспортных коммуникаций и число забоев
на разных этапах развития работ на уступе различны. Такое
расположение фронта обеспечивает минимальные объемы горно-
капитальных и подготовительных работ при нарезке новых
уступов и высокий темп углубления горных работ. Однако при
этом неизбежны периодические изменения положения вскры-
вающих выработок. Возможности увеличения производственной
мощности карьера обычно ограниченны.
2.	По структуре.
Однородный фронт работ — если он сложен только
вскрышными породами или только полезным ископаемым од-
ного сорта. При этом осуществляется валовая выемка горной
88
Рис. 3.6. Схемы различных вариантов направления развития горных работ
(стрелками указываются направления подвигания отдельных забоев и рабо-
чих бортов карьеров)
массы. Однородный фронт может быть сплошным (рис. 3.7, а)
и разделенным па блоки с независимыми забоями (рис. 3.7,6
и в). Деление на блоки обусловлено необходимостью размеще-
ния на уступе необходимого числа экскаваторов и других тех-
нических средств. Экономически эффективна установка на
уступе одного мощного экскаватора. Однако при больших объ-
емах работ и отсутствии экскаваторов требуемой мощности не-
обходимо на уступе размещать два и даже три экскаватора.
Разнородный фронт работ —если в его пределах
чередуются блоки пустых пород, полезного ископаемого и его
различных сортов (рис. 3.7, г). Выемка в забоях при разнород-
ном фронте — валовая. Деление на блоки (с использованием
двух или трех экскаваторов), как правило, обязательно для
обеспечения непрерывной добычи полезного ископаемого.
Сложноразнородный фронт работ — когда в его
пределах практически невозможно выделить блоки только с пу-
стыми породами или только с полезным ископаемым одного
сорта (рис. 3.7,6). В этом случае ведут раздельную выемку
горной массы.
3.	По направлению перемещения горной массы.
Фронт работ с поперечным перемещением
горной массы — при складировании вскрышных пород в вы-
работанном пространстве с применением вскрышных экскава-
торов и транспортно-отвальных агрегатов (рис. 3.8, а), а также
при выемке породы бульдозерами или скреперами фронталь-
ным забоем и перемещении ее по кратчайшему расстоянию во
внутренний или внешний отвал (рис. 3.8, б).
Фронт работ с продольным перемещением
горной массы — при перемещении ее из забоев с примене-
нием карьерного транспорта (рис. 3.8, в).
4.	По погрузке горной массы.
Нижняя погрузка горной массы на горизонте
установки выемочно-погрузочного оборудования (рис. 3.9, а)
широко распространена и обеспечивает наиболее экономичное
и производительное использование каждого участка фронта гор-
ных работ уступа.
Верхняя погрузка горной массы (рис. 3.9,6) не-
обходима и целесообразна в тех случаях, когда затруднительно
или невыгодно устройство транспортных коммуникаций на почве
разрабатываемого уступа,— при проведении траншеи, неболь-
ших объемах работ на горизонте и т. п.
Верхняя экскаваторная перевалка горной
массы (рис. 3.9, в) характеризуется тем, что порода или по-
лезное ископаемое складируется экскаватором на верхнюю пло-
щадку уступа и затем другим экскаватором грузится в транс-
портные средства. Такая схема применяется в частных случаях,
например при доработке нижних горизонтов глубоких карьеров,
на косогорах при небольшом объеме работ, при использовании
гидротранспорта, драглайнов и др.
90
Рис. 3.7. Схемы разделения фронта	Рис. 3.8. Схемы пере-	рис. 3.9. Схемы	погрузки горной
работ уступа по структуре	мешения горной мае-	массы на уступе
1	1 1	rj .г	сы относительно
фронта работ уступа
Нижняя экскаваторная перевалка горной
массы (рис. 3.9, г) характеризуется перемещением породы
или полезного ископаемого экскаватором на нижележащий го-
ризонт и погрузкой ее другим экскаватором в транспортные
средства Применение такой схемы целесообразно на косогорах,
для уменьшения высоты уступа, при небольших объемах работ,
для улучшения условий работы транспорта и т. и.
5.	По числу транспортных грузовых выходов.
Одинарный фронт — если он имеет один грузовой
транспортный выход с уступа (рис. 3.10,а, б и в). Такой фронт
типичен для большинства карьеров при использовании различ-
ного горного и транспортного оборудования.
Сдвоенный фронт — если он имеет два грузовых транс-
портных выхода с уступа (рис. 3.10, г, д). Фронт такой конст-
рукции представляет собой два одинарных фронта и может
быть использован при большой протяженности карьеров по-
верхностного вида, а также для группы верхних уступов мощ-
ных карьеров глубинного вида.
В редких случаях возможен строенный фронт
(рис. 3.10, е).
Тупиковый фронт (с возвратным движением транс-
порта) — если одинарный фронт на уступе имеет один общий
транспортный выход, служащий для подачи порожних железно-
дорожных составов или автомобилей и для выдачи грузов
(рис. 3 10, а, в, г, д и р) Тупиковый фронт получил наибольшее
распространение при всех видах карьерного транспорта.
Сквозной фронт (с поточным движением транспорта)-
если одинарный фронт на уступе имеет два и больше специа-
^ф.0
Рис. 3.10. Схемы конструкций фронта горных работ:
Ьф О> Ьф с И Ьф ст — длина фронта работ соответственно одинарного, сдвоенного и
строенного
92
лизированных транспортных выхода: отдельно для подачи по-
рожняка и отдельно для грузов (рис. 3.9,6). Сдвоенный тупи-
ковый фронт также периодически может использоваться как
одинарный сквозной фронт (см. рис. 3.10,г), а строенный ту-
пиковый фронт — как сдвоенный сквозной фронт (см. рис. 3.10, е).
7.	По положению транспортного выхода.
Фланговый фронт — если транспортный выход распо-
ложен на фланге фронта уступа (рис. 3.10, а, б и г); применя-
ется при вскрытии рабочих горизонтов стационарными выра-
ботками.
Центральный фронт — если транспортный выход рас-
положен в пределах фронта (рис. 3.10, в и д) Такой фронт
применяется при расположении вскрывающих выработок на ра-
бочем борту карьера и на добычном уступе при разработке го-
ризонтальных или пологих залежей.
Перечисленные характеристики фронта работ уступа служат
основанием для правильного выбора системы разработки,
вскрытия и применения технических средств.
3.5.	Направления перемещения фронта работ
Уступ, как правило, делится на панели вдоль фронта работ
(рис. 3.11). Панели могут быть одновременно и заходками. На
уступе могут одновременно отрабатываться одна или несколько
Рис. 3.11. Схемы панелей и блоков панели:
а и б — соответственно при продольных блоках и заходках; в и г — соответственно
при поперечных блоках и заходках (широкие панели)
93
панелей. По мере отработки панелей перемещается рабочий!
фронт уступа. После отработки панели необходимо перемонти-
ровать транспортные коммуникации, расположенные вдоль
фронта работ.
Панель характеризуется высотой уступа Ну, длиной Ln и
шириной Л/п; при одной панели на уступе ее длина равна
длине фронта работ уступа у.
Часть панели, отводимая для разработки одной выемочной
машиной, называется блоком, панели (например, экскаватор-
ный блок); в пределах панели могут одновременно действовать
один или несколько таких блоков длиной £б. п (см. рис. 3.11).
Блоки панели, в свою очередь, могут делиться на рабочие
блоки-, в пределах каждого из них выполняется какой-либо один
рабочий процесс, например бурение, взрывание, выемка
(рис. 3.12). Выемка пород в каждом блоке осуществляется уз-
кими полосами, называемыми выемочными заходками. В ряде
случаев заходки являются и блоками панелей (см. рис. 3.11).
Блоки панели и выемочные заходки в зависимости от их рас-
положения относительно фронта уступа могут быть про-
дольными (вдоль фронта уступа, <р = 0°, рис. 3.13, а, г, ж и к),
Рис. 3.12. Схемы разделения блоков панели на рабочие блоки:
(Ls), Lg и Ln g — длина взорванного (экскавнруемого). бурового и подготовлен-
ного к бурению блоков; 1 — забойный путь
94
Заходки
Продольные (у=0°)	Поперечные (/=90°) й	Диагональные (О’^у<-90°)
порт unj	-
Рнс. 3.13. Схемы блоков панели и заходок:
/, II, //7 —панели; 1, 2, 3 — блоки панели и заходки
поперечными (вкрест фронта уступа, <р = 90°, рис. 3.13, б, д,
з ил) и диагональными (0°<<р<90°, рис. 3.13, в, е,и ил).
Продольные блоки панели и выемочные заходки используются
при применении всех видов транспорта, поперечные — обычно
при автомобильном и конвейерном.
Ширина заходки А при торцовом забое и забое-площадке
соответствует ширине этих забоев. Различают нормальные, уз-
кие и широкие заходки (см. рис. 3.13). При нормальных
заходках выемка породы производится при движении машин по
прямолинейной оси в пределах всей длины заходки при усло-
вии максимального использования линейных параметров ма-
шин. Узкие з а ход ки отличаются от нормальных неполным
использованием рабочих параметров выемочных машин. Ши-
рокие заходки характеризуются переменным направлением
движения машин в плане (зигзагообразная ось).
Фронт работ в границах слоя может перемещаться:
1.	Параллельно длинной или короткой оси
карьерного поля от одной границы его к дру-
гой (противоположной) (рис. 3.14,а). В этом случае уступ
имеет один рабочий откос (однобортовая выемка), второй борт
уступа является нерабочим.
Этот вариант применяется для разработки горизонтальных и
пологих залежей при значительной протяженности карьерного
поля. Он характеризуется большими объемами горно-подгото-
вительных работ даже при небольшой мощности покрывающих
пород.
2.	Параллельно одной из осей поля от про-
межуточного положения между границами
выемочного слоя к его контурам (двухбортовая
выемка) (рис. 3.14,6). В этом случае противоположные (или
все по периметру) откосы уступа являются постоянно или пе-
риодически действующими (рабочими), скорость подвигания
отдельных участков фронта работ уступа уменьшается.
Такой вариант применяется для разработки вытянутых по
простиранию наклонных и крутопадающих залежей, особенно
при большой конечной глубине карьера и мощной толще по-
крывающих пород.
3.	По вееру с поворотным пунктом, располо-
женным на границе карьерного поля или
вблизи ее (рис. 3.14,в). В этом случае уступ имеет, как
правило, один рабочий откос. При разработке горизонтальных
месторождений устраивают один поворотный пункт для всех
уступов карьера; при разработке крутых залежей создают от-
дельный поворотный пункт для каждого уступа (рис. 3.14,г).
Скорость подвигания различных точек фронта работ уступа
при развитии его по вееру переменная (см. рис. 3.6,6 и в).
Такой вариант перемещения фронта работ уступов возмо-
жен при разработке карьерных полей округленной формы
в плане и небольшой мощности мягких покрывающих пород,
96
когда горизонтальные пласты и вскрышные породы разраба-
тываются с применением оборудования непрерывного действия
(часто транспортно-отвальных мостов), а также в случаях раз-
работки крутых штокообразных рудных залежей со спиральной
формой вскрывающей трассы.
4.	Радиально от центра выемочного слоя
к его контурам (фронт работ расположен концентрически
или серповидно). Этот вариант может применяться при отра-
ботке горизонтов широкими заходками в специфических усло-
виях залегания (см. рис. 1.9, в и 3.6, з).
5.	По спирали, начиная с периферийных уча-
стков карьерного поля и оканчиваясь в центре,
что может иметь место при разработке горизонтальных и не-
глубоко залегающих пластов (рис. 3.14, д).
3.6.	Протяженность и скорость подвигания фронта работ
Длина фронта горных работ карьера, которая складывается
из протяженности фронтов отдельных уступов, должна быть
достаточной для обеспечения установленной производственной
мощности карьера по полезному ископаемому п по горной
массе, а также для подготовки новых горизонтов.
4 Заказ № 624	97
Первоначальный фронт уступа может быть равен длине £к
или ширине карьерного поля Вк или чаще он меньше LK (Вк).
Этот фронт увеличивается по мере развития горных работ, по-
этому его длина £ф. у непостоянна — она меньше в начале и
конце периода разработки данного горизонта. При расположе-
нии разрезной траншеи посредине карьерного поля и двусто-
ронней его разработке длина фронта работ одного уступа мо-
жет достигать 2£ф. у.
При применении мощного выемочно-погрузочного оборудо-
вания на уступе желательно иметь одинарный тупиковый или
сквозной фронт работ с использованием одного экскаватора,
производительность которого соответствует плановому объему
работ на данном горизонте. Это улучшает организацию работ
и использование оборудования.
При небольшой интенсивности разработки число экскавато-
ров может быть меньше числа рабочих уступов. В этом случае
работа на уступах или группе уступов осуществляется одним
экскаватором. При использовании мощных экскаваторов (мас-
сой более 500—600 т) их частые перегоны с уступа на уступ
по техническим условиям нежелательны.
Годовая эксплуатационная производительность экскаватора
(м3/год) должна быть равна плановому объему работ на ус-
тупе
Qs. г — // у£ф. у^ф>	(3*5)
где Ьф.у и Оф — усредненные соответственно длина фронта ус-
тупа (м) и скорость его подвигания, м/год.
Таким образом, для конкретных протяженности фронта ус-
тупа и его скорости подвигания можно выбрать только одну
модель экскаватора, обеспечивающую наилучшие технико-эко-
номические результаты разработки.
Только при большой протяженности фронта работ (2—3 км
и более) целесообразно на уступе применять несколько экска-
ваторов. Необходимость в этом возникает при большой интен-
сивности горных работ, значительной высоте уступа и при от-
сутствии (или невозможности применения по транспортным
условиям) более мощных экскаваторов. В таких случаях одно-
панельный фронт работ уступа делят на блоки.
Длину блоков панели устанавливают так, чтобы обеспечить
бесперебойность и взаимную независимость работ в забоях
смежных блоков. Если горная масса разнородна, необходимо
выделить блоки соответственно по сортам и видам пород и по-
лезного ископаемого. В таких случаях длина отдельных блоков
панели может быть различной. При небольшой длине смежных
блоков их разрабатывают одним экскаватором последова-
тельно.
Независимость разработки блоков панели, представленных
скальными породами, обеспечивается при достаточных объемах,
а следовательно, и длине рабочих блоков — взорванных, подго-
98
товленных к взрыванию (обуренных) и обуриваемых. Забои
смежных блоков панели должны иметь одинаковое направление
подвигания и значительно удалены один от другого.
Интенсивность разработки характеризуется скоростью под-
вигания экскаваторных забоев. Скорость подвигания торцовых
забоев (м/сут) при ширине заходки А (м) и суточной произво-
дительности экскаватора Qa. с (м3/сут) составляет
v3 = Q3.c!(AHv).	(3.6)
Время (сут) отработки блока панели длиной £б (м)
/б = Бб/с’3.	(3.7)
При нескольких блоках панели на уступе время их отра-
ботки в равных условиях можно принимать одинаковым. По-
двигание забоев обычно составляет от нескольких метров до
нескольких десятков метров в сутки.
Скорость подвигания фронта работ в единицу времени
(обычно за год) зависит от мощности карьера и ряда других
факторов. На современных карьерах она изменяется от 30 до
250 м/год, а в отдельных случаях достигает 400—600 м/год;
ее обычная величина 80—120 м/год. Большая скорость подвига-
ния фронта горных работ достигается при разработке горизон-
тальных пластов малой мощности с перемещением полезного
ископаемого автомобильным или конвейерным транспортом,
а вскрышных пород — в выработанное пространство вскрыш-
ными экскаваторами или транспортно-отвальными агрегатами.
При железнодорожном транспорте допускается не более
трех экскаваторных блоков в пределах одинарного фронта ра-
бот вследствие затруднений с транспортно-обменными опера-
циями, а при автотранспорте — до шести блоков. При конвейер-
ном транспорте число блоков ограничивается, как правило,
мощностью применяемых экскаваторов и конвейеров.
На карьерах большой протяженности при необходимости
интенсификации отработки верхних горизонтов экскаваторами
относительно небольшой мощности, работающими в комплексе
с железнодорожным транспортом, применяют сдвоенный фронт
работ, что позволяет установить на уступе до четырех-пяти
экскаваторов. При использовании автотранспорта устройство
в таких условиях нескольких транспортных выходов с уступа
позволяет сократить расстояние перевозок в карьере, а также
и по поверхности.
Минимальная длина блока панели устанавливается обычно
из условий транспортных и буровзрывных работ. Так, при же-
лезнодорожных перевозках длина блока и расстояние между
смежными забоями должны быть не менее 2,5—3 длин состава
для обеспечения независимости подачи и погрузки поездов
в каждом забое. Объем взрываемого блока в настоящее время
обычно составляет не менее двухнедельной (а часто и месяч-
ной) производительности экскаватора при разработке вскрыш-
4*	99
Таблица 3.6. Расчетная скорость подвигания фронта работ уступа (по данным
Центрогипрошахта)
Экскаватор	Высота уступа (м) в породах		Длина экскаватор- ного блока, м	Скорость подвигания фронта работ уступа (м/год) в породах		
	мягких	полускаль- ных		мягких	полуска- льных	скальных
ЭКГ-2	8,5	12,8	600	163	102	71
			1000	97	61	43
			2000	47	30	21
ЭКГ-3,2	9,8	14,7	600	217	135	93
			1000	130	81	56
			2000	65	41	28
			2800	46	29	20
ЭКГ-5	п,о	16,5	600	480	297	210
			1000	288	178	126
			2000	144	89	63
			3600	80	49	35
ЭКГ8	13,1	19,7	600	508	310	217
			1000	305	186	130
			2000	152	93	65
			3600	85	52	36
ЭКГ-12,5	15,6	23,4	1200	318	190	134
			2000	191	114	81
			3600	107	63	45
			5200	73	44	31
ЭКГ-20	18,0	27,0	1200	377	221	155
			2000	226	133	93
			3600	126	74	52
			5200	87	51	36
Примечание. Приведенная скорость подвига ни фронта работ соответствует
многорядному взрыванию скальных и полускальных пород- При однорядном взрывании
скорость подвигания фронта примерно в 1,5 раза меньше.
ных пород. Обычно минимальная длина блоков при железнодо-
рожном транспорте составляет 300—500 м при разработке
скальных пород и 200—400 м при выемке мягких пород.
При использовании автомобильного транспорта минималь-
ная длина блока панели сокращается до 80—150 м по условиям
буровзрывных работ и безопасности движения. Наименьшая
длина блока панели является, таким образом, практически по-
стоянной величиной для определенного вида транспорта.
Каждый экскаватор должен выполнить плановый годовой
объем работ Qy. г. При заданной скорости подвигания Уф и вы-
соте уступа Ну для этого необходим определенный фронт работ
[см. формулу (2.5), где L$, у=£б]-
Примерные расчетные показатели скорости подвигания
фронта работ при применении различных экскаваторов с же-
лезнодорожным транспотом приведены в табл. 3.6.
3.7.	Рабочая зона карьера
Как в период строительства, так и в период эксплуатации
карьера одновременно разрабатывается несколько уступов.
100
Каждый из них имеет рабочий и нерабочий фронт, т. е. ту
часть уступа, в пределах которой длительное время (не менее
года) выемка пород не производится.
Каждый нижерасположенный уступ отделяется от вышеле-
жащего предохранительными и транспортными бермами. Такие
бермы обязательны как в рабочей, так и в нерабочей части
фронта уступа. Между рабочими фронтами уступов обязательно
оставляют рабочие площадки, ширина и длина которых уста-
навливаются проектом.
Зона, в которой выполняются основные технологические про-
цессы открытых горных работ, называется рабочей зоной
карьера. Примеры рабочих зон показаны на рис. 3.15.
б
Рис. 3.15. Схемы рабочих зон карьера:
а и б — при разработке горизонтальных залежей: виг — при разработке крутых за-
лежей; 1 — вскрышная рабочая зона; 2 — добычная рабочая зона; 3 — зона горно-под-
готовительных работ; 4 — направление подвигания фронта работ
101
Рабочая зона может охватывать один, два или все борта
карьера. Она представляет собой перемещающуюся и изменяю-
щуюся по размерам и форме поверхность, имеющую разнооб-
разную пространственную конфигурацию и различное со време-
нем положение в пространстве карьерного поля.
В период строительства рабочая зона карьера включает
только вскрышные уступы, а к концу горно-капитальных ра-
бот— и добычные. При эксплуатации в рабочей зоне карьера
выделяются зоны вскрышных, добычных и горно-подготови-
тельных (нарезных) работ (см. рис. 3.15).
Число вскрышных, добычных и горно-подготовительных
блоков панелей и забоев устанавливается не произвольно, так
как от этого зависит выполнение планов по отдельным видам
работ и планомерность разработки месторождения согласно
проекту и графику режима горных работ.
В пределах рабочей зоны карьера на каждый работающий
экскаватор приходится определенная горизонтальная площадь
Sg, характеризуемая средней шириной рабочей площадки Шр. п
и длиной блока панели Lg, отводимого на экскаватор по фронту
работ. Обычно площадь Sg колеблется от 15 до 40 тыс. м2 при
применении железнодорожного транспорта и от 3 до 15 тыс. м2
при других видах транспорта. В каждом конкретном случае при
известной технологии работ минимальная величина Sg может
быть рассчитана более точно.
Число блоков панелей, размещаемых в рабочей зоне дан-
ного размера,
N6 = Sp.3kofkK/S6,	(3.8)
где Sp. з — площадь горизонтальной проекции рабочей зоны, м2;
k0 — коэффициент, учитывающий наличие откосов уступов на
площади Sp. з (в обычных условиях k0 = 0,85-г-0,93); f — коэф-
фициент, учитывающий наличие резервных (нерабочих) блоков
(f=0,754-0,8); kn — коэффициент использования площади рабо-
чей зоны, определяющий соответствие рабочего фронта уступа
длине блока Lg (/ги^'0,7 ч-0,9).
Изменения площадей горизонтальной и вертикальной проек-
ций рабочей зоны в целом, по вскрышным породам и полез-
ному ископаемому по мере развития горных работ могут быть
изображены на графиках режима горных работ.
На каждом уступе рабочей зоны различают:
интенсивные горные работы, когда каждая выемоч-
ная машина на уступе имеет относительно короткий фронт работ
и годовое подвигание фронта примерно равно или больше про-
тяженности фронта работы машины;
неинтенсивные горные работы, когда годовое по-
двигание значительно меньше длины фронта работ выемочной
машины.
В различные периоды разработки каждого уступа степень
102
интенсивности горных работ существенно меняется. Она явля-
ется наибольшей в период вскрытия горизонта и проведения
разрезных траншей, а затем снижается вследствие увеличения
протяженности фронта работ. При затухании работ число дей-
ствующих забоев и протяженность фронта работ постепенно
сокращаются.
Содержание большего, чем это необходимо, числа действую-
щих забоев на уступе связано с нерационально большим раз-
мером рабочей зоны карьера, увеличением транспортных и
энергетических коммуникаций и затрат. В принципе, чем
меньше размеры рабочей зоны, чем более концентрированно
и интенсивно ведутся горные работы, тем экономичнее раз-
работка. Однако при этих размерах не должны нарушаться
планомерность горных работ и воссоздание системы разра-
ботки.
Размеры рабочей зоны зависят от периода разработки, типа
разрабатываемого месторождения, изменяющихся с глубиной
углов откосов рабочих бортов, углов откосов бортов на момент
погашения открытых работ, размеров карьерного поля и от
принятого направления развития горных работ (рис. 3.16).
В общем случае высота рабочей зоны карьера равна сумме
высот разрабатываемых уступов. В период строительства и ос-
воения проектной мощности карьера рабочая зона непрерывно
увеличивается в плане и по высоте при разработке месторожде-
ний любых типов. Далее в период, когда достигнута проектная
мощность карьера, размеры рабочей зоны достигают своих мак-
симальных значений, если не снижается интенсивность горных
работ.
В последующие периоды при разработке горизонтальных и
пологих залежей рабочая зона, имея полное развитие по вы-
соте и в плане, смещается в заданном направлении, размеры
ее изменяются только частично в результате изменения кон-
фигурации карьерного поля и создания дополнительных передо-
вых уступов на участках повышения рельефа поверхности. При
этом отсутствует необходимость в проведении горно-подготови-
тельных работ. Рабочие зоны при разработке горизонтальных
и пологих залежей обычно непрерывны как по вскрышным, так
и по добычным работам и сравнительно устойчивы по разме-
рам; поэтому они называются сплошными зонами.
При разработке наклонных и крутых залежей рабочая зона
увеличивается в плане и по высоте из-за разноса бортов и
вскрытия новых горизонтов до тех пор, пока верхние уступы
не достигнут промежуточных (этапных) или конечных границ
карьерного поля на поверхности. При этом возрастают годовые
объемы работ по горной массе.
После достижения конечных контуров горные работы на
верхних уступах прекращаются и рабочая зона смещается по
вертикали. При этом обычно уменьшаются ее размеры в плане
и сокращаются годовые объемы работ по горной массе.
ЮЗ
Рис. 3.16. Динамика рабочей зоны карьера:
« и б — при разработке соответственно горизонтальной и крутой за-
лежей; 1, 2, 3, 4 и 5 —этапы изменения положения и размеров ра-
бочей зоны
Рабочие зоны при разработке наклонных и крутых залежей
называются углубляющимися рабочими зонами. Характерными
признаками таких рабочих зон являются переменные число ра-
бочих уступов и их размеры.
3.8.	Подготовленные, вскрытые и готовые к выемке запасы
Уступ, подлежащий разработке, должен быть подготовлен
к выполнению основных (технологических) процессов: подго-
товки пород к выемке, выемочно-погрузочных и транспортных
работ. Так, например, до разработки верхнего уступа карьера
104
производится подготовка поверхности, дренажные работы и осу-
шение массива по крайней мере в пределах первых рабочих па-
нелей. Для нижерасположенных уступов подготовка заключа-
ется прежде всего в выемке пород вышерасположенных усту-
пов с соблюдением проектных размеров рабочих и нерабочих
площадок, а также в демонтаже оборудования, различных ком-
муникаций, в уборке навалов породы с верхней площадки
(если они оставлены по каким-либо причинам), ликвидации на-
висей, опасных для обслуживающего персонала и оборудова-
ния, и т. д.
Под подготовленными запасами горной массы уступа пони-
мают те объемы, которые могут быть вовлечены в начальные
технологические процессы (бурение, взрывание, механическое
рыхление и др.), предшествующие выемочно-погрузочным рабо-
там, или хотя бы в один из начальных процессов.
Для выполнения основных процессов — выемки, погрузки и
перемещения пород из забоев к пунктам приема грузов — необ-
ходимо вскрыть уступ, т. е. провести вскрывающую выра-
ботку, уложить транспортные коммуникации, создать первона-
чальный забой для выемки пород. Часть подготовленных запа-
сов горной массы, к которым обеспечен транспортный доступ,
необходимый для выемки и перемещения пород, называется
вскрытыми запасами горной массы уступа.
Осуществление полного комплекса технологических процес-
сов возможно только в пределах вскрытых запасов горной массы.
Обычно объем вскрытых запасов меньше подготовленных запа-
сов, в отдельных случаях они могут быть равными.
Часть вскрытых запасов являются готовыми к выемке за-
пасами горной массы уступа. К ним относятся запасы, которые
готовы к выемке, погрузке и перемещению непосредственно из
массива (мягкие и часто плотные породы) или после взрыва-
ния, механического рыхления и т. д. (скальные, полускальные
и иногда плотные породы).
В частных случаях, например при выемке мягких пород без
предварительной подготовки, вскрытые и готовые к выемке за-
пасы одинаковы. На рис. 3.17 показаны примеры расположения
подготовленных, вскрытых и готовых к выемке запасов горной
массы уступа.
Естественно, из запасов горной массы выделяются соответ-
ственно подготовленные, вскрытые и готовые к выемке запасы
полезного ископаемого разных сортов и видов и, если это не-
обходимо, запасы некондиционных и забалансовых руд и по-
путно добываемых полезных ископаемых.
После определения запасов в пределах каждого уступа
суммированием находят общие подготовленные, вскрытые и го-
товые к выемке запасы горной массы и полезных ископаемых
для карьера в целом.
По мере подвигания фронта работ вышележащих уступов
и изменения положения транспортных коммуникаций объемы
105
Рис. 3.17. Схематическое изображение запасов горной массы (текущих) при
разработке горизонтальных залежей с мягкими (I) и скальными (II) поро-
дами и при разработке крутых залежей (III):
а, б, в, г—последовательное изменение запасов; / — полезное ископаемое; 2— подго-
товленные запасы полезного ископаемого; 3 и 4 — соответственно обуренный и взор-
ванный объем подготовленного полезного ископаемого; 5 и 6 — вскрытый объем по-
роды и вскрытые запасы полезного ископаемого соответственно; 7 — готовые к выемке
запасы полезного ископаемого; 8 и 9 — соответственно обуренный и взорванный объ-
емы породы
горной массы нижележащих уступов переходят в подготовлен-
ные запасы, а затем последовательно или одновременно во
вскрытые и готовые к выемке (см. рис. 3.17).
Необходимо различать запасы горной массы и полезного
ископаемого на фиксированный момент времени — текущие и на
определенный период работы карьера (чаще всего годовой) —
плановые.
Подготовленные и вскрытые запасы горной массы на усту-
пах, о которых говорилось выше, относятся к текущим. Этих
запасов должно быть достаточно для выполнения всех подгото-
вительных работ, и этим положением определяются объемы со-
ответствующих рабочих блоков: подготовленных к бурению, бу-
ровых, взрываемых и др.
Готовых к выемке запасов должно быть достаточно для
ритмичной работы выемочно-погрузочного оборудования, а в
добычной зоне — также для обеспечения необходимого сорта-
мента полезного ископаемого и текущих плановых показателей
по качеству. В настоящее время на мощных карьерах готовые
к выемке запасы горной массы на один экскаватор составляют,
как правило, не менее его месячной производительности. Подго-
товленные и вскрытые запасы на любой момент времени дол-
жны обеспечить готовые к выемке запасы.
Плановые подготовленные и вскрытые запасы горной массы
и полезного ископаемого необходимы для обеспечения выпол-
нения проектных объемов вскрышных, добычных и горно-под-
готовительных работ при принятом порядке их производства.
Объем и местоположение этих запасов устанавливаются при
годовом планировании горных работ с учетом возможности вре-
менного прекращения работ на отдельных или всех вскрышных
уступах, изменения качества полезного ископаемого в недрах
и т. д. Плановые запасы горной массы определяются подвига-
нием всех нижних уступов относительно какого-либо верхнего,
остановленного (рис. 3.18).
Запасы полезного ископаемого, согласно ПТЭ, подсчитывают
по состоянию на 1 апреля и 1 октября каждого года. Их объем
должен обеспечивать мощность карьера на определенные пе-
риоды эксплуатации в соответствии с действующими отрасле-
выми инструкциями.
При сезонном ведении вскрышных работ подготовленные
запасы полезного ископаемого на 1 октября должны быть
больше тех запасов, которые можно отработать за период пре-
кращения работы вскрышного оборудования.
К моменту сдачи карьера в эксплуатацию подготовленных
запасов полезного ископаемого при круглогодовой работе
должно быть достаточно для выполнения не менее трехмесяч-
ного плана добычи первого года эксплуатации, а при сезонной
работе — не менее шести- или семимесячного плана.
Подготовленные и вскрытые запасы подсчитывают методом
горизонтальных сечений на плане горных работ, выполненном
в масштабе не менее 1 : 1000. Для этого на каждом горизонте
между нижней и верхней бровкой смежных уступов определяют
площади подготовленных, вскрытых и готовых к выемке запа-
Рис. 3.18. Схемы к определению плановых запасов горной массы:
а, б и в — соответственно при остановке промежуточного, всех и верхнего вскрышного
уступов; 1 — полезное ископаемое; 2 и 3 — соответственно объемы пород и запасы по-
лезного ископаемого; Я/р_ п и п —соответственно минимальная и фактическая
ширина рабочих площадок
107
сов, соответствующую среднюю высоту уступа и плотность
вскрышных пород и полезного ископаемого. Результаты расче-
тов определяются в объемах и тоннах запасов горной массы,
руды (и тоннах металлов) по их видам.
В практике открытой разработки угля, различных руд и
строительных горных пород широко пользуются понятиями
вскрытых, подготовленных и готовых к выемке запасов приме-
нительно только к полезному ископаемому. Даже в одном ве-
домстве пока не удается строго увязать определение запасов
и их графическую интерпретацию применительно ко всему раз-
нообразию условий залегания полезных ископаемых, особенно
при перемежаемости в пределах уступа вскрышных пород, за-
балансовых и балансовых полезных ископаемых.
3.9.	Классификация систем открытых горных работ
Под системой открытой разработки месторождения понима-
ется порядок и последовательность выполнения открытых гор-
ных работ в пределах карьерного поля или его участка. Си-
стема должна обеспечить безопасную, планомерную и эконо-
мичную комплексную разработку всех полезных ископаемых,
требуемую производственную мощность предприятия, полное
извлечение запасов, охрану недр и окружающей среды.
В общем случае горные работы включают добычные,
вскрышные и горно-подготовительные работы.
При добыче малоценных полезных ископаемых, выходящих
непосредственно на поверхность, вскрышные работы могут от-
сутствовать или не иметь существенного значения. В таких
случаях системой разработки является порядок и последова-
тельность выполнения добычных работ и работ по вскрытию и
подготовке горизонтов в пределах карьерного поля.
Иногда при разработке горизонтальных месторождений
после окончания горно-строительных работ нет необходимости
во вскрытии новых горизонтов; в таких случаях система раз-
работки характеризуется только порядком и последователь-
ностью выполнения вскрышных и добычных работ.
Естественно, что система разработки связана с применяе-
мыми комплексами оборудования на карьере. Если система
разработки определяет порядок и последовательность выполне-
ния горных работ, то комплексы оборудования определяют
виды, мощность и расстановку оборудования, обеспечивающего
производство горных работ в установленном объеме и порядке.
Ниже их классификации рассматриваются раздельно, так как
в системах разработки, независимо от средств механизации
горных работ, существует своя последовательность и законо-
мерность производства вскрышных, добычных и горно-подгото-
вительных работ.
По степени взаимной зависимости вскрышных, добычных и
горно подготовительных работ различают системы разработки:
108
зависимые (жестко зависимые), при которых существует
жесткая зависимость между вскрышными, добычными и горно-
подготовительными работами в отношении последовательности
их выполнения во времени и пространстве; при этом плановые
вскрытые запасы полезного ископаемого весьма ограниченны
(обычно на срок не более 15—45 дней) и порядок веде-
ния горных работ строго регламентируется календарным
планом;
полузависимые, при которых вскрышные, добычные и
горно-подготовительные работы выполняются без жесткой
взаимной увязки во времени; плановые вскрытые запасы могут
быть значительными (на период до 3- 6 мес); порядок ведения
работ регулируется годовым календарным планом, предусмат-
ривающим существенные резервы времени между указанными
видами работ, что позволяет выполнять их с различной интен-
сивностью;
независимые, при которых вскрышные, добычные и гор-
но-подготовительные работы выполняются практически незави-
симо друг от друга; при этом вскрытые запасы полезного иско-
паемого почти не ограничиваются организацией работ и ре-
зервы времени в их проведении весьма значительны.
При разработке горизонтальных или пологих залежей по
окончании горно-подготовительных работ создается первичный
фронт вскрышных и добычных работ карьера; возобновление
горно-подготовительных работ возможно при реконструкции
карьера. Таким образом, системы разработки горизонтальных
и пологих залежей в период эксплуатации характеризуются
только порядком и последовательностью ведения вскрышных и
добычных работ и изменением длины фронта работ или высоты
отдельных уступов и размеров рабочих площадок. Такие си-
стемы разработки называются сплошными.
При разработке наклонных и крутых залежей горно-подго-
товительные работы ведутся как в период строительства, так
и при эксплуатации карьера для создания фронта добычных
и вскрышных работ. В состав горно-подготовительных работ
в эксплуатационный период входят вскрытие и нарезка новых
рабочих горизонтов. Таким образом, системы разработки при
наклонных и крутых залежах характеризуются порядком вы-
полнения вскрышных, добычных и регулярных горно-подготови-
тельных работ. Такие системы могут быть названы углубоч-
ными.
При разработке месторождений нагорного типа применяют
системы первой группы. При крутых склонах и крутом наклон-
ном падении залежей применяются системы второй группы.
При разработке сложных по топографическим и горно-геологи-
ческим условиям месторождений в пределах одного карьерного
поля могут одновременно применяться системы из обеих групп.
По направлению подвигания фронта горных работ в плане
различают системы разработки:
109
продольные, при которых однобортовой или двухбортовой
фронт вскрышных и добычных работ перемещается парал-
лельно длинной оси карьерного поля;
поперечные, при которых однобортовой или двухбортовой
фронт вскрышных и добычных работ перемещается парал-
лельно короткой оси карьерного поля;
веерные, при которых фронт вскрышных и добычных работ
перемещается по вееру с центральным (общим) или рассредо-
точенными (два и более) поворотными пунктами;
кольцевые, при которых рабочая зона охватывает все борта
по периметру карьера и разработка производится кольцевыми
полосами от центра к границам карьерного поля или от границ
к центру.
При всех вариантах систем разработки основное значение
имеет место расположения отвалов (внешние, внутренние или
смешанные отвалы), определяющие направление перемещения
вскрышных пород.
Классификация систем разработки в соответствии с указан-
ными основными признаками приведена в табл. 3.7, а графи-
ческая— показана на рис. 3.19.
Указанная классификация, в основу которой положены гор-
но-геологические и геометрические предпосылки, характеризует
сущность технологии открытых горных работ и облегчает по-
следующий расчет систем разработок.
Обоснование систем разработки предусматривает установ-
ление количественных зависимостей между основными разме-
рами залежи, карьерного поля, параметрами элементов си-
стемы разработки, параметрами и расстановкой оборудования
и производственной мощностью карьера по добычным, вскрыш-
ным и горно-подготовительным работам.
Выбор систем разработки основан на следующих положе-
ниях:
1.	Установление для конкретных условий максимально воз-
можной по природным и техническим условиям производствен-
ной мощности карьера по полезному ископаемому. Максималь-
ная мощность карьера зависит от характера комплексной меха-
низации горных работ, закладываемой в основу расчетов
системы разработки. Такие расчеты производятся при проекти-
ровании новых и реконструкции действующих карьеров.
2.	Обеспечение заданной плановой производственной мощ-
ности действующего карьера по полезному ископаемому. При
расчетах также задаются возможными к применению комп-
лексами оборудования. Задачи этого направления решаются
при проектировании карьеров и при техническом обосновании
планов добычных и вскрышных работ на действующих пред-
приятиях.
3.	Сведение затрат на вскрышные и добычные работы к ми-
нимуму (при известных комплексах оборудования и производ-
ственной мощности по полезному ископаемому). Такой расчет
НО
Таблица 3.7. Классификация систем открытой разработки месторождений
к с	1	Сплошная пполольная олиобоотовая	Сплошная продольная двухбортовая Сплошная поперечная однобортовая Сплошная поперечная двухбортовая Сплошная веерная центральная Сплошная вееоная оассоелоточе.нная			Сплошная кольцевая центральная Сплошная кольцевая периферийная		Углубочная продольная однобортовая Углубочная продольная двухбортовая Углубочная поперечная однобортовая Углубочная поперечная двухбортовая Углубочная веерная рассредоточенная Углубочная кольцевая центральная			иных сочетаниях
1 Индекс	1 ниеюио	oS 2S я’о. СЕ CQCC ио ио ОО				СКЦ скп		УДО УДД		УПД УВР УКЦ	> же, в разли
1 1	<	с 5 а ьС г с к с Е а S с г- Е и		—г 	 Сплошные поперечные Сплошные веепные			а д с £ 4 fc: С й 2 5 С С с О	1 1	Углубочные продольные Углубочные поперечные Углубочные веерные Углубочные кольцевые			
| Индекс	J подгруппы	г: С	Г	5	сс д	с		Ьс О		Ч Е cat< 1X1	гЪ кЪ			
1	i D Й 1 S	а й с с Е О						i £	и S Е 5 >>		Смешанные (углу- бочно-сплошные)
Индекс	группы	(_						>»			О
Примечание. К наименованию системы добавляется: «с внешними или внутренними отвалами».
111
Рис. 3.19. Системы открытой разработки месторождений
а — сплошные; б — углубочные; о, д, ц. п и р — направление выемки в плаце соотв г-
П2
полезных ископаемых:
Ствепцо однобортовое, двухбортовое, центральное, периферийное н рассредоточенное
113
может быть произведен для нескольких вариантов мощности
и комплексов оборудования.
Интенсификация и концентрация горных работ способствует
наиболее полному использованию горного и транспортного обо-
рудования. Поэтому реализация максимально возможной по
горным условиям производственной мощности карьера связана
в большинстве случаев с достижением оптимальных технико-
экономических результатов разработки.
Исходными данными для обоснования и исследования си-
стемы разработки служат отправные сведения о месторожде-
нии и о карьерном поле, о применяемых режиме горных работ,
способах вскрытия и возможных для использования комплек-
сах оборудования.
3.10.	Классификации систем разработки по направлению
перемещения и способу производства вскрышных работ
В 1947 г. проф. Е. Ф. Шешко предложил классификацию си-
стем разработки по направлению перемещения вскрышных по-
род в отвалы. По этому признаку выделяются (рис. 3.20):
А.	Системы с поперечным перемещением породы в отвалы
без применения транспортных средств; эти системы разработки
могут быть названы также бестранспортными.
Б. Системы с продольным (фронтальным) перемещением
породы в отвалы с применением транспортных средств; эти си-
стемы могут быть названы также транспортными.
В.	Комбинированные системы с поперечным и продольным
перемещением породы в отвалы; эти системы разработки имеют
одновременно признаки бестранспортных и транспортных си-
стем.
Далее в основу разделения указанных групп (Л, Б, В) на
самостоятельные системы разработки положены способы произ-
водства и степень трудности выполнения транспортных и от-
вальных работ.
Группа А по способу производства транспортных и отваль-
ных работ разделена на системы Л-1, Л-2 и Л-3. Отдельно вы-
деляется система Л-0 при незначительном объеме вскрышных
работ. Группа Б по относительной сложности транспортирова-
ния пород разделена на системы Б-4, Б-5 и Z>-6.
К группе В относятся две системы разработки — по одной
из бестранспортной и транспортной групп. Эта группа разделя-
ется на системы В-7 и В-8 по признаку относительного преоб-
ладания бестранспортного или транспортного перемещения
вскрышных пород.
В 1952 г. акад. Н. В. Мельниковым была предложена клас-
сификация систем разработки по способу производства вскрыш-
ных работ. По этой классификации все системы разработки
разделены на пять групп.
При бестранспортной системе разработки перемещение по-
П4
В-7
Рис. 3.20. Системы открытой разработки месторождений (по Е. Е. Шешко)
роды из забоя во внутренний отвал производится вскрышными
экскаваторами (мехлопатами или драглайнами).
В группу транспортно-отвальных включены системы разра-
ботки, при которых вскрышные породы перемещаются на внут-
ренние отвалы посредством транспортно-отвальных мостов и
консольных отвалообразователей.
В группу специальных включены системы разработки, при
которых вскрышные породы удаляются башенными экскава-
торами, колесными скреперами, гидромехаиизированным спо-
собом или кабель-кранами. К ним можно отнести также разра-
ботку вскрышных пород бульдозерами, канатными скреперами
и другим специальным оборудованием.
К транспортным отнесены системы разработки, при которых
вскрышные породы перемещаются на отвалы средствами транс-
порта. Эти системы более сложны и менее экономичны по срав-
нению с бестранспортными, но они могут применяться при
любых условиях залегания месторождения и поэтому являются
наиболее распространенными.
115
Комбинированные системы могут применяться при разра-
ботке горизонтальных и пологих залежей с мощной толщей
покрывающих пород.
4.	ТЕОРИЯ КОМПЛЕКСНОЙ МЕХАНИЗАЦИИ
ОТКРЫТЫХ ГОРНЫХ РАБОТ
4.1.	Общие сведения
Технологическая сущность основных процессов заключается
в изменении агрегатного состава и пространственного положе-
ния породы. Порода вовлекается в отдельные процессы после-
довательно или практически одновременно. При выполнении
нескольких технологических процессов одним и тем же обору-
дованием элементарный объем породы (например, 1 м3) уча-
ствует в них последовательно (например, при разработке по-
роды скрепером) или одновременно, когда отдельные процессы
физически совмещаются, например погрузка, перемещение и
складирование породы вскрышным экскаватором в выработан-
ное пространство.
Процессы бурения, взрывания и выемки могут выполняться
со значительным опережением в пространстве и времени от-
носительно друг друга. Выемочно-погрузочные работы и транс-
портирование связаны между собой гораздо более жестко Вза-
имосвязь всех технологических процессов и степень зависимо-
сти их определяется общей целью — создать элементарные, ус-
тупные и карьерные грузопотоки определенной мощности.
Для бесперебойного элементарного грузопотока необходимо
иметь начальный и конечный склады этих грузов. Поэтому
в действительности понятие элементарного грузопотока шире,
чем ранее приведенное, и включает сам поток горной массы,
ее запасы, находящиеся в различной стадии вовлечения в тех-
нологические процессы, а также определенную вместимость от-
вала или другого разгрузочного пункта.
Грузопотоки создаются цепочкой взаимосвязанных машин и
механизмов, последовательно осуществляющих полный цикл ос-
новных (технологических) и вспомогательных процессов. Каж-
дая такая цепочка машин и механизмов является комплексом
горного и транспортного оборудования.
При комплексной механизации горных работ тяжелый руч-
ной труд вытеснен не только из основных, но и вспомогатель-
ных процессов.
Под комплектностью механизации понимается качествен-
ное (по видам и моделям) и количественное соответ-
ствие входящих в комплекс средств механизации по основным
и вспомогательным процессам. Комплектное построение меха-
низации характеризуется суммарной производительностью обо-
116
рудования по смежным технологическим процессам, соответст-
вующей требуемой мощности грузопотока.
Комплексная механизация и автоматизация основных и
вспомогательных процессов, освоение более совершенного и
производительного горного и транспортного оборудования со-
вместно с совершенствованием технологии и организации от-
крытых горных работ — основные факторы технического прог-
ресса горного производства.
4.2.	О разработке горных пород
Сущность технологических процессов горных работ состоит
в преодолении сопротивления пород отделению от массива, их
разрушении и перемещении.
Сопротивление пород для каждого последующего процесса
объясняется рядом факторов.
1.	При выполнении технологических процессов из первона-
чального естественного состояния (в массиве) порода перехо-
дит в искусственно измененное состояние: скальные и полу-
скальные породы при выемке переходят в группу разрушенных
пород, а плотные и мягкие породы — в разрыхленное состояние.
2.	Состояние уже искусственно измененной породы неоди-
наково после каждого технологического процесса. Например,
разные кусковатость и степень разрыхления разрушенной по-
роды, находящейся в развале и в отвальном бункере, обус-
ловливают разное сопротивление разработке и различную
техническую производительность однотипных экскаваторов
в карьерных и отвальных забоях. Разным числом свободных по-
верхностей и соответственно степенью дробления характеризу-
ется первичное и вторичное взрывание породы и т. д.
3.	Каждый процесс характеризуется приложением к породе
разнородных внешних усилий. Сопротивление породы одного
состава и физическое состояние не может быть одинаковым
в каждом процессе.
4.	Сопротивление породы при выполнении отдельных про-
цессов неодинаково. В разных объемах агрегатный состав по-
роды непостоянный.
5.	Сопротивление данной породы при выполнении одного и
того же процесса изменяется при использовании разнотипных
средств механизации и их разной мощности. Характеристики
разрабатываемых пород не должны рассматриваться изолиро-
ванно от средств механизации процессов. Например, неодина-
ковы показатели сопротивления породы шарошечному и пне-
вмоударному бурению, выемке мехлопатами и роторными экс-
каваторами и т. д.
Горно-технологическими характеристиками пород при вы-
полнении процессов можно управлять, выбрав определенным
образом средства механизации процессов и технологические
параметры рабочих мест (забоев, транспортных коммуникаций
117
Н т. д.). Важно не просто осуществить отделение от массива,
разрушение и перемещение горных пород, но и обеспечить вы-
сокую производительность средств механизации в каждом про-
цессе, их надежность в работе и долговечность эксплуатации.
Например, технически возможно осуществить перемещение
в вагонах очень крупных породных кусков, но это ненормально,
так как ведет к увеличению продолжительности погрузки ва-
гонов и их разгрузки, обусловливает быстрый их износ.
При всем разнообразии разрабатываемых горных пород, ус-
ловий их залегания и применяемой техники можно установить
ряд общих положений для приближенной относительной оценки
трудности разработки горных пород:
1.	Рациональная горная технология характеризуется как
минимальным числом технологических процессов, так и мини-
мальными общими затратами энергии и труда на их осущест-
вление. При этом должно быть обеспечено: воссоздание нор-
мальных условий для выполнения очередного цикла горных
работ, получение продукции требуемого качества, максимально
возможное сохранение окружающих природных условий.
2.	Затраты энергии и труда, отнесенные к 1 м3 горной
массы, зависят от: показателей трудности разрушения породы;
климатических, топографических и гидрогеологических условий
разработки; масштаба горных работ и размеров карьерного
поля; применяемых технических средств для выполнения техно-
логических процессов; требуемой крупности кусков отделяемой
и перемещаемой породы; организации производства отдельных
процессов и горных работ в целом.
3.	Состоянием и свойствами пород при выполнении отдель-
ных технологических процессов можно управлять путем под-
бора состава и технологии предшествующих процессов (напри-
мер, выбором крупности первичного разрушения в совокуп-
ности с выбором вида и параметров применяемых горных и
транспортных машин). Такой выбор обязателен, так как именно
в результате него достигаются минимальные общие затраты на
единицу продукции. Увеличение степени дробления и измель-
чения пород, достигнутое при выполнении предыдущих техно-
логических процессов, как правило, связано с уменьшением
затрат на выполнение последующих технологических процессов.
Вместе с тем управление свойствами пород при построении
рациональной технологии имеет технические, организационные
и экономические ограничения. Например, увеличение степени
дробления пород взрывом при росте расхода ВВ имеет пре-
делы, обусловленные параметрами развала, распределением
энергии ВВ на дробление и перемещение породы, размерами
зоны разлета породных кусков и т. д.
4.	Затраты на перемещение разрабатываемых горных пород
зависят в основном от параметров карьера и расположения
приемных и перегрузочных сооружений на поверхности и
в карьере. Так как затраты на транспортирование составляют
118
от 40 до 70 % общих затрат на разработку пород, все предше-
ствующие и последующие технологические процессы обычно
стремятся механизировать и выполнять так, чтобы создать наи-
более благоприятные условия для работы карьерного транс-
порта. Поэтому и достигнутые в результате выполнения про-
цессов, предшествующих перемещению, горно-технологические
характеристики горной породы должны обеспечить эффектив-
ную работу конкретного вида транспорта.
5.	Опыт работы показывает, что в зависимости от вида раз-
рабатываемой породы и требований, предъявляемых к транс-
порту, совокупные затраты энергии, труда и материалов
(в стоимостном выражении) на выполнение всех производст-
венных процессов, предшествующих перемещению (без учета
масштаба разработки), отнесенные к 1 м3 породы, изменяются
в диапазоне 1 : 25. Точность расчета экономических показателей
горной технологии обычно также не превышает 5 % •
С учетом приведенных положений в качестве физико-техни-
ческой и обобщенной технологической основы сопоставления
горных пород по сопротивлению выполнению процессов (пред-
шествующих перемещению) предлагается принимать относи-
тельный показатель трудности разра б отк и п о-
роды 77т. р. Показатель /7Т. р характеризует породу в естест-
венном состоянии (в массиве) и вместе с тем учитывает
последующие изменения горно-технологических характеристик
породы после выполнения процессов подготовки к выемке, вы-
емки и погрузки.
При указанных предпосылках /7Т. р приближенно может
быть определен из выражения
^.Р=4“(Яб+Яв+/7э)’	(41)
где 77е, Пв и Пэ — соответственно показатели трудности буре-
ния, взрывания и экскавации горной породы.
Численно показатели Па, П„ и Пэ характеризуются катего-
риями породы по буримости, взрываемости и экскавируемости.
По относительной трудности разработки горные породы в со-
ответствии с величиной Пт. р подразделяются на 5 классов и 25
категорий:
I класс — легкоразрабатываемые (77т. Р= 14-5); категории
трудности разработки 1, 2, 3, 4, 5;
II	класс — средней трудности разработки (77т. р = б4-10); ка-
тегории 6, 7, 8, 9, 10;
III	класс — трудноразрабатываемые (77т. р= 114-15); катего-
рии И, 12, 13, 14, 15;
IV	класс — весьма трудноразрабатываемые (77т. р= 164-20);
категории 16, 17, 18, 19, 20;
V	класс — исключительно трудноразрабатываемые (Пт. р=
= 214-25); категории 21, 22, 23, 24, 25.
Отличительные черты пород каждого класса;
ПЭ
I	класса — возможность их разработки без предварительной
подготовки к выемке;
II	класса — возможность разработки без производства
взрывных работ, но с обязательной предварительной подготов-
кой к выемке, например осушением, механическим рыхлением,
динамическим отколом от массива и т. п.;
III	класса — необходимость предварительного взрывания при
относительно небольшом расходе ВВ (породы I—II классов по
взрываемости);
IV	класса — необходимость взрывания при большом расходе
ВВ (III—IV классы пород по буримости и взрываемости);
V	класса — исключительная трудность бурения и взрывания
(породы V класса по буримости и взрываемости и внекатс-
горные).
Одна и та же порода при разных требованиях к подготовке
ее для перемещения может характеризоваться разными показа-
телями 77т. р. Показатель 77т. Р вводят для приближенной отно-
сительной оценки затрат на выполнение отдельных процессов
при укрупненных экономико-технологических расчетах и перво-
начального выбора комплексов оборудования.
4.3.	Принципы комплексной механизации
Комплекс основного горного и транспортного, вспомогатель-
ного и дробильно-сортировочного оборудования должен обеспе-
чить планомерную, в соответствии с мощностью грузопотока,
подготовку пород к выемке, их выемку и погрузку, перемеще-
ние, складирование и иногда первичную переработку в преде-
лах каждой технологической зоны карьера, в которой формиру-
ется грузопоток.
В технологии горных работ может отсутствовать необходи-
мость выполнения отдельных процессов (в основном подготовки
пород к выемке, транспортного перемещения), а в комплексе
оборудования — соответствующие специальные средства меха-
низации. При погрузке полезного ископаемого в вагоны МПС
могут, естественно, отсутствовать средства механизации склади-
рования. Во всех случаях комплекс оборудования включает ма-
шины и механизмы, обеспечивающие выемку и перемещение
горных пород.
Комплексная механизация горных работ на карьерах разви-
вается на основе освоения поточной технологии,
а также максимально возможного совмещения отдельных опе-
раций при выполнении основных процессов Поточная техноло-
гия достигается легче при использовании машин непрерывного
действия. Однако можно создать ритмичный поток и при экска-
ваторах цикличного действия, а также при железнодорожном
и автомобильном транспорте.
Следует помнить, что большинство производственных про-
цессов открытых горных работ, включая работу цепных и ро-
120
Торных экскаваторов, выполняется повторяющимися циклами
меньшей или большей длительности.
Принято считать, что технология с использованием цепных
и роторных экскаваторов и конвейеров является непрерывной
и ее называют поточной. Однако полный технологический цикл
открытых разработок всегда является циклично-поточным, по-
скольку в результате горных работ образуются грузопотоки.
Основные требования, предъявляемые к комплексам обору-
дования, заключаются в следующем:
1.	В комплекс оборудования должны входить только ма-
шины, паспортные характеристики которых соответствуют гор-
но-технологическим характеристикам пород при выполнении
каждого процесса (их буримости, взрываемости, экскавируемо-
сти, транспортируемости).
2.	Комплекс оборудования должен соответствовать климати-
ческим и горно-геологическим условиям разработки (залеганию,
структуре залежи, обводненности, топографическим условиям
и т. п.); горные и транспортные машины должны в одинаковой
степени обеспечивать техническую возможность выполнения
технологических процессов при изменении горно-геологических
условий работ, трудности разработки пород и качества полез-
ного ископаемого.
3.	Комплекс оборудования должен соответствовать приня-
тым системам разработки и вскрытия, размерам и форме карь-
ера, его мощности, сроку строительства и эксплуатации, орга-
низационным условиям ведения горных работ, а также сред-
ствам механизации, устанавливаемым у потребителей сырья —
на дробильной и обогатительной фабрике, ТЭЦ, складе и т. п.
4.	Чем меньшее число действующих машин и механизмов
входит в комплекс, тем надежнее, производительнее и экономич-
нее его работа.
5.	Отдельные машины и механизмы комплекса по своим па-
раметрам должны соответствовать друг другу (высота погрузки
и разгрузки, отношение геометрических емкостей, динамические
нагрузки и т. д.), как правило, быть типовыми и серийными,
чтобы была возможна замена. Оборудование, изготовляемое по
специальным заявкам, следует применять лишь в особых слу-
чаях -— при уникальных масштабах горных работ или специфи-
ческих условиях залегания месторождения, когда применение
стандартного оборудования не обеспечивает достижения долж-
ного эффекта.
6.	Коэффициент резерва мощности и технической производи-
тельности отдельных машин по сравнению со среднечасовыми
показателями их работы в соответствии с характером горного
производства должен быть не менее 1,2—1,3 (при разработке
мягких пород) и не более 1,5—1,7 (при разработке скальных и
разнородных пород).
7.	Комплексы по возможности следует обеспечивать маши-
нами и механизмами непрерывного действия.
121
8.	Следует по возможности отдавать предпочтение одной
мощной машине взамен нескольких машин мепыпей мощности.
Однако применение высокопроизводительной мощной машины
с большой энерго- и металлоемкостью при недостаточной ее го-
довой загрузке ухудшает экономические показатели работы по
сравнению с показателями работы двух машин, меньших по
массе и мощности, но способных выполнить необходимый объем
работ. Наилучший экономический эффект достигается всегда
при условии полного использования мощности и производитель-
ности машин и механизмов, входящих в комплекс, в первую оче-
редь ведущих машин комплекса оборудования.
9.	Ведущими машинами, которым подчинены другие эле-
менты комплекса, являются, как правило, выемочно-погрузоч-
ные машины и средства транспорта; при исключительно трудно-
разрабатываемых породах ограничивать производительную ра-
боту всего комплекса могут буровые станки; в большинстве
случаев производительность ограничивается возможностями
карьерного транспорта.
10.	Следует отдавать предпочтение комплексам оборудова-
ния, при использовании которых минимально число трудоемких
и слабомеханизированных вспомогательных процессов и опера-
ций. Комплектация средств механизации вспомогательных ра-
бот и процессов должна обеспечить минимальное время их вы-
полнения. Следует ориентироваться на использование мощных
средств вспомогательной техники для обслуживания нескольких
комплексов оборудования при четком планировании и управле-
нии их работой.
11.	Любые комплексы оборудования должны полностью
удовлетворять требованиям безопасности горных работ, обеспе-
чивать полноту извлечения запасов полезного ископаемого из
недр, требуемое качество продукции и возможность комплекс-
ного использования всех видов и сортов полезных иско-
паемых.
На вскрышных и добычных работах в большинстве случаев
целесообразно применять различные комплексы оборудования.
В тех случаях, когда выделить самостоятельные уступы или
блоки в пределах залежи полезного ископаемого не представ-
ляется возможным, может применяться и единый комплекс обо-
рудования, имеющий лишь различные средства механизации
складирования пород и полезного ископаемого.
Таким образом, основными принципами, на которых базиру-
ется формирование комплексов оборудования, являются: поточ-
ное производство, возможное совмещение процессов, кратчай-
шее расстояние перемещения горной массы, сокращение числа и
объемов вспомогательных работ. В конкретных комплексах эти
принципы определенным образом реализуются для получения
наилучших технико-экономических показателей разработки,
прежде всего по труду.
122
4.4.	Технологическая классификация комплексов оборудования
Комплексы оборудования, применяемые и внедряемые на
карьерах, можно подразделить на шесть технологических клас-
сов (табл. 4.1).
При наличии выемочно-погрузочного оборудования непре-
рывного действия комплексы оборудования называются вые-
мочными, а при выемочно-погрузочном оборудовании цик-
личного действия — экскаваторными.
Комплексы оборудования для вскрышных работ обязательно
включают средства механизации отвальных работ, а комплексы
оборудования для добычных работ — средства механизации раз-
грузочных работ.
Выемочно-отвальные комплексы оборудо-
вания (ВО) включают роторные и цепные экскаваторы, кон-
сольные отвалообразователи или транспортно-отвальные мосты
(рис. 4.1, а).
Основными машинами экскаваторно-отвальных
комплексов оборудования (ЭО) являются мощные
вскрышные мехлопаты или драглайны, используемые для пере-
валки вскрышных пород в выработанное пространство (рис. 4.1,
б, I, 2). К этому же классу относятся комплексы скре-
перного оборудования (СО) (рис. 4.1, б, 3).
Характерной особенностью в ыемочно-транспортно-
отвальных комплексов оборудования (ВТО) яв-
ляется непрерывность выемки мягких или мелковзорванных
скальных пород и транспортирования вскрышных пород
(рис. 4.1, в).
Для экскаваторно-транспортно-отвальных
комплексов оборудования (ЭТО) характерно исполь-
зование при выемке и погрузке экскаваторов цикличного дей-
ствия, а для перемещения — практически всех известных видов
транспорта (рис. 4.1, г).
В ыемочно (экскаваторн о) - транспортно-раз-
грузочные комплексы оборудования (ВТР и ЭТР)
отличаются наличием разгрузочных устройств на поверхности
или у потребителей (рис. 4.1, д, е).
Дальнейшая дифференциация комплексов оборудования про-
изводится в тесной связи с технологией горных работ по видам
оборудования ведущего процесса (выемочно-погрузочные ра-
боты, перемещение грузов и отвалообразование). При этом оп-
ределяющая роль, как правило, принадлежит применяемому
виду транспорта, название которого входит в наименование
комплексов (ВКО, ЭЖО, ЭАР и т. д.).
Так как наиболее дорогостоящим и трудоемким процессом
при открытой разработке является перемещение горных пород,
минимальные затраты средств достигаются либо при перемеще-
нии пород в конечное положение по кратчайшему расстоянию,
либо при использовании дешевых видов транспорта.
123
Рис. 4.1. Схемы комплексов оборудования, применяемые при открытой
разработке:
а — выемочно-отвальные; б — экскаваторно-отвальные (1 и 2 — с простой и кратной
перевалкой; 3 — скреперные); в — выемочно-транспортно-отвальные (/, 2 и 3— с же-
лезнодорожным транспортом; 4 и 5 — с конвейерным транспортом; 6 — с гидротранс-
портом); г — экскава торно-транспортно-отвальные (1 и 2— с железнодорожным транс-
портом; 3 н 4 —с автомобильным транспортом; 5 — с конвейерным транспортом; 6 —
с гидротранспортом); д — выемочно-транспортно-разгрузочные (1 — с железнодорожным
транспортом; 2 н 3 ~~ с конвейерным транспортом); е — экскаваторно-транспортно-раз-
грузочные (1 — с железнодорожным транспортом; 2 — с автомобильным транспортом;
3 — с автомобильно-конвейерным транспортом); Д — цепной экскаватор; ЭР— ротор-
ный экскаватор; ЭШ — драглайн; ЭВГ и ЭКГ — соответственно вскрышная н карьер-
ная мехлопаты; О — консольный отвалообразователь; /1s — абзетцер; КПЗ, КЛП, КЛН,
КЛМ и КЛО — ленточные конвейеры соответственно забойиый, передаточный, наклон-
ный (подъемный), магистральный, отвальный; ГМ— гидромонитор: ЗГМ—землесос;
П — пульповод; БС — буровой станок; А — автотранспорт; 17Д и ПСД — соответственно
передвижная и полусгационарная дробилки; ОФ — обогатительная фабрика
При разработке горизонтальных и пологих залежей часто
все или часть вскрышных пород перемещают в выработанное
пространство по кратчайшему расстоянию — поперек фронта
работ уступа, совмещая при этом все или часть технологиче-
ских процессов. При плотных и мягких вскрышных породах со-
вмещение технологических процессов достигается при исполь-
зовании:
124
ВТР	е	этр
выемочных машин с необходимыми размерами рабочего обо-
рудования, когда комплекс включает только один вид основного
оборудования — обычно одноковшовые экскаваторы;
выемочных машин и транспортно-отвальных агрегатов, когда
комплексы оборудования включают роторные экскаваторы и
консольные отвалообразователи или цепные многоковшовые
экскаваторы и транспортно-отвальные мосты.
Помимо частичного совмещения процессов, использование
выемочно-отвальных комплексов оборудования обеспечивает и
непрерывность выполнения всех процессов.
При перемещении мягких вскрышных пород вдоль фронта
работ уступов во внутренние или внешние отвалы типичными
комплексами оборудования являются:
125
прн мягких породах,
при скальных породах.
I I
e c
SU
126
роторные экскаваторы — конвейерный транспорт—консоль-
ные отвалообразователн;
цепные многоковшовые экскаваторы — железнодорожный
транспорт —- абзетцеры;
одноковшовые экскаваторы — конвейерный транспорт с бун-
керами-питателями— консольные отвалообразователн;
скреперы или бульдозеры.
Комплексы оборудования, применяемые при разработке и
продольном перемещении скальных и полускальных пород,
весьма разнообразны, как разнообразны типы и свойства корен-
ных пород и условия их залегания. Обычно комплексы вклю-
чают в качестве основного оборудования буровые станки раз-
личных типов (при подготовке полускальных пород—иногда
механические рыхлители), одноковшовые экскаваторы типа мех-
лопаты (иногда при выемке мелковзорванных пород — одноков-
шовые погрузчики), различные транспортные средства, отвало-
образователи, выбор которых зависит в первую очередь от вида
применяемого транспорта.
Наиболее распространены (до '/2 объемов горных работ)
комплексы с железнодорожным транспортом и одноковшовыми
экскаваторами на отвалах. Широко применяются также ком-
плексы с автомобильным транспортом и бульдозерами на от-
валах.
В глубоких карьерах широко используются комплексы с ав-
томобильно-железнодорожным транспортом. Перспективны ком-
плексы с автомобильно-конвейерным и автомобильно-скиповым
транспортом, а также (при допустимой крупности взорванных
пород или дополнительном механическом дроблении их в местах
погрузки на рабочих уступах) комплексы с использованием
только конвейерного транспорта, а в качестве выемочно-погру-
зочных машин — соответственно оборудования непрерывного
действия и одноковшовых экскаваторов.
При разработке месторождений нагорного типа, помимо пе-
речисленных, применяют комплексы с комбинированным тран-
спортом, включающим в различном сочетании автомобильный
транспорт, рудоспуски, канатно-подвесные дороги, железнодо-
рожный транспорт.
При разработке скальных и полускальных пород комплексы
оборудования с транспортными средствами механизации харак-
теризуются относительной независимостью выполнения процес-
сов. Степень независимости различна для разных процессов и
определяется в первую очередь технической возможностью и
экономической целесообразностью создания запасов (резерва)
горной массы, необходимых для бесперебойного выполнения
следующего процесса. Например, бурение и взрывание могут
быть в значительной степени независимыми друг от друга и от
выемочно-погрузочных работ при создании достаточных запасов
подготовленной к разработке и готовой к выемке породы; авто-
мобильный и железнодорожный транспорт (в их комбинации) —
127
если перегрузочный пункт является складом. Гораздо меньшей
степенью независимости характеризуется работа отвальных экс-
каваторов и железнодорожного транспорта, обеспечиваемая за
счет относительно небольшого объема породы, остающегося
в приемном бункере после разгрузки поезда. Минимальной не-
зависимостью характеризуются комплексы с одноковшовыми
экскаваторами и конвейерным транспортом, связь между кото-
рыми осуществляется через бункера-питатели (вследствие их
малой вместимости).
Помимо запасов горной массы, независимость процессов
обеспечивается технической возможностью их выполнения при
выходе из строя некоторых основных средств механизации, на-
пример одного-двух железнодорожных составов, нескольких ав-
томобилей, отвального экскаватора. В этом случае в процессе
работы возможно перераспределение технических средств, ко-
торое, естественно, ведет к уменьшению производительности или
простоям оборудования, но не к прекращению работы.
4.5.	Структурная классификация звеньев механизации
Комплексы оборудования в общем случае разделяются на
следующие звенья соответственно процессам, выполняемым
горными и транспортными машинами: звено подготовки пород
к выемке (ЗПВ); звено выемки и погрузки (ЗВП); звено транс-
порта (ЗТ) —непрерывного (ЗНТ), цикличного (ЗЦТ); звено
отвалообразования и складирования (ЗОС); звено промежуточ-
ного складирования и перегрузки (ЗПС); звено первичной пе-
реработки (ЗПП).
Звено подготовки пород к выемке (ЗПВ) может включать:
механические рыхлители; бульдозеры; буровые станки удар-
ного, вращательного, ударно-вращательного и термического дей-
ствия; электросверла и буровые молотки (ручные, колонковые,
на треногах и тележках); многошпиндельные буровые агрегаты;
камнерезные машины; машины для заряжания и забойки сква-
жин (шнековые, пневматические и др.); установки для разру-
шения негабаритных кусков (бутобои, электроконтактные уста-
новки и др.); средства механизации осушения горных пород —
станки для бурения дренажных скважин, стационарные и пере-
движные насосные установки, траншейные экскаваторы, драг-
лайны и другое оборудование.
Звено выемки и погрузки пород (ЗВП) может включать:
экскаваторы — мехлопаты, драглайны, роторные, цепные, колес-
ные и канатные скреперы; бульдозеры, одноковшовые погруз-
чики; башенные экскаваторы; грейферы; шнековые буровые ма-
шины; породопогрузочные машины непрерывного действия
различных конструкций; средства гидромеханизации — гидромо-
ниторы, плавучие землесосные снаряды, драги и т. д.
Звено непрерывного транспорта (ЗНТ) может включать:
конвейеры — ленточные, канатно-ленточные, ленточно-цепные,
128
ленточно-колесные, пластинчатые; конвейерные перегружатели;
консольные отвалообразователи; транспортно-отвальные мосты;
средства гравитационного транспорта; средства гидротранс-
порта — землесосы, гидроэлеваторы, трубопроводы, сгустители
и др.
Звено цикличного транспорта (ЗЦТ) может включать: под-
вижной состав железнодорожного транспорта — электровозы,
тяговые агрегаты, тепловозы, думпкары, гондолы, платформы;
подвижной состав автотракторного транспорта — автосамо-
свалы, автопоезда с прицепами и полуприцепами, дизель-трол-
лейвозы и троллейвозы, думпторы, тракторные тягачи и поезда;
конвейерные поезда; канатные подвесные дороги; подъемные
устройства — подъемные машины, скипы, клети, платформы, ка-
бельные краны; вспомогательное оборудование — различные
краны, путепередвигателн, шпалоподбивочные машины и ряд
универсальных машин для ремонта железнодорожных путей, ре-
монтные поезда и передвижные мастерские, грейдеры, кювето-
копатели, катки, профилактические пункты обработки кузовов,
поливочные, снегоуборочные и многие другие машины и меха-
низмы.
Звено отвалообразования и складирования (ЗОС) может
включать: одноковшовые экскаваторы (мехлопаты и драг-
лайны); многоковшовые отвальные экскаваторы (абзетцеры);
самоходные и прицепные отвальные плуги; бульдозеры; кон-
сольные отвалообразователи; одноковшовые погрузчики; боль-
шегрузные скреперы; метательные установки различных типов;
гидроотвальпые установки.
Звено промежуточного складирования и перегрузки (ЗПС)
может включать: серийно изготовляемые экскаваторы, одноков-
шовые погрузчики и перегружатели; бульдозеры; бункерные и
дозирующие устройства; краны; транспортные и разгрузочные
машины и механизмы различных специализированных конструк-
ций; оборудование стационарных и полустационарных перегру-
зочных пунктов при комбинированном автомобильно-железнодо-
рожном, автомобильно-конвейерном и автомобильно-скиповом
транспорте; передвижные загрузочные устройства при погрузке
породы одноковшовыми экскаваторами на конвейер и т. д.
Звено первичной переработки и обогащения полезных иско-
паемых (ЗПП) может включать: дробилки различных типов —
конусные, щековые, роторные, зубчатые с питателями и прием-
ными устройствами; грохоты различных типов; скрубберы, гра-
виемойки; пескомойки, классификаторы и другое оборудование.
Наряду с основными машинами и механизмами для обеспе-
чения их бесперебойной и ритмичной работы на карьерах име-
ется разнообразное вспомогательное оборудование для подго-
товки и рекультивации поверхности, строительства и содержа-
ния железных и автомобильных дорог и конвейерных линий, для
складских работ, водоотлива, энергообеспечения всех машин и
механизмов, опробования полезных ископаемых, а также разно-
5 Заказ № 624	1 29
Таблица 4.2
□=□ Конвейер
Буровой станок
Драглайн
Мехлопата
Отвало-
образователь
Локомотиво-
состав
Автосамосвал
Бульдозер
Г идромонитор
Землесос и
пульповод
образные технические средства управления (телефон, радио-
связь, СЦБ, телевидение, звуковая и световая сигнализация) и
другие технические средства, обеспечивающие нормальное
функционирование сложного горного производства.
Структура (строение) звена механизации зависит от числа
и способа взаимодействия составляющих звено машин
(табл. 4.2).
130
Звено механизации может включать одну или несколько
единиц оборудования (машин, установок, агрегатов), напри-
мер, один экскаватор, конвейер, буровой станок или несколько
экскаваторов, конвейеров, поездов, автосамосвалов и т. д.
Структурная линия — это цепочка последо-
вательно соединенных машин (установок) од-
ного звена механизации. При остановке любой ма-
шины (установки), входящей в линию звена, останавливается
вся линия.
Однолинейную (последовательную) струк-
туру имеет звено, состоящее из одной структурной линии,
включающей одну или несколько единиц оборудования.
При наличии нескольких структурных линий в звене они
могут не соединяться между собой, т. е. быть параллельными,
или соединяться, т. е. быть параллельно-последовательными.
Параллельная структура типична для звеньев,
включающих несколько буровых станков, экскаваторов, скрепе-
ров, автосамосвалов, локомотивосоставов, когда каждая еди-
ница оборудования является отдельной структурной линией и
остановка ее в общем случае не влечет за собой остановку ли-
ний (см. табл. 4.2), а только уменьшает производительность
звена.
Пар аллельно-последовательная (развет-
вленная) структура звена характерна при объедине-
нии и разделении грузопотоков с применением средств конвей-
ерного транспорта (см. табл. 4.2). В этом случае остановка од-
ной из параллельно соединенных линий ведет к уменьшению
производительности звена. Степень воздействия остановки од-
ной из последовательно соединенных линий зависит от их числа
и местоположения в звене.
4.6.	Структурная классификация комплексов оборудования
Структура комплекса оборудования определяется числом
входящих в него звеньев механизации, типом сочетаний струк-
тур отдельных звеньев и способом взаимодействия между
звеньями (табл. 4.3).
Отдельные звенья комплекса всегда соединяются последова-
тельно в соответствии с технологией горных работ, т. е. ком-
плекс обслуживает одну технологическую линию (гру-
зопоток) .
1.	Число звеньев механизации в комплексах может отли-
чаться или быть равным числу технологических процессов, что
зависит от трудности разработки горных пород, типа разраба-
тываемого месторождения, вида горных работ и других фак-
торов.
Выполнение всех технологических процессов одним звеном
механизации (однозвеньевым комплексом) характерно при вы-
емке мягких пород и простой перевалке их в выработанное
5*	131
Структурная классификация комплексов оборудования
Структурные признаки			Характерные примеры					Структура комплекса оборудования
Вид потока горной массы	Структура звеньев комплекса	Способ взаимодействия звеньев комплекса						
		Нет						
								ЕЕ га I
			г>-~|	I74'*'!-					
’1	Последовательная	Непосредственный						следователь
			>—n— г-ГП					
			'	i——| L.	1					
		Через склад			— —			
Однолинеи								о с:
		Через склад и непосредственный					—Н[51-°=о?оЬ»	
	Последовательная и параллельная	Непосредственный	M			1Ч231<^^0^>^^-ЧЗ====0===ОЧ2>=а		
		Через склад	|	15г*			—i—L }—i Laz*		
								Разветвленная
		Через склад и непосредственн ый						
>s I т О) с	Последовательная	Непосредственный	W tzsa			C>4 г—П—-Q-—-Q-			
								
я		Через склад				। P' )		
Разве	и параллельная		-					
								
Разветвленный										Разветвленная
		Через склад и непосредственный							чз=о-{о|=	
	Последовательная, параллельная и разветбленная	Непосредственный								
								=^0=4^0-=—Q—|Орш		
		Через склад и непосредственный	и И 0 Т] \п	^-о==эд-1о1=д			D=tH2f== П—ISH8H 1—?о)-р=д о=о-{оя“а			
Многолинейный	Параллельная	Непосредственный				и				Скрещивающаяся
										
										
		Через склад	А	А W			п о чу ’П1 и			
		Через склад и непосредственный								
										
										
		Нет	гп—□		о-си 0-0		ш □П			
		1								
Структурная классификация комплексов оборудования	Окончание табл. 4.3
иинеaotfAd090 еэхэиинох edAixAdig		ыЕнчив1шев1ви			
	примеры			ф;	
	Характерные 		шш	к ч_	и ХЕ	
1	Структурные признаки	1	Способ взаимодействия звеньев комплекса	Непосредственный	Через склад и НРПОСПР лгтррннк1М		
	Структура звеньев комплекса	Параллельная			
	1ЧЭ0ЕИ Mondoj exoiou tf ид				
134
пространство вскрышными экскаваторами, а также при разра-
ботке таких вскрышных пород скреперами, бульдозерами и од-
ноковшовыми погрузчиками, используемыми в качестве выемоч-
но-транспортно-отвальных машин. Указанное оборудование вы-
полняет роль агрегатов.
Выполнение отдельных технологических процессов специали-
зированными звеньями механизации характерно для комплек-
сов с одним видом транспорта (обычно автомобильный или же-
лезнодорожный) при разработке скальных и полускальных
пород.
Выполнение одного и того же технологического процесса
разными звеньями механизации типично для комплексов с ком-
бинированным транспортом.
Возможно также применение комплексов, включающих как
агрегаты, так и специализированные машины для выполнения
одного и того же технологического процесса. Это характерно:
при комбинации колесного и конвейерного транспорта, когда пе-
регрузочный пункт оборудуется дробильным агрегатом; при вы-
емке, перемещении и складировании бульдозером горной массы
в штабель с последующей погрузкой ее экскаватором в сред-
ства транспорта и т. д.
2.	Принципиально возможны сочетания всех типов структур
отдельных звеньев: последовательной структуры одного звена —
с последовательной, параллельной или разветвленной структу-
рой другого звена; параллельной и разветвленной — с этими же
и остальными типами структур звеньев. Если комплекс вклю-
чает более двух звеньев, его структура зависит не только от
числа звеньев с той или иной структурой, но и от того, где
именно расположены эти звенья в общей цепи комплекса. По-
этому возможное число отличающихся друг от друга структур
комплексов весьма велико.
Выделяются последовательная, разветвленная, скрещиваю-
щаяся и параллельная структуры комплексов оборудования
(см. табл. 4.3).
3.	Способ взаимодействия двух последовательных звеньев
механизации определяется наличием или отсутствием между
ними промежуточного склада (запасов, резерва) горной массы,
которая находится в состоянии готовности для выполнения сле-
дующего технологического процесса. При разработке скальных
пород в состоянии готовности для процесса выемочно-погрузоч-
ных работ находится взорванная порода на уступе, для транс-
портирования — порода в транспортном бункере, для отвалооб-
разования — порода, разгруженная в отвальный бункер и т. д.
Непосредственный способ взаимодействия
(при отсутствии склада) характеризует жесткую взаимосвязь
работы оборудования смежных звеньев и характерен для ком-
плексов оборудования непрерывного действия, звеньев механи-
зации выемочно-погрузочных работ и транспортирования в ком-
плексах цикличного действия и т. д. (см. табл 4.3).
135
Способ взаимодействия через промежуточ-
ный склад обусловливает гибкую связь и относительно не-
зависимую работу отдельных звеньев. Такое взаимодействие ти-
пично при разработке скальных пород для звеньев подготовки
к выемке и выемочно-погрузочных работ, для звеньев пере-
грузки и транспортирования при комбинации автомобильного
и железнодорожного транспорта и т. д. (см. табл. 4.3).
Именно большие объемы складов позволяют рассматривать
как независимую структуру ряда предыдущих (до склада) зве-
ньев механизации. Так, например, в настоящее время большие
объемы массовых взрывов на мощных карьерах позволяют соз-
дать запас взорванной породы у каждого экскаватора не менее
его месячной производительности.
Буровые станки во многих случаях не закрепляются за от-
дельными комплексами погрузочного и транспортного оборудо-
вания. При этом структура бурового оборудования как звена
механизации и независимой части комплекса является парал-
лельной (см. пп. 4.7 и 4.8).
Структура комплекса оборудования и отдельных звеньев
влияет на готовность его к работе, производительность, возмож-
ность резервирования отдельных частей комплекса и требуемые
для этого ресурсы, на текущее и оперативное планирование и
управление и т. д.
4.7.	Взаимосвязь выемочно-погрузочного
и транспортного оборудования
После выбора типа основного выемочно-погрузочного обору-
дования должны быть установлены типы и число основных и
вспомогательных машин и механизмов всех остальных звеньев
комплекса оборудования.
В комплексах оборудования непрерывного действия последо-
вательной структуры взаимосвязь между производительностями
основной машины (роторного экскаватора) и конвейерных уста-
новок (конвейера, консольного отвалообразователя, перегружа-
теля и т. д.) можно выразить уравнением
Qn = КпР (0,9В—0,05)2<	(4.2)
где Qn — паспортная производительность экскаватора, м3/ч;
/Спр — коэффициент, определяемый конструктивными парамет-
рами конвейера; В — ширина ленты, м; v — скорость движения
конвейерной ленты, м/с; f — коэффициент резерва (для горизон-
тальных конвейеров	а для наклонных конвейеров / =
— frfu, величина f„ определяется углом наклона конвейера).
Из уравнения (4.2) определяются взаимосвязанные ширина
и скорость движения ленты. Паспортная производительность
каждой последующей конвейерной установки комплексов ВКО
или ВКР должна быть не менее предыдущей. Помимо этого вза-
136
имосвязаны линейные параметры экскаваторов, перегружателей
и консольных отвалообразователеп, что учитывается как при
расчетах технологического комплекса горных работ, так и в ти-
паже оборудования.
В комплексах оборудования цикличного действия развет-
вленной структуры (с одной выемочно-погрузочной машиной)
часовую эксплуатационную производительность экскаватора,
а следовательно, и производительность всего комплекса обору-
дования (т/ч) можно выразить в виде
Qk. Ч -
60Кс
+ to
60KcE
+10
(4.3)

QbKq,
где <7т — грузоподъемность локомотивосостава или автосамо-
свала, т; — коэффициент использования грузоподъемности;
tn и to — расчетное время соответственно погрузки и обмена ло-
комотивосостава (автосамосвала), мин; Кс—коэффициент сни-
жения производительности из-за неравномерности погрузочно-
транспортных операций (Дс<1,0); qt — масса породы в ковше
экскаватора, т; Т1{ — расчетная (средняя) продолжительность
цикла экскавации породы в конкретных условиях, мин; g=
= ?т/?Е.
„ ___ р Кн. К
= В -X-----У,
Ар. к
(4.4)
где Е — емкость ковша экскаватора, м3; Кн. к и КР. к — соответ-
ственно коэффициенты наполнения ковша и разрыхления по-
роды в ковше; у — плотность экскавируемой породы в массиве,
т/м3.
Уравнение (4.3) характеризует взаимосвязь производитель-
ности комплекса оборудования цикличного действия с качест-
венным соотношением погрузочных и транспортных машин. Как
показывает анализ зависимости QK. ч=/(£) (рис. 4.2), с увели-
чением g темп роста производительности комплекса оборудова-
ния постепенно уменьшается.
Рис. 4.2. Зависимости производи-
тельности QK. ч экскаваторного
комплекса (/), производительно-
сти QT. ч транспортной единицы
(2); числа NT транспортных еди-
ниц (3) и производительности тру-
да Q' рабочих (4), обслуживаю-
щих комплекс, от отношения по-
лезной массы транспортной еди-
ницы дт к массе породы в ковше
экскаватора дв
137
Эксплуатационная производительность (т/ч) транспортной
единицы (локомотивосостава, автосамосвала) может быть вы-
ражена через вышеприведенные показатели в виде
__ 60Кс „
Ут. Ч -	, 7тАс»
7цв + *о + Л>
(4-5)
где Т'р — расчетное время рейса состава (автосамосвала) за
исключением продолжительности погрузочно-обменных опера-
ций, мин.
Как видно из уравнения (4.5), с увеличением g практически
равномерно возрастает QT. ч (см. рис. 4.2). Одновременно умень-
шается число единиц подвижного состава Nt, необходимых для
обеспечения определенной производительности комплекса QK.4,
так как А^т=0к.ч/0т. ч.
При дальнейшем увеличении QK.4 и снижении NT возрастает
производительность труда Q' рабочих, обслуживающих ком-
плекс оборудования (см. рис. 4.2).
При известных значениях qE, qT, t„, to и Kq эксплуатацион-
ная часовая производительность комплекса оборудования цик-
личного действия, определенная по формуле (4.3) при 7<с=1,0,
является максимально возможной QK. чшах и выражается на гра-
фике QK. 4~<p(NT) прямой, параллельной оси абсцисс (рис. 4.3).
Величина QK.ЧПах равна эффективной производительности экс-
каватора Q3. Эф. Теоретически такая производительность дости-
гается при расчетном числе транспортных средств в комплексе
NT=NT.P, когда функция QK. чтах пересекается с функцией про-
изводительности транспортного звена QT. 3=q>(NT) (точка е на
рис. 4.3). Величина NT,p=Tp/(t„+to), где Тр— расчетное время
рейса (полное) состава (автосамосвала).
Функция Qt. 3=q>(NT) в общем случае выражается в виде
QT. s =----к
T^ + to + Tp
Рис. 4.3. Зависимости производитель-
ности оборудования от числа транс-
портных средств N? в комплексе
разветвленной структуры:
/ — часовая производительность комп-
лекса QK ч (фактическая производитель-
ность транспортного звена 3); 2 — эф-
фективная производительность экскава-
тора; 3 — суммарная эффективная произ-
водительность транспортных средств (ло-
маная Oel—QK. ч -<p(/VT) при
138
Наклонная прямая 3 на рис. 4.3 характеризует функцию
Qt.3 = <pOVt) при /(с=1,0. При ЭТОМ фт.з = <2т.эфМг, Где QT. зф —
эффективная производительность транспортной единицы, т/ч.
При NT<Nt. р всегда производительность комплекса обору-
дования QK. 4<Qk.чтах, хотя бы потому, что к технологически
необходимому времени обмена транспортных средств to добав-
ляется время их ожидания /Ож [см. формулу (4.3).] В этом слу-
чае часовая производительность комплекса всегда определяется
производительностью его транспортного звена.
Если число транспортных средств в комплексе NT значи-
тельно меньше величины NT. р, отклонения А времени погрузки
и времени рейса от их расчетных значений даже в значитель-
ном диапазоне [например, А= (0,5-г- 1,5)£п] существенно не вли-
яют на производительность комплекса (рис. 4.4, а), так как прак-
тически безразлично, в какой именно интервал времени будет
осуществлено обслуживание (погрузка) транспортной единицы.
При NT=NT.P расчетная производительность комплекса (точка
е на рис. 4.3) может быть достигнута только при исключительно
равномерном выполнении всех технологических операций и про-
цессов и четком их управлении, исключающими какие-либо от-
клонения от расчетных значений времени всех операций
(рис. 4.4,6). В действительности из-за воздействия многочис-
ленных факторов неизбежны отклонения времени выполнения
погрузочных и транспортных операций от расчетных значений
и организационные простои оборудования вследствие неравно-
мерности его работы (рис. 4.4, в).
С учетом этих положений лишь при небольшом числе NT
функция Qt.3=<p(Wt) является прямой и производительность
комплекса определяется по формуле (4.6) при коэффициенте
снижения производительности транспортных средств 7(с= 1,0.
С увеличением NT вследствие влияния организационных про-
стоев Ас< 1 и функция QT. з=ф(А^т) не является прямолинейной
(см. рис. 4.3).
Разница между действительно возможной эксплуатационной
производительностью комплекса и производительностью его,
Рис. 4.4. Графики, характеризующие состояние экскаватора Э и транспорт-
ных средств Т] и Тг от времени их работы t:
П — погрузка; Д — движение; Пп и 77 о — соответственно плановые и организационные
простои
139
определенной без учета неравномерности работы оборудования,
характеризуется на рис. 4.3 ординатами Ьс при	р и Ь'с'
при	р. Коэффициенты снижения производительности
комплекса Лс из-за неравномерности работы оборудования оп-
ределяются отношениями ординат abjac и a'b'la'c'.
Аналогично определяются и коэффициенты использования
эффективной производительности экскаватора и транспортных
средств Ли. э' и Ли./. При Nr<NT. РЛИ. s'=ablad и Ли./ = аЬ/ас;
при Ат>Лт.рЛи.э/=а/й7й;/с/ и Ли. т'=а'Ь'/а'(1'. Эти коэффици-
енты характеризуют степень снижения производительности
комплекса как из-за неравномерности работы, так и из-за
неудовлетворительной комплектации оборудования и органи-
зации его работы (недостаточное число транспортных средств,
небольшая и чрезмерная мощность экскаватора, неправильные
схемы путевого развития на уступе или подачи автомашин под
погрузку и т. д.), если это не обусловлено более существен-
ными требованиями (например, условиями межзабойного ус-
реднения полезного ископаемого и др.).
При комплексах оборудования цикличного действия парал-
лельной и скрещивающейся структуры методический подход
к установлению качественной и количественной взаимосвязи
между выемочно-погрузочными и транспортными машинами
является таким же, что и для комплекса разветвленной струк-
туры. При этом производительность комплекса является сум-
марной производительностью входящих в него экскаваторов
(аналогично и транспортных средств), а степень неравномер-
ности погрузочно-транспортного процесса уменьшается, осо-
бенно при открытом цикле движения транспортных средств
(скрещивающаяся структура комплекса).
При работе роторных или цепных экскаваторов в комплексе
с железнодорожным транспортом трансформация непрерывного
потока горной массы в цикличный осуществляется в резуль-
тате увеличения числа забойных путей до двух-трех. Наоборот,
при использовании экскаваторов цикличного действия в комп-
лексе с транспортом непрерывного действия (конвейерным,
гидравлическим и др.) трансформация прерывного потока гор-
ной массы в непрерывный осуществляется с применением акку-
мулирующих бункеров, вместимость которых Пб^ (1,5-?-2)£
(Ё — емкость ковша экскаватора). При использовании комби-
нации автомобильного и конвейерного транспорта обычно
комплекс имеет сложноразветвленную структуру, а преобразо-
вание нескольких цикличных потоков горной массы в один не-
прерывный поток производится с применением стационарных
или полустационарных дробильных или грохотильных агре-
гатов с аккумулирующими бункерами вместимостью Пб=(1~5-
—4) Па (Па — вместимость кузова автосамосвала).
Машины и механизмы, обслуживающие ведущее погрузоч-
ное и транспортное оборудование комплекса, взаимодействуют
с ним, как правило, через промежуточный склад. Поэтому для
140
комплектации этого оборудования (бурового, отвального, вспо-
могательного) целесообразно выделение определенных техноло-
гических циклов работы любых выемочно-погрузочных и транс-
портных машин. Технологические циклы объединяют погрузоч-
ное, транспортное и другие виды оборудования по объемам
работ и срокам их выполнения. Объемы работ технологических
циклов в этих случаях характеризуют вместимость промежуточ-
ных складов.
4.8.	Основы комплектации оборудования для подготовки
пород к выемке
Предварительное механическое рыхление горных пород на-
весными рыхлителями (табл. 4.4) эффективно при разработке
угля, особенно с многочисленными прослойками, фосфоритовых
п апатитовых руд, сланцев, песчаников, известняков и других
трещиноватых полускальных руд и пород, а также при гидрав-
лической разработке тяжелых глинистых пород.
Комплектование бурового оборудования основывается на
технологической и организационной увязке процессов бурения
и взрывания с выемочно-погрузочными работами при достиже-
нии требуемого качества дробления горных пород с минималь-
ными затратами.
Выбор вида бурения и модели бурового
Таблица 4.4. Навесные тракторные рыхлители и область их применения
Мощность базового тягача, кВт	Породы, подлеж ащие рыхлению	Показа- тель труд- ности раз- рушения пород, ПР	Возможные типы выемочных и погрузочных машин
75—90	Плотные породы, каменный уголь, сцементированная ще- бенистая масса, разрушенные сланцы	До 2	Бульдозеры, скреперы
130—150	Те же породы, а также мяг- кий известняк, мергель, гипс, сланцы, мерзлые глины	До 3,5	Бульдозеры, скреперы, одноковшовые погруз- чики
160—185	Те же породы, а также силь- нотрещиноватые известняки, песчаники, сланцы	До 4,5	То же
220—260	Те же породы, а также сред- нетрещиповатые известняки, доломиты, песчаники, мрамор, прослойки скальных пород мощностью до 0,3 м	До 7	Бульдозеры, скреперы, одноковшовые погруз- чики, одноковшовые эк- скаваторы с ковшом емкостью до 3 м3
440—520	Те же породы, а также мало- трещиноватые прочные извест- няки, песчаники и более прочные породы	До 9	То же
141
Таблица 4. 5. Буровые станки и область их использования
ND
Буровые станки	Модель станка	Диаметр скважин, мм	Породы, подлежащие обуриванию	Показатель буримости пород, пб	Возможные типы погрузочных машин
Шарошеч- ные	СБШ-160	160	Аргиллиты плотные, прочные угли, песча- ники с глинистым цементом и аркозовые, доломиты плотные и другие полускальные и скальные породы II класса по буримости	5—10	Мехлопаты с ковшами ем- костью 2—5 м3; одноковшо- вые погрузчики с ковшами емкостью 4—6 м3
	СБШ-200	190, 243	Андезиты выветрелые, апатитонефелиновая руда, амфиболиты среднезернистые, суль- фидные свинцово-цинковые и медно-никеле- вые руды, габбро измененные, скарны вы- ветрелые и другие породы II—III классов по буримости	7—12	Мехлопаты с ковшами ем- костью 3—5 м3; одноковшо- вые погрузчики с ковшами емкостью 4—8 м3
	СБШ-250МН	243, 269	Выветрелые габбро, скарны, андезиты, крупно- и среднезернистые граниты, грано- диориты и гиейсы, песчаники мелкозерни- стые кремнистые и с известковым цементом, габбро-амфиболиты, кварциты мелкозер- нистые и др.	8—14	Мехлопаты с ковшами емкостью 5—12 м3
	СБШ-320	290, 320	1 Граниты, гранодиориты, базальты, средне- зернистые, мелкозернистые габбро, кремни- стые песчаники и известняки, джеспилиты плотные, кварциты, гнейсы, альбитофиры кварцевые и др.	13—17	Мехлопаты с ковшами емкостью 12—20 м3
					
					
Шнековые	СБР-125	125	Мерзлые, песок, супесь, суглинки и глины, алевролиты и аргиллиты слабо сцементи- рованные, слаицы, марганцевые окисиые руды, мергель, угли	1-3	Мехлопаты с ковшами ем- костью до 5 м3; одноковшо- вые погрузчики с ковшами емкостью до 5 м3; бульдо- зеры, иногда скреперы
	СБР-160	160	Алевролиты плотные, аргиллиты средней плотности, известняки мягкие, глины от- вердевшие, совершенно выветрелые каоли- низированные скальные породы, крепкие угли	1—6	Мехлопаты с ковшами ем- костью 3—6 м3; погрузчики с ковшами емкостью 4—8 м3
Пневмо - ударные	СБУ-125	105—125	Известняки, песчаники, доломиты, плотные граниты, базальты, габбро, гнейсы, грано- диориты и др.	6—15	Экскаваторы строительного и карьерного типов с ков- шами емкостью 2—3 м3, по- грузчики с ковшами ем- костью до 4 м3
	СБУ-160	155	Плотные и неизмененные базальты, мелко- зернистые габбро, граниты, гранодиориты, альбитофиры, диориты, диабазы, скарны окремненные и др.	10-25	Мехлопаты с ковшами ем- костью 2—5 м3; погрузчики с ковшами емкостью 4—8 м3
	СБУ-200	200	То же	10—25	Мехлопаты с ковшами ем- костью 4—6 м3
Термиче- ские и тер- мошарошеч- ные	СБО-2, СБО-5, СБШ-250К	180—400	Кварциты, альбитофиры кварцевые, микро- кварциты, роговики железистые, гнейсы окварцованные и другие содержащие кварц породы IV и V классов по буримости	12—25	Мехлопаты с ковшами ем- костью 4—12 м3
станка определяется в первую очередь горно-технологиче-
скими характеристиками пород (буримостью, взрываемостью,
трудностью разрушения и в целом разработки пород), масшта-
бом горных работ и организацией буровых работ. Примерные
условия использования буровой техники на мощных карьерах
и рекомендуемые сочетания емкости ковша экскаватора и диа-
метра скважин при закреплении буровых станков за экскава-
торными блоками приведены в табл. 4.5 и 4.6. При этом при-
нят трехсменный режим работы экскаваторов и двухсменный —
буровых станков.
Количественная комплектация парка буро-
вых станков в общем случае осуществляется на основе
выделения технологических циклов отработки взрываемых бло-
ков. За время, не превышающее период отработки взрываемого
блока объемом К. б (м3), должен быть обурен блок такого же
объема. Время отработки взрываемого блока (сут)
^.6 = VB.6/(n3Q9.c),	'	(4.7)
где Qn. с — среднесменная производительность экскаватора, м3;
пэ — число рабочих смен в сутки погрузочпо-транспортного обо-
рудования.
Условие своевременного выполнения буровых работ в тече-
ние технологического цикла выражается уравнением
с^о. б ~ б. cQc. cHfj (to. б ^пер).	(^-8)
где Уб. с — число буровых станков, задалжпваемых для обури-
вания блока; Qg. с— среднесмеппая производительность буро-
вого станка, м3 (Qe. c=Qg. eg, здесь Qc.c—линейная сменная
производительность станка, м; g —-выход взорванной породы
Таблица 4.6. Рациональные сочетания моделей мехлопат и буровых станков
(серийно выпускаемых и намеченных к выпуску)
Буримость и взрываемость пород	Модель мехлопаты	Модель бурового станка	Диаметр скважин, мм
I класс по буримости, I—II классы	ЭКГ-3,2	СВР-160	160
по взрываемости	ЭКГ-4,6 (5)	СБР-160	160
	ЭКГ-8И	СБР-200	200
	ЭКГ-12,5	СБР-250	250
II класс по буримости, I—III клас-	ЭКГ-3,2	СБ Ш-160	160
сы по взрываемости	ЭКГ-4,6 (5	СБШ-200	243
	ЭКГ-8И	СБШ-250МН	269
	ЭКГ-12,5	СБ Ш-400	400
III класс по буримости, II—III	ЭКГ-3,2	СБШ-200	190
классы по взрываемости	ЭКГ-4,6 (5)	СБШ-250МН	243
	ЭКГ-8И	СБШ-400	290
	ЭКГ-12,5	СБШ-320	320
Примечание. Рациональные сочетания моделей экскаваторов и буровых стан,
ков при разработке пород JV—V классов по взрываемости определяются индивиду аль
но для конкретных условий.
144
с 1 м скважины, м3/м); пс> — число рабочих смен станка
в сутки); /„ер — время перегона станков, сут.
Из уравнения (4.8) определяется требуемое число буровых
станков ^б. с- При открытом цикле работы буровых станков
Л/б. с в общем случае не является целым числом не только для
одного, но и для нескольких экскаваторов, составляющих комп-
лекс скрещивающейся или параллельной структуры. В этом
случае из уравнения (4.8) можно определить число машиносмен
буровых станков Ne. с«с, требуемых для выполнения заданного
объема бурения. При этом /пер>0. В целом /пер тем больше, чем
выше концентрация буровых работ, но при этом уменьшается
общее время обуривания блока.
При закреплении буровых станков за экскаваторами /Пер=0
и из уравнений (4.7) и (4.8) могут быть определены как число
буровых станков, так и требуемый для этого объем взрывае-
мого блока.
4.9.	Основы комплектации выемочного и транспортного
оборудования
Разнообразие карьерных экскаваторов позволяет подобрать
их модели, соответствующие природным условиям и грузопо-
токам карьера. Для одного и того же грузооборота (для опре-
деленной производственной мощности карьера) потребное чи-
сло экскаваторов данной мощности может быть разным. Оно
зависит главным образом от условий транспортного обслужи-
вания забоев; показателем этого для каждой группы уступов,
обслуживаемых отдельной трассой, служит коэффициент обес-
печения забоев порожняком цо.
Увеличение ц0 до оптимальной величины является большим
резервом повышения производительности оборудования и до-
стигается при приближении обменных пунктов к забоям и раз-
грузочным участкам.
Основной характеристикой режима перевозок является воз-
можный интервал времени /„ между проходом груженых поез-
дов, отнесенный к одному пути капитальной траншеи. Этот ин-
тервал зависит от грузопотока по трассе и массы поезда.
На крупных карьерах расчетная пропускная способность
трасс капитальных траншей используется почти полностью,
в связи с чем интервал между поступлением поездов достигает
минимально возможной по техническим условиям величины
/и min. Этот интервал лимитирует число экскаваторов, обслужи-
ваемых данным транспортным выходом из карьера,
Nэ max ///и min»	(4.9)
где I — интервал между выходом с уступа груженых поездов, ч.
При работе одного экскаватора на уступе /=/п + /0, где
tn и to — соответственно время погрузки и обмена поездов, ч.
145
При работе нескольких экскаваторов I определяется по графи-
кам движения поездов.
На небольших карьерах (два-три уступа с одним экскава-
тором на каждом) пропускная способность траншейных трасс
часто недоиспользуется. Фактический средний интервал движе-
ния (ч) в этом случае превышает минимально возможный и за-
висит от общего числа локомотивосоставов в работе /Ул. с и
длительности рейса Тр (ч):
4 = Тр/^с.	(4.10)
С таким же интервалом на данную однопутную трассу по-
ступают и порожние поезда. К каждому экскаватору при их
числе поезда поступают через время tHN3 (ч). За этот период
должны быть завершены погрузка и обмен поездов у экскава-
тора, т. е.
tKNs=tn+to^=nq/Q3r+to	(4.11)
или
TPN9/N„_ с = ng/Q9, т to,	(4.12)
где Qg. т — техническая производительность экскаватора, т/ч.
Соблюдение равенства (4.11) путем установления рацио-
нальных значений t0 и правильного размещения обменных пунк-
тов обеспечивает требуемую четкость технологического про-
цесса. На основе выражения (4.12) необходимо увязывать (для
наиболее полного использования горного и транспортного обо-
рудования) работу наличного парка локомотивосоставов и эк-
скаваторов с продолжительностью рейса поезда, его полезной
массой и коэффициентом обеспечения забоев порожняком, что
должно производиться периодически для каждого этапа горных
работ, характеризуемого своим грузооборотом.
В целом регулирование технологического режима достига-
ется прежде всего правильной компоновкой грузопотоков с ус-
тупов (их соединением или перегруппировкой), а также измене-
нием схем путевого развития и места расположения обменных
пунктов, подбором сочетаний погрузочного и транспортного обо-
рудования, соответствующих новым условиям и объемам работ.
При этом полезную массу поезда (число вагонов в поезде)' для
всех грузопотоков необходимо сохранять одинаковой для откры-
того (незакрепленного) движения поездов к любому забойному
или отвальному экскаватору.
Увеличение грузооборота и глубины карьера по мере раз-
вития горных работ связано с удлинением рейса из-за увеличе-
ния расстояния транспортирования и усложнением формы
трассы (табл. 4.7), что ухудшает показатели использования под-
вижного состава. Потребность в подвижном составе с увеличе-
нием глубины и грузооборота карьера можно удовлетворить
двумя путями:
увеличением числа рабочих локомотивосоставов без изме-
нения полезной массы поезда и мощности локомотива; это до-
146
Таблица 4.7. Коэффициент удлинения времени рейса локомотивосостава
в зависимости от формы трассы (по П. И. Томакову)
Форма трассы	Коэффициент увеличения продолжительности рейса при расстоянии транспортирования, км				
	4	6	8	10	12
Простая	1	1	1	1	1
Тупиковая (одни поворот)	1,08	1,07	1,06	1,05	1,04
Тупиковая (два поворота)	1,17	1,15	1,13	1,12	1,1
Тупиковая (три поворота)	—	1,21	1,18	1,16	1,13
пустимо, если имеется резерв пропускной способности сети
карьерных путей или техническая возможность ее увеличения;
повышением полезной массы поезда и использованием более
мощных локомотивов без существенного увеличения числа ло-
комотивосоставов; пропускная способность трасс не лимитирует
это мероприятие, но при его осуществлении необходимо удлине-
ние парков путей станций, постов и разъездов в связи с увели-
чением длины поездов.
Первый путь целесообразен при относительно небольших из-
менениях глубины и грузооборота (до 10—15%), а второй эф-
фективен при существенных изменениях этих показателей.
4.10.	Комплектация отвального и вспомогательного
оборудования
Степень жесткости технологической связи оборудования при
взаимодействии его через промежуточный склад зависит от
структуры комплекса и вместимости склада. Максимальная
жесткость связи характерна для простого комплекса цикличного
действия с одной головной (забойной) и одной отвальной ма-
шиной при небольшой вместимости склада между звеньями
транспорта и отвалообразования. Вместимость отвального бун-
кера невелика. Поэтому качественная и количественная взаимо-
связь между звеньями транспорта и отвалообразования харак-
теризуется технологическими циклами использования отваль-
ного тупика локомотивосоставами. Для обеспечения макси-
мально возможной среднечасовой производительности транс-
портного звена (и всего комплекса оборудования) должно вы-
держиваться соотношение
nqNn. с < nq < К9у,	(4.13)
1 р	*О. Т	Ц. о
где nq — полезная масса поезда, т; Мл. с— число локомотивосо-
ставов в комплексе; Тр — продолжительность рейса поезда, мин;
to. т — время занятия поездом отвального тупика, мин; Ео —
147
емкость ковша отвального экскаватора, м3; -у—-плотность пород,
т/м3; ЛЛ — коэффициент экскавации; Тц. о— продолжительность
цикла отвального экскаватора, мин.
Для комплексов скрещивающейся или параллельной струк-
туры соотношение, аналогичное (4.13), должно быть и для
суммы отвальных тупиков и экскаваторов; то же относится и
к экскаваторно-автомобильно-отвальному комплексу при раз-
грузке и складировании пород на одном отвальном участке.
При плужном отвалообразовании и разделении участков раз-
грузки и отвалообразованпя, а также при автотранспорте про-
должительность технологического цикла отвалообразования оп-
ределяется вместимостью отдельных участков и производитель-
ностью транспортного звена комплекса.
Следующий по продолжительности технологический цикл ра-
бот, связанных с отвалообразованием,— отсыпка отвальной за-
ходки. Этот цикл, в зависимости от структуры комплекса,
жестко или гибко связан с циклом отработки экскаваторной за-
ходки.
Основными начальными технологическими циклами горных
работ в карьере для комплекса оборудования являются от-
работки взрываемого блока и заходки или панели продолжи-
тельностью соответственно 7Д б (мес) и Дцп) (сут). При этом:
Ув. б = 4>. б + (Ass + Атод) К сов =  -Ь (Ass + Аюд) Ксов! (4.14)
^э¥э. с
Тз (П) = А,, з + Al. Лов =	+ А1. Лов.	(4-15)
W9. М
где tB3 — время подготовки и проведения взрыва, сут; /под—
общее время подготовки забоя к работе, сут; to. э — время отра-
ботки заходки, мес; ta. к — время переноса транспортных комму-
никаций, мес; ]/3 — объем заходки (панели) м3; Q3.м — средне-
месячная производительность экскаватора, м3; Ксов — коэффи-
циент совмещения основных и вспомогательных работ.
Число зарядных машин определяется принятой организацией
работ по заряжанию скважин одновременно взрываемых бло-
ков
/Vs. м = 0,0012	б9п/(<2з. м4ар),	(4.16)
где 2 VB. б — объем одновременно взрываемых блоков (объем
массового взрыва), м3;	— проектный удельный расход ВВ,
кг/м3; /зар — общее время на заряжение скважин, предусмот-
ренное организацией работ, смен; Q3. м — производительность
зарядной машины, т/смену.
Производительность и число машин и механизмов для вы-
полнения других вспомогательных операций зарядно-взрывного
комплекса (приготовление, погрузка и доставка ВВ к месту
взрывания, забойка скважин инертным материалом и др.) вы-
бираются в соответствии с производительностью ведущей ма-
шины— зарядной машины или агрегата.
148
Для перемещения транспортных, энергетических и других
коммуникаций, их монтажа и демонтажа применяются разнооб-
разные машины и механизмы. Необходимое число различных
средств механизации вспомогательных работ составляет
Wc.M = VB.pWn.P),	(4.17)
где ]/в. р — объем рассматриваемой вспомогательной работы, не-
обходимой для выполнения определенного технологического
цикла основных (погрузочно-транспортных) работ, м3; Qc —
сменная производительность применяемого вспомогательного
оборудования, м3; tn. Р—плановая продолжительность вспомо-
гательной работы, смен.
Вспомогательные работы по заряжанию скважин, перемеще-
нию транспортных коммуникаций и ряд других полностью или
частично совмещаются с основной работой, что учитывается при
планировании продолжительности технологических циклов ко-
эффициентом совмещения процессов КСОв [см. формулы (4.14),
(4.15)]. Целесообразно также совмещение планово-предупреди-
тельных ремонтов и перегонов основного оборудования со вспо-
могательными процессами и работами. Эти положения необхо-
димо учитывать при определении производительности комплек-
сов оборудования, планировании горных работ и комплектации
оборудования.
4.11.	Готовность к работе машин и комплекса оборудования
Ежедневные и периодические ремонтные осмотры, а также
плановые текущие, средние, годовые и капитальные ремонты,
образующие в целом систему планово-предупредительных ре-
монтов (ППР), проводятся таким образом, чтобы обеспечить
безотказную, производительную и безопасную работу горного
и транспортного оборудования в каждый межремонтный период.
Однако широкая изменчивость условий эксплуатации карьер-
ного оборудования, несоответствие фактических и нормативных
сроков службы отдельных деталей, узлов и агрегатов, не
всегда высокое качество планово-предупредительных ремонтов
обусловливают аварийный выход машин из строя.
Количественным показателем, учитывающим безотказность
и ремонтопригодность машины, является коэффициент го-
товности (коэффициент безаварийной работы)
Кг- Он определяется отношением суммарного времени безотказ-
ной работы машины Тр к сумме Тр и общего времени восстанов-
ления Тъ, взятых за один и тот же календарный период вре-
мени Тк:
Кг = Тр/(7р + ^в).	(4-18)
Коэффициент готовности Кг характеризует надежность каж-
дой машины и степень приспособленности ее к безотказной
149
работе в конкретных условиях эксплуатации. Величина Кг опре-
деляется на основе статистического анализа работы оборудова-
ния на каждом предприятии. Для проектных и плановых расче-
тов Кг может приниматься по опыту работы однотипных машин
в примерно аналогичных условиях. В среднем его величина
равна: для мехлопат — 0,9—0,94; драглайнов — 0,83—0,88; скре-
перов, бульдозеров и погрузчиков — 0,85—0,9; роторных экска-
ваторов— 0,9—0,95; конвейеров (один став) забойных и от-
вальных— 0,93—0,96; передаточных и магистральных — 0,97—
0,98; автоса мосв алов — 0,85—0,91; локомотивосоставов — 0,88—
0,94.
Коэффициент готовности существенно отличается от коэф-
фициента использования машины во времени Кв, так как пос-
ледний учитывает еще плановые и эксплуатационные простои
оборудования:
Кв = Тр/(ТР + Тв + Тгг. п+Тв. п) = Тр/Тк,	(4.19)
где 7’п. п — суммарное время простоев машины за рассматривае-
мый календарный период времени 7К; Тэ. п — суммарное время
эксплуатационных простоев за период Тк.
К плановым относятся все простои, связанные с принятым
режимом работы оборудования: время планово-предупредитель-
ных ремонтов, приема и сдачи смены, межсменные и обеденные
перерывы, выходные дни и другие регламентируемые организа-
ционные перерывы, предусмотренные в соответствии с кален-
дарной организацией работ на карьере.
К эксплуатационным простоям относятся все перерывы, свя-
занные с принятой технологией работы оборудования: время об-
мена транспортных средств в забоях (для экскаваторов) и по-
грузочно-разгрузочных операций (для транспортных средств);
время на перегоны машин, переукладку пути, удлинение кон-
тактной сети, врезку экскаваторов в новую заходку и т. д.
Время эксплуатационных простоев отдельных машин и комп-
лекса оборудования в целом определяется для конкретного
технологического комплекса.
Коэффициент готовности комплекса оборудования зависит
от его структуры, числа звеньев и машин в них, коэффициентов
готовности отдельных машин, а также способа взаимодействия
между звеньями.
При взаимодействии звеньев через склад (бункер, перегру-
зочный пункт, запасы взорванной породы и т. д.) уменьшается
или полностью исключается влияние аварийных простоев
звеньев, находящихся до склада. Повышение коэффициента го-
товности комплекса оборудования в этом случае по сравнению
с непосредственным взаимодействием звеньев может быть уч-
тено коэффициентом увеличения производительности Ку. Для
определения Ку пользуются методом статистического моделиро-
вания процесса взаимодействия оборудования на ЭВМ.
При непосредственном взаимодействии звеньев коэффи-
150
циент готовности комплекса Кг. к определяется по известным
аналитическим выражениям.
Требуемая вместимость (м3) промежуточного склада
	Q' =
Vc > Qn. Л. пIn , л-\----,	(4.20)
<?л. з ~ <?Л. 3
где ta. п — средняя продолжительность аварийных простоев обо-
рудования комплекса после склада, смен; Q'n.B и ф"л.з— про-
изводительность лимитирующего звена комплекса до и после
склада (требуемая производительность комплекса), м3/смену.
Величина ta.п=(1—Кг.к)Т, где Т — расчетный период ра-
боты (неделя, месяц). При большой вместимости склада
<2л./'~фл.з'- при Ус>(1,3-И,5)С>'л.з#а.п можно полагать не-
зависимой работу частей комплекса оборудования до и после
склада.
4.12.	Показатели производительности комплекса оборудования
Различают паспортную, техническую и эффективную произ-
водительность горных и транспортных машин и эксплуатацион-
ную производительность отдельных машин и комплекса обору-
дования.
Эффективная производительность машины Qa$ является рас-
четной часовой производительностью машины в конкретных гор-
но-технических условиях. Она учитывает фактическую продол-
жительность основных и вспомогательных операций, потери
породы, возможный удельный вес времени основной (производи-
тельной) работы и является основой для определения эксплуа-
тационной производительности оборудования. Величина Qa$ ха-
рактеризует максимально возможную эксплуатационную часо-
вую производительность машины.
Эксплуатационная производительность представляет собой
объем работы, которую реально может выполнить комплекс
оборудования в целом и машина данной модели за единицу
времени. Она рассчитывается с учетом необходимых затрат
времени на технические, технологические и организационные
работы и перерывы.
В зависимости от длительности рассматриваемого периода
различают э ксп л у а т а ц и о н н у ю часовую и средне-
часовую, эксплуатационную сменную и сред-
несменную, месячную и годовую производи-
тельность.
Эксплуатационная часовая производитель-
ность рассчитывается за час рабочего времени использова-
ния машины или комплекса оборудования на основной работе.
Она необходима для комплектации оборудования и оператив-
ного управления работой комплекса. Среднечасов, ая
производительность, определенная за больший период
работы (обычно смену), используется для сменного и суточ-
ного планирования.
151
Эксплуатационная сменная и среднесмен-
ная производительность используется при текущем
планировании работы горных и транспортных машин и ком-
плексов оборудования. Показатели месячной и годо-
вой производительности используются для определе-
ния потребности предприятия в оборудовании при проектиро-
вании и перспективном планировании, а также при годовом,
квартальном и месячном планировании горных работ.
В общем виде эксплуатационная производительность (м3/ч)
отдельных машин обычно определяется по выражению
Qb — QtTkKb,	(4-21)
где QT — техническая (часовая) производительность машины
при непрерывной ее работе, м3/ч; Тк — рассматриваемый для
определения производительности календарный период вре-
мени; Кв— коэффициент использования машины во времени.
Коэффициент Кв определяется технологией, уровнем орга-
низации и надежности работы машины и комплекса горного и
транспортного оборудования в целом.
При проектных расчетах и перспективном планировании Кв
принимается на основе обобщения передовых опытных данных.
Например, коэффициент использования одноковшовых экска-
ваторов— мехлопат в течение года принимается равным: при
погрузке горной массы в железнодорожный транспорт — 0,55—
0,7; в автомобильный транспорт — 0,6—0,7 и на конвейеры и
при перевалке породы в отвал — 0,7—0,9.
Однако фактическая производительность горных и тран-
спортных машин часто не соответствует таким расчетным по-
казателям. Причиной этого являются несоответствие качест-
венной и количественной комплектации оборудования расчет-
ным условиям и многие случайные нарушения процесса
экскавации, вызываемые как объективными причинами (кли-
матические условия, неравномерность работы, поломки обору-
дования, непредвиденное ухудшение геологических условий), так
и субъективными обстоятельствами (недостатки в организации
производства, низкий уровень производственной дисциплины и
т. д.). Поэтому на практике фактическая (или дейст-
вительная) производительность обычно на 10—
20 % (иногда на 40 %) ниже, чем расчетная годовая произво-
дительность машин. Действительная производительность оп-
ределяется по данным производственого учета и после соответ-
ствующего анализа служит основанием для внесения корректи-
вов в расчетные плановые показатели.
Одна из причин расхождения расчетных и фактических по-
казателей заключается в том, что производительность отдель-
ных машин не может быть независимой от производительности
других машин и комплекса в целом. Именно в эту производи-
тельность включаются пределы производительности отдельно
взятой машины независимо от ее индивидуальных качеств и
152
возможностей. Вследствие этого методологически правильным
является начальный расчет производительности комплекса обо-
рудования, на основе которой уже определяется эксплуатаци-
онная производительность входящих в него отдельных машин.
Производительность комплексов и отдельных горных и тран-
спортных машин зависит от многих факторов, из которых
можно выделить следующие обособленные группы.
Природные факторы. Производительность оборудования оп-
ределяется прежде всего физико-техническими характеристи-
ками разрабатываемых горных пород. Эти характеристики
могут быть сведены к ряду относительных горно-технологиче-
ских показателей трудности разработки породы, ее разрушения,
бурения, взрывания, экскавации и транспортирования. Каждой
группе и классу категорий горных пород соответствуют свои,
наиболее подходящие для этих пород виды горных и транспорт-
ных машин, что накладывает существенные ограничения на воз-
можности комплектации оборудования комплексов. Горно-тех-
нологические показатели пород также учитывают при расчете
производительности горного и транспортного оборудования.
Физико-технические характеристики разрабатываемых пород
влияют прежде всего на скорости выполнения отдельных опе-
раций и технологических процессов в целом, а также опреде-
ляют динамические нагрузки на детали и узлы оборудования и
скорость их износа. Неоднородность структуры породного мас-
сива также увеличивает динамические нагрузки, продолжитель-
ность вспомогательных операций и неравномерность их выпол-
нения.
Большое значение имеют температурный режим и другие
климатические факторы, особенно в зимнее время. При низкой
температуре увеличивается сопротивление горных пород вы-
емке, а обводненных пород (особенно глинистых) — транспор-
тированию. Ухудшаются свойства многих материалов, приме-
няемых для изготовления горных машин. Частота аварийных
простоев экскаватора резко возрастает (в 2—4 раза), что свя-
зано в основном со значительным снижением вязкости металла,
загустением смазки в подшипниках, а также с повышением
динамических нагрузок на рабочие органы из-за промерзания
массива и смерзания разрыхленных и взорванных пород. Ту-
маны, ветры, осадки способствуют ухудшению условий работы
горного и, особенно, транспортного оборудования.
В целом ухудшение природных условий обусловливает не
только снижение технической и эффективной производительно-
сти отдельных машин и механизмов, но и увеличение нерав-
номерности выполнения операций и технологических процессов,
и в результате этого дополнительно уменьшается производи-
тельность комплекса. С увеличением трудности разработки гор-
ных пород при прочих равных условиях (мощность грузопо-
тока, дальность транспортирования и т. д.) увеличивается тре-
буемое число машин и механизмов, что ведет к росту капи-
153
тальных и эксплуатационных затрат, а также усложняет орга-
низацию горных работ.
Конструктивно-производственная надежность горных машин
и механизмов. Недостаточная надежность горных машин и ме-
ханизмов, характеризуемая вероятностью пребывания в работо-
способном состоянии, является одной из основных причин не-
полного и недостаточно эффективного использования производ-
ственной мощности парка горных и транспортных машин на
карьерах. Например, до 20 % календарного времени составляют
так называемые неплановые (аварийные) простои экскавато-
ров, вызванные необходимостью устранения тех или иных отка-
зов (неисправностей, поломок и др.), т. е. связанные с тем,
что оборудование находится в неработоспособном состоянии.
Частота и продолжительность неплановых простоев зависят от
безотказности и ремонтопригодности машины.
Под безотказностью машины понимается ее свойство
сохранять работоспособность в течение установленного времени
при определенных режимах и условиях эксплуатации, т. е. при
определенных календарном режиме работы оборудования, пе-
риодичности различных видов ремонта, диапазоне горно-техно-
логических характеристик разрабатываемых пород, климатиче-
ских условиях и т. д. Она характеризует частоту неплановых
простоев машин по причине их неработоспособного состояния.
Под ремонтопригодностью машины понимается ее
приспособленность к восстановлению утраченной работоспособ-
ности. Одной из главных характеристик ремонтопригодности
машины является ее ремонтная технологичность, позволяющая
в случае отказа восстанавливнать машину с минимальными за-
тратами времени. В основном она характеризует продолжитель-
ность неплановых простоев машин по причине их неработоспо-
собного состояния.
Надежность обусловливается безотказностью и ремонто-
пригодностью машины и является одним из главных показате-
лей ее качества, эксплуатационных достоинств. Степень влияния
конструктивно-производственной надежности машин на произ-
водительность комплекса оборудования зависит от его струк-
туры и уровня резервирования отдельных звеньев механизации.
Технологические факторы. На производительность горного
и транспортного оборудования существенно влияют параметры
системы разработки (высота уступа, ширина заходки, ширина
рабочей площадки, длина фронта работ, размеры рабочей зоны
в целом и др.), транспортная схема карьера и путевое (дорож-
ное) развитие отдельных рабочих уступов, форма трассы, ук-
лоны и дальность транспортирования и др. Изменение техноло-
гических параметров связано с изменением соотношения вре-
мени основной (производительной) работы и времени вспомо-
гательных работ и технологических перерывов. Так, уменьше-
ние высоты уступа приводит к более частым передвижкам буро-
вого и выемочно-погрузочного оборудования, уменьшение ши-
154
рины рабочей площадки — к излишним маневрам при подаче
автосамосвала под погрузку, а изменение схемы путевого разви-
тия обусловливает увеличение или сокращение времени обмена
поездов в забое, увеличение уклона трассы ведет к уменьшению
полезной массы поезда и времени погрузки его и т. д. Важным
фактором является обеспечение комплектности горных и тран-
спортных машин.
К организационным факторам относятся годовой и суточный
режим работы оборудования, сроки проведения профилактиче-
ских осмотров и ремонтов, квалификация обслуживающего пер-
сонала, организация ремонтных и вспомогательных служб и ос-
нащенность их необходимыми материалами, механизмами и
инструментами, планирование отдельных процессов и горных
работ в целом, оперативное управление и контроль.
Нарушения правил технической эксплуатации (несвоевре-
менность смазки, крепления, мелкого ремонта) ведут к увеличе-
нию частоты аварийных простоев оборудования и длительности
аварийных ремонтов. Улучшение организации процесса техни-
ческого обслуживания является действенным средством повы-
шения производительности горных и транспортных машин и ме-
ханизмов, так как обеспечивает уменьшение числа отказов и
времени ремонта в случае их возникновения.
Для высокопроизводительного использования мощного гор-
ного и транспортного оборудования на современных карьерах
необходим высокий уровень управления машинами и комплек-
сами оборудования, достигаемый путем повышения квалифика-
ции трудящихся, развития социалистического соревнования,
внедрения автоматизированных систем управления производ-
ственным процессом.
4.13.	Определение эксплуатационной
производительности комплекса
Часовая производительность (м3/ч) комплекса оборудования
любого типа и структуры в общем виде
Qq. к = Сэф. лКс,	(4.22)
где фЭф. л — эффективная производительность лимитирующего
звена механизации комплекса, м3/ч (т/ч); 1\с— коэффициент,
учитывающий снижение производительности при взаимодей-
ствии оборудования смежных процессов (неравномерность ра-
боты, число транспортных средств и т. д.).
В комплексах оборудования ВО, ЭО, ВТО последователь-
ной структуры лимитирующим звеном, как правило, явля-
ются выемочно-погрузочные или выемочно-транспортирующие
машины.
В комплексах ЭТО, ЭТР лимитирующим в большинстве слу-
чаев является транспортное звено.
155
Максимальная часовая производительность комплекса лю-
бого типа и структуры практически всегда меньше суммарной
эффективной производительности его головных машин.
Сменная производительность комплекса оборудования, м3/г
Q.C. к = Qv. к (Тс — Тр. п) Кг. кАкл,	(4.23)
где Тс — продолжительность смены, ч; Тр. п— общее время рег-
ламентированных перерывов в течение смены, ч; Кг. к—коэф-
фициент готовности комплекса оборудования; Ккл — коэффици-
ент, учитывающий снижение сменной производительности в зим-
ние месяцы.
Регламентированные перерывы включают подготовительно-
заключительные операции, время на отдых и личные надобно-
сти, время выполнения вспомогательных операций (устройства
трассы, разборка забоя, зачистка призабойного пространства и
т. д.). Время отдельных операций и величина Тр. п в целом при-
нимаются в соответствии с действующими нормами выработки *.
Величина Ккл также принимается по нормам выработки или
определяется на основе обработки практических данных для
конкретных видов оборудования и районов.
Месячная и годовая производительность комплекса обору-
дования, м3(т)
QM(r)K = Qc. А.Ло.щ	(4.24)
где Кс. п — коэффициент, учитывающий снижение производи-
тельности комплекса при врезке головных машин в новые за-
ходки, отработке торцовых участков фронта, проведении тран-
шей и работе в других стесненных условиях; No. р-—расчетное
число смен использования комплекса оборудования на основной
работе за календарный период,
No. р = Пс (Тк — Тп. в—Ткл Уп. р — Упер— Уп. к Увз Уп. п)>
(4-25)
пс — число рабочих смен в течение суток; Тк — продолжитель-
ность рассматриваемого календарного периода, сут; ТП. в—
число праздничных и выходных дней, сут; Ткл — продолжитель-
ность простоев комплекса оборудования по климатическим ус-
ловиям, сут; Тп. р — продолжительность плановых ремонтов, сут;
Тпер — продолжительность перегонов основного оборудования,
сут; Тп. к — продолжительность простоев при перемещении тран-
спортных коммуникаций, сут; Твз — продолжительность про-
стоев при ведении взрывных работ, сут; Тп. п — продолжитель-
ность прочих плановых технологических и организационных
простоев основного оборудования, сут.
При определении годовой производительности комплекса
оборудования Тк=365 сут и месячной Тк = 30(31) сут.
* Единые нормы выработки на открытые горные работы для предприя-
тий горнодобывающей промышленности. Экскавация и транспортирование. М.,
Недра, 1971.
156
При круглогодовом режиме работы и непрерывной рабочей
неделе Тп, в = 8 сут, а при шести- и пятидневной рабочей неделе
соответственно Тп.в — 59 сут и Тп_ в=110 сут. При сезонной ра-
боте (непрерывная рабочая неделя) Тв в принимается равной
числу праздничных дней в течение сезона.
При круглогодовом режиме работы для южных и северных
районов Ткл за год принимается соответственно равной 4,7 и
10 сут. При сезонной работе комплексов оборудования
Ткл = 30М, + 7\л,	(4.26)
где N3— продолжительность зимней остановки комплекса, мес
(для южных, средних и северных районов N3 соответственно
равна 3, 4 и 5—6 мес); Твл'— простои по климатическим усло-
виям в течение сезона, сут (7’Кл/~ 0,5Л<л 1, здесь Ткл ! — простои
при круглогодовом режиме работы).
Определение Тп. р, 7’riep, Тв. к, Твз и Т„. п за рассматриваемый
календарный период производится для каждой части (структур-
ной линии) комплекса, имеющей последовательную или раз-
ветвленную структуру. При расчете годовой производительно-
сти комплекса Тп. р, 7пер, Тп. Твз и Тп. п определяются путем
составления взаимоувязанных и по возможности совмещенных
годовых графиков ППР, переукладки транспортных коммуни-
каций, перегонов и массовых взрывов на основе расстановки
основного оборудования комплексов в соответствии с годовым
планом горных работ. При составлении квартальных и месяч-
ных планов горных работ вышеуказанные годовые графики кор-
ректируются в соответствии с конкретным выделением заходок,
выемочных и взрываемых блоков и уточнением расстановки
комплексов оборудования.
При этом в обязательном порядке совмещаются полностью
во времени вспомогательные процессы и работы для комплексов
с жесткой технологической связью оборудования: перемещение
забойного и отвального конвейеров, ремонт конвейерного подъ-
емника и ремонт или перегон забойных экскаваторов и т. д.
При сезонной работе комплексов оборудования непрерывного
действия продолжительность годового (среднего, капитального)
ремонта перекрывается временем зимней остановки, а послед-
ний в течение сезона ежемесячный ремонтный осмотр приуро-
чивается к началу зимней остановки.
Комплексы ЭТО и ЭТР, как правило, не должны иметь про-
стоев из-за длительных плановых ремонтов основного оборудо-
вания при соответствующей комплектации списочного его парка
и правильной организации системы ППР. Поэтому при опреде-
лении как месячной, так и годовой производительности комп-
лекса оборудования (ио не отдельных машин) учитывается
только время ежемесячных ремонтных осмотров.
Комплекс оборудования последовательной или разветвлен-
ной структуры формирует элементарный грузопоток, представ-
157
ляет одну структурную линию, а производительность его опре-
деляет мощность элементарного грузопотока.
Комплекс параллельной структуры разделяется на две или
более параллельные структурные линии в соответствии с чис-
лом ведущих (забойных) машин в нем. В этом случае произ-
водительность комплекса целесообразно определять в виде
суммы производительностей отдельных структурных линий. При
таком методическом подходе производительность каждой струк-
турной линии определяется с учетом коэффициентов /<с и Кт. к,
рассчитанных для всего комплекса оборудования.
Такой же методический подход выделения отдельных струк-
турных линий, расчета производительности каждой линии
(с учетом общих для всего комплекса показателей /<с и /<г.к)
и последующего их суммирования целесообразен и для ком-
плексов скрещивающейся и сложноразветвленной структуры.
При этом в общем случае каждая структурная линия комплекса
может включать дробное число машин и установок отдельных
звеньев механизации, за исключением начальных машин — за-
бойных экскаваторов, по числу которых и выделяются струк-
турные линии. Таким образом, общий грузопоток, формируе-
мый комплексом оборудования, является суммой элементарных,
но взаимозависимых (через производительность структурных
линий) грузопотоков.
Приведенная методология определения производительности
комплекса оборудования позволяет правильно комплектовать
карьер оборудованием и штатами, выбирать рациональную
структуру комплексов и обеспечить выполнение плановых и
проектных показателей работы карьера.
4.14.	Область применения комплексов оборудования
Рациональные комплексы оборудования при одной машине
(установке) ведущего звена механизации и достигаемые при
этом мощности грузопотоков принимаются на основе рассмот-
ренных выше методических положений.
Мощности грузопотоков примерно удваиваются, утраиваются
и т. д. при создании из приведенных комплексов (которые будут
уже являться структурными линиями) комплексов параллель-
ной структуры. При этом создается обычно сходящийся грузо-
поток.
Годовая производительность комплексов оборудования опре-
делена при круглогодовом режиме работы, непрерывной рабо-
чей неделе и продолжительности смены 8 ч с учетом ремонтного
цикла и среднегодовой продолжительности ремонтов; сезонный
режим работы принят только для гидромеханизированных ком-
плексов *.
* Технологические условия, принятые при комплектации оборудования и
расчете годовой производительности комплексов, рассматриваются н разделах
по конкретным технологическим комплексам горных работ.
158
Из анализа производительности отдельных комплексов обо-
рудования (рис. 4.5) видно, что при разработке мягких и плот-
ных пород при использовании мощных комплексов ВО, ЭО и
ВКО в настоящее время можно обеспечить мощность грузопо-
тока до 17—20 млн.т/год, а в перспективе — 25—30 млн. т/год.
При разработке скальных и полускальных пород максимальная
мощность элементарного грузопотока в настоящее время сос-
тавляет 4,5—6,5 млн. т/год и в ближайшем будущем достигнет
7—10 млн. т/год.
Области применения различных типов комплексов оборудо-
вания ограничиваются в первую очередь горно-геологическими
условиями разработки. Если при разработке технически и тех-
нологически возможно использование нескольких типов комп-
лексов, эффективность и рациональная область применения
каждого из них оценивается технико-экономическим сопостав-
лением материальных и трудовых затрат.
В благоприятных горно-геологических условиях применение
комплексов ВО и ЭО экономичнее, чем комплексов с колесным
и конвейерным транспортом. При этом степень экономической
эффективности постепенно уменьшается с увеличением трудно-
сти разработки пород.
Из-за сложности транспортного доступа к глубоким горизон-
там при железнодорожном транспорте и высоких эксплуатаци-
онных затрат на 1 т • км перевозок при автотранспорте в глубо-
ких карьерах при разработке скальных и полускальных пород
эффективны комплексы с комбинированным транспортом.
Рациональные области применения комплексов оборудова-
ния в зависимости от типов разрабатываемых пород, мощности
грузопотоков и глубины разработки, определенные с учетом вы-
шеуказанных положений, показаны на рис. 4.6. Добычные (раз-
грузочные) комплексы оборудования имеют близкие области
применения с аналогичными комплексами вскрышного оборудо-
вания. Только комплексы ЭАКР имеют более широкую область
применения по мощности грузопотоков и большой глубине карь-
ера.
С изменением главных параметров карьера, в первую оче-
редь его глубины, периодически изменяются и комплексы обо-
рудования, а в одноименных комплексах меняется номенкла-
тура оборудования и его число.
Практически при любой системе разработки горные ра-
боты, прежде всего вскрышные и добычные, могут выполняться
различными комплексами оборудования. В то же время пара-
метры системы разработки (высота уступов, ширина рабочих
и нерабочих площадок, размеры панелей и заходок, размеры
вскрытых запасов горной массы уступов, длина фронта работ,
скорость его подвигания и др.) взаимосвязаны с рабочими пара-
метрами и мощностью комплекса оборудования. Их нельзя рас-
сматривать в отрыве друг от друга. Параметры системы раз-
работки также изменяются в зависимости от взаимного распо-
159
BQ
ЭРП-БЗО ЗРП-1260	ЭРП-2500
ЗВГ-Б
Э8Г-15
ЭШ-5/Ч5 ЭШ-Б/50 ЭШ-1^70 ЭШ-15/30 зш-25/100
звг-foofio
эршр-sooo эжрд-пяа.
ЭШ-ЙО/ЯЮ
вко
ЭРП-530 ЭРП-1250 ЭРП-2500
' аршр-5000
8Ж0
ЭРП-БЗО ЭРП-1250 ЭРП-2500 ЭРШР-5000
ЗАКО
2*ЭКГ-3,2 2x350-0,5
ЭАЖО
ЗхЭКГ-2 ЗхЭКГ-ЗД ЗхЗКГ-О.Б ЗхЗКГ-ЗИ
ЭЖО
ЭКГ-32 ЭКГ-ЦБ ЭКГ-БИ ЭКГ-12,5 ЭКГ-20
ЗАО
ЭКГ-2 ЭКРЗ,2 ЗКГ-ЧДЗКР8И ЭКГ-ПД ЭКГ-20
яршрд-тъ
21ЭКС-8И
2хЗКГ-12,5
2 3 4 5 5 7 8 Э 10 11 12 13 14 17 21 25 23 33
Мощность груоопотоиа, млн. г/го8
Рис. 4.5. Схема комплексов оборудования и обеспечиваемые мощности
грузопотоков

В
*
9
5


ложения (и порядка перемещения) оборудования на рабочих
площадках уступов.
Оптимальные технико-экономические показатели вскрышных
и добычных работ могут быть определены только при условии
совместного рассмотрения и наличия единой методики расчета
технологии производства вскрышных или добычных работ, с од-
ной стороны, параметров и технологических характеристик ком-
160
плекса оборудования — с другой стороны. Для осуществления
такого единства технологии и комплексной механизации откры-
тых разработок вводится понятие о технологических комплексах
вскрышных и добычных работ как совокупности комплексов обо-
рудования и технологических решений (в первую очередь по
системам разработки и вскрытия и их параметрам), совместно
обеспечивающих безопасное, высокопроизводительное и эконо-
мичное выполнение горных работ в плановых объемах.
Виды технологических комплексов горных работ различа-
ются в первую очередь типами применяемых комплексов обору-
дования, а варианты их—моделями и параметрами горного и
транспортного оборудования, с одной стороны, и вариантами
технологической расстановки оборудования — с другой стороны.
При одинаковом оборудовании технологический комплекс
может быть организован с различным взаимным положением
оборудования в плане и по высоте рабочей зоны карьера. При
этом изменяются только технологические параметры вскрыш-
ных или добычных работ. Такие варианты технологического
комплекса называются схемами экскавации.
К основным, ведущим в практике открытых разработок отно-
сятся следующие технологические комплексы горных работ.
I.	Технологические комплексы перемещения вскрышных по-
род во внутренние отвалы:
экскаваторно-отвальные технологические комплексы непос-
редственной и кратной перевалки вскрышных пород;
выемочно-отвальные с консольными отвалообразователями;
выемочно-отвальные с транспортно-отвальными мостами;
скреперные вскрышные;
бульдозерные вскрышные;
выемочно-конвейерные вскрышные;
экскаваторно-железнодорожные вскрышные;
экскаваторно-автомобильные.
II.	Технологические комплексы перемещения вскрышных по-
род во внешние отвалы:
экскаваторно-отвальные технологические комплексы пере-
валки (обычно многократной) вскрышных пород;
скреперные вскрышные;
бульдозерные вскрышные;
выемочно (экскаваторно)-транспортные (конвейерный, авто-
мобильный, железнодорожный, гидравлический, комбинирован-
ный транспорт) вскрышные;
гидромеханизированные вскрышные.
III.	Технологические комплексы добычных работ:
экскаваторно (выемочно)-транспортные (автомобильный, же-
лезнодорожный, конвейерный, гидравлический, комбинирован-
ный, транспорт) добычные технологические комплексы;
скреперные добычные;
бульдозерные добычные;
гидромеханизированные добычные;
6 Заказ № 624	1 61
дражные;
камнерезные.
Помимо приведенных возможны, естественно, и другие,
в настоящее время менее распространенные технологические
комплексы вскрышных и добычных работ: с использованием
погрузчиков как отдельно, так и с автомобильным транспор-
том; с бульдозерами в сочетании с механическими лопатами и
автотранспортом и т. д.
На одном карьере при одной и той же системе разработки
существуют один, два или более технологических комплекса
вскрышных и добычных работ. Степень зависимости отдельных
технологических комплексов определяется их видами, схемами
экскавации и параметрами системы разработки, т. е. механиза-
цией, технологией и организацией вскрышных и добычных
работ.
Раздел второй
Технология и комплексная механизация
при сплошных системах разработки
5.	СИСТЕМЫ РАЗРАБОТКИ И СПОСОБЫ ВСКРЫТИЯ
5.1.	Условия применения сплошных
систем разработки
Преобладающие типы пород. Многие месторождения горизон-
тального залегания представлены мягкими (в основном глини-
стыми) и иногда плотными вскрышными породами и мягким
или плотным полезным ископаемым (рис. 5.1,а и б). Нередко
в мягких покрывающих породах залегают маломощные прослои
полускальных или скальных пород.
Мягкие или разнородные вскрышные породы и разнородное
полезное ископаемое характерны для песчано-гравийных и ряда
бокситовых месторождений.
Пластообразные залежи песчано-гравийных месторождений
состоят из смеси песка, гравия и валунов (рис. 5.1,в); крупно-
обломочный материал располагается по всей толще или обра-
зует прослои. Глинистые вскрышные породы часто включают
крупнообломочный материал.
В строении россыпи различают торфа, пески и плотик
(рис. 5.1,г). Торфа (вскрышные породы) —это обычно илистые,
песчано-глинистые или галечниковые отложения, не содержа-
щие полезных минералов в промышленных кондициях. Пески —
это залежь полезного ископаемого, обычно глинисто-песчано-га-
лечниковые отложения, иногда со щебнем, валунами и элювием
коренных пород, содержащие полезные компоненты в промыш-
ленных количествах; торфа и пески по литологическому составу
не всегда четко отделяются друг от друга. Плотик — это чаще
всего коренные породы, подстилающие россыпь и оказывающие
большое влияние на распределение полезного компонента
в песках.
Мягкие, плотные илн разнородные покрывающие породы и
весьма плотные, полускальные или скальные полезные ископае-
мые характерны для карбонатных, сланцевых и фосфоритовых
месторождений, а также месторождений природного камня
(рис. 5.1,6, е и ж).
Полускальными и скальными вскрышными породами и полу-
скальными или весьма плотными полезными ископаемыми пред-
ставлены ряд угольных, карбонатных месторождений и крутые
месторождения, где могут применяться сплошные системы раз-
работки (рис. 5.1,з).
6*	163
a
Рис. 5.1. Характерные геологические разрезы месторождений:
а — марганцеворудиых; б — буроугольных Канск о-Ачинского бассейна; в — песчано-гра-
вийных; г — россыпных; д — карбонатных пород; е — сланцевых; sic — гранитных; з —
каменноугольных Черемховского бассейна
Мощность пород. Мощность мягких вскрышных пород на
угольных и марганцеворудных месторождениях изменяется от
10—15 м до 80—100 м и более. От 2—4 м на украинских и под-
московных н до 40—50 м н более на канско-ачинских место-
рождениях изменяется также и мощность угольных пластов.
Мощность пластообразных залежей марганцевой руды обычно
не превышает 3—4 м. Средний коэффициент вскрыши на раз-
рабатываемых и перспективных для открытой разработки
угольных месторождениях такого типа изменяется от 2—3 до
164
8—10 м3/т, а на марганцеворудных месторождениях — от 7—10
до 35—40 м3/т.
Средняя мощность вскрышных пород на песчаных и песчано-
гравийных месторождениях составляет около 3 м и редко превы-
шает 10 м, а полезного ископаемого — около 10 м и редко пре-
вышает 25—30 м. Коэффициент вскрыши на большинстве раз-
рабатываемых месторождений меньше 0,5 м3/м3 и обычно не
превышает 1 м3/м3.
Мощность торфов на россыпях небольшая (до 5—10 м), но
в отдельных случаях (погребенные россыпи) может достигать
десятков метров. По глубине залегания выделяются россыпи:
мелкие (глубина менее 3 м), очень неглубокие (3—6 м), неглу-
бокие (6—12 м), средней глубины (12—20 м), глубокие (20—
50 м) и очень глубокие (более 50 м).
Мощность вскрыши на месторождениях осадочных карбонат-
ных пород в большинстве случаев не превышает 3—6 м, а мощ-
ность полезной толщи изменяется от 3—5 до нескольких десят-
ков метров. Коэффициент вскрыши чаще всего не превышает
0,2 м3/м3 и в редких случаях бывает более 0,5 м3/м3.
Мощность мягких и полускальных (скальных) вскрышных
пород на месторождениях природного камня составляет соот-
ветственно 0,2—6 и 0,5—4 м, а полезной толщи — 6—20 м.
Мощность полускальных и скальных вскрышных пород на
угольных, сланцевых и фосфоритовых месторождениях обычно
изменяется в пределах 10—40 м. При разработке пластообраз-
ных сланцевых и фосфоритовых залежей она составляет соот-
ветственно 2—4 м и 2—6 м, а мощность угольных пластов
обычно не превышает 10—15 м.
Строение залежей. Угольные и сланцевые пласты в боль-
шинстве случаев однородны и не требуют раздельной разра-
ботки и стабилизации качества.
Марганцевые, фосфоритовые и другие руды чаще всего не-
одинаковы по содержанию полезных и вредных компонентов,
обогатимости и другим признакам на разных участках одного
карьерного поля. Разработка их обычно валовая, но при раз-
витии горных работ необходимо учитывать качество руд и пре-
дусматривать мероприятия по обеспечению его стабилизации
при отправке на переработку.
Месторождения осадочных карбонатных пород отличаются
сложной структурой, разнообразием условий залегания и со-
става пород, интенсивной трещиноватостью, чередованием па-
чек различной прочности и мощности, что затрудняет их разра-
ботку и получение щебня большой прочности при достаточно
высоком его выходе.
Пластообразные залежи гравия и песка, сложенные поро-
дами разного литологического состава и возраста, характеризу-
ются обычно включениями линз глинистых пород и валунов раз-
личных размеров (иногда до 2—3 м в поперечнике) и содер-
жанием их до 20—30 % и более.
165
Россыпи по строению разделяются на простые и сложные.
Пески простых россыпей залегают в нижней части и представ
лены обычно рыхлыми отложениями, элювием и верхней частью
коренных пород; иногда пласт песков целиком располагается
либо в рыхлых отложениях, либо в коренных трещиноватых
породах. Сложные россыпи состоят из нескольких горизонтов
песков; верхние пески залегают на ложных плотиках, ко-
торые обычно представлены глинистыми отложениями (см.
рис. 5.1,г).
Месторождения стенового (пильного) камня (известняки,
туфы, травертины и другие породы) имеют предел прочности
при сжатии Осж = 40-г-4000 Н/см2. Выход камня составляет 40—
70 %, максимальный размер блоков — 1—1,5 м3.
Месторождения облицовочного камня (кварцит, гранит,
габбро, лабрадорит, диорит, базальт, мрамор и др.) характери-
зуются наличием развитых и закономерно расположенных си-
стем трещин, определяющих возможность и направление разра-
ботки месторождений для получения блоков. Выход блоков
(размером от 0,2 до 6 м3 и более) из горной массы составляет
от 10 до 30 % 
Обводненность и температурный режим. Угольные и рудные
месторождения, как правило, обводнены, т. е. уровень грунто-
вых вод находится выше почвы залежи полезного ископаемого.
Водопонижение осуществляется в большинстве случаев с при-
менением дренажных траншей в комплексе с открытым карьер-
ным водоотливом. При наличии напорных горизонтов и высоком
водопритоке в карьер водопонижение осуществляется водопо-
нижающими скважинами и реже подземным способом.
Песчано-гравийные месторождения по степени обводненно-
сти разделяются на сухие и частично обводненные (уровень
грунтовых вод находится соответственно ниже почвы и между
почвой и кровлей залежи), полностью обводненные и подвод-
ные. Частично и полностью обводнены более половины место-
рождений; разработка их осуществляется как при отсутствии,
так и с применением водопонижения.
Температурный режим пород многих разрабатываемых ме-
сторождений в летний период положительный; промерзание по
род в зимний период на глубину от 0,3—0,5 до 2—3 м харак-
терно для участков массива, имеющих свободные поверхности.
Россыпи, в зависимости от водного режима и температуры, раз-
деляются на водные и безводные талики, а также мерзлые от
ложения.
Форма и размеры залежей и карьерных полей в плане. При
разработке плитообразных залежей угля, сланца, марганцевых,
фосфоритовых и других руд, а также очень широких (более
500 м) poccbinefi характерны обширные карьерные поля. Раз-
меры таких залежей в плане изменяются от 1—2 до 6 и более
километров. Месторождения могут разрабатываться одним
карьерным полем или разделяться на несколько отдельных по-
166
лей. При этом срок отработки карьерного поля должен быть
достаточно длительным — не менее 8—12 лет.
Крупные по площади россыпи разделяют на полигоны.
Полигон характеризуется постоянным положением обогатитель-
ного (промывочного) оборудования, обслуживающего данный
полигон, в течение всего периода его разработки.
Отдельные участки, характеризуемые определенным положе-
нием полустационарной дробильно-сортировочной установки,
могут выделяться при разработке мощных песчано-гравийных и
карбонатных месторождений.
Вытянутые и округлые в плане карьерные поля характерны
при разработке песчано-гравийных и карбонатных месторожде-
ний, месторождений природного камня, очень узких (менее
20 м), узких (20—50 м), средних (50—150 м) и широких (150—
500 м) россыпей. Наибольший размер таких карьерных полей
редко превышает 1 км.
5.2.	Продольные и поперечные системы разработки
Продольные и поперечные системы разработки предпочти-
тельны при вытянутых залежах, имеющих в плане форму, близ
кую к прямоугольнику или вытянутому овалу.
Продольная однобортовая система разработки горизонталь-
ными слоями широко распространена при больших карьерных
полях вытянутой формы; она позволяет применять:
комплексы ВО и ЭО при кратчайшем расстоянии перемеще-
ния вскрышных пород во внутренние отвалы;
комплексы ВТО и ЭТО с перемещением пород транспорт-
ными средствами по фронту работ;
те же комплексы одновременно для перевалки пород ниж-
него уступа во внутренние отвалы и перемещения пород верх
них уступов транспортными средствами на внешние или внут-
ренние отвалы.
Добычные работы ведут с применением, как правило, не-
зависимого выемочно-погрузочного и транспортного оборудо-
вания.
Для продольной однобортовой системы характерно парал-
лельное перемещение фронта работ уступов. При этом ширина
разрабатываемой панели или заходки по всей длине фронта
одинакова.
Транспортные коммуникации включают забойные пути или
дороги 3, соединительные пути на бермах М и пути капиталь-
ной траншеи К (рис. 5.2,а). Пункт примыкания передвижных
(забойных) путей к стационарным путям переносят по мере
перемещения фронта, само примыкание осуществляется на со-
единительных бермах, оставляемых на нерабочем борту карьера,
а соединительные пути периодически удлиняют. Схема движе-
ния средств транспорта при перенесении пункта примыкания не
меняется.
167
Рис. 5.2. Схемы перемещения фронта работ:
/—7V—последовательность положения фронта работ; А, В, С и А', В', С — положения
забойных путей соответственно до и после поворота на угол |3; О' — отвальный путь
При использовании комплексов ЭТО и ЭТР продольные па-
раллельные экскаваторные заходки (по простиранию залежи)
обеспечивают достаточный фронт для размещения двух-трех
экскаваторов на уступе, следующих с некоторым отставанием
один за другим. При железнодорожном транспорте необходимо
систематически переносить криволинейную часть пути (см.
рис. 5.2,а).
Параллельное перемещение фронта горных работ типично
при использовании мехлопат и роторных экскаваторов в ком-
плексе с колесным и конвейерным транспортом. Сравнительно
редко его применяют при цепных экскаваторах и транспортно-
168
отвальных мостах; при этом на площадках устраивают большое
число путей, и перенос их на криволинейных участках сложен
и трудоемок.
Продольная двухбортовая система разработки горизонталь-
ными слоями иногда применяется при весьма больших карьер-
ных полях и значительных запасах полезного ископаемого. При
этой системе создаются предприятия большой производственной
мощности, особенно в тех случаях, когда наименьшая мощность
вскрышных пород приходится на середин)' карьерного поля.
Поперечные однобортовые системы разработки используют:
при относительно узких и вытянутых или рассредоточенных
залежах, когда фронт горных работ располагать параллельно
длинной оси карьерного поля нецелесообразно из-за большого
объема горно-капитальных работ и короткого периода эксплуа-
тации;
при больших (и близких по величине) длине и ширине карь-
ерного поля, когда расположение фронта работ параллельно ко-
роткой оси карьера достаточно для размещения одного мощ-
ного комплекса вскрышного оборудования.
В первом случае обычно применяют комплексы ЗАО, а во
втором случае — комплексы 30, ВО или ВКО.
5.3.	Веерные и кольцевые системы разработки
Веерная центральная система разработки эффективна при
округлой и близкой к треугольной конфигурации карьерного
поля, позволяющей удобно расположить постоянный поворот-
ный пункт. В редких случаях применяется двухбортовая веер-
ная система разработки.
При веерном развитии перемещение фронта работ происходит
по мере отработки уступов так, что начало его находится всегда
у постоянного поворотного пункта О, а конец описывает часть
окружности радиусом, равным длине уступа (рис. 5.2,6). При
этом скорости подвигания отдельных мест фронта изменяются от
нуля у поворотного пункта до максимума в торце уступа.
Уступы отрабатывают заходками переменной ширины, имею-
щими в плане форму треугольника или трапеции, или заход-
ками постоянной ширины, но при разном их числе на отдельных
участках фронта работ и периодической выемке «клиньев» у на-
чала каждой заходки.
Веерную систему обычно применяют при разработке мягких
пород комплексами с цепными экскаваторами и железнодорож-
ным транспортом при передвижке железнодорожных путей пу-
тепередвигателями непрерывного действия. В течение опреде-
ленного числа смен экскаваторы осуществляют выемку породы
на соответствующих пикетах (6—10) таким образом, что на на-
чальные пикеты (0—1) приходится одна единица подвигания
фронта, в то время как на конечных пикетах (9—10) подвига-
ние составляет девять единиц.
169
Положение поворотного пункта при отработке карьерного
поля остается неизменным, производят только «развертывание»
кривых поворотного пункта, отрабатывая один торец карьера.
Протяженность фронта работ остается неизменной. При веер-
ном перемещении фронта возможны только односторонний
транспортный доступ к уступам и тупиковая схема движения
поездов в пределах горизонта при железнодорожном транс-
порте. Благодаря постоянному поворотному пункту облегчается
примыкание путей капитальной траншеи к путям рабочих гори-
зонтов карьера и исключается необходимость систематического
выполнения трудоемких работ по переносу криволинейных уча-
стков путей. Сокращается расстояние перемещения горной
массы, а в ряде случаев и объем горно-подготовительных работ.
У пункта примыкания путей удобно размещать промышленные
сооружения (тяговые подстанции, депо, мастерские, и т. п.) и
постоянные водоотливные установки. Наличие минимального
числа стрелочных переводов позволяет применять путепере-
движные машины непрерывного действия.
При использовании комплексов с цепными экскаваторами
характерно сезонное ведение вскрышных работ и круглогодо-
вое— добычных работ. Поэтому необходимо иметь значитель-
ный объем вскрытых и готовых к выемке запасов полезного
ископаемого на зимний период. Для его увеличения иногда
центр поворотного пункта выносят за контур /карьера
(рис. 5.2, в) или применяют смешанное веерное и параллельное
перемещение фронта (рис. 5.2, г). В этом случае целик вскры-
тых запасов в плане приобретает форму трапеции, а его отно-
сительный объем увеличивается.
За период работы карьера система разработки может из-
меняться: одну часть карьерного поля отрабатывают с приме-
нением продольной системы разработки, а другую — веерной
системы разработки (рис. 5.2, д). При веерном перемещении
фронта поворотный пункт переносят с изменением направления
разворота веера (рис. 5.2,е).
Конструкцию поворотного пункта выбирают, исходя из тре-
бований полноты отработки карьерного поля, надежной работы
транспорта в течение всего периода эксплуатации карьера и
минимального объема горно-капитальных работ.
Центр поворота может размещаться со стороны нерабочего
борта карьера (рис. 5.2, ж) и со стороны рабочего его борта
(рис. 5.2,з). В первом случае по мере поворота увеличивается
длина фронта работ и возрастает площадь участка карьерного
поля, отрабатываемого при одном положении поворотного
пункта. Однако при этом увеличивается объем работ по его со-
оружению.
По мере подвигания фронта работ рельсовые пути переме-
щают, но они постоянно располагаются по касательным к соот-
ветствующим кривым поворотного пункта. При подвигании
фронта работ и повороте забойных путей на угол р (рис. 5.2, и)
170
Рис. 5.3. Сплошные кольцевые системы разработки
часть кривой поворотного пункта выпрямляется и длина фронта
увеличивается. Угол поворота веера р выбирают из условия
наибольшей возможной площади карьерного поля, отрабатывае-
мой без переукладки стационарных путей; при углах р>180°
возникают определенные трудности.
Кольцевую центральную систему разработки применяют
в отдельных случаях, когда участки с небольшой мощностью
вскрышных пород или с полезным ископаемым лучшего каче-
ства приурочены к середине карьерного поля, а также при его
благоприятных очертаниях (рис. 5.3,а и б). Вскрышные по-
роды перемещают на внутренние и внешние отвалы, Поскольку
вместимости внутренних отвалов недостаточны для размещения
всего объема вскрышных пород. Наиболее удобно при такой
системе перемещать вскрышные породы и полезное ископаемое
с применением автотранспорта (см. рис. 5.3,й).
Если залежь полезного ископаемого имеет округлую форму
в плане и мощность вскрышных пород минимальная на отдель-
ных участках поля и максимальная в его середине, экономиче-
ски выгодно применять кольцевую периферийную систему раз-
работки (рис. 5.3, в).
5.4.	Возможности внутреннего отвалообразования
При разработке пологих и горизонтальных залежей отвалы
размещают в выработанном пространстве. При этом необхо-
димо выемку залежи полезного ископаемого производить на
полную мощность. До создания определенного объема вырабо-
танного пространства в первый период разработки породу пере-
мещают на внешние отвалы, а затем переходят на внутреннее
отвалообразование. Горно-подготовительные работы выполня-
ются комплексом одноковшовых экскаваторов карьерного типа
с автомобильным или железнодорожным транспортом. Вместе
с тем строительство крупных карьеров целесообразно осущест-
влять посредством комплексов оборудования, предусмотренных
проектом на эксплуатационный период.
171
Рис. 5.4. График зависимости углов от-
коса уступа по условиям устойчивости ау
(1) и минимально возможного ак (2) от
высоты уступа Ну
При разработке неустойчивых пород необходимо определять
предельно допустимую высоту уступа и соответствующий ей
предельный угол откоса. Для этого (рис. 5.4) строят зависимо-
сти максимально допустимого угла откоса уступа по условиям
устойчивости ау и минимально возможного угла откоса ак, до-
пускаемого конструктивными параметрами экскаватора, от вы-
соты уступа Ну. Точка пересечения кривых определяет искомые
значения высоты уступа и угла откоса.
При использовании мощного горного оборудования большое
значение имеет устойчивость уступов и отвалов, на которых это
оборудование располагается. В большинстве случаев оползни
уступов и отвалов происходят при залегании в их основании
водонасыщенных глин и суглинков. При этом большая часть
внешней нагрузки от оборудования и отвальных пород воспри-
нимается водой, заключенной в порах глинистых пород. Проч-
ность водонасыщенных глинистых пород при этом резко умень-
шается, так как при малой скорости фильтрации рассеивание
избыточного (порового) давления в воде и уплотнение пород
происходит в течение продолжительного времени. Уплотнение
водонасыщенных песчаных пород, характеризуемых высокой
скоростью фильтрации, протекает быстро.
Надежным средством предотвращения оползней высоких от-
валов является формирование прсдотвалов, что возможно при
работе абзетцеров, транспортно-отвальных мостов, консольных
отвалообразователей поворотного типа и т. п. При создании
предотвалов уменьшается угол откоса отвала, увеличивается
плотность пород в его нижней части, а также уменьшается по-
ровое давление в основании отвала при отсыпке основных объе-
мов вскрышных пород.
Установление рациональных технологических параметров
отвалообразования (высоты и угла откоса отвала и отдельных
его ярусов, кривизны отвального фронта, скорости его подвига-
ния и т. д.) является действенным средством управления устой-
чивостью отвальных откосов.
5.5.	Вскрытие рабочих горизонтов при сплошных системах
Бестраншейное вскрытие характерно:
при разработке месторождений с использованием башенных
экскаваторов и канатных скреперов;
172
для вскрышных горизонтов при использовании комплексов
оборудования ВО, ЭО, ВКО и ЭКО при внутреннем отвалооб-
разовании (рис. 5.5,6, в и е), а также для добычных горизон-
тов при использовании межуступных перегружателей — кон-
вейерных мостов;
при нарезке передовых уступов в результате повышения
рельефа поверхности, транспортный доступ к которым осущест-
вляется непосредственно с поверхности (см. рис. 5.5, в);
при использовании бульдозерных и скреперных комплексов,
если движение машин па подъем (спуск) осуществляется по
выположенному откосу уступа;
в случаях применения гидромеханизировапных и дражных
комплексов оборудования.
Внешние отдельные траншеи типичны для вскры-
тия:
одного добычного горизонта при разработке горизонтальных
(см. рис. 5.5,6, в, г и н) и пологих залежей, если угол падения
последних р не превышает допустимого подъема i для приня-
того вида транспорта (tg p<i) (рис. 5.5,о);
одного вскрышного горизонта при использовании скрепер-
ных и бульдозерных комплексов;
одного-двух вскрышных горизонтов при автомобильном или
конвейерном транспорте и внешнем отвалообразовании
(рис. 5.5,г);
одного вскрышного горизонта при железнодорожном транс-
порте и другом виде транспорта на добычных работах.
Внешние групповые траншеи в аналогичных усло-
виях применяют для вскрытия:
двух (реже более) добычных горизонтов;
всех вскрышных горизонтов при использовании железнодо-
рожного, а на добычных работах — конвейерного, автомобиль-
ного или железнодорожного (при рассредоточении вскрышного
и добычного грузопотоков) транспорта, когда tgp^i;
группы верхних вскрышных горизонтов при железнодорож-
ном транспорте, когда нижний вскрышной уступ отрабатывают
с применением экскаваторно-отвального комплекса, а добыч-
ной— другим видом транспорта.
Внешние общие траншеи применяют для вскрытия
горизонтальных пологих (tgp<i) залежей при использовании
железнодорожного транспорта (рис. 5.5,а).
Внутренние траншеи часто применяют для вскрытия
всех или группы верхних вскрышных горизонтов при автомо-
бильном транспорте (см. рис. 5.4, а, 5.5,6, е, н и п).
Траншеи смешанного заложения (внешние и внут-
ренние) типичны для вскрытия пологих месторождений при ис-
пользовании железнодорожного транспорта (рис. 5.5, ж, з, и,
к, л, м, о и п). Нередко они применяются при разработке гори-
зонтальных и пологих залежей ограниченных размеров с ис-
пользованием автомобильного транспорта.
173
Рис. 5.5. Способы вскрытия горизонтальных и пологих залежей
174
На рабочие горизонты, где применяется железнодорожный и
конвейерный! транспорт, а также комплексы ВО и ЭО, как пра-
вило, проводят вспомогательные автомобильные съезды (см.
рис. 5.5, в).
J75
Схемы вскрывающих трасс для горизонтальных и пологих
залежей различаются: видами применяемых вскрывающих вы-
работок; числом рабочих горизонтов, вскрываемых общей трас-
сой; числом траншей, имеющих разные трассы; местоположе-
нием внешних и внутренних траншей относительно контура
карьерного поля (рабочий и нерабочий продольный или торцо-
вый борт, внутренние отвалы, комбинации их); формой трасс
траншей и числом горизонтов, вскрываемых прямым отрезком
трассы.
Конкретные способы вскрытия характеризуются сочетанием
указанных выше факторов, принимаемых с учетом горно-геоло-
гических и горно-технических условий на начало, на отдельные
этапы и окончание разработки месторождения. Поэтому эти
способы вскрытия индивидуальны и практически не повторяют
друг друга.
При разработке горизонтальных и пологих залежей основ-
ные группы схем вскрывающих трасс различаются положением
оси вскрывающих выработок относительно контура карьера.
Вскрытие с применением одной фланговой внешней общей
траншеи типично для одинарного тупикового фронта при про-
дольной однобортовой и веерной системах разработки и исполь-
зовании комплексов ЭЖО и ЭЖР. Две фланговые траншеи ха-
рактерны при сквозном одинарном и сдвоенном тупиковом
фронте горных работ (рис. 5.5,а). Одной центральной траншеей
в некоторых случаях вскрываются россыпи и месторождения
строительных горных пород при использовании автотранспорта
и подготовке горизонтов разрезными траншеями или котлова-
нами.
Внешние групповые и отдельные траншеи применяются при
отработке всей или нижней части толщи вскрышных пород на
горизонтальных месторождениях комплексами оборудования
ЭО и ВО как при продольной (см. рис. 5.5,6 и в), так и при
веерной (рис. 5.6) системах разработки. Число траншей (одна,
две илн три) зависит от размеров карьерного поля.
Отдельные и групповые внешние траншеи применяются при
разработке месторождений небольших размеров в плане и по
глубине (россыпей, строительных горных пород) при использо-
вании скреперов, погрузчиков, автотранспорта, реже — конвей-
ерного транспорта (см. рис. 5.5,г).
Схемы вскрывающих трасс внутреннего за-
ложения широко применяются в период строительства карье-
ров при работе комплексов ЭАО. Траншеи в основном группо-
вые или общие; применяются и временные съезды, размещае-
мые на рабочем борту карьера (см. рис. 5.5,6). При перевалке
пород нижнего вскрышного уступа в выработанное простран-
ство вскрытие добычного горизонта при автотранспорте в ряде
случаев осуществляется с использованием внутренних полуста-
ционарных съездов по торцовым бортам карьера (см. рис. 5.5,е).
Трассы смешанного (внешнего и в ну трен-
176
Рис. 5.6. Схема вскрытия и конструкция поворотного пункта
при веерной системе и использовании комплексов ВО, В/КО
и В)КР
него) заложения применяются при разработке пологих за-
лежей (tgp>i), в первую очередь при использовании железно-
дорожного транспорта на вскрышных работах.
Общие одна или две фланговые траншеи смешанного зало-
жения характерны при перевозках всей горной массы железно-
дорожным транспортом соответственно при одинарном тупико-
вом или одинарном сквозном и сдвоенном тупиковом фронте
горных работ (см. рис. 5.5,ж, з и и).
При внешнем отвалообразовании внутренняя часть трассы
обычно расположена на продольном нерабочем борту карьера.
Форма внутренней трассы при одной траншее — тупиковая мно-
гоступенчатая (см. рис. 5.5, ж). Одноступенчатая тупиковая
трасса характёризуется устройством тупиков на каждом гори-
зонте, а многоступенчатая (поступательно-тупиковая) — устрой-
ством тупиков через п горизонтов
П LK ср//т — (£>К. Cl/p)/(/Cy^y),	(5 О
где Lk-cp — средняя длина карьера, м; /т — длина участка трас-
сы при вскрытии одного горизонта, м; — коэффициент удли-
нения простой внутренней трассы при примыкании на пло-
щадках.
При перемещении вскрышных пород во внутренние отвалы
трасса часто располагается в торце карьера и нижней части
продольного нерабочего борта, свободного от отвалов (см.
рис. 5.5,з). Нередко нижняя часть внутренней трассы размеща-
ется на рабочем борту карьера (см. рис. 5.5, и).
177
При формировании внутренних многоярусных отвалов с ча-
стичной перевалкой и перевозкой пород железнодорожным
транспортом внутренняя часть трассы размещается обычно
в торце и на рабочем борту карьера (см. рис. 5.5, к). При раз-
мещении в выработанном пространстве только бестранспортных
отвалов верхняя часть внутренней трассы устраивается на этих
же отвалах (см. рис. 5.5,л). Применяются обычно одна-две
фланговые групповые траншеи.
На очень мощных карьерах большой протяженности вскры-
тие вскрышных горизонтов может быть осуществлено двумя
фланговыми траншеями с размещением внутренней части
трассы в торце и на рабочем борту карьера, а добычных гори-
зонтов— центральной траншеей смешанного заложения с одной
или двумя внутренними трассами (см. рис. 5.5,ж). Вскрытие
одной общей центральной траншеей при колесном транспорте
применяется редко в связи с увеличением пробега транспортных
средств по горизонтам по сравнению с фланговым вскрытием.
Схемы с параллельным использованием
вскрывающих трасс внешнего, внутреннего и смешанного
заложения применяются при:
вскрытии добычного и вскрышного горизонтов соответст-
венно внешней и внутренней отдельными траншеями (см.
рис. 5.5, н), что характерно для многих россыпей и месторожде-
ний по добыче строительных горных пород;
вскрытии вскрышных горизонтов фланговыми траншеями
смешанного заложения, а добычных горизонтов внешними цен-
тральными (одной или несколькими). Это характерно при ис-
пользовании железнодорожного и конвейерного транспорта со-
ответственно на вскрышных и добычных работах (см. рис. 5.5, о);
вскрытии, когда на вскрышных работах применяют одновре-
менно железнодорожный и автомобильный транспорт (см.
рис. 5.5, п).
Схемы этой группы широко применяются при использовании
на карьере как различных, так и одного вида транспорта' для
сокращения расстояния транспортирования горной массы, уско-
рения вскрытия и подготовки горизонтов и т. д.
Системы вскрывающих трасс при разработке горизонталь-
ных и пологих (tgP^i) месторождений часто адекватны схе-
мам вскрывающих трасс (из-за неизменности вскрытия в тече-
ние срока эксплуатации карьера).
При вскрытии внутренними траншеями со скользящей или
полустационарной трассой система вскрывающих трасс харак-
теризуется регулярным изменением положения вскрывающих
выработок в плане. Нередко изменяется положение только ча-
сти вскрывающих выработок. Периоды неизменного положения
отдельных траншей составляют от трех-четырех месяцев до не-
скольких лет.
Более динамичны в целом системы вскрывающих трасс по-
логих месторождений, когда tgp>i. Внешние отрезки их, как
178
правило, остаются неизменными. При расположении внутрен-
ней части трассы на продольном нерабочем борту карьера она
постепенно углубляется при проведении новых полутраншей и
устройства тупиков или петлевых соединений. Нижняя часть
внутренней трассы при расположении на торцовом борту
карьера и продольном нерабочем борту (при перемещении по-
род во внутренние отвалы железнодорожным транспортом) яв
ляется полустационарной. Наряду с переносом тупиковых съез-
дов на нижних горизонтах с увеличением ширины карьера лик-
видируется часть тупиковых соединений на средних по глубине
вскрышных горизонтах. С глубиной карьера трасса вскрываю-
щих выработок в целом усложняется: увеличиваются число
поворотов трассы и длина ее части, расположенной на рабочем
борту карьера; сокращается число уступов, вскрываемых пря-
мым отрезком трассы. Одновременно уменьшается возможное
число траншей для вскрытия нижних горизонтов.
5.6.	Связь параметров систем разработки и комплексов
оборудования
Эта связь характеризуется тремя основными технологиче-
скими схемами (рис. 5.7).
При схеме, показанной на рис. 5.7, о, заходка уступа явля-
ется составным элементом рабочей площадки вышележащего
уступа. Текущие вскрытые запасы уступа, помимо его высоты,
определяются шириной заходки и опережением забоя вышеле-
жащего уступа. Такая схема в основном применяется при ис-
пользовании комплексов оборудования ЭО и ВО и определяет
жесткую взаимозависимость вскрышных и добычных комплек-
сов. Жесткая зависимость между подвиганием забоев и фронта
работ смежных уступов сказывается при сезонном ведении
вскрышных работ, когда в теплое время года необходимо, чтобы
скорость подвигания вскрышных забоев и фронта работ была
больше, чем скорость подвигания добычных забоев и фронта.
При схеме, показанной на рис. 5.7, б, заходка уступа не вхо-
дит в состав площадки вышележащего уступа, ширина которой
Рис. 5.7. Основные технологические схемы создания текущих вскрытых
запасов горной массы на уступе
179
определяется из условия размещения горного и транспортного
оборудования и вспомогательных коммуникаций. Текущие
вскрытые запасы определяются шириной заходки и длиной
фронта его работ. Такая схема обусловливает менее жесткую
зависимость работы оборудования на смежных уступах по срав-
нению со схемой на рис. 5.7, а и поэтому часто используется при
эксплуатации комплексов ВО и ЭО.
При схеме, показанной на рис. 5.7, в, текущие вскрытые за-
пасы горной массы уступа включают дополнительно по сравне-
нию со схемой на рис. 5.7, б объем резервной полосы, оставляе-
мой в результате расширения рабочей площадки вышележа-
щего уступа. На вскрышных уступах ширина резервной полосы
обычно равна принятой ширине заходки, а на добычных она
может быть и больше. Схема на рис. 5.7, в позволяет обеспечить
независимость работы оборудования на отдельных уступах и
повысить его производительность.
Длина фронта всегда должна быть оптимальной для приня-
тых комплексов оборудования и условий их использования. Не-
рациональная длина фронта и неправильное путевое развитие
на уступах могут привести к резкому снижению производитель-
ности комплекса. При большой длине фронта при перемещении
горной массы железнодорожным и конвейерным транспортом
увеличиваются капитальные затраты на транспортные комму-
никации и линии электропередач и в зимнее время происходит
увеличение глубины промерзания забоев. Из-за перепробега ав-
томашин резко возрастают затраты на транспортирование. Со-
кращение длины выемочного участка связано с частой пере-
движкой транспортных коммуникаций, в результате чего снижа-
ется производительность комплексов. В практике применения
сплошных систем разработки длина экскаваторного блока из-
меняется от 200 до 4000 м в зависимости от мощности экскава-
торов.
Скорости подвигания фронта горных работ смежных по вы-
соте уступов взаимосвязаны. Отработка каждого уступа должна
опережать нижележащий не менее чем на минимальную (рас-
четную) ширину рабочей площадки. Это условие выражается
в виде
Ш , С Ш „ . + (v. .—V. t	(5.2)
р. п. р I p.nt 1 \	Ф(Н-1)/	у 1
ИЛИ
»♦ „+„< "ф ,+-г -ч. ..»<)•	<53>
где Д/Г>.п.рг и Шр. ni — соответственно расчетная и фактическая
на начало рассматриваемого периода ширина рабочей пло-
щадки (с учетом заложения откоса) д-го уступа, м; и
^Ф(г+1) — соответственно скорость подвигания t-го и нижележа-
щего (t’+1 )-го уступа, м/год; t — продолжительность рассмат-
риваемого периода, лет.
180
a
8
Рис. 5.8. Схемы и графики развития горных работ во времени Т:
а —подвигания фронта работ уступов и график L=f(T) (1—1', 2—2', 3—3' и 0—4' — под-
вигание фронта работ соответственно уступов /, 2, 3 и 4); б — подвигания забоев на
уступах и график L=ty(T) (I, II, III, IV — последовательность отработки заходок,
сплошные линии — вскрышные заходки, штриховые — добычные)
На графике L=f(T) изменение во времени положения ниж-
них бровок рабочих уступов (рис. 5.8,а) и их подвигание харак-
теризуются ломаными линиями (0—4', 3—3', 2—2', 1—Г). Вер-
тикальные участки этих линий имеют длину, равную времени
отработки одной заходки, а горизонтальные участки равны ши-
рине заходок. Согласно уравнению (5.2), горизонтальное рас-
стояние между смежными огибающими ломаных линий на гра-
фике L=f(T) в любом интервале Т должно быть не менее рас-
четной ширины рабочей площадки данного уступа.
Для анализа организации работы комплексов оборудования
по разным схемам (см. выше) необходимо строить графики
L=<p(7’) изменения во времени положения забоев на смежных
уступах (рис. 5.8,6). Тангенс угла наклона прямых или кривых
к оси Т характеризует скорость подвигания соответствующих
забоев. Отрезки по оси L между линиями определяют изме-
нение расстояний между забоями на одном из смежных усту-
пах. При анализе графиков L = (f(T) можно судить о соблюде-
нии безопасных (или требуемых по нормативам готовых
к выемке запасов) расстояний между забоями, определять и
регулировать необходимые для соблюдения этих расстояний тех-
нологические простои оборудования (совмещая их максимально
с такими вспомогательными работами, как ремонты экскавато-
ров, перегоны, передвижка путей и т. д.), корректировать па-
раметры системы разработки — ширину заходок, длину экскава-
18]
торных блоков и т. д. Время подвигания забоев измеряют в ме-
сяцах или сутках.
По формулам (5.2) и (5.3) определяется относительная до-
пустимая скорость подвигания забоев на смежных уступах при
организации работы комплексов оборудования по схемам, по-
казанным на рис. 5.7, а и б. При этом в этих формулах вместо
Шр. п фигурируют расстояния между забоями, а вместо Уф —
скорости подвигания забоев у3.
Число мощных комплексов оборудования ЭО и ВО на
карьере по условиям расстановки по фронту работ даже при
очень большой его длине (до 7—10 км) не превышает трех,
а обычно равно одному-двум. При известном числе пк и годо-
вой производительности QK.r комплексов оборудования ЭО и
ВО и при известной длине фронта работ L$. в и максимальной
высоте вскрышного уступа Ну. в, зависящей от приемной спо-
собности внутреннего отвала, определяют возможную скорость
подвигания основного (нижнего) вскрышного уступа (м/год)
Уф. В = ^1<Qk. г/(Тф. в^у. в)-	(5-4)
Скорость подвигания фронта добычных уступов Уф. д не мо-
жет быть больше скорости подвигания фронта вскрышных ра-
бот, что и определяет максимально возможную мощность карь-
ера по полезному ископаемому (т/год):
Qk. и — дУф дУиЧи,	(5-5)
где h-—средняя вертикальная мощность залежи полезного ис-
копаемого, м; Ьф.д — средняя длина фронта работ добычного
уступа, м; уи— плотность полезного ископаемого в массиве,
т/м3; т]и — коэффициент извлечения полезного ископаемого.
При равенстве длины основного вскрышного и добычного
уступов увеличение скорости подвигания их фронтов возможно
при уменьшении высоты основного вскрышного уступа [см. фор-
мулу (5.4)]. Это обусловливает во многих случаях увеличение
затрат в связи с ростом объемов перемещения пород.
При использовании комплексов ЭЖО, особенно с мощными
мехлопатами (ЭКГ-12,5 и ЭКГ-8И), число экскаваторов на
уступе при одинарном тупиковом фронте не должно превышать
двух и соответственно при сдвоенном фронте с двумя транс-
портными выходами — четырех.
5.7.	Особенности разработки россыпей
Порядок производства горных работ зависит от состояния
пород. Талую (или мерзлую, но искусственно оттаянную или
разрыхленную) россыпь можно разрабатывать сразу на всю
мощность или выемочными слоями любой мощности. Многолет-
немерзлую россыпь, которая оттаивает под действием солнеч-
ной радиации, можно разрабатывать только горизонтальными
тонкими слоями (мощностью от 5 до 20 см).
182
Рис. 5.9. Системы разработки рос-
сыпей:
/ — бункер промывочной установки; 2 —
отвал торфов; 3 — хвосты обогащения
При монтаже обогатитель-
ной установки выемочные уча-
стки всегда делятся на два
крыла. Экономически целесо-
образная ширина полигона при
бульдозерной разработке тор-
фов составляет 25—50 м, при
скреперной — 50—100 м (соот-
ветственно для одного- и дву-
стороннего размещения отва-
лов) . Более широкие полигоны
разделяют на продольные па-
нели шириной 50, 75 или 100 м.
Порядок выемки торфов и
песков определяется располо-
жением и порядком проведе-
ния подготовительных вырабо-
ток, а также местоположением
отвалов (за контуром поли-
гона, постоянно или временно
в выработанном простран-
стве), от чего зависит направ-
ление выемки заходок и пере-
мещения торфов в отвалы.
По направлению перемеще-
ния фронта горных работ и
заходок различают продоль-
ные, поперечные, веерные и
кольцевые системы разработки
россыпей.
При продольной си-
стеме разработки (рис.
5.9, а) заходки отрабатывают
вдоль продольной оси россыпи.
Такую систему применяют при узких и средних (шириной до
60—100 м) хорошо разведанных россыпях.
При поперечной системе разработки заходки от-
рабатывают поперек полигона (рис. 5.9,6). Ширина заходок
в этом случае постоянная, и россыпь отрабатывается сразу на
всю ширину, при этом сокращается расстояние транспортирова-
ния пород. При поперечном расположении заходок облегчается
отработка площадей с промышленным содержанием песков,
установленным при добыче за контурами россыпей.
При веерной системе разработки (рис. 5.9,в) заходки
отрабатывают по вееру с центром поворота у границы или
в центре полигона. Вследствие этого ширина заходок неодина-
кова и число заходок по фронту различно. Эту систему приме-
няют при значительной глубине россыпи, когда устройство
дополнительных выездов связано с большими затратами. Рацио-
183
нальна она и при перемещении песков из разреза ленточными
конвейерами. В этом случае траншею от первоначального вы-
езда проводят в направлении наименьшей мощности торфов.
Для облегчения стока воды от забоев траншею проводят к ме-
сту с низшей отметкой плотика.
По числу забоев различают системы с одинарными и смеж-
ными забоями. В первом случае заходка отрабатывается по
всей ширине (нормальная заходка) и экскаватор перемещается
только по ее продольной оси, что позволяет сократить простои
его из-за передвижки. Смежные забои соответствуют выемке
широкими заходками.
Способы вскрытия и подготовки, типы вскрывающих и под-
готовительных выработок зависят от применяемых технических
средств перемещения торфов и песков из разреза на поверх-
ность. Перемещение горной массы производится скреперами,
бульдозерами, экскаваторами, наклонными конвейерами, на-
порным или самотечным гидротранспортом и т. д. При исполь-
зовании скреперов и бульдозеров часто проводят наклонные по-
лутраншеи или траншеи. Для установки наклонных подъемни-
ков сооружают котлованы с крутой траншеей или полутран-
шеей. К вскрывающим выработкам относятся также канавы,
а к подготовительным — канавы и котлованы.
Типы и расположение вскрывающих и подготовительных
выработок для перемещения торфов должны обеспечить наибо-
лее производительное использование вскрышного оборудования.
В зависимости от условий разработки отвалы торфов могут раз-
мещаться на одном или двух бортах разреза (внешние отвалы)
или в выработанном пространстве, что предопределяет транс-
портную связь с горизонтом, а следовательно, и способ вскры-
тия этого горизонта. Чаще всего торфа размещают на бортах
разреза. Бункер для приема песков может быть размешен как
на поверхности россыпи, так и на плотике. В зависимости от
его положения видоизменяются транспортная связь с промывоч-
ной установкой и способ вскрытия добычного горизонта.
Основные способы вскрытия россыпи: общей траншеей (по-
лутраншеей, съездом), отдельными траншеями (съездами, ка-
навами) на каждый разрабатываемый горизонт, бестраншейное
вскрытие. Основные способы подготовки: траншеями (разрез-
ными, нарезными, аккумулирующими), канавами, котлованами,
комбинацией траншей (канав) и котлованов, без проведения
подготовительных выработок.
Общие и отдельные траншеи и полутраншеи
могут сооружаться как для всего карьерного поля, так и для
разработки отдельных его участков, полигонов и панелей
(рис. 5.10,а). Рациональное расстояние между временными от-
дельными траншеями при использовании скреперных комплек-
сов составляет 70—80 м при выемке наклонными слоями (про-
дольным забоем) и 50—60 м при выемке горизонтальными
слоями (забоем-площадкой),
184
Рис. 5.10. Схемы вскрытия рос-
сыпи отдельными траншеями при
использовании комплексов СО и СР
(а) и вскрытия и подготовки рос-
сыпи канавами (б)
Вскрывающие и подготовительные выработки проводят на
участке с самой низкой отметкой плотика, чтобы затем произ-
водить разработку россыпи по восстанию, осуществляя при
этом осушение забоев и рабочих горизонтов и сокращая объемы
горно-строительных работ. После того как к горизонтам торфов
и песков или к отдельным полигонам устроен транспортный
путь, приступают к подготовительным работам для создания
фронта вскрышных и добычных работ. Для проведения вскры-
вающих выработок необходимо применять то же оборудование,
что и на вскрышных и добычных работах.
Способ вскрытия и подготовки канавами (поло-
гими траншеями) является экономичным и широко применя-
ется при использовании гидромеханизации (рис. 5.10,6). Уклон
канавы должен быть достаточным для самотечного перемеще-
ния размытых песков (i = 0,015 = 0,04). Место ее заложения вы-
бирают так, чтобы разместить за устьем канавы хвосты обога-
щения, транспортируемые самотеком. Длина канав в пределах
разреза изменяется от 40 до 150 м, длина внешней части канавы
составляет 10—300 м. Расстояние между канавами изменяется
от 40 до 400 м в зависимости от размеров россыпи, канавы и
вместимости отвала для складирования хвостов промывки. Ка-
навы глубиной до 5—6 м проводятся гидромеханизированным
способом или бульдозерами.
Подготовку котлованом (рис. 5.11) при вскрытии
крутой траншеей или при бестраншейном вскрытии производят
чаще при гидравлической разработке россыпей с неровным пло-
тиком и невыдержанным уклоном, когда отсутствует возмож-
ность размещения хвостов в пойме, и необходим большой объем
работ по проведению и т. д. Котлован размещают на участке,
где плотик имеет наиболее низкие отметки. Размеры котлована
определяют из условия размещения в нем землесосной уста-
новки (гидроэлеватора), зумпфа и гидромониторов с трубопро-
185
Рис. 5.11. Схема вскрытия рос-
сыпи крутой траншеей и подго-
товки ее котлованом:
/ — гидромонитор; 2 — направляющие
щиты; 3 — зумпф; 4 пульповод;
5 — водовод; 6 — землесос
водами. Котлован сооружают драглайном, бульдозером (при
небольшой глубине) или с применением гидромониторов и зем-
лесосной установки. В районах многолетней мерзлоты в зимнее
время котлованы и траншеи проводят с помощью буровзрывных
работ.
5.8.	Особенности гидромеханизации горных работ
При гидромеханизации вскрывающими и одновременно под-
готовительными выработками, обеспечивающими доступ к ра-
бочим горизонтам и их подготовку, являются полутраншеи и
неглубокие траншеи, а при разработке россыпей — канавы. Ос-
новная часть грузов перемещается по трубопроводам, что позво-
ляет значительно уменьшить объемы вскрывающих выработок.
При вскрытии отдельными траншеями и самотечном транс-
портировании пульпы каждый уступ вскрывают самостоятель-
ной пульпоприемной траншеей, которая во внешней своей части
может перейти в лоток, уложенный на эстакаде. При напорном
транспортировании пульпы вскрытие осуществляется преимуще-
ственно отдельными внутренними траншеями и полутраншеями
небольшого поперечного сечения. Вскрытие глубоко залегаю-
щих пластов и нагорных месторождений осуществляют тран-
шеями с применением самотечного транспорта. Бестраншейное
вскрытие при самотечном транспортировании пульпы осущест-
вляется проведением только пульпоприемных канав, которые
в дальнейшем могут переходить в лотки.
Часто подготовительной выработкой является начальный
котлован, в котором располагают оборудование и откуда начи-
нают проведение разрезных траншей или бестраншейное раз-
витие горных работ. При этом возможно двустороннее развитие
работ из одного центрального котлована или многостороннее из
нескольких котлованов; число начальных котлованов определя-
ется потребной протяженностью фронта работ.
При создании начальных котлованов гидроспособом произ-
водительность оборудования снижается, поэтому целесообразно
иметь в котловане два землесоса и осуществлять двустороннее
186
Рис. 5.12. Веерная система разработки россыпей при использо-
вании гидромеханизированных комплексов:
а — полным веером; б — полувеером; I — землесос; 2 — водовод; Г МН —
гидромонитор; Ш — шаровой шарнир
развитие фронта работ. Из-за низкой эффективности размыва
при отсутствии достаточной длины фронта работ и частых пере-
рывов в работе для перестановки землесоса на более низкие
отметки создание начального котлована в некоторых случаях
целесообразно осуществлять экскаваторами, а иногда с приме-
нением взрывных работ на выброс.
Выемка горных пород при использовании средств гидроме-
ханизации производится наклонными слоями. Разрабатываемый
массив делят на выемочные блоки. Применяют однобортовые
и двухбортовые продольные, поперечные и веерные системы раз-
работки с самотечным, напорным и самотечно-напорным транс-
портированием пульпы. Варианты параллельного перемещения
фронта работа с торца откоса уступа применяют при пологом
залегании пласта.
При проведении разрезной траншеи необходимо, чтобы ее
объем был минимальным и при последующей отработке карьера
обеспечивались наименьшие число переукладок трубопроводов
и расстояние от насосной станции до разрабатываемых участков
и от грунтовых насосов до отвалов.
В настоящее время широко распространена веерная система
разработки россыпей (рис. 5.12), при которой увеличиваются
объемы пород, размываемых с одной установки землесоса, воз-
можно использование ударной силы струи для перемещения
пород, упрощается схема передвижки водоводов и улучшаются
технико-экономические показатели работ. Различают отработку
полным веером и полувеером. При крутом уклоне плотика це-
лесообразен полувеер, при этом фронт работ разворачивается
на 60—180°.
187
6.	ЭКСКАВАТОРНО-ОТВАЛЬНЫЕ
ТЕХНОЛОГИЧЕСКИЕ КОМПЛЕКСЫ
6.1.	Общие сведения. Порядок выемки
Применение технологических комплексов для перевалки
вскрышных пород в выработанное пространство очень эконо-
мично и желательно во всех случаях, когда это возможно, в ча-
стности при следующих условиях:
горизонтальное или пологое падение залежи полезного иско-
паемого (обычно не более 10—12°, иногда до 15—17°);
ограниченные мощности залежи (до 20—30 м, в отдельных
случаях до 50—60 м) и вскрышных пород (до 40—45 м, иногда
до 60 м).
Указанные технологические комплексы применяют и при от-
работке выходов наклонных и крутых залежей или узких, вытя-
нутых и неглубоко залегающих линз полезного ископаемого.
При этом производится непосредственная или кратная пере-
валка вскрышных пород на борта карьера.
Расчеты жестко взаимозависимых вскрышного и добычного
технологических комплексов связаны:
с выбором типа и мощности вскрышных экскаваторов и
схемы экскавации;
с выбором вида добычного комплекса, в первую очередь
транспорта полезного ископаемого, и установлением порядка
транспортного обслуживания добычных забоев при работе экс-
каваторно-отвального комплекса оборудования;
с определением ширины заходок, берм, площадок вскрыш-
ных и добычных уступов и расчетом вскрытых запасов полез-
ного ископаемого.
Взаимная расстановка оборудования должна рассчиты-
ваться комплексно: в плане и по нескольким типичным геоло-
гическим профилям. Расчеты только по одному поперечному
профилю, без учета расстановки и последовательности работы
оборудования в плане (по фронту работ), могут привести к зна-
чительным погрешностям.
Важным условием правильного расчета и построения
вскрышного и добычного технологических комплексов является
равенство или кратность ширины заходки по полезному иско-
паемому ширине заходки по вскрышным породам с целью рав-
номерности подвигания фронта вскрышных и добычных работ.
С увеличением мощности вскрышных пород, размещаемых
во внутренние отвалы, а также мощности залежи или при от-
сутствии достаточно мощных вскрышных экскаваторов простая
и кратная перевалка породы становится либо неэффективной,
либо технически невозможной. К значительному усложнению
технологических комплексов приводит требование обеспечения
достаточно больших вскрытых запасов полезного ископаемого
при сезонном ведении вскрышных работ.
188
Расчеты и анализ технологических комплексов и схем экска-
вации, как и конструктивные решения элементов системы раз-
работки, приводятся ниже применительно к наиболее распро-
страненной продольной однобортовой системе разработки.
После отработки одной вскрышной заходки 1 и одной за-
ходки по полезному ископаемому у (рис. 6.1,а) порода из оче-
редной вскрышной заходки 2 может размещаться на свободной
площади выработанного пространства (за исключением приза-
бойной полосы 77) в отвальной заходке 20 (рис. 6.1,6).
Независимо от порядка выемки вскрышной заходки наибо-
лее экономично размещать породу возможно ближе к полосе 77,
заполняя последовательно треугольную площадь aibiCi, а затем
четырехугольник a2b2biUi. При этом откос отвала предыдущей
заходки не подсыпается породой.
При незначительной высоте вскрышного уступа Hi
(рис. 6.2,а) вместимость отвала, показанная треугольником 70,
может оказаться достаточной, а для перевалки вскрышных по-
род необходим минимальный радиус разгрузки R0,i.
С увеличением высоты вскрышного уступа до 772, 773, 774
и т. д. объем переваливаемой породы возрастает (площади 2,
3, 4; см. рис. 6.2, а). Порода должна размешаться выше по от-
косу отвала на площадях 20, Зо, 4о и т. д., а соответствующие
радиусы разгрузки должны возрастать до размеров 7?0.2, 7?0.3,
Т?0.4 И т. д.
Такая простая перевалка, при которой вся порода
экскавируется только один раз (из массива) и непосредственно
укладывается в отвальную насыпь, в принципе возможна при
любой высоте вскрышного уступа.
Однако необходимый радиус разгрузки (м) вскрышного экс-
каватора при большой высоте отвала значительно возрастает,
так как
7?о = П + 77О ctg ₽.	(6.1)
Поэтому при значительной мощности вскрышных пород при-
меняют кратную перевалку, при которой порода из
вскрышной заходки в объемах 7, 2, 3, 4, 5 и 6 отсыпается в от-
вал в прежней последовательности и образует площади 70, 20,
Зо, 4о, 50 и 60. Это возможно, пока полностью не будет исполь-
зован максимальный радиус разгрузки вскрышного экскаватора
(рис. 6.2, б). С увеличением мощности вскрышных пород возра-
стает объем отвала (7о==7о,+7о") за счет перевалки объема
пород 7 без увеличения радиуса разгрузки вскрышного экска-
ватора, но с частичной или полной засыпкой призабойной по-
лосы и откоса добычного уступа.
Практически выемку породы вскрышной заходки производят
на всю ее высоту 77, и отсыпку породы в большинстве случаев
начинают при максимальном радиусе разгрузки /?0 (см.
рис. 6.2,6). При этом в результате свободного падения и после-
дующего осыпания по откосу порода заполняет отвал не в опи-
189
Рис. 6.1. Принципиальная схема простой перевалки вскрышных пород:
а и б — соответственно положение до и после отработки вскрышной заходки /; / —
средний уровень отвала
санной последовательности (/о, 2о, ..7о), а путем прироста
площади отвала тонкими слоями dS0.i+dS0.2 (см. рис. 6.2,6).
Однако первоначально описанный порядок отсыпки более
экономичен в результате уменьшения расстояния перемещения
породы. При этом упрощается методика расчета и экономиче-
ская оценка схем экскавации.
Часть отсыпанной в отвал породы 70' может оставаться на
месте, так как положение ее соответствует простой перевалке.
Вторая часть 70" заполняет призабойную полосу и частично
приваливает откос добычного уступа. Чтобы создать условия
для выемки залежи, эту часть отвальных пород следует по-
190
вторно экскавировать и разместить выше площади 70' (на
рис. 6.2,6 показано стрелкой).
Отношение повторно экскавируемого объема породы 70"
к общему объему первично экскавирусмой породы 7О'+7О" на-
зывают коэффициентом кратности перевалки
(переэкскавации):
Кпер = 7Ж + ^).	(6.2)
При правильном построении технологического комплекса
всегда больший или меньший объем породы, укладываемой
в выработанное пространство, впоследствии не переэкскавируют,
поэтому коэффициент кратности перевалки должен быть меньше
единицы. В конкретных горно-геологических условиях при не-
больших радиусах разгрузки вскрышных экскаваторов и осо-
бенно при развитии оползней пород отвала коэффициент крат-
ности перевалки может быть больше единицы, в отдельных слу-
чаях Кпер=34- 4 и более.
Экономически допустимый коэффициент переэкскавации
ориентировочно определяется из выражения
Кпер = (Ст—С6)/Спэ,	(6.3)
где Ст — затраты на 1 м3 вскрышных работ при использовании
транспорта, руб.; Сб-—затраты на 1 м3 вскрышных работ при
простой перевалке, руб.; Спэ — затраты на переэкскавацию 1 м3
пород, руб.
По величине экономически допустимого коэффициента пере-
экскавации для принятого типа вскрышных экскаваторов и
схемы экскавации можно определить максимальную высоту
уступа, отрабатываемого с экскаваторной перевалкой вскрыш-
ных пород.
6.2.	Основы расчета технологического комплекса
Производительность QK. в (м3/год) комплекса оборудования
ЭО должна обеспечивать необходимый объем добычи Qu в со-
ответствии с текущим коэффициентом вскрыши Кт-
Q.K. В — KtQw--------Qll,
h
(6.4)
где Н — средняя по фронту работ мощность вскрышных пород,
м; h — средняя по фронту работ мощность залежи, м.
Начальное положение фронта вскрышных, добычных и от-
вальных работ показано на рис. 6.1, а. В результате перемеще-
ния породы из вскрышной заходки / в отвальную заходку /о
создаются вскрытые запасы полезного ископаемого.
На забойной стороне выемка вскрытых запасов связана с со-
блюдением определенных технологических условий. Между
191
Верхней бровкой добычного и нижней бровкой откоса вскрыш-
ного уступов, как правило, должна сохраняться берма Б для
размещения транспортных коммуникаций и производства зачи-
стки. Размер бермы Б устанавливается конкретно для каждой
схемы экскавации.
Элементами системы разработки на забойной стороне явля-
ются: протяженность фронта работ L<j>; мощность Н вскрышных
пород (высота вскрышного уступа); мощность залежи h; углы
откосов вскрышного а и добычного сц уступов; ширина вскрыш-
ной А и добычной Д1 заходок; размер бермы Б.
По длине и направлению подвигания фронта работ пара-
метры указанных элементов не являются постоянными. В боль-
шинстве случаев принимают ширину вскрышной А и добычной
Aj заходок одинаковыми.
Элементами системы разработки на отвальной стороне явля-
ются: протяженность отвального фронта работ Lo.$; угол от-
коса отвала Р; ширина отвальной заходки До; ширина приза-
бойной полосы 77; средняя высота отвала 77О. ср.
На отвальной стороне между нижними бровками отвала и
вскрытого участка залежи должна, как правило, сохраняться
свободная призабойная полоса 77. Она необходима для располо-
жения транспортных коммуникаций, водоотводных канав, раз-
вала взорванного ископаемого и предохранения добычных усту-
пов от последствий деформаций откосов внутренних отвалов.
Размер полосы устанавливается применительно к конкретной
схеме экскавации. В благоприятных случаях 77=0. Величина П
может изменяться в течение сезона, когда по условиям произ-
водства работ ширина вскрышной и ширина отвальных заходок
неодинаковы.
Величина 77О. ср определяется из условия выравнивания от-
вальных гребней в пределах ширины заходки и зависит от вы-
соты вскрышного уступа, протяженности вскрышного и отваль-
ного фронтов и коэффициента разрыхления породы.
Длина вскрышного фронта обычно превышает длину отваль-
ного фронта, в первую очередь вследствие размещения в преде-
лах отвальной площади транспортных коммуникаций добычных
горизонтов и вскрывающих выработок. В связи с этим необхо-
димо увеличивать высоту внутренних отвалов.
Элементы отвальной стороны также изменяются как по
длине фронта работ, так и по мере его подвигания. Вследствие
этого расчет технологического комплекса для перевалки
вскрышных пород должен производиться по ряду типичных гео-
логических профилей для нескольких положений фронта гор-
ных работ. Поскольку изменяется и длина фронта, при расчетах
следует определять объем работ по заходке в целом.
Методика расчета технологического комплекса заключается
в определении ряда его основных показателей.
Объем породы (м3) в пределах вскрышной заходки с пло-
щадью поперечного сечения S при длине вскрышного фронта
192
работ £ф с учетом коэффициента разрыхления пород Л*р соста-
вит
У = Кр5Лф = КрЛН£ф.	(6.5)
Объем породы (м3), размещаемой в отвальной заходке с пло-
щадью поперечного сечения 5О при длине отвального фронта
Ео. ф,
Уо ~ SoEo ф = ЛоНо. срЕр. ф.	(6-6)
Обязательным условием правильного построения технологи-
ческого комплекса является равенство объемов породы (м3)
в пределах вскрышной и отвальной заходок:
V = Уо пли АОНО. cpLo. ф = КрАНЬц,.	(6.7)
Протяженность отвального фронта в общем случае не равна
(обычно меньше) протяженности фронта вскрышных работ, и
расчет должен производиться также и для тех участков карьер-
ного поля, где из-за кривизны фронта Ео.
1.	Если (редкий случай) Lo. ф>Еф, то Но. сРАо<КРНА-,
при Ло = Л высота отвала (м) уменьшена:
Но. ср = КрНL$ILO. ф;	(6.8)
при Но. ср=КрН ширина отвальной заходки (м) меньше за-
бойной:
Ао = AL^jLo. ф.	(6-9)
2.	Если (обычный вариант) Lo. ф<Еф, то Но. ср ДО>ЕРНЛ;
при А = АО высота отвала, определяемая по формуле (6.8),
больше высоты вскрышного уступа, а при Но. сР=КРН отваль-
ная заходка шире забойной [см. формулу (6.9)].
3.	Если протяженность фронта работ достаточно велика, при
расчете технологического комплекса принимается условие
Ео. ф = Еф. Тогда Но. cPAo=zНРНА\
при АО=А высота отвала
Но. ср = НРН;
при А0=^А
Но,ср = ХрНЛМо.	(6.11)
Ширина заходки (м) для обеспечения достаточных вскры-
тых запасов полезного ископаемого и сокращения относитель-
ных затрат времени на простои и непроизводительные переходы
экскаваторов должна быть максимальной, а для увеличения вы-
соты вскрышного уступа — минимальной.
При использовании экскаваторно-отвальных комплексов
с вскрышными мехлопатами:
Лтах = 0,551 + б + /?ч.у—Б;	(6.12)
^min = 0,55, Rk —Б,	(6.13)
где 5i — ширина хода экскаватора, м; б—расстояние от верх-
7 Заказ № 624	1 93
(6.10)
Ней бровки добычного уступа до ходового устройства экскава-
тора, м; R4. у — радиус черпания экскаватора на уровне стоя-
ния, м; — радиус вращения кузова экскаватора, м; т— за-
зор между кузовом и нижней бровкой вскрышного уступа, м;
Б — ширина площадки между верхней бровкой добычного и
нижней бровкой вскрышного уступов, м.
Рабочие размеры драглайнов позволяют значительно уве-
личить ширину заходок. При расположении драглайна на
кровле вскрышного уступа
^max ~ Кч + 0,5Б1 + б1>	(6.14)
где R4— радиус черпания драглайна, м; jSj — ширина его хода,
м; 6i — ширина предохранительной бермы, м; (б! = 24-5 м).
При расположении драглайна на промежуточном горизонте
максимальная ширина заходки уменьшается на величину
4ctga. При райчихинской схеме, когда драглайном осущест-
вляется как первичная перевалка, так и переэкскавация породы,
максимальная ширина заходки (м) ограничивается линейными
параметрами драглайна
Лтах = —[Яч + Яр—И (ctga + KpCtgP) —(Б-Ь/ictgcXi-F 77)].
5
(6.15)
Принимать максимальную ширину продольных вскрышных
заходок (до 90—100 мм) при работе мощных драглайнов це-
лесообразно при перемещении полезного ископаемого автомо-
билями и конвейерами и выемке его поперечными заходками.
В остальных случаях для лучшего использования вместимости
внутренних отвалов и упрощения организации добычных работ
рационально принимать ширину вскрышных заходок от 20—30
до 50—60 м при изменении емкости ковша драглайна от 5—10
до 40 м3 и более.
Добычные панели отрабатываются заходками, типы которых
зависят в основном от взаимной организации вскрышных и до-
бычных работ. При ведении вскрышных и добычных работ
в разных блоках (крыльях) фронта и использовании комплек-
сов оборудования ЭКР, ВКР, Э)КР или ВЖР добычные за-
ходки, как правило, продольные сквозные, а ширина заходок
(нормальных или узких) и число их определяются линейными
параметрами выемочных машин и возможной производитель-
ностью комплекса добычного оборудования.
При подвигании добычных забоев вслед за вскрышными до-
бычные заходки обычно тупиковые даже при простой перевалке
пород из-за невозможности работы добычного транспорта в зоне
действия вскрышного оборудования. При отработке добычной
панели двумя заходками они также обычно обе тупиковые, так
как создание хотя бы одной (второй) сквозной заходки требует
большого опережения в отработке первой (тупиковой) добыч-
ной заходки, что обусловливает дополнительные простои
194
вскрышного комплекса. Тупиковые заходки обычно широкие,
так как Л>1,77?ч. у, что возможно при применении комплексов
ЭАР или ЭКР. При большой ширине вскрышных заходок до-
бычные панели той же ширины (50—60 м и более) при исполь-
зовании комплексов ЭАР могут отрабатываться поперечными
нормальными или узкими заходками.
Длина фронта работ для одного комплекса вскрышных ма-
шин определяется в первую очередь необходимыми вскрытыми
запасами полезного ископаемого для бесперебойной работы
карьера в течение 1—3 мес и в период остановки вскрышных
экскаваторов (на годовой, средний, капитальный ремонт).Чрез-
мерно большая длина фронта обусловливает перепробег транс-
портных средств, удлинение транспортных коммуникаций и
электросиловых линий и, как следствие, увеличение затрат. При
коротком фронте работ увеличиваются простои экскаваторов
после отработки заходок, возрастает удельный вес переэкскава-
ции в объеме вскрышных работ.
Целесообразно принимать длину фронта работ в следующих
пределах:
Емкость ковша экскавато-
ра, м» .............. До 8 —10	15—20	35—40	75—100
Длина фронта, м .... 600—1200* 1000—1800 1500—2500 2000—3500
* Нижний и верхний пределы соответственно при мощных и тонких пластах полез-
ного ископаемого.
Высота уступа, ширина берм и рабочих площадок, скорость
подвигания фронта рассчитываются применительно к конкрет-
ному технологическому комплексу перевалки и схеме экскава-
ции. Так, например, для технологического комплекса простой
перевалки мехлопатами в зависимости от ширины заходки и по-
ложения экскаватора ширина рабочей площадки вскрышного
уступа ШР. п (м) изменяется в пределах
Б + у >Шр.п >БА-Вг.	(6.16)
При простой перевалке полускальных и скальных пород,
подготавливаемых к выемке взрыванием, развал взорванных
пород шириной В должен разместиться на рабочей площадке,
что предотвращает подвалку добычного уступа (В<ШР,П).
Вместе с тем ширина развала не должна превышать 1,7 7?ч. у.
При схемах экскавации с кратной перевалкой взорванных
пород ширину их развала необходимо увеличивать для умень-
шения коэффициента переэкскавации. Это увеличение достига-
ется в результате роста удельного расхода ВВ и применения на-
клонных скважинных зарядов ВВ. Удельный расход ВВ, по
практическим данным, увеличивается по сравнению со взры-
вами на дробление в 1,5—2 раза. Коэффициент сброса дости-
гает 0,4—0,5.
Свободная призабойная полоса на почве добычного уступа П
(рис. 6.3) включает площадку для размещения развала полез-
7*	195
Рис. 6.3. Схема размещения
внутренних отвалов с оставле-
нием призабойной свободной по-
лосы
кого ископаемого X(X~0,5h), транспортную полосу Ьт и полосу
водоотводной канавы 1,5 м:
Птак = X -ф	d.	(6.17)
Чем больше П, тем при кратной перевалке больше объем пе-
реэкскавируемой породы и необходимые линейные параметры
отвального драглайна, а при простой перевалке требуется боль-
шая модель вскрышного экскаватора.
Величина 77 уменьшается при выемке полезного ископаемого
широкими тупиковыми заходками за счет уменьшения X и ис-
ключения специальной транспортной полосы (7>т=0).
Высота вскрышного уступа 77у. в (м), установленная по ус-
ловию размещения породы во внутреннем отвале, должна про-
веряться по условию обеспечения требуемой производственной
мощности QK. и (т) карьера по полезному ископаемому:
77у.в МкО.К. гЙУиПи/Ск. и,	(6.18)
где пк — число комплексов оборудования ЭО; QK. г — годовая
производительность комплекса ЭО, м3/год; уи — плотность по-
лезного ископаемого в массиве, т/м3; ци — коэффициент извле-
чения полезного ископаемого.
6.3.	Высота вскрышного уступа и отвала
В большинстве случаев (при мощных экскаваторах и мягких
породах) допустимая высота вскрышного уступа устанавлива-
ется не по экономическим соображениям, а по техническим воз-
можностям размещения породы в отвале. Предельно допусти-
мая высота вскрышного уступа определяется в каждом конкрет-
ном случае приемной способностью отвала, устойчивостью от-
коса наибольшего по высоте отвального яруса и максимально
возможной величиной общего угла заложения системы отваль-
ных откосов.
При простой перевалке (см. рис. 6.2, а) характерны следую-
щие зависимости:
соотношения приращений площадей вскрышных и отвальных
заходок, а также высоты уступов и их конечных величин:
dSoLo.^dSKpLf,	(6.19)
dSo = KpdSL<tJLo.b	(6.20)
196
или
AodHo = KpAdHL^ILo, ф;	(6.21)
5о = Кр5£ф/£о.ф;	(6.22)
dHo=KPdH-^-----—;	(6.23)
Lq. ф Aq
Яо.ср=кРя-^—4~;	(6.24)
^О. Ф АО
необходимый Ro (часть радиуса разгрузки, относящейся к от-
вальной стороне), определяемый от нижней бровки добычного
уступа, м,
/?o = 77<>ctg₽ + 77	(6.25)
или
Ro='КРИ-^—ctg Р Ч- 77;	(6.26)
k Lq, ф Л о
максимально возможная высота отвала (м) при заданном Ro
Но max = (7?о—77)tgP;	(6.27)
максимально возможная высота вскрышного уступа (м) при
заданном Ro
(6.28)
р/ ____ Ro П Lq. Ф Ao
Нотах— ~~ ——------.------
Kp ctg p Lfp A
Выбор комплекса оборудования и схемы экскавации произ-
водится с учетом максимального или среднего значения мощно-
сти вскрышных пород в пределах фронта работ. В первом слу-
чае на всех участках фронта с меньшей мощностью вскрыши по
сравнению с максимальным ее значением недоиспользуются па-
раметры экскаваторов. По этому условию выбор основного обо-
рудования и схемы экскавации следует производить, если уча-
стки с максимальной мощностью вскрыши имеют распростране-
ние на значительном протяжении фронта работ.
Учитывая, что отработка тупика составляет небольшую часть
всего объема вскрышных работ, можно увеличивать коэффици-
ент переэкскавации в районе тупика, с тем чтобы отрабатывать
принятым оборудованием большую мощность вскрышных пород.
Для технологии кратной перевалки вскрышных пород (см.
рис. 6.2, б) характерны два этапа заполнения отвала.
На первом этапе отвал заполняется аналогично технологии
простой перевалки до некоторой критической высоты 77О. к (м),
соответствующей высоте вскрышного уступа 77к; при этом соб-
людаются соотношения:
^о. ф % ^о
77o.K = (7?o-77)tg₽.
(6.29)
197
Второй этап заполнения отвала начинается с момента пре-
вышения высоты отвала Но. к, когда последующие объемы
вскрышных пород dS после перемещения в отвал образуют пло-
щадки dSa. j и dSo. 2 при увеличении высоты отвала на вели-
чину dHo.
На втором этапе прирост высоты отвала (градиент ее уве-
личения) меньше прироста высоты вскрышного уступа до неко-
торой величины Н (величина И добавляется к Нк).
Прирост площади поперечного сечения отвала на втором
этапе по левую сторону от оси отсыпки (см. рис. 6.2, б) может
быть представлен двумя площадями: постоянной, порода кото-
рой не подлежит перевалке, и площадью, порода которой вхо-
дит в объем вторичной перевалки.
Образующая первого элемента равна Ло/2- 1/cosp, а второго
элемента ’/2 Wo. T-l/sinp [где Но. т — текущая ордината высоты
отвала от 0 (когда высота отвала равна Но. к) до Но]. Прира-
щение высоты элементов составляет c/WoCOsp. Дифференциал
функции приращения площади отвала по левую сторону от оси
отсыпки
dSo. ! =	dHo + ~ Но. т ctg $dHo.	(6.30)
По правую сторону от оси отсыпки при формировании от-
вала выше До. к образующая элемента составляет (Wo. к +
+ Н0. т) - 1/sinp—ftx-1/sinp, а высота элемента, как и прежде
равна d7/ocosp. Дифференциал функции приращения площади
отвала по правую сторону от оси отсыпки
dSo.2^(Ho. K + Ho.T)ctg₽dHo—hxct^dH0,	(6.31)
где hx— высота подвалки добычного уступа, м.
Дифференциал общей функции приращения площади отвала
dSo = dSo. i + dSo. г =	dH0 + ~ Н°-т ctg ^dHo +
+ (До. к + Но. т) ctg $dHo—hx ctg ₽ dHo.	(6.32)
Величина hx (м) изменяется от 0 до h. Если подсыпка до-
бычного уступа не производится (засыпается только призабой-
ная полоса), то /ix=0. В остальных случаях
Йх = (Но. т Ctg ₽-W)/(ctg а, + ctg ₽).	(6.33)
Если П>НО. i-ctgp, то /гж=0, так как hx не может иметь от-
рицательные значения.
Функция приращения площади поперечного сечения отвала
(м2) определяется путем интегрирования в пределах от 0 до Но
уравнения (6.32), в котором hx предварительно заменяется вы-
ражением (6.33):
So = -А- Но + — Wo ctg ₽ + Wo. kWo ctg ₽-
2	4
198
1	(Яр ctg Р Т7)2 Ф	zg 34л
2	ctg Юл + ctg р
В формуле (6.34) первый член - Но^ представляет
собой объем отвальных пород, не подлежащих вторичной пере-
валке; сумма остальных слагаемых выражает объем переэкска-
вации пород.
Из приведенных расчетных выражений вытекают следующие
основные положения:
кратная перевалка отсутствует до тех пор, пока не будет пре-
вышена критическая высота отвала Но. к для заданных величин
Ro, 77 и р;
объем вторично экскавируемых вскрышных пород при пре-
вышении критической высоты отвала увеличивается пропорцио-
нально квадрату высоты отвала;
при заданных высоте вскрышного уступа, ширине вскрышной
заходки (AHRj>=SK+S = const) и радиусе разгрузки вскрыш-
ного экскаватора удельный объем вторично переваливаемой по-
роды возрастает при уменьшении угла р и увеличении П и
уменьшается при увеличении ширины отвальной заходки Ао;
коэффициент кратности перевалки в общем случае может
быть определен из выражения
Кпер = (So-0,5/of/o)/(So. к + So)	(6.35)
или
ТСпер —
О
//2 ctg ₽ + 7/о Лос1еР-
^оНо. к
1 (77О ctg р — Z7)2
2__ctgqx + ctgp
- JL^tgp+ J^//o+-^_//2octgP +
4	2	4
„ H rtcR 1 (#oCtgP-/7)2 .
(6.36J
средняя высота отвала до вторичной перевалки пород (м)
77О. ср = 77о. к + 0,577о—0,5 Л о tg Р;
(6.37)
коэффициент кратности перевалки в основном определяется
частью радиуса разгрузки вскрышного экскаватора Ro, относя-
щейся к отвальной стороне; с увеличением Ro пропорционально
увеличивается Но. к, уменьшаются 77О и кратность перевалки.
Таким образом, параметры и технико-экономические показа-
тели вскрышного технологического комплекса перевалки пород
зависят от удаления оси вскрышного экскаватора от расчетной,
которая проходит через нижнюю бровку добычного уступа.
199
6.4.	Конструкция отвальной стороны вскрышного
технологического комплекса
Выбор модели и производительность экскаваторов на отвале
Q3. о определяются производительностью QK. в всего комплекса
оборудования ЭО (в общем случае — объемами вскрышных
работ) и коэффициентом переэкскавации породы Кпер-
О.э. о — KnepQii. в-	(6.38)
Большое значение имеет место расположения отвального
экскаватора. В то же время размеры внутренних отвалов опре-
деляют возможную схему расстановки вскрышных и отвальных
машин. Высота и конфигурация отвалов должны определяться
с учетом горно-технических и инженерно-геологических условий
разработки месторождения, обусловливающих устойчивость от-
косов внутренних отвалов, кривизну фронта горных работ, осо-
бенности отработки флангов карьерных полей.
После размещения пород из вскрышной заходки свежеотсы-
панный отвал занимает положение, показанное на рис. 6.4.
Вся площадь уложенной в первичный отвал породы (м2)
So т = So. кН-So.оSo п,	(6.39)
где So. к — площадь, заполняемая при простой перевалке; So. о +
+SO. п — площадь дополнительно укладываемой породы при
кратной перевалке.
Площадь So. о не подлежит вторичной первалке, а площадь
So. п необходимо освободить. Вторичная экскавация пород вы-
полняется драглайнами.
Наиболее просто объем пород So. п может быть размещен
в пространстве 1О непосредственно выше площадей So. k+So. о-
При этом отвальный драглайн мог бы иметь минимальный ра-
диус разгрузки Ro. 1 и располагаться на оси I так, чтобы эта ось
была серединой горизонтального расстояния 2R0. i между край-
ними точками черпания и отсыпки породы К и Lo. Однако таким
Рис. 6.4. Схема отвальной стороны технологического комплекса
кратной перевалки пород:
/, II, III — оси движения отвального драглайна
200
способом осуществлять вторичную перевалку невозможно, так
как на отвале необходимо создать площадку для перемещения
драглайна.
Можно также установить драглайн с опережением или отста-
ванием по фронту отвальных работ и обеспечить вторичную пе-
ревалку пород объемом So. п в отвальное пространство 1О при
угле поворота экскаватора меньше 180°. Однако в этом случае
принятый радиус разгрузки драглайна является заниженным, и,
чтобы обеспечить экскавацию породы из точки К и отсыпку ее
в точку Lo, его необходимо увеличить.
Вместе с тем при увеличении радиуса разгрузки драглайна
задача решается проще, если породу, занимающую площадь
So. п, переваливать в пространство 2О над предыдущей отваль-
ной заходкой. При этом для движения драглайна остается пло-
щадка шириной /7Д, равной ширине отвальной заходки А,, или
меньше ее, если отвальные заходки очень широкие. При распо-
ложении драглайна посередине горизонтального расстояния
между точками К и Lo ось перемещения драглайна переносится
в положение II. Необходимым радиусом разгрузки драглайна
в этом случае будет R"o.
Ширина площадки Па может быть принята больше мини-
мально необходимой. Тогда ось перемещения драглайна займет
положение III и появится возможность разместить переваливае-
мую породу на площади Зо или в пространстве выше ее. Как
правило, в этом не возникает необходимости, а радиус драг-
лайна требуется увеличивать до R"'o, что нерационально неэко-
номическим соображениям. Наиболее экономичная схема пере-
экскавации на отвале при использовании драглайна с мини-
мально возможными параметрами предусматривает отсыпку
переваливаемых пород с площади So. п таким образом, чтобы
оставалась минимально необходимая площадка /7Д для переме-
щения драглайна по отвалу.
На параметры схемы переэкскавации влияет горизонт уста-
новки отвального драглайна. Расположение драглайна ниже
критической высоты отвала Нс. к неизбежно увеличит объем вто-
ричной перевалки пород, так как в этом случае необходимо пе-
реэкскавировать породу не только в объеме So. п, но и часть объ-
емов So. о и So. к. При этом потребный радиус отсыпки будет
больше, чем радиус черпания, и, следовательно, больше R"o.
Если горизонт установки драглайна выше, чем Но. к, то для
вторичной перевалки необходима предварительная отсыпка
драглайном породы вперед по ходу движения. В этом случае ра-
диус черпания должен быть больше, чем радиус отсыпки, и,
следовательно, больше R"o.
Таким образом, переэкскавирующий отвальный драглайн ра-
ционально размещать на горизонте критической высоты отвала
Но. к на специально создаваемой горизонтальной площадке ми-
нимальной ширины, по которой драглайн движется в пределах
Отсылаемой отвальной заходки.
201
6.5.	Конструкция забойной стороны вскрышного
технологического комплекса при использовании мехлопат
Выбор рациональных параметров элементов отвальной сто-
роны комплекса предопределяет значения элементов ее забой-
ной стороны (рис. 6.5). Мехлопаты работают только с верхним
черпанием и поэтому при перевалке пород в выработанное про-
странство устанавливаются на верхней площадке добычного
уступа.
Для любой модели вскрышного экскаватора радиус раз-
грузки (м)
R = Ro -j- R3 — const.	(6.40)
При удалении оси перемещения вскрышного экскаватора от
бровки добычного уступа величина забойной части радиуса
разгрузки R3 увеличивается, a Ro соответственно уменьшается.
Уменьшаются также критические высота и площадь отвала Но. к
и So. к, т. е. объем породы, не подлежащей вторичной перевалке.
С простой перевалкой породы (при Л=ДО) можно отрабо-
тать вскрышной уступ высотой (м)
//K=-l-(/7o.K--A.tgp)	(6.41)
или
Др \	4 7
(6.42)
Остальная часть толщи вскрышных пород мощностью Н—Нк
при отработке мехлопатой является объектом вторичной пере-
валки. Таким образом, для уменьшения кратности перевалки
мехлопату всегда рационально располагать возможно ближе
к отвалу. При этом ширина вскрышной заходки ограничена.
При высоте вскрышного уступа Н>НК дополнительный
объем работ, выполняемый с кратной перевалкой,
SK. п = (Д— Дк) А ~ ~Л— (So. О + So. 11) =
Лр
=-4- М4 н°+-4-н°	₽+н°- *н° ctg ₽ -
Кр L 2	4
___1 (Яо ctg ft —/7)* П
- 2 ctg^ + ctgP J’
(6.43)
Для установления объема переэкскавации пород на отвале
при известных Нк, Но. к и ЛО=Д необходимо определить До из
решения квадратного уравнения, к которому сводится уравне-
ние (6.43):
^ctgp—
4	2 ctg а, -р ctg 0
202
Рис. 6.5. Схема забойной стороны технологического
комплекса перевалки пород мехлопатами:
/ — ось мехлопаты; // — расчетная ось
+ W0(^ +//o.Kctgp)-KP(/7-//K)A=0.	(6.44)
Затем определяется объем переэкскавации пород на отвале
5о.п = Кр(Н-Як)Д—0,5ДНо.	(6.45)
Когда высота вскрышного уступа достигает Нтих, пласт по-
лезного ископаемого полностью засыпается, включая берму Б
(см. рис. 6.1). Разрабатывать вскрышной уступ большей высоты
мехлопатой данной модели невозможно, так как происходит за-
сыпка базы экскаватора. Максимально возможная высота (м)
вскрышного уступа Яшах при перевалке вскрышных пород опре-
деляется из уравнения (6.44), где в этом случае
Но — Но max = [Н Б -\-ll (ctg ССХ-р Ctg Р)] tg Р-	(6.46)
При простой перевалке вскрышных пород мехлопатами
обычно решают две задачи:
определяют необходимый радиус разгрузки (м) экскаватора
для разработки вскрышного уступа высотой Н (при АО=А и
Но. ф БфJ
Я = Но + Яз = НКр Ctg р + Н + 0.25Д + т?3;	(6.47)
определяют максимальную мощность (м) вскрышных пород,
отрабатываемых при простой перевалке мехлопатой с радиусом
разгрузки R,
Н=  1	(/? —Кз —П—0,25Д).	(6.48)
КР ctg р
При кратной перевалке пород эти задачи невозможно ре-
шить однозначно, так как R и Н зависят от кратности пере-
валки. Область возможных решений устанавливается экономи-
ческими расчетами для различных сочетаний приемлемых экс-
каваторов в комплексе оборудования.
203
6.6.	Конструкция забойной стороны вскрышного
технологического комплекса при использовании драглайнов
При выемке пород нижним черпанием драглайны должны
располагаться на верхней площадке вскрышного уступа
(рис. 6.6, а). Показатели технологического комплекса зависят
от расстояния между пунктом отсыпки и осью перемещения экс-
каватора.
Для любой модели драглайна справедливо соотношение
(6.40). Как и мехлопата, драглайн должен располагаться воз-
можно ближе к верхней бровке уступа, в данном случае
вскрышного, с сохранением бермы безопасности бь
При простой перевалке (Ао—А) вскрышной уступ высотой Я
можно отработать только при условии, что драглайн имеет ра-
диус разгрузки R (м), перекрывающий забойную и отвальную
стороны (см. рис. 6.6, а),
R >0,5/>’1 + 61 + Hctga4-fi4-/ictga1-|-774-f/oCtgP,	(6.49)
где Б — ширина базы драглайна, м.
Рис. 6.6. Схема
забойной стороны
технологического
комплекса пере-
валки пород драг-
лайнами:
а и б —драглайн
размещается на
верхней площадке
вскрышного уступа;
в — драглайн на
вскрышном подус-
тупе; г н д — драг-
лайн на предотвале
204
При этом
Яо = КрЯ + 0,25Д tg₽.	(6.50)
Высота вскрышного уступа, отрабатываемого с простой пе-
ревалкой пород, в этом случае весьма ограничена.
Опыт эксплуатации мощных шагающих драглайнов на карь-
ерах СССР показал, что они могут высокопроизводительно
работать не только при нижнем, но и при верхнем черпании.
Высота уступа при верхнем черпании не должна превышать 70—•
80 % высоты разгрузки для данной модели экскаватора. При
разработке уступа верхним и нижним черпанием драглайн
можно располагать на промежуточной площадке (рис. 6.6, в).
При этом потребный радиус разгрузки драглайна уменьшается
на величину И,.. 4ctga (где Нв. ч — допустимая высота верхнего
подуступа, разрабатываемого верхним черпанием), которая со-
ставляет для применяемых моделей драглайнов 8—15 м.
Выбор горизонта установки конкретной модели драглайна
(т. е. схемы экскавации) при простой перевалке пород произво-
дится из условия обеспечения возможной годовой производи-
тельности экскаватора при нижнем черпании Q'a (м3) при за-
данных длине Ьф (м) и скорости подвигания v<t> (м/год) фронта
вскрышного уступа. По этому условию высота вскрышного ус-
тупа (м)
Я' = (2д/(£фпф).	(6.51)
Сначала сравниваются значения высоты вскрышного уступа
по производительности (6.51) и радиусу разгрузки экскаватора
при схеме экскавации с нижним черпанием (6.49) с учетом за-
висимости (6.50). Если Н~Н', принимается рассматриваемая
схема экскавации как наиболее эффективная.
При Н>Н' (недостаточна производительность драглайна) на
вскрышном уступе можно установить два экскаватора, выбрать
более производительную модель или уменьшить высоту уступа
до И'.
Если Н<Н', рассматривается схема экскавации с нижним
и верхним черпанием. В этом случае необходимо определить вы-
соту нижнего вскрышного подуступа Нк(Нн=Н—Нв.ч). Условие
равенства объемов вскрышной (по производительности драг-
лайна) и отвальной заходок (по радиусу разгрузки экскава-
тора) можно представить в виде
R—0,5Z>i—61—Яв. 4ctga—Б—/ictgcxj— П—0,25Л =H"KV.
(6.52)
Одного уравнения (6.52) для определения Нп недостаточно,
так как в его правой части находится не известная из формулы
(6.51) высота Н', а уже другая — И". Это связано с тем, что
при данной схеме драглайн работает как с нижним, так и
205
с верхним черпанием. В этом случае производительность драг-
лайна (м3/год)
<2д = <3д (1 — Н„. чКп/Н"),	(6.53)
где Яв.ч — высота верхнего вскрышного подуступа, м; Н" — об-
щая высота вскрышного уступа по производительности экскава-
тора, м; Кп — коэффициент снижения производительности драг-
лайна при верхнем черпании,
Кп = (С2д Сд. в)/фд,	(6.54)
где Qa. п — производительность драглайна при верхнем черпа-
нии, м3/год.
Из формулы (6.51) с учетом формулы (6.53)
н" = Q; (1 -	(6.55)
Так как 77в. Ч=Н"—Нн, уравнение (6.53) преобразуется
к виду
(#")2£фцф +HQ'n(K„- 1)-ЯнСдКп=0.	(6.56)
Система уравнений (6.52) и (6.56) позволяет определить Н",
Нн и Нъ.ч=Н"—Нн. При этом Нп. ч и Нн проверяют по высоте
и глубине верхнего и нижнего черпания драглайна.
При Ян~0 и Ян<0 драглайн устанавливают на кровле за-
лежи. Во втором случае возможная производительность его при
верхнем черпании полностью нс используется.
Более типичны технологические комплексы кратной пере-
валки вскрышных пород драглайнами. Как видно из рис. 6.6, б,
даже при расположении драглайна на верхней площадке
вскрышного уступа потребный радиус разгрузки вскрышного
экскаватора существенно уменьшается, если ось отсыпки про-
ходит через точку Б, но при этом необходимо переэкскавировать
значительный объем пород.
При заданном радиусе разгрузки драглайна R существует
определенная глубина Нк (см. рис. 6.6, б), измеряемая от гори-
зонта установки драглайна, при которой порода полностью ук-
ладывается на площади So. к отвала без вторичной перевалки.
Увеличение высоты вскрышного уступа более Н¥ приводит к ро-
сту объема 5О. п пород, подлежащих переэкскавации. При уве-
личении радиуса разгрузки R So. п уменьшается. Когда So. п = 0,
кратная перевалка сводится к простой.
Уменьшение радиуса разгрузки R связано с существенным
увеличением объема переэкскавации пород. Задача обоснования
технологического комплекса заключается в первую очередь в вы-
боре таких радиусов разгрузки и емкости ковша драглайна, при
которых обеспечивались бы оптимальное использование пара-
метров и максимальная производительность драглайна при воз-
можном уменьшении объема вторичной перевалки.
206
Благоприятные условия разработки вскрышных пород с пе-
ревалкой достигаются при схеме экскавации с расположением
драглайна на промежуточной площадке вскрышного уступа на
допустимом (по высоте черпания) уровне (см. рис. 6.6,в). Тогда
(при тех же условиях и той же величине R, что и на рис. 6.6, б)
Нп, к и So. к становятся значительно больше, a So. п меньше и для
переэкскавации потребуется экскаватор небольшой мощности.
В схемах экскавации (см. рис. 6.6, а, б и в) при полном ис-
пользовании радиуса разгрузки драглайна радиус черпания его
используется не полностью; угол поворота драглайна значи-
тельно меньше 180е.
При установке вскрышного драглайна на равном расстоянии
от пунктов черпания А и разгрузки Б (см. рис. 6.6, д) необхо-
димые радиусы черпания и разгрузки драглайна сократятся
почти вдвое, следовательно, и масса экскаватора будет значи-
тельно меньше.
Эта возможность использована в схеме экскавации, разра-
ботанной и применяемой на райчихинских угольных карьерах.
При этой схеме драглайн располагается на временном отвале,
отсыпаемом самим драглайном впереди по ходу движения. По
мере перемещения тот же драглайн переэкскавирует породу из
временного отвала (на пройденном участке трассы сзади ма-
шины) в постоянный. Высоту расположения драглайна целесо-
образно уменьшать до предела Нп.ч, при котором обеспечива-
ется отработка верхнего вскрышного подуступа верхним черпа-
нием. При смещении оси движения драглайна (см. рис. 6.6, г)
с промежуточной площадки вскрышного уступа (положение I)
в сторону отвала (положения II и III) уменьшается потребный
радиус разгрузки и увеличивается необходимый радиус черпа-
ния. Такое смещение целесообразно до момента, когда /?р=/?.ь
т. е. до положения оси драглайна, проходящей через середину
горизонтального расстояния между точками А и Б (положение
IV на рис. 6.6, д).
Однако при смещении площадки драглайна па величину de
в сторону отвала объем временного отвала возрастает (пло-
щадь левой заштрихованной полосы шириной de больше пло-
щади правой полосы за счет увеличения высоты). Поэтому уве-
личивается объем переэкскавируемой породы So. п до тех пор,
пока высота 1гл не станет равной 1гп (см. рис. 6.6, д). При даль-
нейшем смещении оси движения драглайна в сторону отвала
уменьшается переэкскавируемый объем породы со стороны от-
вала (слева) и увеличивается его прирост со стороны забоя
(справа), однако общий объем переваливаемой породы So. п
уменьшается, так как возрастает So. к- В средней части створа
АБ изменение объемов переэкскавации породы при смещении
оси драглайна относительно невелико.
Поэтому для наиболее эффективного использования пара-
метров драглайна целесообразно устанавливать его, как в рай-
чихинской схеме, на площадке, отметка которой соответствует
207
отметке площадки верхнего вскрышного подуступа. Последняя
соответствует критической высоте верхнего черпания драглайна,
а ось трассы драглайна расположена на равном расстоянии от
верхней бровки вскрышного уступа (точка А) и оси отсыпки от-
вала (точка Б).
Вместе с тем для сокращения объема переэкскавации по-
роды и удобства зачистки откоса добычного уступа необходимо,
чтобы ось трассы экскаватора и нижняя бровка уступа находи-
лись в одной вертикальной плоскости.
Выбор рационального технологического комплекса для кон-
кретных условий — с относительно небольшим объемом переэкс-
кавации пород и использованием второго экскаватора на отвале
(см. рис. 6.6, б) или с одним экскаватором при относительно
большом объеме вторичной перевалки (см. рис. 6.6, д) — реша-
ется экономическим сопоставлением с учетом действительной
мошности вскрышных пород, принятой модели драглайна и его
производительности, а также фактических объемов переэкска-
вации породы.
При разработке пород, требующих подготовки взрывным
способом, возможно часть объема пород заходки разместить
в выработанном пространстве без дальнейшей их переэкскава-
ции, что необходимо учитывать при расчете схем экскавации.
6.7.	Организация работы вскрышного и добычного
комплексов оборудования
Добычной комплекс оборудования в зависимости от физико-
технических характеристик и мощности залежи полезного иско-
паемого, производственной мощности карьера, длины фронта
работ и расстояния перемещения полезного ископаемого на по-
верхности может быть представлен:
карьерными мехлопатами с нормальным (при нижней по-
грузке) или удлиненным (при верхней погрузке) рабочим обо-
рудованием (обычно £=24-8 м3, иногда 12,5—20 м3) и соответ-
ствующими по рабочим параметрам средствами автомобиль-
ного, железнодорожного или конвейерного транспорта;
оборудованием непрерывного действия — роторными экска-
ваторами и конвейерами соответствующей производительности.
Возможны три принципиальные схемы взаимной расста-
новки вскрышного и добычного комплексов оборудования по
фронту работ.
Схема I (рис. 6.7, а) предусматривает рабочий ход
вскрышного и добычного экскаваторов только в одном направ-
лении. Между вскрышной и добычной заходками в плане остав-
ляется берма по всей длине фронта, ширина которой Б доста-
точна для обратного (холостого) прохода вскрышного экскава-
тора. При этой схеме исключаются простои экскаваторов и
перерывы в добычных работах из-за перемены направления
движения вскрышного экскаватора и возможно создание относи-
208
тельно больших вскрытых за-
пасов полезного ископаемого.
Недостатками схемы явля-
ются:	холостые проходы
вскрышного оборудования
вдоль фронта, неудовлетвори-
тельное использование ра-
диуса разгрузки вскрышных
экскаваторов (увеличение R3
при снижении Ro, так как R =
=R3+R0—const), необходи-
мость увеличения мощности
в
Рис. 6.7. Схемы организации работы
вскрышного и добычного оборудова-
вания:
1 и 2 — положения соответственно в про-
цессе и после отработки очередной вскрыш-
ной заходкн
комплекса ЭО.
Простая перевалка вскрыш-
ных пород при рассматривае-
мой схеме организации работ
практически исключается.
В отдельных случаях (при
малой мощности залежи и ус-
тойчивых породах ее основа-
ния) может быть предусмот-
рен перегон вскрышного экс-
каватора по почве залежи, по
отвалу или, реже, по поверх-
ности (верхней площадке
вскрышного уступа). Выдача полезного ископаемого на поверх-
ность предусматривается только на одном из флангов карьера.
При схеме II (рис. 6.7, б) добычной экскаватор следует
непосредственно за вскрышным. После отработки заходки чаще
всего комплекс оборудования ЭО простаивает в ожидании окон-
чания выемки заходки по полезному ископаемому. Затем про-
стаивает добычной комплекс оборудования, так как требуется
создать опережение вскрышных работ по фронту. При схеме II
исключаются холостые проходы вскрышного и добычного обо-
рудования. Выдача полезного ископаемого производится пооче-
редно через фланговые траншеи. Объем вскрытых запасов по
лезного ископаемого минимальный, а зависимость между рабо-
той вскрышного и добычного комплексов оборудования весьма
жесткая. Чем короче фронт работ, тем больше время простоев
вскрышного и добычного оборудования.
При принятых ширине заходки А (м) и скорости подвига-
ния фронта n<i)=Qn/(LH.<i)Ii) годовое число простоев экскаваторов
на флангах карьерного поля
Ипр = щ/А = QH/(LH. фМ),	(6.57)
где Q,, — производственная мощность карьера по полезному ис-
копаемому, м3/год; L„. ф — протяженность фронта добычных
работ, м; h — высота добычного уступа, м.
Время отработки одной заходки слагается из времени ра-
209
боты Тр и времени простоев Тпр вскрышного экскаватора. При
протяженности фронта £ф и опережении вскрышными работами
добычных по длине фронта /о относительное значение простоев
составит
Т„Р/ТР = 1О/ЬФ.	(6.58)
Общее время (сут) использования комплексов оборудова-
ния ЭО в году Тк. в (без учета простоев в ремонте и по клима-
тическим условиям) должно соответствовать условию
тк. в = ОфН (£Ф + lo)/QK. в-	(6.59)
Суммарное время простоев в течение года (сут)
Е Тщ,=ПпрТ„р=в,	(6.60)
где Н—мощность вскрышных пород, м; QK. в — производитель-
ность комплекса ЭО, м3/сут.
Из приведенных выражений следует, что удельное значение
простоев вскрышного оборудования в течение года при опреде-
ленной скорости подвигания фронта работ зависит от высоты
вскрышного уступа и опережения вскрышным комплексом до-
бычного, но не зависит от ширины заходки. При современных
условиях удельное значение простоев составляет от 10 до 20 %.
При резком уменьшении мощности вскрышных пород и за-
лежи на флангах карьерного поля для уменьшения простоев
оборудования отработку этих участков производят более широ-
кими заходками при криволинейном фронте, вогнутом в сторону
выработанного пространства. Простои могут быть уменьшены
также при создании на флангах «передовых траншей» с пере-
валкой породы на торцовые борта карьера, что практически
возможно только при использовании мощных драглайнов. Время
простоев экскаваторов на флангах часто используется для про-
ведения планово-предупредительных ремонтов.
Схема II обусловливает необходимость во время простоя
добычного комплекса оборудования увеличения добычи на со-
седних участках (карьерах) или складирования части добывае-
мого полезного ископаемого.
Схема III (рис. 6.7, в) предусматривает разделение фронта
работ на два крыла (блока). Вскрышные и добычные работы
начинают от середины фронта. За время отработки вскрышной
заходки комплексом оборудования ЭО на одном крыле пол-
ностью вынимают добычным оборудованием вскрытые запасы
полезного ископаемого на другом крыле фронта. Затем вскрыш-
ной экскаватор возвращается от фланга к середине фронта по
вскрытому целику полезного ископаемого и начинает вскрыш-
ные работы на втором крыле, а добычной экскаватор произво-
дит выемку вскрытых запасов первого крыла фронта. Простои
вскрышного и добычного оборудования при этой схеме умень-
шаются, объем вскрытых запасов полезного ископаемого доста-
точно велик, работа вскрышного и добычного комплексов отно-
сительно независима. Однако сохраняются холостые переходы
210
экскаваторов, возникают простои
при начале работ в середине
фронта, периодически приходится
изменять направление грузопо-
тока полезного ископаемого. Со-
здание центральной траншеи для
выдачи полезного ископаемого
упрощает организацию транс-
порта, но ведет к усложнению
перевалочных работ на участке
проведения траншеи из-за умень-
шения длины отвального фронта.
Специфическим являются тех-
нология и организация отработки
торцовых участков фронта
вскрышных работ из-за затруд-
нений с размещением пород во
внутренних отвалах вследствие
сокращения отвального фронта,
в том числе и для создания
транспортного доступа к добыч-
ным забоям; последнее связано
с оставлением места для распо-
ложения транспортных площа-
док или съездов (рис. 6.8).
Рис. 6.8. Схемы отработки тор-
цовых участков фронта вскрыш-
ных работ
На практике применяются три способа отработки торцовых
участков:
с использованием вспомогательного комплекса оборудования
ЭО (обычно мехлопаты и автотранспорт, см. рис. 6.8, а) или по-
грузкой породы основными вскрышными экскаваторами в авто-
самосвалы (с особого разрешения органов Госгортехнадзора
СССР), что ухудшает технико-экономические показатели ЭО;
с размещением всей породы из «передовой траншеи» на тор-
цовом нерабочем борту карьера с применением вскрышного
драглайна (см. рис. 6.8, б) или комбинацией этого способа с пре-
дыдущим;
с перемещением породы торцовых участков во внутренний
отвал без изменения принятой схемы экскавации (см. рис. 6.8,
в), что возможно при резерве линейных параметров вскрышного
оборудования.
Так как объемы работ на торцовых участках не превышают
5—10 % общих объемов вскрыши, главным здесь является не
достижение максимальных производительности и использования
линейных параметров экскаваторов, а полное размещение по-
роды в отвалы без дополнительных перевозок, что часто обус-
ловливает целесообразность увеличения коэффициента кратно-
сти перевалки породы на этих участках. Схемы экскавации на
торцовых участках определяются графическими построениями
и расчетами.
211
Минимальное число машин (обычно одна-две), характерное
для комплекса оборудования ЭО, и наличие при двух экскава-
торах (вскрышном и отвальном) промежуточного склада в виде
первичного отвала обусловливают практическое отсутствие вну-
трисменных технологических простоев и высокую надежность
комплекса оборудования в процессе работы. Указанные фак-
торы позволяют достичь высокой степени реализации техниче-
ской производительности оборудования.
6.8.	Способы вскрытия
Для перемещения полезного ископаемого чаще применяется
автомобильный и конвейерный транспорт, реже—автомо-
бильно-железнодорожный и железнодорожный. Конвейерные ус-
тановки могут конкурировать с автомобильным транспортом для
перемещения мягкого полезного ископаемого в основном при
большой мощности карьера. При транспортировании полезного
ископаемого от забоев железнодорожным транспортом затруд-
няется организация работ на флангах карьера, где в этом слу-
чае искривляется фронт работ или же необходимо производить
погрузку с расцепкой вагонов, а также с укладкой выставочного
тупика.
Обычными при использовании на карьере комплексов ЭО и
ЭТР являются вскрытие внешними отдельными (при одном до-
бычном горизонте) и групповыми (при двух добычных горизон-
тах) траншеями или внутренними траншеями, применяемыми
при автотранспорте и располагаемыми в основном на торцовых
бортах карьера.
Схемы вскрытия непосредственно связаны с числом комплек-
сов оборудования ЭО в карьере и организацией их взаимодей-
ствия с комплексами добычного оборудования.
В пределах карьерного поля эксплуатируются обычно один
или два взаимосвязанных комплекса вскрышного и добычного
оборудования. При использовании двух комплексов общий
фронт работ на карьере делится на блоки. При этом каждый
блок должен иметь собственный транспортный выход (один или
более).
Различают следующие способы вскрытия добычных гори-
зонтов, взаимосвязанные с организацией вскрышных и добыч-
ных работ.
1.	Вскрытие одной фланговой капитальной
траншеей при разработке пор од и полезного ис-
копаемого одним блоком (рис. 6.9, а). Вскрышной
комплекс следует впереди добычного с опережением, величина
которого регламентируется требованиями техники безопасности.
После отработки каждой заходки вскрышное и добычное обо-
рудование возвращается в исходное положение.
2.	Вскрытие двумя фланговыми капиталь-
ными траншеями при одноблочной разработке
212
горной массы (рйс. 6.9,6). Добыча
полезного ископаемого при этом может
производиться по двум вариантам: до-
бычной комплекс может следовать за
вскрышным или работать впереди него.
При этой схеме возможен рабочий ход
экскаваторов в обоих направлениях.
3.	Вскрытие одной централь-
ной капитальной траншеей при
разработке двумя блоками
(рис. 6.9, в). Перевалка вскрышных по-
род производится попеременно в обоих
блоках. Готовые к выемке запасы лими-
тируются вскрытой и зачищенной поло-
сой полезного ископаемого на ширину
вскрышной заходки и полную длину од-
ного блока. Вскрышное и добычное обо-
рудование после отработки каждого бло-
ка возвращается в исходное положение
холостым ходом.
4.	Вскрытие двумя фланго-
выми капитальными транше-
ями при разработке двумя
блоками (рис. 6.9, а). Добычные и
вскрышные работы производятся одно-
временно в разных блоках. Вскрышное и
добычное оборудование перегоняют в ис-
ходное положение холостым ходом.
5.	Вскрытие тремя капиталь-
ными траншеями (две фланго-
вые и одна центральная) при
разработке двумя блоками
(рис. 6.9,6). Эта схема предусматри-
вает возможность поточного движения
транспорта и рабочий ход экскаваторов
Рис. 6.9. Схемы вскры-
тия горизонтальных за-
лежей при использова-
нии комплексов ЭО
в обоих направле-
ниях.
Из рассмотренных способов вскрытия предпочтительны два
последних. Не рекомендуется применять схему вскрытия одной
фланговой трашеей. Вскрытие двумя фланговыми траншеями
при одноблоковой разработке применяют в условиях, когда об-
щая длина фронта недостаточна для деления его на два блока
и при небольшой производственной мощности предприятия.
6.9. Проведение траншей
Бестранспортное проведение траншей драглайнами в песча-
ных, мягких, плотных и мелко взорванных породах применяется
при возможности их размещения в постоянных или временных
насыпях на одном или двух бортах траншеи.
213
Рис. 6.10. Схемы бестранспортного проведения траншей драглайном одной
заходкой:
«— поперечным забоем с размещением породы на обоих бортах; би в — соответст-
венно поперечным и продольным забоем с размещением породы на одном борту
При нижнем черпании забой драглайна по отношению к оси
траншеи может быть продольным или поперечным (рис. 6.10).
Выемка породы на полное поперечное сечение траншеи произ-
водится за одну или две-три экскаваторные заходки. Проведе-
ние внешних траншей (за контурами карьерного поля) может
осуществляться с размещением породы на обоих бортах тран-
шей (рис. 6.10, а; 6.11, в и г). При проведении внутренних капи-
тальных и разрезных траншей порода, как правило, размеща-
ется на одном борту (рис. 6.10, б и в; 6.11, а и б).
При выемке одной нормальной заходкой (без
изменения оси движения драглайна) максимальная глубина Нт
(м) и ширина дна траншеи b (м) определяются не только глу-
биной Нч (м) и радиусом черпания R4 (м) драглайна, но также
высотой НР (м) и радиусом /?Р (м) разгрузки, так как послед-
ние определяют возможную высоту породной насыпи:
Яо<(ЯР—С—x)tg₽<tfp,	(6.61)
где С — ширина бермы между насыпью и траншеей, м (С>3 м
в зависимости от угла откоса траншеи а); х — расстояние
между осью драглайна и верхней бровкой борта траншеи, м.
Для схемы с двусторонней отсыпкой (см. рис. 6.10, а) х=
=0,5b + /7Tctga. При односторонней отсыпке для схемы с про-
дольным забоем (см. рис. 6.10, в) х<0.
Возможные параметры траншеи определяются из равенства
площадей поперечного сечения (м2) насыпи и траншеи STP
с учетом коэффициента разрыхления породы КР:
KpSTp = nHS,!.	(6.62)
214
Рис. 6.1L Схемы увеличения вместимости отвалов и параметров траншей:
а — при зигзагообразном перемещении драглайна с односторонней отсыпкой {1—7 — по-
следовательные положения драглайна; /о—70—соответствующие указанным положе-
ниям драглайна участки отсыпки; 1, II, ///—последовательность выемки траншейных
блоков); б — при последовательной выемке заходок I, II, III с односторонней отсып-
кой отвалов /0, //о и ///о ; (1, 2, 3 — оси движения драглайна); в — при последова-
тельной выемке двух заходок / н II с двусторонней отсыпкой; г —при зигзагообраз-
ном перемещении драглайна с двусторонней отсыпкой (1, 2, 3 — положения экскава-
тора) *
При ai = ci2=a
Snip max = ($ч “I- X H-r ctg tt) Ht
(6.63)
и
SHmax = (7?p-C-x)Ho,	(6-64)
где пп — число насыпей (пн = 2 и пн=1 соответственно при дву-
и односторонней отсыпке).
Из уравнений (6.62), (6.63) и (6.64) определяются b и /7Т
при известной величине х; при этом xmax = 6-|-2Z/Tctga—Яч-
Для схем с односторонней отсыпкой необходимо определить
значение х (м) при известных b и Ят:
__ Но (/?р — С) — Кр/7Т (Ry ГГТ ctg a)	zg gg.
HO+KPHT
215
Ширину траншей небольшой глубины ограничивает радиус
черпания драглайна. В этом случае предпочтительна схема
с продольным забоем. С увеличением Ят параметры траншеи
ограничиваются возможной высотой насыпи и, следовательно,
радиусом разгрузки экскаватора. Поэтому в данном случае
целесообразнее использовать схему с поперечным забоем, что
позволяет увеличить объем насыпи на 20—40 %.
При отсыпке породы на обоих бортах траншеи максималь-
ная ее глубина увеличивается с 10 до 30 м, а ширина — с 10
до 20 м при увеличении длины стрелы драглайна с 40 до 100 м.
При односторонней отсыпке с увеличением длины стрелы драг-
лайна с 40 до 90 м максимальные глубина и ширина траншеи
возрастают соответственно с 15 до 30 м и с 13 до 20 м.
Выше задачи определения параметров траншеи и местопо-
ложения драглайна рассматривались как плоские. В действи-
тельности при работе шагающего драглайна неизбежно образо-
вание конусов по длине насыпи. Для учета пустот между кону-
сами фактическое значение7<р увеличивается на 8—12%.
Дополнительное увеличение объема породной насыпи, а сле-
довательно, и параметров траншеи при односторонней отсыпке
достигается выемкой одной широкой заходкой (при зигзагооб-
разном ходе экскаватора в плане) или последовательной выем-
кой двух-трех нормальных или узких заходок.
При выемке широкой заходкой (см. рис. 6.11, а)
местоположение драглайна 1 определяется, как и в предыдущих
схемах, расстоянием 7?ч. Ширина понизу bi блока траншеи, вы-
нимаемого с этой точки, ограничивается полной шириной дна
траншеи b и радиусом разгрузки драглайна /?р. Минимальная
ширина дна траншеи (а следовательно, и Ьцпы) равна полу-
торной ширине ковша экскаватора. Местоположение драглайна
2 (промежуточное или конечное перед зигзагом) зависит от
соотношения 7?ч и Rp и определяется, как и ранее, из равенства
соответствующих площадей поперечного сечения траншеи и
трапециевидной насыпи по формуле (6.65). Максимальное рас-
стояние 1—2 равно + Z/Tctg а. Помимо указанных условий ко-
нечное положение драглайна перед поворотом (2 или 3) должно
обеспечить заброс ковша к почве забоя в продольной плоско-
сти, т. е. по оси траншеи.
При выемке двумя-тремя заходками (см.
рис. 6.11, б) параметры отдельных заходок драглайна и поло-
жения осей его движения в плане (1, 2, 3 и т. д.) определяются
так же, как при схеме проведения траншеи одной широкой за-
ходкой. Особенностями при расчете являются отсутствие учета
положения драглайна в плане (рассматривается только плос-
кая задача) и возможность увеличения угла наклона стрелы
машины при переходе от первой заходки ко второй и т. д. При
выемке двумя-тремя заходками площадь поперечного сечения
траншеи увеличивается на 15—35 % по сравнению с площадью
траншеи, проводимой одной экскаваторной заходкой,
216
Проводить внешние траншеи большого поперечного сечений
с двусторонним расположением отвальных насыпей возможно
только при выемке драглайном двух последовательных заходок
(см. рис. 6.11, в) или с применением широкой заходки с раз-
мещением породы на оба борта траншеи (см. рис. 611, г).
В первом случае выемка каждой заходки производится с од-
носторонней отсыпкой при сдвижении оси драглайна относи-
тельно оси заходки. Поэтому параметры заходок рассчитыва-
ются аналогично предыдущей схеме. Во втором случае также
применима расчетная схема для односторонней отсыпки при
местоположении драглайна 1 и 2.
Схемы бестранспортного проведения широ-
ких траншей с дополнительной переэкскава-
цией породы применяются в условиях, когда общие затраты
на перевалку не превышают затрат при применении транспорт-
ного способа проведения.
При работе одного драглайна (рис. 6.12) после выемки за-
ходки 1 с перемещением в отвал /0 экскаватор из положения I
переходит в положение II для перевалки породы первоначаль-
ного отвала дальше от траншеи в отвал /</• После него драг-
лайн занимает положение III и начинает укладывать породу
из траншейной заходки 2 на освободившееся место в отвал 20.
Часто применяют схему проведения траншей двумя (вые-
мочным и переэкскавирующим) драглайнами (рис. 6.13). Мно-
Рис. 6.12. Схема проведе-
ния траншеи с кратной
перевалкой породы одним
драглайном
Рис. 6.13. Схемы проведения траншеи
выемочным и переэкскавирующим драг-
лайнами:
/, //, /// — траншейные заходки: /0- По, II/о—
первоначальные отвалы;/0, IIQ, ///0 —вторич-
ные отвалы; 1, 2, 3 и /0, 2О, 3Q — последова-
тельные положения соответственно выемочного
и отвального драглайнов
217
гоярусные отвальные насыпи возводят так, чтобы их результи-
рующий устойчивый угол рр соответствовал общей высоте всех
ярусов, а высота одного яруса не превышала допустимой при
угле естественного откоса [3.
Проведение траншей с непосредственной погрузкой горной
массы в транспортные сосуды производится драглайнами с ков-
шами емкостью 4—10 м3- Применение более мощных драглай-
нов возможно лишь в сочетании со специальными погрузочными
бункерами. Выемка производится сплошным забоем. Так как
радиус разгрузки не лимитирует параметров траншеи, послед-
ние ограничиваются только радиусом и глубиной черпания и,
естественно, увеличиваются по сравнению с параметрами тран-
шей при бестранспортных схемах проведения.
Иногда применяют комбинированные схемы проведения
траншей мехлопатами и драглайнами. Драглайн используется
для переэкскавации породы, укладываемой мехлопатой на
кровле уступа или временных бермах соответственно при вы-
емке сплошным забоем или при послойном проведении.
При этом наиболее эффективными являются бестранспорт-
ные схемы, так как при их применении обеспечивается высокая
скорость проведения траншей при небольших затратах. Приме-
нение их в обводненных мягких породах, а также многозабой-
ное проведение позволяет использовать драглайны в сложных
инженерно-геологических условиях.
При разработке мягких вскрышных пород в эксплуатацион-
ный период роторными экскаваторами их целесообразно при-
менять и в строительный период для сооружения разрезных и
капитальных траншей.
При проведении траншей роторным экскаватором в ком-
плексе с консольным отвалообразователем сплошным за-
боем (рис. 6.14, а) с размещением породы на нерабочем борту
карьера максимальная их глубина определяется высотой раз-
грузки отвалообразователя. Минимальная ширина (м) дна тран-
шеи (см. рис. 6.14, а)
Ь = Сх + а1 + а2,	(6.66)
где Сх — ширина ходового устройства отвалообразователя, м;
01 и о2 — минимальные расстояния между ходовым устройством
и нижними бровками бортов траншеи соответственно со сто-
роны приемной и отвальной консоли отвалообразователя, м,
Oi = /Иг + Ln. к COS у + рг—ctg а—0,5Сх;	(6.67)
O2 = d + m2—0,5Сх—/TrCtga;	(6.68)
/и, и m2 — вылет оси пяты соответственно приемной и от-
вальной консоли, м; Ln. к — длина приемной консоли, м; у —
угол поворота приемной консоли, градус; d — минимальное го-
ризонтальное расстояние между осью пяты отвальной консоли
и верхней бровкой борта траншеи, м,
d = (/7T—/2 + p2)ctgp,	(6.69)
218
Рис. 6.14. Схемы проведения траншей роторным экскаватором в комплексе с консольным отвалообразователем
а — сплошным забоем; б — послойная выемка
Р\ и р2— безопасные расстояния между бортом траншеи и
соответственно приемной и отвальной консолью, м; t\ и t2 — вы-
сота крепления пяты соответственно приемной и отвальной кон-
соли, м; Нт — глубина траншеи, м; а — угол откоса борта тран-
шеи, градус; р — допустимый подъем отвальной консоли,
градус.
При использовании для проведения траншеи по этой схеме
роторного экскаватора в комплексе с отвалообразователем,
имеющего длину отвальной консоли 185 м, с увеличением глу-
бины траншеи от 20 до 40 м минимальная ширина ее дна уве-
личивается с 70 до ПО м.
При послойном проведении траншеи роторный
экскаватор и отвалообразователь устанавливаются на разных
уровнях (рис. 6.14, б). Высота отрабатываемого слоя зависит
от способа соединения машин (с применением соединительного
моста, перегружателя, разгрузочной консоли экскаватора), оп-
ределяющего разность уровней их установки, и максимально
достигает 10 м. Ширина бермы для установки отвалообразова-
теля принимается из условия нормальной его работы и опре-
деляется шириной ходового устройства и безопасных зазоров
между бровками. После отработки очередного слоя горизонты
установки роторного экскаватора и отвалообразователя пони-
жаются с сохранением разности уровней между ними.
При послойной схеме с использованием мощных роторных
экскаваторов и отвалообразователей глубина проводимых ка-
питальных и разрезных траншей может достигать 40—50 м. Не-
достатком послойной схемы является увеличение объема тран-
шеи из-за выполаживания борта траншеи с отвальной стороны
для размещения берм установки отвалообразователя.
При вскрытии и нарезке нижних и верхних уступов, если
в комплексе эксплуатационного оборудования отсутствует от-
валообразователь, применяются схемы проведения траншей ро-
торными экскаваторами с использованием ленточных конвейе-
ров. Схемы различаются по способу проведения (сплошным
забоем и послойно) и местоположению забойного конвейера (на
борту траншеи, на промежуточных бермах, на дне траншеи).
При схеме проведения траншеи сплошным
забоем с расположением конвейера на ее борту
(рис. 6.15, а) применяют межуступный перегружатель (в ка-
честве его можно использовать консольный отвалообразова-
тель). Производительность экскаватора при минимальных раз-
мерах поперечного сечения траншеи увеличивается за счет
отсутствия простоев из-за переукладки или наращивания кон-
вейера. Максимальная глубина траншеи составляет 30—40 м,
а минимальная ширина дна — 60—90 м.
Схема проведения траншеи сплошным забоем
с расположением конвейера на ее дне (рис. 6.15, б)
характеризуется возможностью увеличения ее глубины до вы-
соты черпания экскаватора H4ntax. При этом в комплексе про-
220
±d
Рпс. 6.15. Схемы проведения траншей роторными экскавато-
рами в комплексе с копвейерпым транспортом
ходческого оборудования может отсутствовать перегружатель.
Основной недостаток схемы — необходимость наращивания за-
бойного конвейера. При использовании самоходного забойного
конвейера или забойного перегружателя основной конвейер ча-
стично наращивают без остановки экскаватора. Минимальная
ширина дна траншеи составляет 40—60 м.
При схеме послойного проведения траншей
с расположением конвейера на промежуточ-
221
пых бермах (рис. 6.15, в) представляется возможность про-
ведения траншеи любой глубины. Поэтому эту схему приме-
няют в первую очередь при проведении траншей, глубина ко-
торых Нт> ЛЛ1тах. Высота отдельных слоев достигает 15—20 м.
Минимальная ширина дна траншеи — 50—70 м. К недостаткам
данной схемы относятся необходимость переноса конвейера
после отработки каждого слоя и увеличение объема траншеи
из-за оставления на борту конвейерных берм.
При всех схемах проведения капитальной траншеи сплош-
ным забоем экскаватор и перегружатель или отвалообразова-
тель работают на наклонной площадке, максимально допусти-
мый угол наклона которой </.ак зависит от конструкции ходовых
частей машин и составляет около 5°. Продолжительная работа
мощного оборудования на наклонной площадке связана с по-
вышенным износом отдельных его узлов; в малоустойчивых по-
родах снижается безопасность выемки, при большом уклоне
траншеи i (для конвейерного транспорта) необходимо произво-
дить выемку недобора породы (за счет 1<аПк) одноковшовыми
экскаваторами.
При послойной выемке горизонтальными слоями условия
работы оборудования более благоприятны, уменьшается объем
недобора породы или вообще отсутствует.
Несмотря на увеличение объема траншей при проведении их
мощными роторными экскаваторами, затраты на горно-подгото-
вительные работы значительно ниже, чем при проведении од-
ноковшовыми экскаваторами в комплексе с колесным транс-
портом. Резко сокращается срок строительства карьера, что
особенно важно при мощной толще покрывающих мягких пород.
6.10.	Области применения экскаваторно-отвальных
технологических комплексов
Применение технологического комплекса с простой пере-
валкой пород мехлопатами (рис. 6.16, а) целесообразно при
разработке полускальной и скальной вскрыши незначительной
мощности и ограниченной мощности залежи полезного
ископаемого, допускающей выемку его с верхней погрузкой.
Так, при использовании даже экскаватора ЭВГ-35/65 высота
вскрышного уступа не превышает 24 м при мощности залежи
й=2 м.
Технологический комплекс простой перевалки при схеме экс-
кавации с установкой драглайна на кровле вскрышного уступа
(рис. 6.16, б) применяют при небольшой мощности вскрышных
пород, не превышающей 20 м при работе драглайна с длиной
стрелы 100 м (при h—5 м). При разработке скальных и полу-
скальных пород драглайн должен устанавливаться на поверх-
ности развала.
Схему экскавации с установкой драглайна на промежуточ-
ном горизонте (рис. 6.16, в) целесообразно применять при раз-
222
Рис. 6.16. Схемы технологических комплексов простой перевалки пород
Рис. 6.17. Схема технологического комплекса «экскаватор—карьер»:
1 — самоходный бункер-перегружатель; 2 — магистральный ленточный конвейер; 5 ли-
ния электропередачи
работке мягких вскрышных пород или по крайней мере при
наличии их в верхней части уступа.
Наиболее простым технологическим комплексом является
комплекс «экскаватор — карьер» (рис. 6.17), предложенный
акад. Н. В. Мельниковым. Вскрышные и добычные работы
в этом случае выполняются поочередно одним драглайном, ус-
тановленным на поверхности или на промежуточном горизонте.
Полезное ископаемое отгружается через самоходный бункер-
223
Л А
Рис. 6.18. Схема разработки рос-
сыпи с использованием комплек-
сов оборудования ЭО и ЭАР
перегружатель, вместимость
которого должна быть в 8—10
раз больше емкости ковша
драглайна, или размещается
на поверхности, откуда мехло-
патой грузится в автосамо-
свалы или железнодорожные
составы. Достоинство ком-
плекса — небольшие объемы
горно-капитальных работ и
срок строительства карьера.
Схемы экскавации с одно-
кратной перевалкой вскрыш-
ных пород драглайнами во
внешние и внутренние отвалы
(рис. 6.18) получили распро-
странение при разработке рос-
сыпей. Применение драглай-
нов на вскрышных работах
экономически оправдано при
выемке пород слоями мощ-
ностью не менее 0,7—1 м,
когда экскаваторные работы
дешевле бульдозерных и скре-
перных. На широких полигонах применение драглайнов эконо-
мично по сравнению с использованием других способов механи-
зации при двустороннем отвалообразованпи и выемке слоя мощ-
ностью более 3 м. Технологические расчеты схемы экскавации
с однократной перевалкой вскрышных пород драглайнами на
борта карьера аналогичны расчетам схем проведения траншей
драглайнами.
В технологических комплексах кратной перевалки с мехло-
патой для выемки вскрышных пород и драглайном для пере-
экскавации (рис. 6.19, а) максимальная высота вскрышного
уступа ограничивается высотой черпания мехлопаты. При приме-
нении схемы экскавации кратной перевалки пород двумя драг-
лайнами, из которых первый устанавливается на кровле
вскрышного уступа или промежуточном горизонте (рис. 6.19, б),
необходимо производить подвалку откоса добычного уступа,
а иногда частично и его кровли. Это позволяет увеличить допус-
тимую высоту вскрышного уступа.
При отработке вскрышного уступа двумя драглайнами с ис-
пользованием одного из них на переэкскавации (украинская
схема, рис. 6.20, а) вскрышной драглайн породу верхней части
уступа укладывает в первичный отвал. Из нижней части уступа
(заштрихованная область на рис. 6.20, а) породу экскавируюти
размещают непосредственно во вторичный отвал вторым драг-
лайном одновременно с переэкскавацией породы первичного от-
вала. При такой схеме увеличивается высота вскрышного ус-
224
Г» 624

тупа и уменьшается объем переэкскавируемых пород. Исполь-
зование одного из драглайнов как для переэкскавации, так и
для первичной перевалки пород позволяет повысить произво-
дительность комплекса вскрышных машин, а следовательно,
и мощность карьера по полезному ископаемому.
При разработке скальных и полускальных вскрышных пород
может оказаться более рациональной выемка породы верхней
части уступа мехлопатой.
Экскавация с использованием на вскрышных работах и пе-
реэкскавации одного мощного драглайна (рис. 6.20, б) позво-
ляет уменьшить коэффициент переэкскавации, повысить сте-
пень использования экскаватора во времени и высоту вскрыш-
ного уступа до 50 м. Однако эта схема нерациональна при
разработке скальных и полускальных пород.
При схемах экскавации с кратной перевалкой торфов, при-
меняемых при разработке россыпей (если ширина россыпи или
мощность торфов не позволяют осуществить вскрышные ра-
боты по простой схеме перевалки), выемка торфов произ-
водится слоями с первоначальным расположением отвала вну-
три полигона и дальнейшим его перемещением за пределы по-
лигона при выемке последующих заходок экскаватором. При
двустороннем размещении отвалов экскаватор начинает рабо-
тать со средней линии полигона. Если же возможно только
одностороннее отвалообразование, то работа начинается от гра-
ницы полигона, противоположной отвалу. Окончательное пере-
мещение отвала за пределы полигона может быть осуществлено
при выемке не второй, а третьей или даже четвертой заходки,
что определяется шириной полигона и мощностью торфов.
Ранее технологические комплексы перевалки вскрышных
пород в выработанное пространство применялись при разра-
ботке залежей, угол падения которых не превышал 10—12°.
Опыт работы угольных карьеров Южного Кузбасса свидетель-
ствует о возможности использования данного технологического
комплекса при отработке вскрышного уступа высотой до 50 м,
когда угол падения угольного пласта достигает 16° и в почве
пласта залегают крепкие породы.
В этих условиях при более крутом угле наклона пласта
(до 18—20°) с внутренним отвалообразованием разработка мо-
жет производиться при условии проведения специальных ме-
роприятий по подготовке почвы пласта ^- предварительного
рыхления ее на глубину 2—3 м буровзрывным способом и соз-
дания в ней предохранительных выемок. Применение подобных
мероприятий позволяет увеличить высоту устойчивых внутрен-
них отвалов до 70—80 м при результирующем угле откоса си-
стемы ярусов 36°.
В случае залегания в почве пласта слабых пород (угли-
стых аргиллитов) небольшой мощности (до 2 м) перед отсып-
кой отвалов на основание с углом наклона более 13° необхо-
димо произвести их предварительную выемку (добычным
8*	227
экскаватором). При значительной мощности слабых пород це-
лесообразно разворачивать фронт работ уступа под углом
к простиранию пласта, с тем чтобы угол падения почвы пласта
в сечении, перпендикулярном фронту работ, не превышал 8°,
либо вести работы короткими блоками (60 м) с постоянной
закладкой выработанного пространства вскрышными породами
и послойным их уплотнением.
Экономически целесообразная высота внутренних отвалов
на разрезах Южного Кузбасса при технологических комплексах
кратной перевалки вскрышных пород составляет 70 м. Выбор
способа борьбы с деформациями внутренних отвалов должен
учитывать тип возможного оползня, параметры отвалов, гео-
логические условия залегания пласта и прочностные свойства
пород контакта отвал — основание, технологию отвалообразо-
вания и обеспечивать минимальные затраты на вскрышные ра-
боты с учетом режима горных работ.
7.	ТЕХНОЛОГИЧЕСКИЕ КОМПЛЕКСЫ
С КОНСОЛЬНЫМИ ОТВАЛООБРАЗОВАТЕЛЯМИ
И ТРАНСПОРТНО-ОТВАЛЬНЫМИ МОСТАМИ
7.1.	Общие сведения
Технологические комплексы с перемещением породы от-
валообразователями характеризуются наличием и объедине-
нием трех процессов вскрышных работ — экскавации, переме-
щения и отвалообразования. Эти комплексы применяют
в основном при разработке месторождений двух типов:
с мягкими и плотными вскрышными породами и полезным
ископаемым;
с мягкой и плотной породой и скальным (полускальным)
полезным ископаемым.
При разработке месторождений первого типа комплексы
добычного оборудования включают роторные экскаваторы с нор-
мальными усилиями копания и средства конвейерного транс-
порта. При разработке месторождений второго типа выемка
взорванного полезного ископаемого осуществляется мехло-
патами в сочетании с автомобильным, железнодорожным
или конвейерным транспортом; на конвейеры горная масса
поступает через самоходный дробильный агрегат. При переме-
щении взорванных скальных вскрышных пород консольными
отвалообразователями в технологической цепи необходим также
самоходный дробильный или дробилыю-грохотильный агрегат
с бункером-питателем.
Система разработки чаще всего продольная однобортовая.
При веерной системе разработки комплекс вскрышного обо-
рудования, как правило, должен включать дополнительно пере-
гружатель между экскаваторами и отвалообразователем. Го-
довое подвигание фронта работ может достигать 300—350 М
228
Достоинства технологических комплексов с перемещением
породы конвейерными отвалообразователями: возможность
транспортирования пород в отвал по кратчайшему пути, не-
прерывность производственного процесса, лучшее использова-
ние комплекса оборудования во времени (суточная производи-
тельность при вскрышных экскаваторах одинаковой мощности
на 20—35 % выше, чем при использовании железнодорожного
транспорта), высокая производительность труда, простая орга-
низация вскрышных работ, отсутствие потребности в специаль-
ных работах на породных отвалах, за исключением рекультива-
ции, улучшение условий устойчивости отвальных откосов из-за
возможности управления общим углом заложения их системы.
Технологические комплексы с перемещением породы кон-
сольными отвалообразователями применяют в районах с от-
носительно сухим теплым климатом или при сезонном выпол-
нении вскрышных работ при условиях: хорошей разведанности
и планомерного осушения карьерного поля; горизонтального или
слабонаклонного залегания пластов или пластообразных за-
лежей с незначительным изменением гипсометрии почвы и
кровли пласта для обеспечения допустимых уклонов; плавных
очертаний контуров карьерного поля, что позволяет избежать
резкого сокращения и наращивания протяженнности фронта
горных работ; значительных запасов полезного ископаемого
в контурах карьера. Комплексы с роторными и цепными экс-
каваторами, как правило, не эффективны при наличии в раз-
рабатываемой толще мягких вскрышных пород твердых вклю-
чений (в виде валунов, прослоев и т. д.), если невозможно
отработать крепкие породы отдельным уступом с применением
выемочной техники цикличного действия.
Технологические комплексы с перемещением породы транс-
портно-отвальными мостами также объединяют три процесса
вскрышных работ (выемку и погрузку, перемещение, отвало-
образование) и включают один или несколько вскрышных цеп-
ных или роторных экскаваторов. В ГДР выпускаются типовые
(стандартные) комплексы транспортно-отвальных мостов и со-
ответствующих экскаваторов для разработки вскрышных пород
мощностью 30, 45 и 60 м.
Добычные комплексы представлены в большинстве случаев
многоковшовыми экскаваторами в сочетании с железнодорож-
ным или конвейерным транспортом.
Технологические комплексы с перемещением породы транс-
портно-отвальными мостами применяют на карьерах с плав-
ными контурами при разработке горизонтальных или слабона-
клонных (до 2—3°) пластов или пластообразных залежей со
спокойной гипсометрией кровли и почвы, когда выемка мягких
вскрышных пород осуществляется многоковшовыми экскава-
торами и породы обладают достаточной несущей способностью
(1,5 • 105—3- 105 Па) для установки тяжелого оборудования
(масса мостов достигает 10 тыс. т).
229
Давление на грунт у мостов на рельсовом ходу
обычно равно 1-Ю5—1,5-105 Па при насыпных породах и
1,8-105—2,6-105 Па при устойчивых и сухих породах в мас-
сиве. Давление на грунт мостов на гусеничном ходу не пре-
вышает 1,6-105 Па. При малопрочных вскрышных породах
ходовое устройство располагают на кровле пласта полезного
ископаемого или на более крепких прослойках.
Одно из главных условий применения комплексов с транс-
портно-отвальными мостами — обеспечение устойчивости отко-
сов внутренних отвалов посредством осушения вскрышных по-
род, дренажа их и развития отвального фронта, исключающего
возможнность затопления отвала грунтовыми водами.
Высота отсыпки породы у транспортно-отвальных мостов
достигает 75 м. По высоте отсыпки и длине отвальной консоли
определяют высоту отвала и породных уступов.
В связи с высокой стоимостью таких комплексов должны
быть и значительными запасы карьерного поля. Минимальный
суточный объем вскрышных работ при применении мостового
комплекса зависит от его размеров и составляет 25 тыс. м3 и
более. Срок службы карьеров при этом принимается не менее
15—20 лет.
Основными системами разработки являются: продольная од-
нобортовая (редко — двухбортовая), веерная центральная и
веерная рассредоточенная с внутренним отвалообразованием.
Основные достоинства технологических комплексов с пере-
мещением породы транспортно-отвальными мостами заключа-
ются в следующем:
поточность разработки, увеличение вскрытых запасов по-
лезного ископаемого в пролете между забойной и отвальной
опорами и иногда под консолью, что позволяет производить
вскрышные работы сезонно, а добычные — круглогодично;
большая производительность установок, что обеспечивает
высокую производственную мощность карьера (до 10—15 млн. т
по полезному ископаемому и до 30—40 млн. м3 по вскрышным
работам в год);
высокая производительность труда обслуживающего персо-
нала (до 250—400 м3 на выход одного рабочего по вскрыше);
низкие затраты на выемку 1 м3 вскрышных пород и, сле-
довательно, на добычу 1 т полезного ископаемого, что позво-
ляет разрабатывать месторождения с коэффициентом вскрыши
до 20 м3/т;
небольшая энергоемкость выемки и перемещения пород
в отвалы.
К недостаткам этих технологических комплексов относятся:
зависимость работы мостов от климатических условий и
сезонность работы;
сложность конструкции мостов, большая масса и высокие
капитальные затраты на оборудование;
большой объем горно-строительных работ для создания на-
230
чального фронта работ и Ввода моста в эксплуатацию (до
25—30 млн. м3);
высокие требования к профилю горизонтов при размещении
опор моста и сложность конструкции рельсового основания.
В отечественной практике технологические комплексы
с транспортно-отвальными мостами применяются на карьерах
Украины. За рубежом такие технологические комплексы ха-
рактерны в первую очередь для многих буроугольных разра-
боток ГДР.
7.2.	Характеристика технологических комплексов
с консольными отвалообразователями
Простейший технологический комплекс вскрышных и добыч-
ных работ включает один роторный или цепной многоковшо-
вый экскаватор со встроенной неполноповоротной консолью,
оборудованной ленточным конвейером (рис. 7.1). Мягкие
вскрышные породы и залежь с применением такого экскава-
тора отрабатываются поочередно. Порода через разгрузочный
конвейер перемещается в выработанное пространство (см.
рис. 7.1, а). Полезное ископаемое грузится на конвейер или
в средства колесного транспорта, при этом консоль разворачи-
вается под углом 25—30° к фронту работ (см. рис. 7,1. б).
При очередной и раздельной выемке породы и полезного иско-
паемого уменьшается возможная производственная мощность
карьера из-за периодического ведения добычных работ, услож-
няется организация работ и обусловливается также периодиче-
ское использование транспорта. Применение комплекса воз-
можно при разработке необводненных месторождений в усло-
виях относительно небольшой (до 20—30 м) суммарной мощ-
ности вскрышных пород и залежи полезного ископаемого.
Непрерывность производства вскрышных и добычных работ
достигается при разделении комплекса на отдельные техноло-
гические комплексы вскрышных и добычных работ посредством
применения на добыче дополнительного экскаватора (рис.7.2, а).
Рпс. 7.1. Схема тех-
нологического комп-
лекса при использо-
вании одного ротор-
ного экскаватора
в качестве комплекса
оборудования ВО и
головной машины
комплекса ВТР
231
Рис. 7.2. Схемы вскрышных технологических комплексов при
использовании многоковшовых экскаваторов и консольных
отвалообразователей
Рис. 7.3. Схемы экскавации при использовании консольных
отвалообразователей
Роторный экскаватор осуществляет выемку и перемещение
вскрышных пород в выработанное пространство, а добычной
экскаватор — отгрузку полезного ископаемого в транспортные
средства. Транспортные коммуникации размещаются на кровле,
почве или промежуточном горизонте залежи.
С увеличением мощности залежи и вскрышных пород,
а также при необходимости создания значительных вскры-
232
тых запасов полезного ископаемого длина консоли, встроен-
ной в роторный экскаватор, может быть недостаточной и
в комплекс вскрышного оборудования включается специаль-
ный консольный отвалообразователь, на который порода по-
ступает непосредственно от экскаватора (рис. 7.2, б) или че-
рез конвейерный перегружатель (рис. 7.2, в).
Комплексы с одноковшовыми экскаваторами и консоль-
ными отвалообразователями с гусеничным ходовым устройст-
вом (на базе экскаваторов) впервые были применены на рай-
чихинских угольных карьерах, а комплексы с роторными экс-
каваторами и отвалообразователями с шагающим ходовым
устройством — на часов-ярских карьерах огнеупорных глин.
Созданы типовые выемочно-отвальные комплексы оборудова-
ния непрерывного действия производительностью до 5250 м3/ч.
Схемы экскавации различаются местом установки консоль-
ных отвалообразователей в плане и профиле карьерного поля,
что предопределяет параметры элементов системы разработки,
состав комплекса оборудования и параметры самих отвалооб-
разователей. Отвалообразователь может быть установлен на
кровле добычного уступа (рис. 7.3, а), на промежуточной пло-
щадке (рис. 7.3, б) или на предотвале (рис. 7.3, виг). Воз-
можны схемы с периодическим изменением места установки
отвалообразователя.
При схеме экскавации с установкой отва-
лообразователя на кровле залежи (см. рис. 7.3, а)
порода на отвалообразователь подается экскаватором, распо-
ложенным на том же горизонте. Отвал отсыпается без поворота
отвальной консоли отвалообразователя. Организация работы
комплексов вскрышного и добычного оборудования (рис. 7.4)
жестко зависима.
При этой схеме редко удается создать резервную добычную
заходку под отвальной консолью отвалообразователя, в резуль-
тате чего комплексы вскрышного и добычного оборудования
должны двигаться друг за другом, отрабатывая очередные
вскрышную и добычную заходки при одинаковой их ширине.
Добычные работы опережают вскрышные по фронту, при этом
обязательны холостые переходы выемочных машин после от-
работки очередных вскрышной и добычной заходок (см.
рис. 7.4, а, б, виг), иначе неизбежны большие простои вскрыш-
ного и добычного комплексов оборудования пли одного из них.
Необходимость такой организации вскрышных и добычных ра-
бот возникает при разработке мощной залежи двумя высо-
кими добычными уступами даже при использовании на вскрыш-
ных работах мощного комплекса ВО с перегружателем и от-
валообразователем.
Связь между вскрышными и добычными работами менее
жесткая при использовании комплексов ЭАР, когда не возни-
кают затруднения с организацией его работы при любом поло-
жении комплекса оборудования ВО (см. рис. 7.4, а и б). При
233
Рис. 7.4. Схемы экскавации с установкой отвалообразователи на кровле за-
лежи:
а н б — при комплексах ЭАР или ВАР; виг — при комплексах ВЖР или ЭЖР; д
и е — при комплексах ВКР (а, в и д — при отработке заходок в направлении к капи-
тальной траншее; б, г и е — при отработке заходок в противоположном направлении);
I — отвалообразователи; 2 и 2' — вскрышные роторные экскаваторы; 3 и 3' — добычные
роторные экскаваторы верхнего черпания; 4 и 4' — добычные роторные экскаваторы
нижнего черпания; 5 и 5' — положения забойных конвейеров
использовании комплексов ВЖР или ЭЖР по мере перемеще-
ния вскрышного комплекса вдоль фронта уступа необходим
перенос изогнутого участка пути (см. рис. 7.4, в и г).
При наличии резервной заходки вскрышной и добычной
комплексы могут вести выемку в разных направлениях; ис-
ключаются холостые переходы оборудования, не требуется из-
гиб забойных железнодорожных путей, при транспортирова-
нии полезного ископаемого можно применять конвейеры
(рис. 7.4, д и е) и упрощается организация работ. Однако для
создания резервной заходки необходимо увеличивать радиус
разгрузки отвалообразователя на величину, равную ширине
добычной заходки.
Врезка роторного экскаватора в новую заходку целесооб-
разна на торцовом участке, противоположном месту примыкания
капитальной траншеи, так как это облегчает размещение во
внутреннем отвале вскрышных пород, извлекаемых при врезке,
и позволяет использовать отвалообразователь с меньшей (на
8—10%) длиной консоли. Рабочий ход комплексов оборудова-
ния по направлению к транспортному выходу с добычного ус-
тупа позволяет также при перемещении полезного ископаемого
конвейерами заблаговременно производить передвижку кон-
вейерных ставов в пределах отработанной части заходки.
234
При схеме экскавации с установкой отва-
лообразователя на разных горизонтах с экс-
каватором (см. рис. 7.3, б) обязательно наличие в ком-
плексе перегружателя. С применением данной схемы появля-
ется возможность попеременной отработки верхнего и нижнего
вскрышных подуступов одним роторным экскаватором, при
этом перегружатель используется только при отработке верх-
него вскрышного подуступа. Все основные технологические по-
ложения, указанные для первой схемы установки отвалообра-
зователя, относятся и к этой схеме.
При схеме экскавации с установкой о т в а -
лообразователя на предотвале сокращается его ра-
диус разгрузки. Поступление породы от экскаватора осущест-
вляется перегружателем (см. рис. 7.3, в) или соединительным
мостом (см. рис. 7.3, а). Взаимная связь вскрышных и добыч-
ных работ аналогична описанной выше. Отсыпка отвала про-
изводится обычно с поворотом консоли, что приводит к вы-
равниванию поверхности отвала и уменьшению его высоты
вследствие отсутствия «гребней».
При схеме экскавации с изменением места
стояния отвалообразователя при отсыпке мно-
гоярусного отвала (рис. 7.5) уменьшаются линейные
размеры роторного экскаватора, так как вскрышной уступ
большой высоты отрабатывается двумя-тремя подуступами.
Такая схема возможна при использовании мощных комплексов
ВО (с паспортной производительностью оборудования 5—
10 тыс. м3/ч и более) для отработки мощной (до 70—90 м)
толщи мягких вскрышных пород при небольшой (менее 10 м)
мощности залежи полезного ископаемого. При отработке одним
роторным экскаватором двух или трех подступов отвалообразо-
ватсль последовательно устанавливают на кровле и почве за-
лежи (см. рис. 7.5, а и б) и предотвале или на промежуточном
вскрышном горизонте, кровле залежи и предотвале.
Последовательность развития технологических комплексов
горных работ и изменения схем экскавации показана на
* ।
Рис. 7.5. Двухподуступная схема экскавации с изменением горизонта
стояния отвалообразователя
235
Рис. 7.6. Проектные схемы развития вскрышных и добычных технологических комплексов (угольный разрез Бе-
резовский № 1):
а, б и в — соответственно при сдаче первой очереди разреза в эксплуатацию, освоении проектной мощности (55 млн. т/год)
и на 10-й год после освоения; 1 и 11 — соответственно Западный и Восточный участки
примере проектных решений (Гипрошахт, УкрНИИпроект) Бе-
резовского угольного разреза № 1 (Канско-Ачинский угольный
бассейн), разрабатывающего пологий (до 4°) мощный уголь-
ный пласт (/г до 70 м). Длина карьерного поля составляет
8,6 км. Система разработки — продольная однобортовая с под-
виганием фронта горных работ по падению пласта. По очеред-
ности освоения и выделению самостоятельных технологических
комплексов вскрышных и добычных работ карьерное поле раз-
делено на Западный и Восточный участки длиной соответст-
венно 4,6 и 4 км. На каждом участке после освоения проектной
мощности разреза может добываться по 27,5 млн. т угля в год
(рис. 7.6).
7.3.	Технологические расчеты схем экскавации
с консольными отвалообразователями *
Допустимые по условиям выемки высота вскрышного ус-
тупа Ну. в и ширина вскрышной заходки Ав определяются ли-
нейными параметрами роторного экскаватора вскрышного ком-
плекса. Вместе с тем Ну. в и Ав при известных комплексе обо-
рудования, схеме экскавации и длине фронта вскрышных
работ определяются приемной способностью внутренних отвалов,
зависящей от их высоты, конфигурации, ширины отвальной за-
ходки и длины отвального фронта.
Ширина рабочей площадки вскрышного уступа зависит от
ширины заходки, линейных параметров вскрышного экскава-
тора и отвалообразователя, необходимых зазоров и ширины
берм безопасности, схемы экскавации (в первую очередь места
установки отвалообразователя) и ширины полосы вскрытых
запасов полезного ископаемого, которая, в свою очередь, зави-
сит от схемы экскавации.
Наибольшие вскрытые запасы полезного ископаемого ос-
тавляют на зимний период, так как вскрышные работы при
использовании комплексов оборудования ВО производятся
сезонно.
При схеме экскавации с установкой кон-
сольного отвалообразователя на кровле за-
лежи запасы вскрытого полезного ископаемого, оставляемые
на зимний период, могут размещаться:
под отвальной консолью отвалообразователя (рис. 7.7, а);
в добычной заходке спереди или сзади отвалообразователя
по ходу его движения (рис. 7.7, б);
между экскаватором и отвалообразователей с использова-
нием телескопичности .вскрышного комплекса (рис. 7.7, в);
с сочетанием указанных способов размещения запасов.
В большинстве случаев рационален способ или комби-
нация способов размещения запасов, позволяющая в конкрет-
* В и. 7.3 использованы материалы УкрНИИпроекта.
238
Рис. 7.7. Схемы размещения запасов полезного ископаемого в зимний период:
1 — отвалообразователь; Г — положение отвалообразователя на конец отработки зим-
них запасов; 2 — вскрышной роторный экскаватор; 3 и 4 — добычные роторные экска-
ваторы соответственно нижнего и верхнего черпания; Т — телескопичность отвалообра-
зователя
ных условиях использовать отвалообразователь с меньшими
параметрами, а при известной модели отвалообразователя —
увеличить высоту отрабатываемого вскрышного уступа.
Необходимая ширина полосы вскрытых запасов на зимний
период (м)
12/г£ф иУнЦи	£ф. и
где Си — производительность карьера по полезному ископае-
мому, т/год; N3 — продолжительность зимней остановки вскрыш-
ного комплекса, мес; h — мощность пласта полезного ископае-
мого, м; Аф.и — длина добычного фронта, м; уи—плотность по-
лезного ископаемого, т/м3; т]и— коэффициент извлечения по-
лезного ископаемого; /1я — ширина добычной заходки, м; Ц —
минимально допустимое опережение отвалообразователя до-
бычным забоем, м; 1%—минимально допустимое опережение
добычного забоя отвалообразователем, м.
В результате опережений 1\ и 12 (см. рис. 7.4) создается
резерв на случай задержки добычных работ. При транспорти-
ровании полезного ископаемого конвейером (а следовательно,
и наличии резервной добычной заходки) Z1=/a=0.
При размещении запасов под отвальной консолью расстоя-
ние между экскаватором и отвалообразователем и высота от-
вала всегда одинаковы. При использовании телескопичпости
комплекса расстояние между экскаватором и отвалообразова-
телем в период вскрышного сезона увеличивается с отработкой
каждой заходки и достигает максимальной величины к мо-
менту прекращения вскрышных работ. Так же при этом уве-
личивается и высота отвала, достигающая максимума при от-
работке последней вскрышной заходки в сезоне.
Если второй член выражения (7.1) равен или больше пер-
вого, что возможно при большой величине Ьф. и, вскрытые за-
пасы полезного ископаемого на зимний период полностью раз-
мещаются в пределах добычной заходки впереди или позади
отвалообразователя и Л3=0.
В обычных условиях ширина вскрышных и отвальных захо-
док одинакова. При использовании телескопичности вскрыш-
ного комплекса ширина отвальной заходки Ло (м) меньше
вскрышной А:
Ас = А (1 —	,	(7.2)
V	<2к. в 7
где Т — телескопичность комплекса, м (разность между рас-
стояниями от экскаватора до отвалообразователя в начале
и конце вскрышного сезона); Ьф.в — длина вскрышного фронта
работ, м; Яу. в — высота вскрышного уступа, м; QK. в — произ-
водительность вскрышного комплекса, м3/год.
240
Высота отвала Но (м), отсыпаемого без поворота отвальной
консоли отвалообразователя, ограничивается высотой разгрузки
Нр. о отвалообразователя:
Но = КрКфКзЯу. в + 0,25Ло tg ₽е Ну. о + Р,	(7.3)
где КР— коэффициент разрыхления породы в отвале; Кф —
коэффициент, учитывающий различие в длине вскрышного
£ф. в и отвального £ф. 0 фронта работ (Лф=Ьф. В/Ьф. о); Лз—
коэффициент, учитывающий различие в ширине вскрышной А
и отвальной Ао заходок (Лз=71Л40); 0е— угол естественного от-
коса породы в отвале, градус; р — минимальное расстояние
между консолью и отвалом, м.
При высоте отвала, допускающей размещение породы под
углом естественного откоса, его отсыпают в один ярус. Если
общий угол откоса отвала по условиям его устойчивости дол-
жен быть меньше угла естественного откоса, отвал отсыпается
в два-три яруса. Отсыпка нижних ярусов производится при
уменьшении угла между отвальной консолью и линией фронта
работ в плане.
При схеме экскавации с установкой отва-
лообразователя на разных горизонтах с экс-
каватором действительны технологические расчеты, при-
веденные для предыдущей схемы экскавации. При этом в фор-
мулах (7.2) и (7.3) под //у. в следует понимать высоту
нижнего вскрышного подуступа.
При схеме экскавации с установкой отва-
лообразователя на предотвале высота отвала (м),
отсыпаемого с поворотом консоли,
Но = КРКфНу.в.	(7.4)
Вскрытые запасы полезного ископаемого на зимний период
размещаются под перегружателем (соединительным мостом).
Телескопичность комплекса используется только при отработке
торцовых участков фронта и врезках роторного экскаватора
в новые заходки. Поэтому ширина вскрышной, добычной и от-
вальной заходок при этой схеме одинакова.
При расчете технологических комплексов с перемещением
породы консольными отвалообразователями обычно решают две
задачи.
1.	По заданным параметрам элементов системы разработки
(в первую очередь допустимой высоте вскрышного уступа Ну. в
и длине фронта L$.B) определяют необходимые рабочие раз-
меры отвалообразователя.
2.	По известным рабочим размерам отвалообразователя
определяют максимальную мощность разрабатываемых вскрыш-
ных пород.
При достаточно длинном фронте работ исходят из условия,
что на единицу его длины объем вскрышной заходки V (пло-
щадь S), с учетом разрыхления породы, не должен превышать
241
в
Рис. 7.8. Схемы к определению радиуса и высоты разгрузки отвало-
образователя (а) и длины перегружателя (б)
максимально возможного объема отвальной заходки Уо (пло-
щади So). Возможная площадь (м2) отвальной заходки зави-
сит от размеров отвалообразователя и высоты его установки
над почвой залежи (рис. 7.8, а):
So = Ао (Нр. о + h—р)—0,25До tg ₽е,	(7.5)
где h — высота установки отвалообразователя над почвой за-
лежи, м.
При установке отвалообразователя на кровле залежи и
отсыпке одноярусного отвала аналитические выражения, по-
лучаемые из равенства объемов вскрышной и отвальной захо-
док, аналогичны расчетным формулам технологического ком-
плекса простой перевалки вскрышных пород.
Необходимые параметры консольного отвалообразователя
рассчитывают для условий типичного, а также наиболее труд-
ного участков карьерного поля, а затем производят технико-
экономическое обоснование принимаемой модели.
Основным линейным параметром отвалообразователя явля-
ется необходимый радиус разгрузки, м (см. рис. 7.8, п):
пд	/7Д
Rp =	ctg р + /7 4- X Ну. д i ctg «1+^2 Hip. п i +
Z=1	Z=1
+ Лв+о+0,5Бо—T—e,	(7.6)
где П — ширина свободной полосы между отвалом и добыч-
ным уступом, м; пя — число добычных уступов; Яу. — вы-
сота i-ro добычного уступа, м (начиная от почвы залежи);
сп—угол откоса добычного уступа, градус; UIV. п«— ширина
рабочей площадки i-ro добычного уступа, м; а — безопасное
расстояние между ходовой частью отвалообразователя и верх-
242
ней бровкой верхнего добычного уступа, м; Бо — ширина хо-
довой части отвалообразователя, м (при многоярусной отсыпке
отвалов — с учетом размещения лыж при повороте отвалооб-
разователя); е — горизонтальное расстояние свободного пере-
мещения породы до гребня отвала, м.
При наличии резервной добычной заходки (что обязательно
при транспортировании полезного ископаемого конвейерами)
значение 7?р, рассчитанное по формуле (7.6), возрастает на
величину Лд.
При схеме экскавации с установкой отвалообразователя на
предотвале необходимая длина (м) перегружателя (соедини-
тельного моста, рис. 7.8, б)
be. м (п) = 0,55 м + а + У*. Ну. д( ctg СС1“|-
i=l
пд—1
+ g ^p.n.< + /7 + /znctg₽e + a1,	(7.7)
где Бы — ширина хода опоры моста или перегружателя, м;
/гп — высота предотвала, м; — безопасное расстояние от оси
отвальной опоры (моста до верхней бровки предотвала, м.
Расчеты схем экскавации при изменении положения отва-
лообразователя производятся аналогично по известным пара-
метрам системы разработки или линейным размерам обору-
дования. Технологические расчеты следует выполнять на ос-
нове графика режима или календарного плана горных работ.
7.4.	Характеристика технологических комплексов
с транспортно-отвальными мостами
Обычно при использовании транспортно-отвальных мостов
вскрышные породы разрабатывают двумя уступами, а полез-
ное ископаемое — одним или двумя. Комплекс вскрышного обо-
рудования (мостовая установка) помимо транспортно-отваль-
ного моста включает от одного до четырех экскаваторов,
путепередвигатель непрерывного действия или турнодозер и
другие вспомогательные машины.
Основные схемы сопряжения вскрышных экскаваторов с мо-
стом:
с односторонним расположением экскаваторов, жестко свя-
занных с мостом (рис. 7.9, а);
с двусторонним расположением экскаваторов, жестко свя-
занных с мостом (рис. 7.9, б);
с двумя экскаваторами, один из которых связан с мостом
жестко, а другой имеет некоторую свободу перемещения
(рис. 7.9, в);
с одним экскаватором, имеющим некоторую свободу пере-
мещения относительно забойной опоры моста (рис. 7.9, г);
243
Рис. 7.9. Принципиальные схемы сопряжения вскрышных экскаваторов
с мостом
с двумя экскаваторами, имеющими некоторую свободу пе-
ремещения относительно моста (рис. 7.9, д);
с четырьмя экскаваторами (рис. 7.9, е), два из которых рас-
положены симметрично и связаны с мостом жестко, а два
имеют некоторую свободу перемещения относительно моста, но
между собой связаны жестко.
К достоинствам комплексов с цепными экскаваторами от-
носятся более равномерное размещение вскрышных пород в от-
валах (меньшее расстояние между гребнями) и попутный
подъем породы при работе экскаватора нижнего черпания,
в связи с чем уменьшается высота подъема породы мостом.
Основные недостатки — невозможность раздельной разработки
вскрышных пород и укладки в основание отвалов более проч-
ных разностей, а также увеличение пролета моста при разме-
щении забойной опоры на промежуточном горизонте вскрыш-
ного уступа.
При веерной системе разработки удобнее одностороннее рас-
положение экскаваторов со стороны торца карьера. При этом
крайний экскаватор должен быть полноповоротным и
обеспечивать возможность разработки верхнего и нижнего
вскрышных уступов. При продольной однобортовой системе
разработки наиболее благоприятно двусторонее расположение
экскаваторов, каждый из которых отрабатывает верхний и
нижний уступы. Длина соединительных конвейеров (между экс-
каваторами и мостом) определяется условиями отработки тор-
цовых участков фронта и должна быть увязана с поворотностью
моста. Необходимо сокращать расстояние между экскавато-
рами, чтобы уменьшить длительность работы в торцовых участ-
ках фронта только одного экскаватора.
Опоры моста могут располагаться:
одна — на вскрышном уступе, другая — на уступе (подус-
тупе) полезного ископаемого (рис. 7.10, а) или на породном
прослойке в пласте (рис. 7.10, б), если он представлен доста-
точно прочными породами;
обе опоры — на кровле или почве (одна — на кровле, дру-
гая— на почве) пласта полезного ископаемого (рис. 7.10, в)
при неустойчивых вскрышных породах;
одна — на вскрышном уступе или пласте полезного иско-
паемого, а другая — на предотвале (рис. 7.10, г).
244
Рис. 7.10. Схемы расположения опор транспортно-отвального моста
Высота отвальной опоры моста зависит от мощности вскрыш-
ных пород и залежи. Под основной фермой моста должен
свободно проходить добычной экскаватор. Забойная же опора
имеет относительно небольшую высоту.
При общей высоте отвалов более 30—40 м отсыпается пе-
редовой отвальный уступ (предотвал) с главного конвейера
моста через специальные течки. Создание предотвала (особенно
из крупнозернистых песчано-гравийных пород) предохраняет
основание отвала от выдавливания и уменьшает общий угол от-
коса отвала. Высота предотвала обычно не превышает 5—
10 м и только при прочных породах может достигать 15—20 м.
Расположение отвальной опоры на предотвале позволяет
уменьшить длину отвальной консоли моста, что возможно
только при отсыпке в предотвал раздельнозернистых (песча-
ных) пород. Вскрытые запасы на зимний период в этом случае
максимальны. Расположение отвальной опоры на пласте или
породном прослойке более надежно, но при этом требуется
увеличение вылета отвальной консоли. При отработке запа-
сов зимой, находящихся под пролетом моста, высоту нижнего
добычного уступа принимают минимальной (1,5—2,5 м).
245
Расположение зимних запасов полезного ископаемого под
пролетом и под отвальной консолью связано с увеличением
общих размеров моста. Однако при этом достигаются равно-
мерная загрузка оборудования, усреднение качества полезного
ископаемого и большая безопасность работы моста по усло-
виям устойчивости опор.
Возможность приспособления моста к конфигурации карь-
ерного поля достигается за счет углового поворота моста
в плане, гибкого соединения вскрышных экскаваторов с мо-
стами и изменения расстояния между его опорами. Вблизи
границ карьерного поля, а также при отработке отдельных
участков с большой мощностью вскрышных пород мост должен
отклоняться от нормального положения относительно подмо-
стовых железнодорожных путей для размещения дополнитель-
ных объемов вскрышных пород в отвалы. Поворот моста не-
обходим также в случаях удлинения фронта работ или при
неправильных геометрических контурах карьерного поля.
При перемещении породы транспортно-отвальными мостами
добычные горизонты обычно вскрывают фланговыми капиталь-
ными траншеями внешнего заложения, а подготовительные ра-
боты заключаются в проведении разрезной траншеи на полную
длину поля. Протяженность фронта работ часто изменяется,
так как расположение его тупиковой части зависит от конфи-
гурации контура карьерного поля.
Линейные параметры транспортно-отвального моста, как
правило, позволяют изменять ширину добычных заходок на
одном или двух добычных уступах, создавать резервные добыч-
ные заходки, обеспечить подвигание вскрышных и добычных
забоев в разных направлениях и исключить холостые переходы
вскрышного и добычного оборудования.
7.5.	Производительность выемочно-отвальных комплексов
оборудования
Потребная годовая производительность комплекса оборудо-
вания ВО определяется на основании календарного плана от-
работки карьерного поля. Для расчета принимаются наиболее
сложные условия работ. Необходимая сменная производитель-
ность вскрышного комплекса (м3)
Сс.к = ^г.к/(ВД,	(7.8)
где Wr. к — годовой объем вскрышных работ комплекса ВО, м3;
7’в — продолжительность сезона работы комплекса, сут; пс —
число смен работы комплекса в сутки.
При резких изменениях годовых объемов вскрышных работ
производится технико-экономическое сравнение вариантов для
выявления рациональной производительности комплекса (с уве-
личением параметров консольного отвалообразователя или
моста) и объемов вскрышных пород передовых уступов.
246
При ориентировочных расчетах потребная сменная произ-
водительность (м3) комплекса ВО определяется по формуле
Qc. К = fQK. иКт/(Твпс) « fQK. КН/(Твпс/1уит1и),	(7.9)
где/—коэффициент, учитывающий неравномерность работы
комплекса оборудования в течение вскрышного сезона (/=
= 1,15-4-1,25); QI(. и — производственная мощность карьера по
полезному ископаемому, т/год; Kt — текущий коэффициент
вскрыши, м3/т; Н — средняя мощность вскрышных пород, отра-
батываемых с использованием комплекса ВО, м; h — средняя
высота добычного уступа, м; уи— плотность полезного иско-
паемого, т/м3; т]и—коэффициент извлечения полезного иско-
паемого.
Лимитирующим звеном комплекса оборудования ВО при
определении его эксплуатационной производительности явля-
ется выемочное оборудование. Эффективная производительность
роторного экскаватора (в комплексе с консольным отвалообра-
зователем) или нескольких цепных многоковшовых экскава-
торов (в комплексе с транспортно-отвальным мостом) ниже
(часто на 20—30 % и более) паспортной или суммы паспорт-
ных производительностей соответствующих экскаваторов вслед-
ствие воздействия природных условий, технологии отработки
заходки и ее параметров. Влияние этих природных и горно-
технических факторов выражается коэффициентами влияния
породы и забоя.
Изменение сменной производительности комплексов обору-
дования ВО в отдельные периоды года характеризуется соот-
ветствующими значениями коэффициента Ккп-
При работе комплекса оборудования с консольным отвало-
образователем снижение его производительности происходит
в период врезки роторного экскаватора в новую заходку. В этом
случае коэффициент, учитывающий снижение производитель-
ности комплекса при работе в стесненных условиях [см. фор-
мулу (4.24)]:
Кс. п = 1/Г1 —	(1 - 1/т]вр),	(7.10)
L Ьф. у
где £Пр — длина участка врезки экскаватора в новую заходку,
м; Ьф,у — длина фронта работ уступа (экскаваторного блока),
м; т)вР—коэффициент снижения производительности роторного
экскаватора на участке врезки (т]Вр=0,54-0,7).
Снижение производительности мостовой установки происхо-
дит при отработке цепными экскаваторами торцовых участков
фронта.
Коэффициент Кс. п при одностороннем расположении двух
цепных экскаваторов, причем один из них (со стороны торца)
является полноповоротным, верхнего и нижнего черпания оп-
ределяется:
247
при продольной системе разработки
Кс. П — (£ф. bQm £эСи)/[(£ф. В "4" ^р^х) Qm]»	(7.11)
при веерной системе разработки
Ас.и = [0,5Ьф.bQm—L3(Qn Св)У1(0,5£ф.в-]-Ls-]-/рпх) Qm]> (7-12)
где QM — суммарная эффективная производительность цепных
экскаваторов комплекса ВО, м3/ч; QB и QH— эффективная про-
изводительность мостовых экскаваторов верхнего и нижнего
черпания, м3/ч; £ф. в — длина фронта работ мостового экскава-
тора верхнего черпания, м; £э— расстояние между экскавато-
рами, работающими в комплексе с мостом, м; tv— время на
разворот экскаватора и перевод его для работы по нижнему
или верхнему уступу, мин; vx — скорость экскаватора, м/мин.
При двустороннем расположении двух полноповоротных
цепных экскаваторов и продольной системе разработки
Ас. п = £ф. в^(£ф. в Ч-£э 2/|,ох).	(7.13)
Вскрышные работы желательно выполнять комплексами
оборудования ВО по Челноковой схеме, исключающей пере-
гон комплекса после отработки заходки. При перегонах вскрыш-
ного оборудования (см. п. 7.2) технологические его простои,
относящиеся ко времени отработки одной заходки, включают
время перегона, подготовки к перегону и к работе после пере-
гона.
При расчетах технологических комплексов вскрышных ра-
бот с перемещением породы консольными отвалообразовате-
лями и транспортно-отвальными мостами необходимо тща-
тельно обосновывать рациональную структуру комплексов
оборудования и возможную их производительность: число про-
межуточных звеньев (перегружателей), техническую и эффек-
тивную производительность машин (в первую очередь — вые-
мочного оборудования), влияние на производительность клима-
тических условий, продолжительности сезонной работы,
технологических простоев, надежности отдельных машин и
комплекса оборудования в целом.
Отсутствие на карьере резервных мощных выемочно-отваль-
ных комплексов оборудования (что невозможно по экономиче-
ским соображениям, а также по условиям расстановки обору-
дования) связано при неправильном определении производи-
тельности комплекса с невыполнением плановых объемов
вскрышных и добычных работ.
Кроме снижения надежности комплекса, включение в его
состав нескольких передвижных перегружателей обусловли-
вает дополнительные технологические и организационные про-
стои оборудования, связанные с его холостыми переходами,
необходимостью более точной стыковки и синхронного переме-
щения в процессе работы и т. д. Поэтому увеличивать мощ-
ность вскрыши, разрабатываемой с применением комплексов
248
оборудования ВО, при включении в его состав двух-трех пере-
гружателей нежелательно. Такие технологические комплексы
необходимы при применении для выемки мощной толщи
вскрышных пород (30 м и более) мехлопат вместо роторных
экскаваторов при наличии в мягких породах твердых вклю-
чений или по другим условиям. Во всех случаях эффективность
усложнения технологического комплекса и схем экскавации
должна проверяться технико-экономическими расчетами с уче-
том указанных выше факторов.
8.	СКРЕПЕРНЫЕ, БУЛЬДОЗЕРНЫЕ
И ГИДРОМЕХАНИЗИРОВАННЫЕ КОМПЛЕКСЫ
8.1.	Общая характеристика скреперных комплексов
Скреперные комплексы в основном применяются для про-
изводства горно-подготовительных работ в мягких породах,
а также в качестве основного оборудования вскрышных и до-
бычных работ при разработке россыпей и месторождений
строительных горных пород, чаще песчано-гравийных.
Разработка скреперами осуществляется в условиях, когда
месторождения сложены мягкими породами, содержание влаги
в породах не превышает 15—20 % и отсутствуют валуны.
Среднее расстояние транспортирования скреперами с ковшами
емкостью 6—10 м3 не более 600 м, а с емкостью 15 м3 и бо-
лее — до 1000 м. Передвижение скрепера возможно на подъ-
емы не более 10°.
Эффективность скреперной выемки достигается при нали-
чии талого слоя не менее 15—20 см при глинистых породах
и не менее 10—15 см при галечниках. Скреперы применяются
для устройства подъездных путей, проведения траншей, канав
и котлованов, на вскрышных и добычных работах. Как пра-
вило, использование скреперов с ковшами емкостью 10 м3 и
более при разработке россыпей на полигонах шириной 50 м
при одностороннем отвалообразовании более рационально,
чем бульдозеров, если мощность торфов превышает 2 м.
Схемы экскавации (скреперования) при применении ко-
лесных скреперов, когда характерно совмещенное выполнение
процессов выемки, перемещения и отвалообразования, разли-
чаются прежде всего по расположению отвалов относительно
контура карьера.
Схема скреперования с размещением вскрышных пород на
бортах карьера (рис. 8.1,а) наиболее проста и экономична.
Минимальная ширина горизонтальной площадки между верх-
ним контуром карьера и отвалом зависит от схемы движе-
ния скреперов и условий устойчивости борта карьера; в на-
иболее благоприятных условиях она составляет 10—15 м.
249
Рис. 8.1. Основные схемы скреперования
Схема скреперования с размещением вскрышных пород во
внешних отвалах (рис. 8.1,6) наименее экономична. Примене-
ние ее обусловливается наличием у границ карьера запасов
полезного ископаемого, подлежащих отработке в будущем,
магистральных дорог, сооружений и т. д.
Схема скреперования с размещением вскрышных пород во
внутренних отвалах (рис. 8.1, в) применяется при выемке по-
лезного ископаемого на полную мощность, когда отвалы не-
возможно расположить на бортах карьера. С увеличением
мощности вскрышных пород, когда из-за большого подъема
скрепера уменьшается его производительность, данную схему
целесообразно применять при разработке нижних уступов.
При комбинированных схемах скреперования (рис. 8.1, г)
породы верхних уступов размещают на бортах карьера, а ниж-
них — во внутренних отвалах.
При всех рассмотренных схемах экскавации скреперы мо-
гут двигаться по эллипсу, по восьмерке, челночным способом,
по спирали, зигзагами и др. Схему движения выбирают та-
ким образом, чтобы длина хода и число поворотов были наи-
меньшими, а общий подъем в грузовом направлении не пре-
вышал разности между отметками забоя и места разгрузки.
Эллиптическая схема движения (рис. 8.2, а)
применяется при поперечном перемещении вскрышных пород
любой мощности и параллельном подвигании фронтов вскрыш-
250
Рис. 8.2. Схемы движения скрепера
б
в
ных и отвальных работ с примерно одинаковой скоростью.
При этой схеме повороты производятся в одну и ту же сто-
рону, что при больших объемах работ приводит к прежде-
временному и неравномерному износу ходовой части скрепера.
Для уменьшения износа необходимо периодически изменять
направление движения скреперов.
При движении по восьмерке (рис. 8.2,6) скре-
пер после выемки породы в забое I направляется на отвал Г.
После разгрузки он перемещается в забой II, а оттуда на от-
вал II'. При этой схеме движения за один технологический
цикл работы скрепер поворачивается па 180°, в то время как
при эллиптической схеме —на 360°. Благодаря этому, а также
уменьшению угла поворота скрепера на отвале производитель-
ность скрепера увеличивается на 20—25 % 
Схемы движения по эллипсу и восьмеркой применяют при
возведении насыпи из прилегающих боковых резервов и про-
ведении траншей, когда возможно поперечное перемещение
251
и складирование породы на борту параллельно фронту ра-
бот, а также при одноуступной выемке торфов продольным
забоем и забоем-площадкой при разработке россыпей (см.
ниже).
Применение челночно-поперечной и чел-
ночно-продольной схемы движения (рис. 8.2,в и
г) рационально при небольшой мощности вскрышных пород,
возможности размещения отвалов на обоих бортах карьера и
широких забоях (при забоях-площадках).
При челночно-поперечной схеме движения выемку породы
осуществляют в направлении, перпендикулярном к подвига-
нию фронта работ, и транспортируют породу по одному и
тому же пути в два отвала, расположенные по обеим сторо-
нам выемки. Схема успешно применяется на россыпях при
снятии растительного слоя, уборке старых навалов и послой-
ной выемке вскрышных пород до глубины 2 м. При этом на
каждый цикл приходится только один разворот машины на
180°. Длина забоя должна быть не меньше пути разгрузки
скрепера. Борта выемки выполаживаются до максимального
угла подъема скрепера в грузовом направлении.
При челночно-продольной схеме движения направления
выемки породы и подвигания фронта работ почти парал-
лельны. В случае одностороннего размещения отвала разво-
рот скрепера совершается два раза за цикл, а при двусто-
ронних отвалах — один раз. Выполаживания бортов выемки
нс происходит, а минимальная ширина забоя определяется
радиусом разворота скрепера.
Схема движения по двусторонней петле
(рис. 8.2, д) применяется при расстоянии транспортирования
более 200 м.
Движение скреперов по спирали (рис. 8.2,е)
происходит с выемкой породы в двух забоях и разгрузкой
полосами, перпендикулярными к оси отвала. Схема применя-
ется при расположении выемок (резервов) с обеих сторон
отвала, ширине последнего, равной пути разгрузки скрепе-
ров, и при разности отметок отвала и карьера не более 2,5—
3 м. При этом сокращается расстояние транспортирования
по сравнению с движением по эллипсу.
Схема движения зигзагами (рис. 8.2,ж) приме-
няется при проведении длинных траншей, канав (руслоотвод-
ных, дренажных и Др.), отсыпке дамб, плотин и насыпей.
В конце участка скрепер разворачивается на 180° и следует
в обратном направлении, снова чередуя набор и разгрузку
породы. При этом сокращаются холостые пробеги, но требу-
ется постоянное увеличение фронта работ.
252
8.2.	Параметры систем разработки при скреперных комплексах
Характерные системы разработки — поперечные и про-
дольные.
Поперечная (чаще однобортовая) система характерна для
разработок россы|пей и песчано-гравийных месторождений.
В этом случае длина фронта работ равна ширине россыпи
(в среднем 50—200 м). Мощность вскрышных пород (торфов)
не превышает 10 м, и отрабатываются они одним уступом.
Вскрышные работы, как правило, опережают добычные (на
200—300 м и более), поэтому технологические комплексы
вскрышных и добычных работ практически независимы.
Выемка вскрышных пород осуществляется фронтальными
забоями (наклонными слоями выемки) или забоями-площад-
ками (горизонтальными слоями выемки). Отвалы обычно раз-
мещаются на бортах разреза.
Первоначальный наклонный скреперный забой создается
проведением котлована (рис. 8.3), длина которого £к при
небольшой высоте уступа Ну равна 2/3. min, а при большой
величине Ну—2Hy/i (l3. min — минимальная длина пути за-
грузки скрепера, i — допустимый уклон). Ширина котлована
при поперечной системе разработки равна длине или части
длины фронта работ. В эксплуатационный период длина про-
дольного забоя, в зависимости от Ну, равна или кратна 13.
При выемке фронтальными забоями в резуль-
тате отработки продольных заходок подвигание’ фронта ра-
бот осуществляется непрерывно (рис. 8.4, а и б) ив пределах
карьера отрабатывается одна панель, представленная всей
толщей вскрышных пород. Разгрузка скреперов производится
на отвальном откосе, параллельном (см. рис. 8.4, а) или пер-
пендикулярном (см. рис. 8.4,6) к фронту работ. В первом
случае выезд скреперов из карьера осуществляется через вре-
менные наклонные траншеи, рациональное расстояние между
которыми составляет 70—80 м. Во втором — выезд груженых
скреперов осуществляется по борту карьера, который выпо-
лажпвается под углом i.
Схема движения скреперов
обычно эллипсовидная.
При выемке забоя-
ми-площадками обыч-
но одновременно отрабаты-
ваются один-два участка
(панели). После отработки
панели на высоту уступа
происходит цикличное по-
двигание фронта его работ
на ширину панели. Отра-
ботка панелей производится
продольными (рис, 8.4, в)
fl-А
Рис. 8.3. Схема подготовки уступа кот-
лованом при скреперной выемке
253
Рис. 8.4. Вариан-
ты поперечной си-
стемы разработки
при скреперных
комплексах
или поперечными (рис. 8.4, г) заходками, направленными со-
ответственно вдоль и поперек фронта работ. При поперечных
заходках выезд скреперов из карьера осуществляется через
временные траншеи, проводимые на расстоянии друг от друга
до 50—60 м [(2-4-3) /3], а при продольных заходках один или
два борта карьера (соответственно при одном и двух отвалах)
выполаживаются для выезда по ним скреперов. Движение
скреперов при выемке поперечными заходками производится
по эллипсу, восьмеркой или по челночной схеме, а при выемке
продольными заходками — обычно по челночной схеме.
Ширина Во (м) и высота Но (м) одностороннего отвала
на борту карьера (рис. 8.5) определяются по следующим фор-
мулам (по Л. И. Арсентьеву):
2/'Ср!.ф77у (1 i ctg Р)
(» — U (1 + in’ctg'P)
2/^р£ф//у (i —- in)
(1 + i ctg P) (2 + in ctg P)
где ^p — коэффициент разрыхления породы в отвале; Лф —
длина фронта вскрышных работ, м; Ну — средняя высота
вскрышного уступа (мощность вскрыши), м; i и in — уклон со-
ответственно поверхности и почвы отвала; р —угол откоса
отвала, градус.
Рис. 8.5. Схема к определе-
нию параметров скреперного
отвала
254
При размещении отвалов на двух бортах карьера в выра-
жениях (8.1) и (8.2) вместо L$ фигурирует величина, равная
0,5 Аф.
11 родольная система разработки применяется в основном
при мощной толще вскрышных пород, отработка которой про-
изводится несколькими уступами. Многоуступная разработка
мягких и плотных вскрышных пород скреперными комплек-
сами возможна как в период строительства, так и в период
эксплуатации карьеров поверхностного и глубинного видов.
Выемка производится торцовыми забоями (рис. 8.6). При
этом продольные заходки отрабатываются по Челноковой (см.
рис. 8.6, а) или односторонней (см. рис. 8.6, б) схеме соот-
ветственно с врезкой в новую заходку уступа на обоих и од-
ном флангах фронта работ. Отработка заходок может также
производиться от середины карьерного поля к флангам (рис.
8.6, е) при односторонней схеме отработки каждого участка.
Как создание первоначального торцового скреперного за-
боя на уступе, так и врезка в новые заходки осуществляются
проведением двусторонних котлованов (рис. 8.7). Таким об-
разом, при использовании скреперных комплексов в состав
горно-подготовительных работ не входит проведение на-
клонных траншей; их роль выполняют сами скреперные за-
бои.
В частном случае выемка в пределах всей мпогоуступной
рабочей зоны может осуществляться одним сплошным торцо-
вым забоем длиной l3=Hv,ali (77рз — высота рабочей зоны
карьера). Но, как правило, забои отдельных уступов разде-
ляются «бермами опережения» (см. рис. 8.6) для обеспечения
относительной независимости их отработки. Ширина этих
берм равна ширине наклонных рабочих площадок, а длина,
помимо компенсации неравномерности работ, должна обеспе-
чить возможность беспрепятственного прохода скреперов и
другого оборудования:
/о > 2 (/с + Яс)+ 5,	(8.3)
где 1С—длина скрепера, м; Яс—радиус поворота скре-
пера, м.
Высота уступа при многоярусной разработке вскрышных
пород скреперами должна удовлетворять условию 77y>iZ3. min-
Минимальная длина забоя не должна быть меньше расстоя-
ния набора породы скреперным ковшом /п. Для мощных скре-
перов (£^15 м3) ZH изменяется от 30 до 50 м.
При предварительной подготовке пород к выемке механи-
ческим рыхлением наклонных слоев длина забоя l3. mtn>50 м-
Для уменьшения простоев скреперного комплекса при нали-
чии крепких включений (валунов и др.), обводненности по-
род и т. д. необходимо, чтобы длина забоя /3>2/3. тш, т. е.
чтобы длина забоя мощных скреперов при разработке мягких
255
Рис. 8.6. Варианты
продольной си-
стемы разработки
при скреперных
комплексах:
1 и 2 — соответст-
венно направления
подвигания фронта
работ и отработки
заходок
Рис. 8.7. Схемы
врезки в новые
скреперные заход-
ки на смежных
уступах:
а — положение пе-
ред врезкой на 1-м
уступе; би в —
врезки соответст-
венно на 1-м и 2-м
уступах; /, 2 и 3 —
торцовые скреперные
забои; Г и 2' — тор-
цовые забои при
создании двусторон-
него котлована
и плотных пород была не менее соответственно 60—70 и 90—
100 м.
Такая длина забоя может быть достигнута даже при ма-
лой высоте уступа или уменьшении I. Поэтому при использо-
вании скреперных комплексов высота уступа не зависит от
параметров оборудования и применяется в соответствии
с горно-геологическими условиями (в частности, по условиям
устойчивости откосов уступов и бортов карьера) и необходи-
мой скоростью подвигания фронта работ.
Ширина рабочей площадки уступа определяется сум-
марной шириной полос скреперования и рыхления, транспорт-
ной и дренажной полос. При использовании скреперов с ков-
256
шом емкостью 25—30 м3 Шр п=504-44 м при плотных поро-
дах и Д/р.п=35-^40 м при мягких породах. Такая ширина ра-
бочих площадок необходима только в пределах забоев (см.
рис. 2.6). На остальных участках фронта уступа должны ос-
тавляться транспортные бермы. Выемка породы в пределах
уступа может осуществляться одним забоем при Челноковой
схеме работы скреперов и одним—тремя забоями при дву-
сторонней схеме. Обычно рабочий фронт карьера имеет пере-
менный угол откоса по длине фронта работ.
8.3.	Бульдозерные технологические комплексы
Бульдозеры широко применяют на горно-подготовитель-
ных, планировочных, строительных и вспомогательных рабо-
тах, а также в качестве основного оборудования при разра-
ботке россыпей.
Ниже бульдозерные комплексы рассматриваются в основ-
ном применительно к разработке россыпей.
Бульдозерная разработка многолетнемерзлых песков по
мере их оттаивания производится в летний период забоями-
площадками одновременно в пределах панели всего или части
полигона. Разработка песков производится веерными, парал-
лельными продольными или поперечными, диагональными или
комбинированными заходками (рис. 8.8).
При выемке и перемещении песков по вееру к приемному
бункеру промывочной установки (см. рис. 8.8, а) отработку
панелей, как правило, начинают па участках, наиболее уда-
ленных от бункера. Перемещение песков производят по тран-
шеям, образуемым породными валиками.
Пески обводненных полигонов, содержащие значительный
объем ила, глины, льда, разрабатывают параллельными за-
ходками (террасовые и увальные россыпи, см. рис. 8.8,6)
или диагональными заходками (узкие россыпи, см. рис. 8.8, в)
с перемещением песков в аккумулирующую траншею глуби-
ной 0,5—1 м. Далее разжиженную породную массу одним или
спаренными бульдозерами перемещают по траншее к прием-
ному бункеру. Ширина дна траншеи определяется длиной ле-
меха бульдозера и необходимыми зазорами. Проведение ак-
кумулирующей траншеи осуществляется при систематической
выемке талого слоя или с предварительным рыхлением по-
род на глубину траншеи.
При комбинированной системе боковые участки полигона
различной конфигурации отрабатываются параллельными за-
ходками (вспомогательными), а основная площадь полигона —
радиальными заходками в направлении приемного бункера
(см. рис. 8.8,г).
Выемку песков около приемного бункера промывочной
установки производят после полной отработки площади по-
лигона, так как в углублении около бункера может скапли-
ваться вода, ухудшающая условия работы бульдозеров.
9 Заказ № 624	257
Среднее расстояние транспортирования песков бульдозе-
рами принимается в пределах 70—120 м. Процессы разра-
ботки и промывки песков технологически взаимосвязаны, поэ-
тому необходимо соответствие производительности комплекса
бульдозерного оборудования и оптимальной производитель-
ности промывочной установки. Вследствие этого при расчете
производительности комплекса оборудования необходимо учи-
тывать как трудность экскавации и расстояние перемещения
песков, так и их промывистость, обеспеченность комплекса та-
лыми породами, содержание в них льда и валунов и подэфеле-
ние шлюзов.
Бульдозерная разработка вскрышных пород производится
при их мощности Нв ^3-4-4 м и перемещении на расстояние
£^100-4-150 м во внешние или внутренние отвалы. С увели-
чением мощности бульдозеров до 200 кВт и более их приме-
нение на вскрышных работах при разработке россыпей эф-
фективно при Т/в^б-г-Ю м и £^С200-е-250 м при угле подъ-
ема до 27°.
Основные системы разработки — поперечная и веерная.
При поперечной системе выемка и перемещение породы осу-
ществляются параллельными продольными заходками (хо-
дами бульдозера, рис. 8.9, а) в направлении, перпендикуляр-
ном к оси полигона. При этом по всему борту вскрываемого
полигона устраивают пологий выезд. Вскрышные породы
складируют в отвалы треугольного или трапецеидального
(в поперечном профиле) сечения с одной или обеих сторон
полигона. При этом возможны выемка горизонтальными тон-
кими слоями постоянной мощности по всей площади полигона
(сплошная выемка) и выемка траншейными заходками путем
образования ряда параллельных траншей глубиной 0,6—0,7 м,
разделенных целиками шириной 0,5—0,6 м. Вначале разраба-
тывают породу забоями-площадками в траншеях, а затем це-
лики между ними. Траншейный вариант предпочтителен при
льдонасыщенных породах.
258
Рис. 8.9. Попереч-
ная и веерная си-
стемы разработки
вскрышных пород
(торфов) бульдо-
зерами
S'
Рис. 8.10. Схемы
расположения вы
ездов и формиро
вания отвалов
бульдозерами
При веерной системе разработки (рис. 8.9, б) полигон
вскрывают временными наклонными траншеями, расстояние
между которыми зависит от мощности вскрышных пород и
ширины полигона.
Выемка и перемещение пород в пределах полигона осуще-
ствляются радиальными ходами бульдозера по направлению
к траншеям. Отвалы имеют секторную форму в плане. Веер-
ная система рациональна при мощности вскрышных пород
3—4 м и ширине полигона 40—50 м.
При веерной системе разработки необходимо правильно
установить расстояние между временными траншеями, а при
поперечной системе разработки — расположение пологого вы-
езда относительно контуров полигона. Пологие выезды устра-
ивают за пределами, внутри или только частично внутри
полигона (рпс. 8.10). При первом варианте упрощается устрой-
ство выезда, но при этом увеличивается объем вскрышных ра-
бот и расстояние перемещения породы (см. рис. 8.10, а). При
половинном разносе борта (см. рис. 8.10,6) дополнительный
объем вскрыши уменьшается на 75 %, а расстояние пере-
мещения породы на подъем — на 50 %. Объемы вскрыши и
расстояния перемещения породы бульдозерами минимальные
при расположении выезда внутри контура разреза (рис.
8.10,в), что целесообразно при соотношении длины выезда L
и ширины В полигона в пределах L:B<CO.3. Оставляемые при
9 *	259
втором и третьем вариантах расположения выездов в кон-
туре разреза породные целики отрабатываются сначала попе-
речными, а затем продольными ходами бульдозера по откосу.
При этом производительность бульдозеров увеличивается на
10-15 %.
Разработку плотных и мерзлых пород производят горизон-
тальными тонкими слоями или уступами высотой 1,5—5 м.
Подготовку пород к выемке осуществляют механическим рых-
лением горизонтальных слоев, а во втором случае — механи-
ческим рыхлением наклонных слоев или взрыванием на вы-
соту уступа. Выемка горизонтальными слоями часто затруд-
нена из-за наличия крупных кусков, что ведет к поломкам
бульдозеров. В таких условиях целесообразна уступная вы-
емка. Уступы образуются посредством проведения наклонной
(подготовительной) и разрезной траншей с применением ме-
ханических рыхлителей или буровзрывных работ. Бульдозер
параллельными ходами подает породу в эту траншею как
в аккумулирующую, по которой! порода перемещается бульдозе-
ром в отвал.
Отвалообразование при работах с разносом бортов раз-
реза обычно производят наклонными слоями под постоянным
углом (14—21°) при перемещении породы бульдозером под
откос (см. рис. 8.10, а) или горизонтальными слоями мощ-
ностью 0,8—1,2 м, которые наращивают попеременно насту-
пающим и отступающим фронтом (см. рис. 8.10, б, в). Сред-
няя высота подъема породы при формировании отвала гори-
зонтальными слоями в 2 раза меньше, чем при наклонных
слоях, а производительность бульдозеров увеличивается на
20—25 %. Иногда более половины объема торфов вынимают
параллельными заходками с образованием отвала под пря-
мым углом к оси полигона, а остальную часть торфов скла-
дируют на ранее образованном отвале под острым углом
к оси полигона.
Часто россыпи расположены в долинах рек и ручьев с боль-
шими уклонами и крутыми увалами, на которых емкость от-
валов ограничена. В этих случаях транспортирование пород
бульдозером в отвал следует производить под острым углом
в сторону уклона. На площадках с крутым подъемом отвало-
образование ведут при параллельных ходах бульдозера также
под острым углом к направлению долины, при этом неболь-
шие отвалы расположены почти параллельно долине.
8.4.	Комбинированные вскрышные комплексы
с использованием скреперов и бульдозеров
Комбинированные комплексы применяют для создания наи-
более благоприятных условий работы каждого или основного
вида оборудования. В первую очередь уменьшают расстояние
перемещения горной массы бульдозерами.
260
Скреперно-бульдозерные комплексы применяются на вскрыш-
ных работах при разработке россыпей и месторождений
строительных горных пород. При этом скреперами произво-
дится выемка породы фронтальными забоями (рис. 8.11, а)
или забоями-площадками (поперечными заходками, рис.
8.11,6) и перемещение породы на отвал через временные
траншеи. Бульдозерами осуществляется отвалообразование.
Возможно также применение бульдозеров для выемки тор-
фов, а колесных скреперов — для перемещения породы и отва-
лообразоваиия. Бульдозерами порода перемещается к акку-
мулирующим траншеям, где производится набор ее скрепе-
рами.
В целом скреперные, бульдозерные и комбинированные
скреперно-бульдозерные комплексы наиболее распространены
в условиях многолетней мерзлоты на сухих и маловодных
месторождениях при глубине залегания пласта до 4—8 м и
небольших запасах (до 500—1000 тыс. м3), особенно если
вблизи имеются другие площади, на которых может быть
в дальнейшем использовано это же оборудование.
Бульдозерно-экскаваторные комплексы эффективны для
производства вскрышных работ при разработке россыпей:
при ширине полигона до 40—60 м и мощности вскрыши
до 4—6 м, когда выемка и перемещение породы к борту раз-
реза выполняются бульдозерами, а отвалообразование — экска-
ваторами (рис. 8.12,а и б);
Рис. 8.11. Схемы скреперно-бульдозерного
вскрышного технологического комплекса
Рис. 8.12. Схемы бульдозерно-экскаватор-
ного вскрышного технологического комп
лекса
261
при ширине полигона более 40—60 м и мощности вскрыши
более 4—6 м, когда выемка и перемещение породы к борту
разреза выполняются бульдозерами, а отвалообразование —
экскаваторами и бульдозерами (рис. 8.12, б);
при разработке мерзлых пород в зимний период на широ-
ких полигонах, когда экскаватор переваливает предварительно
взорванную породу во временные отвалы (в контурах поли-
гона), которые затем перемещаются бульдозерами в конечное
положение (рис. 8.12,г).
Бульдозеры при этих схемах экскавации работают на не-
больших расстояниях транспортирования, а экскаваторы пере-
валивают в основном уже разрыхленную породу. Тем самым
создаются предпосылки для достижения высокой производи-
тельности каждой машины. При экскавации с аккумулирую-
щей траншеей, проводимой в оттаявших породах, исключа-
ется работа бульдозера на подъем и сокращается число захо-
док экскаватора вследствие накопления породы в траншее
(см. рис. 8.12,6). Нижняя часть бульдозерных отвалов при
второй схеме экскавации формируется наклонными слоями
под углом 10—15°, а верхняя — горизонтальными слоями (см.
рис. 8.12, в).
Объемы отвалообразования, выполняемые бульдозерами,
определяются мощностью разрабатываемых вскрышных по-
род, шириной заходок (при экскаваторной выемке) или их
длиной (при бульдозерной выемке) и рабочими параметрами
применяемого драглайна. Расчеты этих объемов выполняются
так же, как и при проведении траншей драглайнами.
Скреперы и бульдозеры в виде дополнительного оборудо-
вания необходимо применять и для планирования внутренних
отвалов, отсыпаемых одноковшовыми экскаваторами или кон-
сольными отвалообразователями для последующей биологи-
ческой рекультивации поверхности отвалов.
В летний период при разработке россыпей с мощностью
вскрышных пород 6—10 м и более применяют бульдозерно-
экскаваторно-автомобильно-отвальные комплексы оборудова-
ния. Бульдозеры используются для выемки и размещения по-
роды у борта или в центре полигона. Из отвала производится
погрузка породы в автосамосвалы. Производительность буль-
дозеров при перемещении породы только в разрезе увеличи-
вается в 2—4 раза по сравнению со схемами размещения
породы на борту разреза и создаются условия для высокопро-
изводительной работы экскаваторов и автосамосвалов в лет-
ний период. В зимний период вскрышные работы на таких
россыпях производятся с предварительным взрыванием по-
род и непосредственной погрузкой их экскаваторами в авто-
самосвалы. Интенсификация вскрышных работ в летний пе-
риод при использовании тепла солнечной радиации позволяет
уменьшить объем вскрышных работ и затраты на них в зим-
ний период.
262
Бульдозерно-конвейерно-отвальные комплексы эффективны
для производства вскрышных работ на хорошо осушенных и
малообводнениых россыпях при мощности вскрышных пород
более 5—7 м и небольшом содержании в них льда, ила.
глины и валунов. Приемный бункер устанавливается в кот-
ловане (рис. 8.13, о) или на площадке, зачищенной до мерз-
лых пород (рис. 8.13,6). При первой схеме наклонный лен-
точный конвейер устанавливается в траншее, а при второй
схеме — на поверхности. При мощности вскрышных пород
10—11 м длина наклонного конвейера в первом случае дости-
гает 120 м и более, а во втором случае не превышает 55 м.
Отвалообразование осуществляется с помощью поворотно-
звеньевого конвейера (стаккера), длина которого определя-
ется числом наращиваемых звеньев.
Породу к приемному бункеру перемещают два-три бульдо-
зера по вееру. При второй схеме непосредственная загрузка
бункера производится при движении бульдозеров на подъем
до 12°. Среднее расстояние транспортирования породы буль-
дозерами не превышает 70—80 м, что позволяет по сравнению
с перемещением породы бульдозерами на борта разреза
в 1,5—2 раза уменьшить число бульдозеров или сократить
сроки подготовки вскрытых запасов песков.
Параллельное применение вскрышных бульдозерных и буль-
дозерно-экскаваторно-транспортных комплексов с другими
(основными) комплексами оборудования широко распростра-
нено в настоящее время на многих карьерах в связи с необ-
ходимостью раздельной отработки плодородных и потенци-
ально плодородных вскрышных пород, что является частью
горно-технической рекультивации нарушенных земель.
При экскаваторной разработке талых россыпей или рос-
сыпей с «вялой» мерзлотой с погрузкой торфов в автосамо-
свалы бортовые участки полигона целесообразно разрабаты-
вать драглайном с размещением породы в отвал, а верхний
слой мощностью 1—1,5 м по всей площади полигона (или же
частично) снимать бульдозерами. Такой технологический
Рис. 8.13. Схемы бульдозер но-конвейер ио-отвального вскрышного техноло-
гического комплекса:
/ — отвалообразователь; 2 — наклонный конвейер; 3 — приемный бункер; 4 — бульдозер
263
комплекс используют на полигонах шириной не менее 80 м
с торфами мощностью 5—6 м при ширине полигона более
60 м и более мощных торфах.
8.5.	Бульдозерно-гидромеханизированные комплексы
при разработке россыпей
К добычным работам при разработке россыпей относятся
выемка песков, их перемещение к промывочным установкам
(реже к обогатительным фабрикам), промывка песков, разме-
щение хвостов в отвалах, вспомогательные работы.
Выемка и перемещение песков обычно осуществляются та-
ким же оборудованием, что и разработка вскрышных пород
(торфов): бульдозерами, скреперами, экскаваторами, транс-
портным оборудованием, средствами гидромеханизации. В до-
бычные работы входят в большинстве случаев также перера-
ботка песков (на промывочных установках) и размещение
хвостов промывки.
Бульдозерно-гидромеханизированные комплексы (значи-
тельно реже скреперно-гидромеханизированные) применяются
в основном при разработке многолетнемерзлых песков по
мере естественного оттаивания и последующей промывке их
на гидроэлеваторных (рис. 8.14), реже на понуро-шлюзовых и
землесосных промывочных установках.
Выемка осуществляется забоями-площадками (толщина
горизонтальных слоев выемки 5—20 см) при отработке пане-
лей заходками различного типа (см. п. 8.3). Число панелей
в пределах полигона определяется числом приемных бунке-
ров промывочной установки (рис. 8.15) и обычно не превы-
шает трех. Число и размеры добычных панелей, местополо-
жение приемных бункеров (см. рис. 8,15, а, б, в и г) зависят
от размеров россыпи, ее строения и производительности про-
мывочной установки и выемочно-транспортирующих машин:
NnQc (с) ИТ] = Qn. у,	(8*4)
где Nn — число добычных панелей; фб(с) и Qn-y — соответст-
венно часовая производительность бульдозера (скрепера) и
промывочной установки, м3; п — число одновременно работаю-
щих бульдозеров (скреперов) в пределах панели; т]—-коэф-
фициент снижения производительности бульдозеров (скрепе-
ров) при их одновременной работе (т] = 0,8-ь0,85).
Из уравнения (8.4) находится проектная производитель-
ность бульдозера (скрепера), а также требуемое для обеспе-
чения этой производительности среднее расстояние перемеще-
ния породы I и размеры панели В и L, необходимые для уста-
новления I (средняя ширина полигона В обычно задана)
с одновременным определением местоположения приемного бун-
кера.
264
Рис. 8.14. Схемы технологического комплекса с использованием бульдозеров
при гидроэлеваторной (а) и конвейерно-скрубберной (б) промывочных уста-
новках:
1 — промывочный прибор; 2 — хвосты промывки; 3 — галька; 4 и 5 — соответственно
водозаводная и руслоотводная канавы; 6 — насосный агрегат; 7 — водовод; 8 — пульпо-
вод; 9 — дренажная канава; 10 — приемный бункер
При разделении длинных полигонов на две-три одновре-
менно отрабатываемые панели (см. рис. 8.15, е, ж и з) умень-
шается среднее расстояние перемещения породы бульдозерами,
а также увеличивается объем промывки с одной стоянки про-
мывочной установки. При центральном расположении прием-
ного бункера (см. рис. 8.15, в и д) возможна последовательная
отработка добычных блоков в пределах панелей (последова-
тельность отработки показана цифрами 1—8) и в связи
с этим возможно параллельное ведение на полигоне вскрыш-
ных и добычных работ. При большой ширине россыпи (200—
300 м и более) возможны деление полигона па полосы (па-
нели) по его ширине и их последовательная отработка с раз-
265
а
Рис. 8.15. Схемы расположения
приемных бункеров при выемке
песков бульдозерами
мещением торфов и хвостов
промывки на отработанной
площади россыпи.
Легкоразборные и дешевые
переставные гидроэлеватор-
ные промывочные установки
целесообразно применять
в первую очередь при разра-
ботке обводненных легко- и
среднепромывистых песков,
большой плотности и крупно-
сти зерен полезного компо-
нента, небольшом количестве
крупнообломочного матери-
ала, на узких ключевых и
ручьевых россыпях. Обогати-
тельным аппаратом установок
(приборов) ПГШ (рис. 8.16, о)
является шлюз глубокого на-
полнения длиной 27 м. Подъем
песков в виде пульпы на шлюз
осуществляется гидроэлева-
тором. Применяются также
гидроэлеваторные установки
ПГБ с двухстадийной схемой
обогащения, имеющие корот-
кий (6 м) шлюз глубокого на-
полнения, барабанный грохот
и многосекционные шлюзы ма-
лого наполнения (рис. 8.16,6),
что позволяет улавливать и
мелкие зерна полезного ком-
понента. Доставляемые буль-
дозерами к приемному металлическому бункеру с водометным
грохотом (гидровашгердом) пески размываются напорной
струей гидромонитора с подъемом этой струей валунов по на-
клонному лотку и складированием их во временный отвал.
Складирование хвостов промывки со шлюзов осуществляется са-
мотеком. Приборы ПГБ имеют и галечные стаккеры.
Часовая производительность гидроэлеваторпых промывочных
установок составляет 30—75 м3, а суточная 500—1200 м3. Рас-
ход воды 140—330 л/с. Рациональные мощность и число буль-
дозеров, работающих в комплексе с промывочной установкой,
зависят от производительности последней [см. формулу (8.4)].
Обычно выемка песков осуществляется двумя-тремя бульдозе-
рами мощностью 75—100 кВт. Более мощные бульдозеры целе-
сообразно применять при производительности промывочной
установки 700—800, 1000—1200, 1500 м3/сут и более.
Вспомогательные работы при добыче включают: проведение
266
Рис. 8.16. Схемы промывочных установок:
а — гидроэлеваториая типа ПГШ (1 — гидровашгерд; 2 — гидроэлеватор; 3 — пульповод;
4 — гидравлический шл1оз; 5 — насосный агрегат; 6 — приемный бункер; 7 — водовод;
8—	гидромонитор); б — гидроэлеваториая типа ПГБ (7 — приемный бункер; 2—гидро-
элеватор; 3 — пульповод; 4 — головной шлюз; 5 — барабанный грохот; 6 — миогосекци-
онные шлюзы малого наполнения; 7 —- отвалообразователь); в—понуро-шлюзов а я (1 —
гидромонитор; 2 — днище понура; 3 — шлюз; 4 — хвосты промывки)
разрезной траншеи по пласту песков на участке с наиболее низ-
кими отметками поверхности с заглублением в плотик на 0,3—
0,5 м (в талых песках сразу на всю глубину, а в мерзлых пе-
сках— послойно по мере их оттаивания); опробование и зачи-
267
стку плотика; уборку льда из разреза, валунов и крупной гали
от вашгердного лотка, крупных валунов с грохота бункера;
уборку хвостов промывки; перестановку гидромониторов и гид-
ровашгердов; сооружение новых приемных бункеров с удлине-
нием пульповодов и водоводов и в целом перестановку промы-
вочной установки.
Комплексы с бульдозерами и конвейерно-скрубберными про-
мывочными установками (см. рис. 8.14,6) применяют при зна-
чительных запасах песков (50—60 тыс. м3 и более), долинных
россыпях, мелкой зернистости полезного компонента, затруд-
ненности водоснабжения. Выемочные работы аналогичны
рассмотренным выше. Пески подаются через загрузочный бун-
кер-питатель на наклонный конвейерный подъемник и далее по-
ступают через головной шлюз (самородкоуловитель) или непо-
средственно в комбинированный дезинтегратор (скруббер, ба-
рабанный грохот, бочка), надрешетный продукт которого удаля-
ется в отвал галечным стаккером, а подрешетный продукт
подвергается одно-двухстадийной промывке на шлюзах или
обогащению в отсадочной машине (возможна комбинация этих
способов по стадиям обогащения). Производительность кон-
вейерно-скрубберных промывочных установок ПКС составляет
300—1200 м3/сут, расход воды 50—120 л/с.
8.6.	Гидромеханизированные комплексы
горных работ
Как при самотечном, так и при напорном транспорте раз-
мыв горных пород может выполняться: гидромониторами
без предварительного или с предварительным рыхлением мас-
сива; в специальных передвижных установках при экскаватор-
ной выемке и рыхлении породы; гидромониторами в навалах
породы, созданных при предварительном механическом рыхле-
нии породы.
Размыв пород уступа производится попутным, встречным или
попутно-встречным забоем (рис. 8.17).
При размыве попутным забоем направление движения по-
тока пульпы в забое совпадает с направлением движения струи
гидромонитора, а при встречном забое направление стока пульпы
противоположно ее движению. При установке гидромонитора на
верхней площадке уступа размыв производится преим.ущест-
венно попутным забоем, а при установке гидромонитора на ниж-
ней площадке — попутным или встречным забоем. Иногда при-
меняют попутно-встречный размыв.
Преимущество размыва с верхней площадки уступа попут-
ным забоем заключается в том, что гидромониторы и водоводы
всегда монтируются на сухом месте, благодаря чему значи-
тельно облегчаются работа обслуживающего персонала и пе-
редвижка оборудования. Кроме того, размыв может произво-
диться с меньшим недомывом породы, так как струя гидромо-
268
Рис. 8.17. Схемы размыва:
а — попутным забоем; б — встречным забоем; в — попутно-встречным забоем; 1 — гидро-
монитор; 2 — водоводы; 3—поток гидросмеси; 4 -- зумпф; 5—землесосная установка;
6 — пульповод
нитора, действуя по направлению потока пульпы, способствует
ее перемещению.
Размыв встречным забоем широко используется на вскрыш-
ных работах в карьерах. Согласно Правилам технической эк-
сплуатации, расстояние от места установки гидромонитора
с ручным управлением до забоя должно составлять не менее 0,8
высоты уступа. При разработке глинистых плотных пород, ко-
торые могут обрушаться глыбами, это расстояние должно быть
не менее 1,2 высоты уступа. По Правилам безопасности на от-
крытых горных работах высота уступа при гидромониторной
разработке должна быть не более 30 м.
Увеличение транспортирующей способности пульпы и умень-
шение растекания ее в призабойном пространстве достигаются
установкой вдоль забоя пульпонаправляющих щитов высотой
0,4—0,5 м, а для сосредоточения потока пульпы струей гидро-
монитора проводят канаву.
Протяженность фронта работ гидромонитора влияет на угол
встречи струи с откосом уступа. С увеличением длины фронта
уменьшается ударная сила струи и снижается производитель-
ность гидроустановки. В то же время увеличивается объем по-
роды, приходящейся на один пульповод и водовод, что способ-
ствует общему уменьшению их протяженности, числа передви-
жек, а следовательно, и сокращению затрат на монтажные и
демонтажные работы. Длина фронта работ на гидроустановку
влияет также на величину недомыва и на изменение характера
269
обрушения. Для глинистых пород длина фронта составляет
18—25 м, для песков — 30—60 м, а для суглинков — 25—45 м.
При разработке на россыпях пород, содержащих 50—70, 30—
50 и менее 30 % гальки и щебня, а также при уклонах плотика
менее 0,03 фронт работ гидроустановки £ф принимают соответ-
ственно не более 50, 55—60, и 60—70 м.
Гидромеханизированные добычные комплексы применяются
при разработке террасовых, увальных, верховых и ключевых
(реже долинных) россыпей, в основном при талых породах
(песчаных, супесчаных, суглинистых) с небольшим содержа-
нием обломочного материала (гальки, щебня и особенно валу-
нов); при разработках слабосце-
ментированных пород и тяжелых
суглинков необходимо предвари-
тельное разрыхление их.
Подготовка и выемка песков
осуществляется гидромонитор-
ным размывом; перемещение
пульпы к приемному бункеру
землесосной установки или не-
посредственно к шлюзовой уста-
новке самотеком.
Рис. -8.18. Схемы технологиче-
ских гидромеханизированных
комплексов:
1 ~ гидромониторы; 3 — водовод; 3 —
грунтовый насос; 4 — пульповод; 5 —
гидротолкатели; 6 — шаровой шарнир;
7 — направляющие щиты
Размыв песков на россыпях
мощностью от 2 до 8 м и шири-
ной более 40 м при поперечной
системе разработки наиболее
часто производится наступающим
попутным забоем с предвари-
тельным проведением нарезной
канавы для самотечного гидро-
транспорта (рис. 8.18, а). Длина
канавы равна длине панели, от-
рабатываемой при одной уста-
новке грунтового насоса (гидро-
элеватора), и составляет 30—
40 м. При мощности россыпи до
2—3 м применяют также размыв
отступающим попутным забоем
с расположением гидромонито-
ров на кровле песков.
Размыв встречным забоем
(рис. 8.18, б) применяется в ос-
новном при разработке мощных
россыпей (до 20—30 м) в связи
с отсутствием нарезных работ.
Размыв боковым (попутно-
встречным) забоем широко при-
меняется при веерной системе
разработки. Наиболее часто от-
270
работка секторов производится двумя гидромониторными за-
боями (см. рис. 8.18,6). Подвигание фронта по полному вееру
применяют на россыпях мощностью 1,5—2 м с малым уклоном
плотика (менее 0,001). Размыв боковым забоем возможен также
при поперечной системе разработки (рис. 8.18, в).
Применение шлюзовых установок без предварительного гро-
хочения песков характерно для гидромеханизированных техно-
логических комплексов разработки увальных и часто террасо-
вых россыпей, имеющих уклон плотика более 0,04—0,05. Раз-
мытые пески перемещаются по выносной канаве к промывочной
установке на расстояние до 2 км. Хвосты промывки на шлюзах
глубокого наполнения (длиной до 100 м, в виде секций длиной
3—4 м) размещаются в отвал самотеком или (при недостаточ-
ной площади) с применением гидромонитора или бульдозера.
При уклоне плотика россыпи менее 0,04—0,05 в указанных
условиях применяются понуро-шлюзовые промывочные уста-
новки (понурные гидравлики, см. рис. 8.16, в) с гидромонитор-
ным размывом и подъемом песков по понуру и уборкой слива
шлюза. Шлюзы длиной до 40 м застилают резиновыми коври-
ками с укладкой сверху трафаретов и плоских грохотов. По-
нуро-шлюзовые установки применяются также при бульдозер-
ной выемке и перемещении песков на увальных и террасовых
россыпях в районах многолетней мерзлоты.
Землесосные промывочные установки характерны для гидро-
механизированных комплексов с напорным гидротранспортом
песков, широко распространенных на уральских приисках. Такие
промывочные установки состоят из землесосной установки и
обогатительного прибора. Поступающая на грохот приемного
бункера (зумпфа) пульпа размывается гидромониторной струей
со смывом крупной гальки в отвал. Подрешетный продукт
(<100—120 мм) грунтовым насосом по пульповоду подается
на обогатительный прибор. Промывка осуществляется по двух-
стадийной схеме на приборах двух типов.
Прибор первого типа представляет собой один или несколько
параллельных шлюзов (ширина 0,72—0,8 м, длина 20—42 м),
установленных на общей эстакаде. У длинных шлюзов (42 м,
г = 0,05) первая часть (27 м) застилается резиновыми ковриками
и армируется тяжелыми трафаретами; во второй части на вы-
соте 60—80 мм от дна устанавливаются грохоты (перфорация
10 мм), а дно застилается ворсистыми матами и низкими тра-
фаретами. У коротких шлюзов (20 м, 1 = 0,09) первая и вторая
части по длине (5 и 15 м) имеют аналогичное длинным шлюзам
устройство.
Обогатительный прибор второго типа состоит из одно- или
двухсекционного шлюза глубокого наполнения (длина 5—6 м,
i=0,06-r-0,l), плоского неподвижного грохота (перфорация 15—
40 мм) и шестисекционного шлюза мелкого наполнения (под-
шлюзки, длина 5—9,6 м, 1=0,084-0,105).
Землесосные промывочные установки применяются в бульдо-
271
зерно-гидромеханпзированных добычных комплексах при эксп-
луатации глубокозалегающих и обводненных россыпей. При
этом увеличивается производительность труда на промывке пе-
сков и уменьшаются затраты. Для выемки, перемещения и оку-
чивания песков на расстоянии 20—40 м от зумпфа целесооб-
разно использовать мощные бульдозеры (220 кВт и более),
а подачу песков на грохот приемного бункера осуществлять
бульдозерами мощностью 75—130 кВт.
Важное значение имеет местоположение промывочной уста-
новки. Гидроэлеваторные и конвейерно-скрубберные установки
необходимо размещать как можно ближе к добычной панели.
Обогатительные приборы землесосных промывочных установок
можно устанавливать на значительном расстоянии от разреза,
учитывая при этом продолжительный срок стоянки, возмож-
ность самотечного перемещения хвостов промывки, условия от-
стоя и осветления воды и др. Средняя производительность зем-
лесосной промывочной установки за сезон составляет 120 тыс. м3
и более.
Эскаваторно-гидромеханизированные и экскаваторно-бульдо-
зерно-гидромеханизированные комплексы применяются в основ-
ном при добыче редкометальных песков редких металлов (иль-
менитовых, монацитовых и др.) при их мощности 4—15 м и бо-
лее. Подготовка к выемке талых песков заключается в их осу-
шении, а мерзлых — в предварительном оттаивании или с при-
менением взрывных работ.
Оборудование экскаваторно-гидромеханизированного комп-
лекса представлено обычно драглайном и землесосной промы-
вочной установкой. Драглайном осуществляется выемка и скла-
дирование песков вблизи приемного бункера землесосной уста-
новки, а затем производится гидромониторный размыв песков
в навале и транспортирование их по пульповоду на обогати-
тельный прибор.
Применение экскаватор но-бульдозерно-гидромеханизирован-
ных комплексов позволяет увеличить шаг перестановки земле-
сосной установки (размеры добычной панели), повысить ее про-
изводительность и уменьшить расстояние самотечного переме-
щения пульпы.
Экскаваторно-транспортный добычный комплекс состоит из
мехлопат (или драглайнов, м3) и автосамосвалов или из
роторных (цепных) экскаваторов и ленточных конвейеров. Пе-
ремещение добытых песков производится на обогатительную
фабрику. Промывка их и хвостовое хозяйство при этих комплек-
сах не связаны непосредственно с технологией добычных ра-
бот, за исключением взаимоувязки по производительности. При
использовании на вскрышных и добычных работах экскаватор-
но-транспортного оборудования опережение вскрышных усту-
пов составляет 4—10 мес. Значительное опережение возможно
при различных системах разработки торфов и песков, а также
при круглогодичной добыче и сезонном ведении вскрышных ра-
272
бот. В зависимости от глубины залегания и мощности россыпи
и принятой высоты уступов в одновременной разработке нахо-
дится от одного до четырех вскрышных и добычных уступов.
8.7.	Особенности разработки плавучими земснарядами
Плавучие землесосные установки (земснаряды) предназна-
чены для подводной выемки пустых пород или полезных иско-
паемых в естественных или искусственных водоемах и для тран-
спортирования горной массы на отвалы, иногда на обогати-
тельные установки и в промежуточные емкости. На одном зем-
снаряде могут быть установлены один или несколько землесо-
сов. Земснаряды могут работать в специальных котлованах и
водоемах карьеров, на реках, озерах и морях. В строительстве
и на гидротехнических работах их применяют для создания
выемок, проведения каналов, углубления дна котлованов и на-
мыва гидротехнических сооружений.
Начальное обводнение подготовительных выработок (котло-
ванов) для земснарядов может осуществляться самотечной по-
дачей воды по вскрывающей внешней траншее, подачей воды
из внешнего источника насосами или накоплением ее за счет
притока грунтовых и поверхностных вод. Возможна и комбина-
ция этих способов. После заполнения забоя водой земснаряд
углубляет начальный котлован до требуемой отметки и начи-
нает планомерную выемку породы. Начальный фронт работ
земснаряда может создаваться не только сооружением котло-
вана, но и проведением разрезпых траншей! или канав непосред-
ственно от водоисточников, обычно от реки.
Размеры начального котлована определяются из условий
размещения в нем земснаряда с несколькими секциями плаву-
чего пульповода. Обычно длина котлована LKf»2/n, а ширина
его ВК^ЗЬ3 (где 13 и Ь3 — длина и ширина земснаряда).
К основным параметрам и характеристикам разработок зем-
снарядами относятся: размеры надводной и подводной частей
уступа, размеры блока, продолжительность работ без переук-
ладки пульповода, направление перемещения фронта работ.
При выемке на глубине более 15 м в котловане обычно по-
нижают уровень воды. В процессе разработки земснаряд дол-
жен периодически перемещаться в новое рабочее положение по
фронту работ. Такое перемещение называется папильонирова-
нием. Оно может быть канатным или свайным.
При траншейном способе канатного папильонирования (рис.
8.19,й) грунтозаборное устройство перемещается вдоль забоя
(поперек разрабатываемой заходки траншеи), ширина кото-
рого устанавливается с учетом глубины и угла естественного
откоса траншеи в надводной и подводной частях. Первона-
чально проведенная выработка расширяется параллельными
траншеями, длина которых определяется проектом. После вы-
емки породы на определенную длину фронта работ земснаряд
273
Рис. 8.19. Способы рабочих перемещений грунтозаборного устройства
при канатном папильонировапии (по Б. М. Шкундину)
возвращается в исходное положение и производит выемку со-
седней полосы.
При параллельном способе папильонирования (рис. 8.19 6)
земснаряд передвигается параллельными заходками поперек
оси выемки, продольная ось земснаряда направлена парал-
лельно оси заходки.
Выемка широких заходок часто производится багермейстер-
ским способом папильонирования (рис. 8.19,в), при котором
земснаряд перемещается от одной границы заходки к другой
с поворотом корпуса на некоторый угол, что позволяет произ-
водить выемку полосами в пределах заходки. Достигнув гра-
ницы выемки, земснаряд поворачивается на определенный угол
и начинает двигаться к противоположной границе.
При веерном папильонировании (рис. 8.19, г) перемещение
земснаряда осуществляется с выемкой породы круговыми за-
ходками.
В очень узких траншеях применяют крестовое папильониро-
вание (рис. 8.19, д), при котором для перемещения земснаряда
одновременно поворачивают его корму и носовую часть в раз-
ные стороны; изредка производят выемку отдельными ворон-
ками (рис. 8.19, е).
Наибольшее распространение получило свайное папильони-
роваиие, при котором движение грунтозаборного устройства
274
Рис. 8.20. Схема свайного па-
пильопирования:
А, Дь А2 и Б, Б\, Б2 —- последователь-
ные положения левой и правой свай
земснаряда осуществляется по строго определенным направле-
ниям. При этом выемка производится с минимальным недобо-
ром породы и упрощается организация работ. Сущность свай-
ного папильонирования (рис. 8.20) состоит в том, что, поднимая
одну сваю и одновременно опуская другую и подтягивая канаты
лебедок, земснаряд во время работы поворачивается на опреде-
ленный! угол; заглубленная свая используется в качестве упора.
После того как произведена выемка породы в пределах радиуса
действия земснаряда с одной сваи, опускают ранее поднятую
сваю на новое место и поднимают ранее опущенную. После
этого процесс работы земснаряда повторяется. Происходит сво-
еобразное «шагание» земснаряда на сваях.
8.8.	Дражные технологические комплексы
Дражные технологические комплексы широко применяются
при разработке обводненных россыпей месторождений. Пол-
ностью агрегатированные комплексы оборудования по добыче
и переработке полезного ископаемого представлены драгами.
Наибольшее распространение получили континентальные много-
ковшовые драги (рис. 8.21) на плоскодонном судне (понтоне)
с ковшами емкостью от 50 до 600 л и подводной глубиной чер-
пания до 50 м, предназначенные для разработки материковых
россыпей, обычно приуроченных к зоне распространения сов-
ременных или древних (погребенных) речных систем. При при-
менении драг можно разрабатывать как мягкие, так и плотные
породы, за исключением очень валунистых, сцементированных
и вязких; при этом плотик может быть представлен мягкими
или скальными породами.
Горная масса, транспортируемая ковшами из забоя, обога-
щается. Обогатительное оборудование состоит из завалочного
люка с подковшовым уловителем, барабанного грохота (бочка)
с распределителем, улавливающего устройства (шлюзы, отса-
дочные машины, винтовые сепараторы) и доводочной аппара-
туры. При этом получают готовую продукцию в виде металла
275
Рис. 8.21. Схема драги:
/—ковшовая рама; 2 —ковшовая цепь; 3 — нижний ковшовый барабан; 4 — подвеска ковшовой рамы; .5 — понтон; 6 — гидромонитор; 7 —
береговой мостик; 8 — ковшовая рама в поднятом положении; 9— передняя мачта; 10 — суперструктура; // — мостовой кран; 12 — главный
привод; 13 — лебедки подъема стаккера; 14 — лестница; 15 и /б —подвес н привод главного конвейера; 17 — главный привод; 18 — свая
или концентрата минералов. Все операции по добыче полезного
ископаемого на драгах механизированы.
Добычным работам, производимым дражным комплексом,
предшествуют горно-капитальные и вскрышные работы. Горно-
капитальные работы включают предварительные и горно-подго-
товительные работы.
К предварительным работам относятся проведе-
ние канав и сооружение различных водозаборных устройств для
подачи воды самотеком, сооружение насосных станций, трубо-
проводов и водохранилищ для обводнения россыпи.
По завершению горно-подготовительных работ
должна быть обеспечена плавучесть драги и при этом она
должна подойти к промышленной площади, пройти по ней и
произвести выемку песков. Горно-подготовительные работы
заключаются в проведении горных выработок, обычно котло-
вана (рис. 8.22), или в строительстве гидротехнических соору-
жений (плотин, перемычек). При этом должны быть обеспе-
чены подводная глубина, достаточная по условиям осадки
понтона, и невысокий надводный борт, соответствующий раз-
мерам отвального оборудования.
В случае расположения котлована в нижней части россыпи
и последующей разработки ее по восстанию упрощается про-
цесс осветления воды и водоснабжения в целом, сокращаются
утечки воды из разреза, повышается производительность драг
и снижаются затраты на добычу песков.
При подготовке россыпи к разработке в результате соору-
жения плотин драгу монтируют на поверхности россыпи, ближе
к увальной части долины. Первоначальный фронт работ образу-
ется с применением плотины, перегораживающей долину. Вода
в долине поднимается выше меженного горизонта на 2—11 м.
Для создания достаточных вскрытых запасов песков плотины
на талых россыпях сооружают с опережением очистных работ
на 0,25—1 год. При разработке многолетнемерзлых россыпей
с естественным оттаиванием пород путем затопления полигона
водой плотины сооружают с значительным опережением очист-
Рис. 8.22. Схема под-
готовки россыпи котло-
ваном при дражной раз-
работке:
1 —< строительная площадка
для сборки драги; 2 — кот-
лован; 3—водоводная ка-
нава; 4 — граница участка
россыпи, на котором забой
углубляется до плотика; 5 —
граница промышленных за-
пасов
277
ных работ для того, чтобы к началу работы драги пески были
бы талыми.
При подготовке перемычками драгу устанавливают в котло-
ване, а во время разработки месторождения для обеспечения
доступа ее к площадям с возвышенным плотиком поперек
поймы или речки сооружают простейшие плотины — перемычки
(перевалки). При этом уровень воды поднимается на 0,7—2 м,
иногда до 4 м. Насыпь перемычки в поперечном сечении имеет
форму трапеции с шириной гребня 3—4 м и заложением откосов
1:1,25—1:1,5. Для сооружения перемычек часто используют заи-
ленные дражные отвалы.
Оптимальная ширина одинарного забоя устанавливается из
условия достижения максимальной производительности драги
по горной массе, что соответствует рациональному углу ее ма-
неврирования.
При разработке россыпей с высоким содержанием полезного
компонента и глубиной залегания, соответствующей паспорт-
ным возможностям драги, целесообразно по условиям полноты
выемки песков принимать шаг драги на один забой (уход за-
боя) не более двукратного конструктивного радиуса черпания
пород.
В дражном разрезе выемка может осуществляться в оди-
нарном или нескольких смежных забоях, в которых попере-
менно работает драга, перемещаясь поперек или вдоль оси
долины. При этом различают следующие системы разработки:
одинарно-продольную и одинарно-поперечную (узкими или
нормальными заходками), смежно-продольную и смежно-попе-
речную (широкими заходками) и комбинированную (рис. 8.23).
При свайных драгах применяют все перечисленные системы
разработки, а при канатных — только системы с одинарным за-
боем. Широко используются комбинированные системы разра-
ботки. Несмотря на некоторые трудности, связанные с добы-
чей песков, в определенных условиях при применении этих
систем уменьшаются затраты на вскрышные или горно-капи-
тальные работы.
Число часов работы драги в сутки составляет 18—22,5.
Драга работает круглый год на Южном Урале, 10—11 мес
в Западной Сибири и на Среднем Урале, 160—170 сут в Север-
ной Якутии и на Колыме и 115—135 сут на Чукотке. Сезонная
производительность драг с ковшами емкостью 250 л по горной

Рис. 8.23. Системы разра-
ботки дражного техноло-
гического комплекса:
одинарно-продольная (участ-
ки Л и В); одинарно-попереч-
ная (участок Г); смежно-про-
дольная и смежно-по перечная
(участки Б и Д); 1, 2, 3 — по-
следовательность	прохода
др а гн
278
массе соответственно уменьшается с 1200—1500 до 150—
200 тыс. м3. Годовая производительность драг с ковшами емко-
стью 380 л на Среднем Урале достигает 2600—2800 тыс. м3.
В СССР и других странах приступили к освоению мине-
ральных ресурсов осадочных отложений на дне морей и океа-
нов: терригенных осадков, образовавшихся в результате вы-
носа продуктов разрушения суши и располагающихся на кон-
тинентальном шельфе (со сравнительно ровным пологим дном)
и материковом склоне; пелагических осадков, залегающих вда-
леке от материков на значительных глубинах (до 6 км) и пред-
ставляющих собой осадки открытого океана.
Практический интерес из пелагических осадков, покрываю-
щих 85,5 % площади дна океана, представляют железо-марган-
цевые, кобальтовые и никелевые конкреции — образования ок-
руглой формы размером от 1 до 20 см. Содержание компонен-
тов в конкрециях: марганца до 39,6%, железа от 3,7 до 70 %,
меди до 1,81 %, кобальта До 0,92%, никеля до 1,48 %>• Они
имеют небольшую плотность и свободно лежат на поверхности
мягких донных осадков. Железо-марганцевые конкреции на дне
океанов приурочены в основном к зонам подводных гор, круп-
ных хребтов и возвышенностей.
Континентальный шельф, окаймляющий материки, имеет
ширину от 0 до 560 км и общую площадь 26 млн. км2 (15—
20 % всей поверхности суши). Глубина его на границе колеб-
лется от нескольких метров до 200 м. Широко развиты при-
брежно-морские россыпные месторождения, в которых кон-
центрация полезных компонентов образовалась в результате
действия прибоя, приливных и отливных волн; они располага-
ются на пляжах на незначительном удалении от берега, на
подводном склоне, имеют большую протяженность, незначи-
тельную ширину и небольшую мощность. В ряде случаев после
отработки они снова восстанавливаются в результате действия
морских течений.
Способы добычи полезных ископаемых со дна морей и оке-
анов разделяются, как и при обычных методах производства
горных работ, на открытый и подземный. Технико-экономиче-
ские показатели работ в первую очередь зависят от методов
подъема полезного ископаемого на земную поверхность и от-
деления пород от массива.
9.	ТРАНСПОРТНЫЕ ТЕХНОЛОГИЧЕСКИЕ
КОМПЛЕКСЫ
9.1.	Общие положения
Транспортные технологические комплексы применяются при
разработке горизонтальных и пологих залежей любой мощно-
сти. При сплошных системах разработки эти комплексы харак-
терны для разработки верхней части мощной толщи вскрыш-
279
ных пород на горизонтальных месторождениях (с созданием
передовых уступов).
Затраты на выемочно-погрузочные работы, перемещение и
отвалообразование при разработке мягких, плотных и разно-
родных пород обычно характеризуются соотношением 4:4:2.
Поэтому экономичность разработки зависит одновременно от
применяемых средств выемки, вида транспорта и расстояния
перемещения горной массы, в первую очередь вскрышных по-
род.
Для транспортных технологических комплексов обязательно
раздельное выполнение процессов выемки, погрузки, а также
транспортирования горной массы вдоль фронта работ уступов.
Как правило, отдельно выполняется и процесс отвалообра-
зования.
Для уменьшения расстояния внутрикарьерных перевозок
при больших размерах карьерных полей могут применяться:
поперечная однобортовая система разработки;
продольная однобортовая система разработки при сдвоен-
ном фронте работ уступов с одним или двумя транспортными
выходами;
продольная система разработки при строенном фронте работ
уступов с тремя транспортными выходами.
Поперечная система применяется при разработке горизон-
тальных месторождений с использованием комплексов обору-
дования ЭАО, иногда комплексов ВКО (ряд месторождений
Никополь-марганцевого бассейна и др.).
Сдвоенный фронт с двумя фланговыми транспортными вы-
ходами широко распространен при внутреннем отвалообразо-
вании (рис. 9.1, а), протяженности фронта работ 3—4 км и
более и использовании железнодорожного ;и конвейерного
транспорта. Вскрытие одного уступа двумя временными съез-
дами применяется при работе комплексов ЭАО, когда протя-
женность фронта уступов, отрабатываемых с перемещением
породы во внешние отвалы (обычно рассредоточенные), состав-
ляет 1,5—2 км и более (рис. 9.1,6).
Строенный фронт работ вскрышных уступов при внутрен-
нем отвалообразовании обусловливает необходимость оставле-
ния временных целиков полезного ископаемого и дамбы
вскрышных пород до почвы рассматриваемого уступа (рис. 9.1,
в). Такая конструкция фронта может быть целесообразной
при небольших мощностях горизонтальной залежи и вскрыш-
ных пород при использовании комплексов оборудования ЭАО
или ВКО.
Оставление временной или постоянной породной перемычки
между отдельными участками карьерного поля по простиранию
залежи характерно при поочередном их вводе в разработку
с большим интервалом во времени (рис. 9.1,г). При разра-
ботке пологих месторождений горизонтальными слоями по
мере подвигания фронта работ в связи с увеличением мощно-
280
Рис. 9.1. Конструкция фронта работ уступов при использовании комп-
лексов ЭТО и ВТО
сти вскрыши ширина породной перемычки и объем целика
полезного ископаемого постоянно возрастают, а фронт внутрен-
них отвалов сокращается; поэтому строенная конструкция фро-
нта, как и опережающая разработка отдельных участков карь-
ерного поля, в этих условиях в большинстве случаев неэффек-
тивны.
При внешнем отвалообразовании несколько трасс временных
съездов возможны при работе комплексов ЭАО обычно только
на верхних горизонтах при разработке пологих залежей.
Перемещение пород транспортом вдоль фронта работ не ог-
раничивает высоты рабочей зоны карьера и мощности отрабаты-
ваемых вскрышных пород. Поэтому параметры систем разра-
ботки, в том числе и объемы вскрытых запасов полезного иско-
паемого, зависят от рабочих размеров применяемого оборудова-
ния в меньшей степени, чем при использовании комплексов ЭО
и ВО.
Разработка пологих месторождений может производиться
горизонтальными слоями (рис. 9.2, а). Слои, начиная от вы-
хода пологой залежи под наносы, разнородны, и их отработка
со стороны лежачего бока залежи одним уступом обусловли-
вает большие потери и разубоживание полезного ископаемого.
Применение продольной двухбортовой системы разработки
281
Рис. 9.2. Возможные варианты разработки пологих месторожде-
ний горизонтальными и наклонными слоями
с проведением разрезной траншеи по контакту с висячим бо-
ком залежи во многих случаях неэффективно. Разделение ус-
тупов на подступы в пределах приконтактной зоны нецелесо-
образно и связано с уменьшением мощности применяемого
оборудования, производительности комплексов, усложнением
транспортного обслуживания и т. д. Все эти недостатки осо-
бенно существенны при использовании конвейерного и желез-
нодорожного транспорта.
Поэтому отработку многих как одиночных пологих пластов,
так и их свиты необходимо производить наклонными слоями
(рис. 9.2,6, в, г, д и е). Добычные экскаваторы после отра-
ботки каждой заходки пермещаются как в горизонтальной, так
и в вертикальной плоскости.
При ведении добычных работ наклонными слоями покры-
вающие породы, а также вскрыша междупластий могут от-
рабатываться горизонтальными слоями (см. рис. 9.2,6 и д)
или породы междупластий — наклонными, а вскрыша — гори-
зонтальными слоями( см. рис. 9.2,в).
Недостатками при отработке вскрышных пород горизонталь-
ными слоями являются:
нарезка новых вскрышных уступов у кровли залежи и уве-
личение скорости подвигания вскрышного фронта Оф. в (м/год)
по сравнению со скоростью подвигания фронта добычных работ
Оф. д (м/год) для размещения рабочей площадки вновь нарезае-
мого уступа (рис. 9.3); с увеличением угла падения залежи
разница в скоростях подвигания фронта возрастает:
д Уф. в tg ур.в/ [(tg ₽ + tg Тр. в) cos р],	(9.1)
где ур. в' — угол откоса рабочего борта во вскрышной зоне при
282
Рис. 9.3. Схемы ®
к определению
параметров си-
стемы разработки
вскрышных пород
горизонтальными
(а) и наклонными
(б) слоями
выемке горизонтальными слоями, градус; р— угол падения
залежи, градус;
увеличение длины фронта работ каждого вскрышного ус-
тупа по мере его подвигания и нарезке внизу новых вскрышных
уступов (при постоянной длине добычных уступов); угол уве-
личения длины фронта (градус) вскрышных уступов <р (рис.9.4)
колеблется от 5 до 20° и зависит от углов падения залежи р
(градус) и откоса торцового борта ут (градус):
<р = arctg (ctg yT/ctg Р);	(9.2)
необходимость создания новых отвальных уступов на внут-
ренних отвалах по мере подвигания его фронта, ограничение
скорости его подвигания, более сложная организация отвальных
работ с перераспределением в ряде случаев грузопотоков между
отвальными уступами; при этом скорость подвигания фронта
отвальных работ (м/год)
о	Уф. д tg (Ро—P)/[sin р + tg (Ро—Р) cos'P],	(9.3)
где Ро — общий угол откоса системы внутренних отвальных ус-
тупов (борта отвалов), градус;
Рис. 9.4. Схемы к определению
длины фронта вскрышных усту-
пов:
а и б — при разработке соответственно
горизонтальными и наклонными слоями
283
снижение мощности карьера по полезному ископаемому.
Недостатки отработки вскрышных пород наклонными сло-
ями:
увеличение числа вскрышных уступов и высоты рабочей
зоны на вскрыше при одинаковом положении добычных работ
(см. рис. 9.3):
Яр. з = //р. з sin (р + yp.B)/sin у"..,,	(9.4)
где Яр. в—высота вскрышной рабочей зоны при выемке гори-
зонтальными слоями, м; ур. в"— угол откоса рабочего борта
карьера во вскрышной зоне при выемке наклонными слоями,
градус;
уменьшение угла откоса рабочего борта карьера во вскрыш-
ной зоне (ур. п//<ур. в, см. рис. 9.3) и увеличение текущего коэф-
фициента вскрыши на 2—20 % и более при изменении угла паде-
ния залежи р с 2 до 8°;
необходимость создания горизонтальных рабочих площадок
и ступенчатого их понижения (рис. 9.5, табл. 9.1), в связи с чем
затрудняются перевод и врезка экскаватора в новую заходку
и перемещение забойных коммуникаций (особенно конвейеров,
когда необходимо производить планирование ступени по всей
длине уступов), а после отработки заходки по нижнему вскрыш-
ному уступу требуется выполнение больших объемов работ по
зачистке кровли залежи (заштрихованные участки на рис. 9.5);
при отсутствии зачистки возникает дополнительное разубожива-
ние породой полезного ископаемого, характеризуемое коэффици-
ентом
7? = 5(L4tgp/m,	(9.5)
где А — ширина вскрышной заходки, м; /п — мощность за-
лежи, м.
Рис. 9.5. Схемы отработки смежных заходок:
а и б — при выемке соответственно горизонтальными и наклонными
слоями
584
Таблица 9.1. Понижение уровня стояния оборудования (м) при разработке
наклонными слоями
Угол падения залежи, градус	Ширина заходки, м			
	50	60	80	100
3	2,6	3,1	4,2	5,2
5	4,4	5,2	7,0	8,7
7	6,1	7,3	9,8	12,2
При углах падения залежи 5—7° даже при мощности 40—
80 м R составляет 3—18 %. Такое же ступенчатое понижение
площадки характерно для добычных и отвальных уступов.
Основным достоинством отработки вскрышных пород сло-
ями, наклон которых tg Pi противоположен падению залежи
(см. рис. 9.2, е) и не превышает руководящего уклона ip для
применяемого транспорта, является выклинивание всех вскрыш-
ных уступов на кровлю залежи, при этом исключается оставле-
ние целиков полезного ископаемого больших размеров и легко
перераспределяются вскрышные грузопотоки между уступами
внутренних отвалов.
9.2.	Технологические комплексы с конвейерным
перемещением горной массы
Рациональное расстояние перемещения пород конвейерами
при разработке мягких и среднеплотных пород на карьерах
большой мощности достигает 6—8 км. В таких условиях кон-
вейерный транспорт вполне конкурентоспособен с железнодо-
рожным по затратам, отнесенным на 1 м3 транспортируемой
породы.
Протяженность конвейерных линий и число перегрузок ми-
нимальны при разработке одного вскрышного уступа вытяну-
того карьерного поля с перемещением породы во внутренний
отвал и одинаковых скоростей подвигания фронтов вскрышных
и отвальных работ (рис. 9.6,а). Роторный экскаватор 1 осуще-
ствляет погрузку породы на забойный конвейер 2 непосред-
ственно или через забойный перегружатель. В последнем слу-
чае увеличивается шаг передвижки забойных конвейеров (ши-
рина панели) и облегчаются условия отработки тупиков и
врезка в новую вскрышную заходку. Далее порода поступает
на передаточный конвейер 3, установленный на соединительной
берме в торце карьера, с которого непосредственно или через
межуступный перегружатель доставляется па отвальный кон-
вейер 4 и консольный отвалообразователь 5.
При аналогичных условиях в случае внешнего отвалообра-
зования (рис. 9.6,6) порода с передаточного конвейера 3 через
межуступный перегружатель 6 подается на соединительный
285
Рис. 9.6. Схемы транспортирования вскрышных пород конвейерами
конвейер 7, расположенный на поверхности, а затем по отваль-
ному конвейеру 4, транспортируется к отвалообразователю 5.
В качестве межуступных перегружателей могут использоваться
консольные отвалообразователн или двухопорные конвейерные
мосты.
В комплексе (см. рис. 9.6,а) одновременно передвигаются
забойный и отвальный конвейеры, а в комплексе (см. рис. 9.6,
б) — также и соединительный конвейер на поверхности. По-
этому при комплексе, показанном на рис. 9.6, б, объем вспомо-
гательных работ весьма велик; несмотря на экономию, получае-
мую за счет уменьшения капитальных затрат на монтаж
конвейеров, увеличиваются эксплуатационные расходы на до-
полнительную передвижку их и уменьшается производитель-
ность мощного оборудования из-за простоев.
При внешнем отвалообразовании в случаях неодинаковых
скоростей подвигания фронтов вскрышных и отвальных работ,
разных направлений их развития, а также для снижения объема
передвижки при значительной длине соединительных конвейе-
ров на поверхности вместо них в комплекс включают (рис. 9.6,
в) горизонтальный магистральный конвейер 8, передаточный
конвейер 3", монтируемый в торце отвала на кровле нижнего
отвального уступа, и передаточный конвейер 3' на поверхности
у торцового контура карьера. Вместо межуступных перегружа-
телей в карьере и на отвале рационально использовать наклон-
ные магистральные конвейеры 9.
При разработке мощной толщи покрывающих мягких пород
несколькими уступами комплекс включает (рис. 9.6,а) сбороч-
ный наклонный магистральный конвейер 10, с которого порода
поступает на горизонтальный магистральный конвейер 8.
При внутреннем отвалообразовании группирование грузопо-
токов одинаковых (по месту разгрузки) пород осуществляется
обычно путем установки общих передаточных (рис. 9.7, а и б)
286
Рис. 9.7. Схемы группирования грузопотоков при конвейерном транспорте:
1 — роторный экскаватор; 2 и 3 — соответственно забойный и межуступный перегружа-
тели; 4 и 5 — соответственно забойный и передаточный конвейеры
или забойных (рис. 9.7,в) конвейеров. При перемещении пород
к различным пунктам разгрузки необходимо сохранять элемен-
тарные грузопотоки и иметь несколько забойных, передаточных
и отвальных конвейерных линий. По этим причинам число за-
бойных конвейерных линий может быть меньше и больше числа
обслуживаемых рабочих горизонтов или равно ему (рис. 9.8).
Таким образом, комплекс оборудования может включать:
забойные, передаточные, отвальные, магистральные, наклон-
ные и горизонтальные конвейеры, забойные и межуступные пе-
регружатели. Передвижка конвейерных линий обычно осуще-
ствляется турнодозерами. Забойные конвейеры комплектуются
самоходными погрузочными бункерами, а отвальные—-само-
ходными разгрузочными тележками. Отдельные конструкции
передаточных конвейеров обладают телескопичностью, что поз-
воляет сократить простои и обеспечить независимость пере-
движки смежных конвейеров.
При перемещении вскрышных пород конвейерами во внут-
ренние отвалы и наличии элементарных грузопотоков в случае
равенства отметок горизонтов отвалообразования и рабочих
площадок вскрышных уступов исключается установка допол-
нительных отвалообразователей или межуступных перегружа-
телей.
Группирование грузопотоков, а следовательно, и горизонтов
позволяет для их обслуживания применять один забойный,
передаточный и отвальный конвейеры (см. рис. 9.8) или два
забойных и один передаточный и отвальный конвейеры (см.
рис. 9.7,6). При этих схемах экскавации снижаются как капи-
тальные затраты на забойные и передаточные конвейеры, так и
эксплуатационные расходы, в том числе на их передвижку;
уменьшается число горизонтов и увеличивается высота уступов
внутренних отвалов. Недостатком этих схем является наличие
межуступных перегружателей.
Применяются и схемы экскавации, предусматривающие раз-
работку высоких вскрышных уступов. Уступ разделяют на под-
уступы, которые отрабатывают с применением одного комплекса
287
Рис. 9.8. Схемы экскавации при
использовании комплексов В КО:
а — с разработкой уступа двумя под-
уступами одним роторным экскавато-
ром; б — с разработкой подуступов
отдельными экскаваторами при об-
щем забойном конвейере; в —с раз-
работкой отдельными уступами без
группирования грузопотоков; г —
с двумя экскаваторами и забойными
конвейерами на уступе; 1 — роторные
экскаваторы; 2 — забойные конвейеры;
3 — межуступные перегружатели; 4 —
передаточный конвейер
оборудования непрерывного действия, при этом сокращаются
линейные параметры роторных экскаваторов, их масса и стои-
мость. Забойный конвейер в таком технологическом комплексе
расположен на кровле нижнего подуступа (см. рис. 9.8). После
отработки заходки нижнего подуступа в пределах всего или ос-
новной части фронта роторный экскаватор устраивает съезд
с уклоном до 5° (соответственно в торце карьера или в преде-
лах оставшейся части фронта нижнего подуступа) и выезжает
на верхнюю площадку подуступа; перегружатель расположен
на нижней площадке нижнего подуступа. Затем экскаватор от-
рабатывает заходку на верхнем подуступе, холостым ходом воз-
вращается к ее началу, спускается по съезду на рабочую пло-
щадку нижнего подуступа и производит отработку съезда, после
чего следует к месту врезки в новую заходку нижнего под-
уступа и начинает новый технологический цикл отработки.
УкрНИИпроектом предложен технологический комплекс раз-
работки вскрышных и добычных панелей поперечными заход-
ками оборудованием непрерывного действия с поперечным пере-
мещением вскрышных пород конвейерами во внутренние отвалы
(рис. 9.9). Вскрышные породы из разрабатываемой панели за-
бойными, отвальными конвейерами и межуступными перегружа-
телями перемещаются в выработанное пространство предыду-
щей панели.
ИГТМ АН УССР предложен технологический комплекс раз-
работки мощной толщи мягких вскрышных пород наклонными
слоями с использованием горного и транспортного оборудова-
288
А-А
Рис. 9.9. Схема технологического комплекса разработки панелей попереч-
ными заходками с поперечным перемещением породы конвейерами во внут-
ренние отвалы:
1—роторные экскаваторы; 2 и 3 —соответственно забойные и отвальные конвейеры;
4 — перегружатели; 5 — консольные отвалообразователи; 6 — драглайн; 7 — железнодо-
рожные пути
Рис, 9.10. Схема технологического комплекса разработки вскрышных пород
наклонными слоями:
/ — роторные экскаваторы; 2 — перегружатели; 3 и 4 — соответственно забойный вскрыш-
ной и продольный добычной конвейеры; 5 — консольный отвалообразователь; 6 и 7 —
соответственно отвальный и поперечный добычной конвейеры
Ю Заказ № 624	289
Пия непрерывного действия (рис. 9.10). Два наклонных слой
высотой 15—20 м каждый отрабатываются поочередно попереч-
ными заходками роторным экскаватором при его перемещении
с углом наклона 10—12°.
С применением комплексов ВКР эффективно разрабатыва-
ются вытянутые по простиранию и выдержанные по мощности
пластообразные залежи, представленные мягкими или плот-
ными сравнительно однородными углями и рудами.
Разгрузка полезного ископаемого производится на складах
отвального, полубункерного или бункерного типа. Возможна
отгрузка полезного ископаемого и в железнодорожный тран-
спорт.
Комплексы ЭКР применялись и применяются на буроуголь-
ных карьерах, а также на карьерах по добыче флюсовых из-
вестняков. В первом случае используются грохотильные пере-
движные агрегаты, а во втором — самоходные грохотильные и
дробильные агрегаты различных конструкций.
9.3.	Параметры технологических комплексов
с конвейерным перемещением пород
Для технологических комплексов с конвейерным переме-
щением вскрышных пород характерно параллельное переме-
щение фронта горных работ (продольная, реже поперечная од-
нобортовые системы разработки), что облегчает передвижку
конвейерных линий и увеличивает производительность экскава-
торов (см. рис. 5.8,в и 9.1,в).
Ширина заходки А, отрабатываемой роторным экскавато-
ром, принимается исходя из допустимых углов поворота его
стрелы в стороны откоса уступа и выработанного пространства
<Р1в и <р2н с учетом минимально допустимого горизонтального
угла подхода роторного колеса к забою 0г.
Ширина рабочей площадки уступа Д/Р. п (м) при эксплуата-
ции роторных экскаваторов и конвейеров складывается из сле-
дующих элементов (рис. 9.11):
ширина заходки А, на данном уступе i;
ширина (габаритной) приводной станции забойного конвей-
ера Ша. с (для конвейеров при Qn = 5000 м3/ч Шл. с =12,6 м и
при Qn=1500 м3/ч Шп_ с = 7,1 м);
Рис. 9.11. Схема к определению ширины рабочей площадки при работе
роторного экскаватора и конвейерного транспорта
290
ширина автодороги Та для доставки запасных частей и дру-
гих материалов (7а~4 м);
ширина резервной заходки Д-+1 нижележащего уступа t+1;
ширина призм возможного обрушения Z, и Zj+i на уступах
i и £ +1 (Zi ~ 0,3//у{);
зазора между конвейерной линией и автодорогой С (С^1м).
Таким образом,
Шр.п £ = At ~\-ZiЗС + Шп, с + Та~\-Лгц-!.	(9-6)
Наличие резервной заходки позволяет предотвратить жест-
кую связь между работами па смежных уступах; без нее
врезка в новую заходку на нижнем уступе невозможна без
переукладки конвейера на верхнем.
При большой протяженности фронта работ роторного эк-
скаватора дополнительные полосы зимних запасов и резервные
заходки могут не предусматриваться, если требуемые запасы
(на зимний период, а также для компенсации неравномерности
работ на смежных уступах) размещаются в пределах одной
заходки.
Полоса резервной заходки является и площадкой для пере-
гона экскаватора при его работе с холостыми переходами вдоль
фронта работ. Так, например, для перегона экскаватора
ЭРШРД-5250 требуется площадка шириной 45 м.
В пределах одинарного фронта работ уступа применяется
один роторный экскаватор. Каждой модели экскаватора соот-
ветствует определенная протяженность фронта работ, обеспе-
чивающая полное использование его производственных воз-
можностей. Так, например, для типажного ряда роторных
экскаваторов с паспортной производительностью 1250, 2500 и
5000 м3/ч при скорости подвигания фронта работ 100 м/год
расчетная его протяженность составляет соответственно 2,2,
3 и 4,3 км, а при скорости подвигания 200 м/год—в 2 раза
меньше.
При конвейерной доставке пород увеличивается расстояние
транспортировки за счет длины передаточных, магистральных
и отвальных конвейеров. Это расстояние при внутреннем отва-
лообразовании можно сократить почти вдвое путем разделения
фронтов вскрышного и отвального уступов на блоки с установ-
кой в каждом из них забойных, передаточных и отвальных кон-
вейеров (см. рис. 9. 8,а). Создание такого сдвоенного фронта
несколько увеличивает капитальные затраты, но существенно
сокращает эксплуатационные расходы. Оно целесообразно при
большой протяженности фронта работ и в этих условиях ти-
пично также для добычных уступов (см. рис. 9.1, а и 9.7, а).
Эффективность применения вскрышного комплекса во мно-
гом зависит от длины отвального фронта и высоты отвальных
уступов. С увеличением длины отвального фронта объем по-
роды, укладываемой за один проход отвалообразователя, воз-
растает, что снижает число передвижек конвейера. В то же
10*	291
время с увеличением длины отвального конвейера возрастают
затраты на его содержание.
Эффективное использование оборудования достигается
только при взаимном соответствии параметров элементов ра-
бочего борта и отвалов. При внутренних отвалах по условиям
организации работы объем вскрышной заходки должен быть
равен или кратен объему отвальной заходки. Длина отваль-
ного фронта, соответствующая данному условию (м),
Ь*.о = КРНАЬфП/(НоАо),	(9.7)
где Др — коэффициент разрыхления породы в отвале; Н и Но —
высота соответственно вскрышного и отвального уступов, м;
А и Л о — ширина соответственно вскрышной и отвальной за-
ходки, м; Гф — длина вскрышного фронта, м; п— показатель
кратности (обычно п=1 или 2).
Складирование породы в отвал производится вдоль всего
отвального фронта с постоянным или периодическим передви-
жением отвалообразователя.
Лимитирующим звеном комплекса могут являться:
роторный экскаватор — при последовательной структуре
комплекса и ограничении паспортной технической производи-
тельности самого экскаватора (по пропускной способности его
конвейеров);
звено конвейерного транспорта — при разветвленной струк-
туре комплекса (например, два роторных экскаватора и один
забойный конвейер и т. д.) или последовательной структуре при
одинаковых паспортных производительностях роторного экска-
ватора и конвейеров. При этом показатель трудности экскава-
ции 77п. р меньше паспортного П3. п (Пв. Р<ПЭ п).
Коэффициент снижения производительности из-за неравно-
мерности погрузочно-транспортного процесса при конвейерном
транспорте Дс = 0,95-н0,98.
При определении годовой производительности комплекса ос-
новным технологическим циклом является цикл отработки од-
ной заходки (это положение относится также к комплексам
оборудования ВО и 30). Время простоев комплекса оборудо-
вания вследствие перемещения забойных коммуникаций, пере-
гонов, требований организации вскрышных и добычных работ
определяется для данного технологического цикла. Затем оп-
ределяется общее время технологического цикла (суммирова-
нием времени отработки заходки и связанных с этим простоев),
их число за год (делением рабочего времени комплекса на об-
щее время цикла) и годовая производительность комплекса обо-
рудования.
При определении времени перемещения забойного и отваль-
ного конвейеров учитывается частичное совмещение этих работ.
Обычно Тп. к~1,57„. к. з, где Т„.к. 3 — время передвижки забой-
ного конвейера.
292
9.4.	Технологические комплексы с перемещением породы
железнодорожным транспортом во внутренние отвалы
При веерной системе разработки соединительные железно-
дорожные пути между забоями и внутренними отвалами мо-
жно прокладывать через путепровод над капитальной общей
траншеей (рис. 9.12) или в редких случаях — по транспортным
бермам в торце карьера. В то же время перемещение породы
в отвалы внутрикарьерным транспортом по бермам широко рас-
пространено при продольной однобортовой системе разработки
и вскрытии добычных горизонтов одной фланговой или цент-
ральной одинарной или групповой капитальными траншеями
(см. рис. 5.8, и, к и 9.1, а). При вскрытии фланговой траншеей
породные транспортные бермы размещаются на противополож-
ном торцовом борту карьера, а при вскрытии центральной
траншеей — на обоих бортах.
Во всех рассмотренных случаях грузопотоки вскрышных по-
род и полезного ископаемого разделены и независимы. При
устройстве путепровода транспортные коммуникации вскрыш-
ных и добычных грузопотоков пересекаются на разных уровнях,
и поезда с породой могут проходить через станцию Породная
или не заходить на нес. При транспортировании породы на
внутренние отвалы по внутрикарьерным бермам через стан-
цию следуют только поезда с полезным ископаемым, а поезда
с породой заходят на нее периодически для экипировки и
ремонта. При работе на каждом вскрышном уступе одного эк-
скаватора формируется элементарный породный грузопоток,
обслуживаемый этим экскаватором, целым числом поездов
Рис. 9.12. Сплошная веерная центральная система разработки с внут-
ренними отвалами при использовании комплексов В Ж О и ВЖР
293
(обычно двумя) и отвальным экскаватором. Каждый такой
независимый комплекс вскрышного оборудования имеет раз-
ветвленную структуру. При этом на стационарных участках
внутрикарьерных путей уклоны и подъемы не более 8—12 %о,
поэтому полезная масса поезда рассчитывается только на со-
противление движению по условиям трогания поездов с места.
Если комплекс вскрышного оборудования включает не-
сколько забойных экскаваторов и один или более отвалообра-
зователей, группирование грузопотоков нескольких вскрышных
уступов осуществляется с помощью съездов, расположенных
на торцовых бортах карьера (см. рис. 5.8, з, к и п). Нарезку
новых уступов при разработке пологих месторождений целесо-
образно производить с применением мехлопат с удлиненным
оборудованием.
При продольной однобортовой системе разработки фронт
работ на каждом уступе одинарный тупиковый или сквозной,
или сдвоенный тупиковый соответственно при вскрытии одной
и двумя фланговыми капитальными траншеями (см. рис. 5.8, а,
ж, з, м и п), а при веерной системе — одинарный тупиковый
(см. рис. 9.12). Тупиковую часть одинарного фронта отраба-
тывают по схеме, аналогичной выемке в тупиковых заходках
торцовым забоем (с подачей под погрузку одного-двух вагонов)
или обычным торцовым (при мехлопатах и цепных экскавато-
рах на гусеничном ходу) и фронтальным забоями (при цепных
экскаваторах на рельсовом ходу). В последнем случае в конце
фронта работ устраивают железнодорожный тупик с закруг-
лением, чтобы весь состав проходил мимо экскаватора до конца
тупика. Криволинейную фланговую часть фронта (в том числе
сдвоенного тупикового и одинарного сквозного) отрабатывают
с постепенным уменьшением ширины заходки.
При установке в пределах одинарного тупикового фронта
уступа одной мехлопаты с ковшом емкостью 4—8 м3 или одно-
порталыюго цепного экскаватора обменный пункт (разъезд)
сооружается обычно на стационарном участке пути. При двух
таких экскаваторах и увеличении длины одинарного фронта
до 2 км и более иногда устраивают дополнительный обменный
пункт на рабочем уступе. Работа нескольких экскаваторов на
уступе с использованием тупиковых схем развития железнодо-
рожных путей нежелательна, так как она связана с частыми
срывами графика движения поездов и уменьшением произво-
дительности экскаваторов. При работе нескольких экскавато-
ров на уступе экономично применять схемы путевого развития
с независимым обменом составов, для чего два пути распола-
гают по всей длине уступа. Использование такой схемы путе-
вого развития уступов необходимо при двухпортальных цепных
экскаваторах и мехлопатах с ковшами емкостью 10—20 м3.
Сквозной фронт работ с поточным движением поездов и
увеличением коэффициента обеспечения забоев порожняком
до 0,9—0,95 при веерной системе разработки возможен при на-
294
личин путепровода и разносе торцового борта карьера для раз-
мещения путей, соединяющих в кольцо забойные и отвальные
коммуникации. При продольной системе разработки и внешнем
отвалообразовании для создания сквозного одинарного фронта
на вскрышных уступах вскрытие их производят парными груп-
повыми фланговыми траншеями, а при внутреннем отвалообра-
зовании вскрытие всех горизонтов карьерного поля осущест-
вляется общими парными траншеями с устройством путепро-
вода над ними. На карьерных полях большой протяженности
создание сквозного фронта при внутреннем отвалообразовании
связано с оставлением породной перемычки и целика полезного
ископаемого между участками по длине карьера, а при внеш-
нем отвалообразовании — с созданием системы временных груп-
повых съездов на рабочем борту карьера или групповой тран-
шеи в пределах контура карьерного поля, примыкающей к ра-
бочему борту посредине фронта работ. Целесообразность созда-
ния сквозного фронта определяется технико-экономическими
расчетами.
Для четкой организации перевозок вскрышных пород во
внутренние отвалы при независимых уступных грузопотоках не-
обходимо соблюдение следующих расчетных условий.
При применении однопортальпых цепных экскаваторов или
мехлопат среднего типоразмера, разъезде на стационарном
участке пути и двух локомотивосоставах в работе
tn -Т tr — tp -|- tx или nVд/Qr -р tv = пХр -|- tx>
Т]о = П Vд/(nVд -р ^гФт)>
где tn и tp — соответственно время погрузки и разгрузки, ч;
tr и tx — соответственно время движения груженого и порож-
него состава, ч; QT — техническая производительность вскрыш-
ного экскаватора, м3/ч; п — число думпкаров в составе; Уд —
вместимость думпкара, м3; тР— время разгрузки одного думп-
кара, ч; т]о — коэффициент обеспечения забоя порожняком.
При мощных мехлопатах или двухпортальных цепных эк-
скаваторах и двух локомотивосоставах в работе, когда за
время погрузки одного состава второй совершает путь до от-
вала и обратно,
пУд/Q-r = /(^г + трп).
То же, при трех локомотивосоставах
nVK/QT = f(tr~\- хрп)/2,
где f — коэффициент неравномерности работы.
Мощность вскрышных пород при разработке с транспорт-
ным перемещением во внутренние отвалы ограничивается их
емкостью. При этом возможен значительный коэффициент
вскрыши (до 7—10 м3/т). Число уступов, а также ширина ра-
бочих площадок по технологическим условиям не ограничива-
295
ются. Скорость подвигания фронта работ при этом составляет
150—200 м/год.
При установлении высотных отметок рабочих горизонтов
на вскрышных уступах и отвалах должен учитываться надле-
жащий профиль путей на всех этапах развития горных работ.
Для этого на отвалах кроме основной нижней применяют и
верхнюю отсыпку с общей высотой отвальных уступов не более
50—60 м и регулируют высоту вскрышных подуступов, разра-
батываемых нижним и верхним черпанием. При этом необхо-
димо обеспечить возможно большую высоту вскрышных и от-
вальных подуступов для нижнего черпания и нижней отсыпки.
Для решения данной задачи используют следующие основ-
ные зависимости.
При формировании двухуступных отвалов только с нижней
отсыпкой (рис. 9.13,а):
Й Ду2 — Но. у 1 Н- Но. у 2,
Нух = —~ Но. у 1J Ду2 = ~ До. у 2,
Лр. о	Ар. о
(9-8)
где Др. о — коэффициент остаточного разрыхления пород в от-
вале.
При размещении породы в одноуступный отвал с нижней
отсыпкой (рис. 9.13,6):
Л-|-Ду2 = Дб> (Ду1 + Ду2)Др.о = До.	(9-9)
При использовании верхней и нижней отсыпки необходимо
породу верхнего вскрышного уступа направлять в верхний от
вальный подуступ, а породу нижнего — в нижний отвальный
подуступ (рис. 9.13,в и г). В этом случае должны соблюдаться
следующие условия:
Но. у 2 —	Г/о. у1— Кр.о/7У1;
и _ h .	_	(9.10)
п у2 —	, П о. у 2 — Л р. о л у 2-
Кр. о — *
Но по данным соотношениям точно установить нужный про-
филь пути удается редко. Практически высоту вскрышных и от-
вальных уступов выбирают в соответствии с параметрами обо-
рудования и устойчивостью откосов. Грузопоток разделяется на
отвале или торцовом борту карьера.
Высота уступов внутренних отвалов при разработке пологих
месторождений, если позволяют условия устойчивости, прини-
мается кратной! высоте вскрышных уступов.
Высота добычного уступа во многих случаях определяется
мощностью залежи, которая находится в пределах 1,5—15 м.
При предварительной подготовке угля к выемке высота пластов
может достигать 30 м (с разрешения территориальных органов
Госгортехнадзора СССР), значительно превышая величину
1,5//ч. Только при мощных сплошных залежах отработку их
осуществляют двумя (весьма редко тремя) уступами. Отдель-
ными уступами обычно отрабатываются пласты и междупластья
при разработке их свиты, что характерно для многих пологих
месторождений (см. рис. 9.2, в и д). Выделяются отдельные
Рис. 9.14. Схемы к определению ширины рабочих площадок при работе цеп-
ных экскаваторов:
а, б и в — при выемке фронтальным забоем соответственно нижним черпанием не-
поворотным экскаватором на рельсовом ходу, нижним и верхним черпанием полнопо-
воротным экскаватором на гусеничном ходу при железнодорожном транспорте; г и д —
при выемке торцовым забоем соответственно нижним и верхним черпанием при же-
лезнодорожном транспорте; е — то же, при конвейерном транспорте
297
уступы и подуступы при разработке горизонтальных пластооб-
разных залежей с породными прослоями (см. рис. 9.13,а).
Ширина рабочих площадок цепных экскаваторов определя-
ется суммой элементов, показанных на рис. 9.14. Для верхнего
строения забойных путей Тт=5 м при одном пути и 71К=9 м
при двух путях. Ширина автодороги Та = 4 м. Расстояние от
оси движения экскаватора до оси железнодорожного пути, м
X = Lp. э cos фр. s,	(9.11)
где Lp. а — длина разгрузочной консоли экскаватора, м; фр. э —
угол поворота разгрузочной консоли, градус.
Ширина рабочих площадок уступов технологических ком-
плексов с мощными одноковшовыми экскаваторами (Е = 12-=-
4-20 м3) при наличии резервной заходки достигает 60—75 м.
Оптимальная протяженность фронта технологических ком-
плексов с железнодорожным транспортом определяется мини-
мальными приведенными затратами по совокупности производ-
ственных процессов.
Звеном, лимитирующим' производительность комплекса,
чаще всего является железнодорожный транспорт.
9.5.	Технологические комплексы при перемещении
горной массы автотранспортом
Технологические комплексы с перемещением горной массы
автотранспортом широко применяются при разработке пес-
чано-гравийных и карбонатных месторождений, а также при
разработке горизонтальных и пологих рудных залежей и уголь-
ных пластов ограниченных размеров и неправильной конфигу-
рации или при относительно выдержанных параметрах залега-
ния, но неравномерном качестве руд. При больших расстояниях
перевозок до потребителя характерно использование автомо-
бильно-железнодорожного транспорта с устройством перегру-
зочных пунктов на поверхности или в торце карьера перед
капитальной траншеей.
Система разработки поперечная (рис. 9.15), продольная
(рис. 9.16), поперечно-продольная или радиальная с непра-
вильной конфигурацией фронта и неравномерным подвиганием
отдельных его участков. Отвалообразование внутреннее, внеш-
нее или комбинированное. При разработке относительно мощ-
ных горизонтальных залежей отсыпка внутренних отвалов на-
чинается после формирования нескольких добычных уступов
и достижения почвы залежи (см. рис. 9.15, а и б).
При поочередной разработке рассредоточенных небольших
залежей, являющихся участками одного карьерного поля или
близлежащими карьерами, целесообразно для уменьшения
размеров земельного отвода и сокращения расстояния пере-
298
Рис. 9.15. Проектные
схемы развития гор-
ных работ на песчапо-
гравнйном карьере «Kvp-
занс» (институт ВНИ-
ПИстромсырье):
а — при сдаче карьера
в эксплуатацию; б — иа
4-й год эксплуатации
й
возок вскрышные породы размещать в пределах отработанных
участков или карьеров.
При автотранспорте возможна однобортовая продольная си-
стема разработки вскрышных пород на пологих месторожде-
299
Рис. 9 16 Проектные схемы развития горных работ на карьере «Тьесай» № 2
(институт Госгорхимпроект):
а, б и в — соответственно при сдаче карьера в эксплуатацию, на 5-й год эксплуата-
ции, на конец отработки; 1 — на отвал; 2 — на промплощадку
ниях с проведением разрезных траншеи по контакту с висячим
боком залежи (см. рис. 9.16), а для добычи полезного ископае-
мого применяется поперечная система разработки.
Схемы вскрытия в рассматриваемых технологических ком-
плексах характеризуются большим разнообразием. Как правило,
один-два верхних горизонта вскрываются внешней траншеей
на фланге со стороны нерабочего борта карьера (см. рис. 5.8, а
и н; 9.15, 9.16). При относительно большом числе уступов (че-
тыре-пять и более) и ограниченных размерах карьера в плане
при разработке горизонтальных залежей трасса постоянных или
полустационарных внутренних съездов обычно петлевая и рас-
полагается па одном-двух нерабочих бортах карьера, изменяясь
до окончания углубления горных работ (см. рис. 9.15, а и б).
При разработке вытянутых пологих залежей вскрышные гори-
зонты вскрываются одной-двумя системами временных съездов
по рабочему борту карьера (см. рис. 9.16) с транспортированием
пород в рассредоточенные внешние отвалы; форма трасс та-
ких съездов простая или петлевая в зависимости от числа трасс,
длины фронта работ и числа горизонтов (см. рис. 9.16,а, б и в).
Рабочие горизонты при разработке пологих залежей могут
вскрываться и системой внутренних съездов по нерабочему
борту карьера при отсутствии внутренних отвалов (см. рис.
9.16,6 и в). С устройством съездов вскрывают как добычные,
так и нижние вскрышные горизонты; число и положение их
в плане и форма трассы зависят от угла падения залежи.
Ширина заходок и рабочих площадок, высота уступов, ско-
рость подвигания фронта работ, производительность комплек-
сов рассчитываются так же, как при углубочных системах раз-
работки.
Технологический комплекс послойной отработки применяется
и при разработке вытянутых крутых залежей большой протя-
женности (рис. 9.17). В пределах слоя применяется сплошная
поперечная система разработки с опережающими разрезными
траншеями на добычных горизонтах. Слой разделяют на не-
сколько уступов. Вскрышные породы перемещают автотран-
спортом на внешние отвалы. Вскрытие рабочих уступов осу-
ществляется системой полустационарных внутренних съездов.
Минимальная ширина (м) вскрышной панели на нижнем
вскрышном горизонте слоя
Л/п = Ну (ctg Р + ctg а) ф-&п,	(9.12)
где Ну — высота уступа, м; р— угол падения пласта, градус;
а-—угол откоса уступа, градус; Ьп — ширина предохранитель-
ной бермы, м.
На вышележащих горизонтах в пределах добычной зоны
ширина вскрышных панелей увеличивается (с каждым гори-
зонтом на величину Ши). В пределах вскрышных зон ширина
панелей остается неизменной (см. рис. 9.17). Применение та-
кого технологического комплекса в благоприятных условиях
301
позволяет уменьшить объем горно-
капитальных работ и текущий ко-
эффициент вскрыши в начале экс-
плуатации месторождения.
При поперечной однобортовой
системе разработки вытянутых кру-
тых залежей применяют и техноло-
гический комплекс с внутренним
отвалообразованием, характерный
для сплошных систем разработки.
Основная часть вскрышных пород
(после отработки части карьерного
поля — карьера первой очереди с
внешним отвалообразованием) мо-
жет перемещаться на внутренние
отвалы автотранспортом или иног-
да конвейерами. Карьер первой
очереди углубляется до конечной
проектной отметки.
По мере формирования внутрен-
них отвалов и подвигания вскрыш-
ного фронта по простиранию со-
ответственно подвигается фронт
отвальных работ. Уступы отрабаты-
вают одновременно на всех гори-
зонтах карьера (рис. 9.18). Вскрыш-
ные породы перевозят автосамосва-
лами на погоризонтные отвалы по
транспортным бермам. Расстояние
транспортирования при этом сокра-
щается, движение автотранспорта
происходит без подъема, грузопо-
токи рассредоточены и производи-
тельность автосамосвалов сущест-
венно увеличивается по сравнению
с перевозками на внешние отвалы.
Полезное ископаемое транспор-
тируется на поверхность по внут-
ренним полустационарным съездам
на борту карьера со стороны вися-
чего бока залежи. По мере подви-
гания фронта работ съезды пооче-
редно засыпаются породой внутрен-
него отвала соответствующего го-
'*- ризонта. К моменту ликвидации
съезда на этом же горизонте дол-
жен быть подготовлен новый съезд
(полутраншея). Фронт работ может
быть сквозным или тупиковым.
Рис. 9.17. Схема послойной от-
работки крутой залежи
302
Рис. 9.18. Схема разработки крутых залежей с внутренним отвалообразо-
ванием
При подвигании фронта работ по простиранию залежи до-
быча полезного ископаемого и вскрышные работы на уступах
попеременно чередуются и производятся одними и теми же
экскаваторами. Вскрытые запасы полезного ископаемого обес-
печиваются равномерным опережением вскрышными работами
добычных на всех горизонтах. Требуемое опережение (м) по
вскрыше на каждом уступе
B = QhWk—Нн)туит]и],	(9-13)
где QH — нормативные запасы, т; /7К — глубина карьера, м;
Нн—мощность наносов, м; т — горизонтальная мощность
вскрываемого пласта, м; уи — плотность полезного ископаемого,
т/м3; т]и — коэффициент извлечения полезного ископаемого.
Необходимый объем готовых к выемке запасов на каждом
уступе создается при опережении вскрышными работами добыч-
ных на одну-две заходки шириной 15—30 м. При одновремен-
ном ведении работ на всех горизонтах месторождения разраба-
тывают с более равномерным распределением во времени объ-
емов вскрышных работ.
Полное размещение породы во внутренних отвалах воз-
можно при условии
/Сср=1/[(А'р.о-1)Тп],	(9-14)
где /<ср — средний коэффициент вскрыши, м3/т; /<г. о — остаточ-
ный коэффициент разрыхления породы в отвале (для полу-
скальных пород при высоких отвалах /<р. о= 1,084-1,15); уп —
плотность породы, т/м3.
Для предотвращения оползней внутренних отвалов наносы,
представленные увлажненными глинами, необходимо транспор-
303
тировать на внешние отвалы или складировать на верхнем
ярусе внутренних отвалов. Общин угол откоса внутренних от-
валов (при высоте отвального яруса 15 м) обычно не превы-
шает 17—18°.
Применение данного технологического комплекса целесооб-
разно при разработке наклонных и крутых залежей на полную
глубину (синклинальные складки и мульдообразные залежи
с относительно небольшой глубиной залегания замковых частей,
отдельные участки пластов, срезанные по глубине дизъюнктив-
ными нарушениями), а также при отработке верхних горизон-
тов месторождений, разрабатываемых подземным способом, и
на карьерах, подлежащих реконструкции, где использование
внешних отвалов по тем или иным причинам неэкономично или
невозможно.
9.6.	Комбинированные технологические комплексы
Комбинированные технологические комплексы характеризу-
ются наличием и совместной (параллельной) работой комплек-
сов оборудования различных видов. При этом выполняется
один вид горных работ — в данном случае вскрышные. При
сплошных системах разработки сочетаются комплексы обору-
дования ВО, ЭО и ВТО, ЭТО, комплексы с различными видами
транспорта, комплексы с гидромеханпзированным и механи-
ческим оборудованием, скреперные или бульдозерные агрегаты
с указанным выше оборудованием.
Основные комбинированные технологические комплексы со-
четают поперечное и продольное перемещение пород во внут-
ренние или частично во внешние отвалы. Их применяют в тех
случаях, когда мощную толщу покрывающих пород горизон-
тальных или пологих месторождений невозможно или невы-
годно разрабатывать только с перевалкой породы в вырабо-
танное пространство карьера из-за недостаточных размеров
рабочего оборудования (экскаваторов, консольных отвалообра-
зователей, транспортно-отвальных мостов) или по горно-геоло-
гическим условиям.
При этом толщу вскрышных пород разбивают по вертикали
на две рабочие зоны. Нижнюю зону разрабатывают с экска-
ваторной перевалкой вскрышных пород, с использованием тран-
спортпо-отвальных мостов или консольных отвалообразовате-
лей, а верхнюю — с менее экономичным транспортным переме-
щением вскрышных пород. При этом усредненные технико-эко-
номические показатели по карьеру в целом выше, чем в слу-
чае, когда все вскрышные породы перемещаются в отвалы
транспортными средствами или очень мощными комплексами
оборудования ЭО и ВО.
В зависимости от долевого участия различают комбиниро-
ванные технологические комплексы с частичной перевалкой
породы во внутренние отвалы или с частичной перевозкой по-
304
роды во внешние. Во втором случае доля пород, переваливае-
мых в выработанное пространство, составляет 60—80%.
При использовании комплексов ЭО для увеличения мощ-
ности нижней части вскрыши применяют схемы экскавации
с кратной перевалкой пород мехлопатой и драглайном или
только драглайнами (рис. 9.19). Максимальная мощность
вскрыши, отрабатываемой с поперечным перемещением во
внутренние отвалы, при использовании наиболее мощных экс-
каваторов и отвалообразователей (ЭВГ-100/70 или ЭШ-80/100
в комплексе с драглайнами ЭШ-40/85; ОШР-5250/190 и т. д.)
в зависимости от мощности залежи составляет 40—60 м (см.
рис. 7.6).
Параметры оборудования комплексов обычно рассчитыва-
ются на определенную среднюю мощность вскрыши Нср. На
фланговых участках фронта работ возможно уменьшение вы-
соты вскрышного уступа (для уменьшения объема переэкска-
вации пород и увеличения высоты вскрышного уступа на ос-
новной части фронта) или увеличение коэффициента переэк-
скавации, как и на границе добычного и вскрышного блоков.
Средневзвешенный коэффициент переэкскавации может дости-
гать 1 и более.
Для увеличения мощности вскрыши, отрабатываемой с по-
перечным перемещением, и более полной реализации мощности
головных машин комплексы оборудования и схемы экскавации
дополняют: в состав комплекса ВО вводят перегружатель
с большими линейными размерами (например, ПГ-5250/110)
и устанавливают роторный экскаватор и отвалообразователь
на разных горизонтах (рис. 9.20); в состав комплекса ЭО вво-
дят даже два экскаватора для переэкскавации породы (напри-
мер, мехлопата ЭВГ-100/70 и два драглайна ЭШ-40/85). Ус-
ложнение комплексов определяют взаимосвязанными техноло-
гическими, организационными и экономическими факторами;
оно имеет пределы (см. п. 7.6).
При волнистой поверхности и небольших объемах работ
участки повышенной мощности вскрышных пород (Яв—Нср)
могут разрабатываться скреперами и бульдозерами с подвал-
кой пород к экскаваторам, работающим на основных рабочих
площадках, или с укладкой породы во временные отвалы на
борту карьера. В подавляющем большинстве случаев верхние
(передовые) уступы отрабатываются с помощью комплексов,
включающих транспортное оборудование.
При отработке нижней части вскрышной рабочей зоны ком-
плексами ВО с роторными экскаваторами и консольными от-
валообразователями мягкие и плотные породы передовых
уступов обычно разрабатываются с использованием роторных
экскаваторов и конвейерного транспорта (см. рис. 7.6). При ра-
боте комплексов с транспортно-отвальными мостами передо-
вые уступы обычно отрабатываются цепными экскаваторами
с конвейерным или железнодорожным транспортом.
305
Рис. 9.19. Схема технологических комплексов на Чкаловском марганцеворудном карьере № 1:
/—роторный экскаватор ЭРШР-1600; 2 —забойные конвейеры; 3 — передаточный конвейер; 4 — компенсатор высоты ОШР-
5000/90; 5 — отвальные конвейеры; 6 — отвалообразователь ОШР-5000/90; 7—драглайны ЭШ-15/90; 3 — драглайн ЭШ-10/70; 9 —
добычной экскаватор ЭКГ-5
Рис. 9.20. Проектные
схемы экскавации
в первый период раз-
вития горных работ
на разрезе Березов-
•ский № 1 (институты
Гипрошахт и Укр-
НИИпроект):
1 — роторные экскава-
торы ЭРШРД-5250: 2 —
перегружатель ПГ-5250/
60;	3 — отвалообразова-
тель ОШР-5250/190: 4 —
драглайн ЭШ-10/70; 5
и 6 — оси соответственно
забойного конвейера и
добычного экскаватора
ЭРШРД-5250
При разработке нижней части вскрыши комплексами ЭО
при полускальных породах передовых уступов в настоящее
время наиболее часто применяются комплексы ЭЖ.О. В этих
условиях, а также при разнородных породах возможно исполь-
зование комплексов ЭВ.0 при включении в их состав самоход-
ных дробильных или грохотильных агрегатов, обеспечивающих
в конкретных условиях надежную и производительную работу
экскаваторов и конвейеров, а в мягких и плотных породах —
комплексов В КО (см. рис. 9.19) (при плотных породах — ротор-
ных или цепных экскаваторов с повышенными усилиями ко-
пания).
В отдельных случаях верхняя часть вскрышных пород раз-
рабатывается с применением гидромеханизировапных комплек-
сов оборудования. При разработке свит пластов с транспорт-
ным перемещением породы отрабатывается не только верхняя
часть толщи покрывающих вскрышных пород, но производится
также и внутренняя вскрыша породы верхних междупластий.
При продольной системе разработки пологих залежей удель-
ный вес объемов вскрышных работ, выполняемых транспорт-
ными комплексами, систематически увеличивается. В началь-
ный период разработки таких месторождений весь объем
вскрышных работ обычно выполняется комплексами оборудова-
ния ЭО и ВО (см. рис. 7.6,а, 9.20 и 9.21). С увеличением мощ-
ности покрывающих пород по мере подвигания фронта работ
постепенно нарезаются новые передовые уступы и вводятся
в эксплуатацию комплексы с транспортным перемещением по-
род на части или по всему фронту работ в зависимости от
рельефа поверхности (см. рис. 7.6,в и 9.21,в).
Схемы вскрытия, характерные для комбинированных техно-
логических комплексов, рассмотрены в п. 5.5. Расчеты такого
технологического комплекса производятся по его составным
частям. Основным связующим показателем составных частей
технологического вскрышного комплекса, а также в целом тех-
нологических комплексов вскрышных и добычных работ явля-
ется скорость подвигания фронта работ.
10.	ТЕХНОЛОГИЧЕСКИЕ КОМПЛЕКСЫ ДОБЫЧИ
СТРОИТЕЛЬНЫХ ГОРНЫХ ПОРОД
10.1.	Технологические комплексы добычи
и переработки песчано-гравийных пород
Добыча песчано-гравийных пород и их переработка для по-
лучения гравия, щебня и песка, как правило, совмещены на
одном предприятии, так же как добыча и переработка (обра-
ботка) большинства других строительных горных пород.
В общем случае производство продукции из строительных
горных пород включает процессы: добывание этих пород, пере-
308
Рис. 9.21. Проектные схемы разви-
тия горных работ на угольном раз-
резе Баганур (МНР, институт Гипро-
шахт):
а — при сдаче в эксплуатацию пускового
комплекса (1 млн. т/год); б и в — соот-
ветственно при освоении мощности
1-й очереди (2 млн. т/год) и проектной
мощности (6 млн. т/год)
мещение их в цеха переработки, переработка, складирование и
последующая отгрузка готовой продукции потребителям.
При разработке песчано-гравийных пород возможная сте-
пень совмещения указанных процессов, место переработки по-
род и состав комплексов оборудования зависят в основном от
содержания и условий залегания в полезной толще крупнооб-
ломочного материала (валунов и др.) и глинистых пород, сте-
пени обводненности месторождения, видов готовой продукции
и требований к ней, мощности и срока службы карьера, а также
числа близрасположевпых карьеров.
Наиболее полное совмещение процессов добычи и перера-
ботки достигается при разработке сухих и частично обводнен-
ных месторождений добычными экскаваторами в комплексе
с передвижными забойными перерабатывающими установками
(агрегатами) (рис. 10.1, а) и при разработке полностью обвод-
ненных и подводных месторождений плавучими снарядами с до-
бычным и перерабатывающим оборудованием (рис. 10.1,6).
При отсутствии крупнообломочного материала (фракции+
+70 мм) для отделения песка и получения чистого гравия за-
бойные агрегаты должны осуществлять грохочение с промывкой,
а при наличии валунов — их дробление на щебень. Готовая про-
Рис. 10.1. Схемы основных технологических комплексов песчано-гравийных
карьеров:
Э — экскаватор; П — погрузчик; А — автотранспорт; КЛ — конвейер ленточный; Б
баржа; ПС—плавучий снаряд; ПДСУ — передвижная или полустацнонарная дробильно-
сортировочная установка; ДСЦ— дробильно-сортировочный цех; 77 т— потребитель
310
дукция обычно отгружается в транспортные средства потреби-
телей непосредственно или с промежуточным складированием
на рабочей площадке, а отходы переработки (и песок при от-
сутствии потребителей) складируются в выработанном про-
странстве карьера.
При использовании полустационарных дробилыю-сортиро-
вочных установок для выпуска готовой продукции перемещение
к ним горной массы из забоя осуществляется автотранспортом
или непосредственно одноковшовыми погрузчиками (рис. 10.1,
в)-
Результатом переработки песчано-гравийных пород на пере-
движных и полустационарных дробильно-сортировочных уста-
новках (крупное дробление и отдельные стадии сортировки)
чаще является промежуточный продукт. Дальнейшее переме-
щение его к основному дробильно-сортировочному цеху целе-
сообразно осуществлять конвейерным транспортом (рис. 10.1,
г и <?).
В настоящее время комплексы с передвижными дробильно-
сортировочными установками (ПДСУ) для выпуска готовой
продукции применяются на карьерах малой мощности (100—
150 тыс. м3/год), в основном притрассовых. Недостаточно пока
и применение передвижных и полустационарных дробильно-
сортировочных установок для получения промпродукта.
В настоящее время при разработке сухих и частично обвод-
ненных песчано-гравийных месторождений наиболее распрост-
ранена технология с переработкой полезного ископаемого в ста-
ционарных дробильно-сортировочных цехах (ДСЦ). Расстоя-
ние транспортирования песчано-гравийной массы обычно не
превышает 2,5 км, но может возрастать при обслуживании од-
ним ДСЦ нескольких карьеров (участков). При большом со-
держании в песчано-гравийной массе валунных фракций
обычно применяется автомобильный транспорт (иногда желез-
нодорожный), а при отсутствии или небольшом содержании ва-
лунов на ряде карьеров используется конвейерный транспорт
(рис. 10.1, е и ж).
Выемка и погрузка необводненных пород осуществляются
в основном прямыми мехлопатами с ковшами емкостью 1,25 м3
и более. На забойный конвейер порода поступает через бункер-
питатель. При залегании отдельными прослоями крупнообло-
мочного материала, глинистых пород или загрязненной или-
стыми и глинистыми частицами песчано-гравийной смеси про-
изводится их раздельная выемка, как и части песчаных пород
при отсутствии потребителя; в последнем случае целесообразно
применение также специального самоходного агрегата для от-
сева песка. Экскаватором осуществляется и сортировка нега-
баритных валунных фракций: при автотранспорте — по ширине
приемного отверстия дробилки, при конвейерном — по ширине
конвейерной ленты; в последнем случае для увеличения произ-
водительности экскаватора отделение негабаритных валунов
311
возможно на грохоте бункера-питателя с последующей уклад-
кой валунов в штабель и отгрузкой в средства автотранспорта.
Частично обводненные песчано-гравийные породы при отсут-
ствии водопонижения разрабатываются в основном драглай-
нами с укладкой в отвалы для обезвоживания (до естествен-
ной влажности) и последующей погрузкой в средства авто-
транспорта (рис. 10.1,з) или на конвейер. При конвейерном
транспорте возможно применение обезвоживающих бункеров-
питателей, а также обезвоживающе-транспортирующих кон-
вейеров, имеющих выпуклую форму в поперечном сечении. Для
увеличения коэффициента наполнения используются перфори-
рованные драглайновыс ковши (пятистенные для увеличения
высоты забоя).
Для разработки сухих и обводненных песчано-гравийных по-
род могут применяться также канатные скреперы и башенные
экскаваторы.
Комплексы оборудования дробильно-сортировочных цехов
включают щековую (ЩКД) и конусные (КСД и КМД) дро-
билки, вибрационные и инерционные наклонные грохоты для
предварительного и промежуточного разделения фракций, обо-
рудование для промывки фракций перед и после грохочения,
обезвоживания гравийных и песчаных фракций и классифика-
ции песков. Схема дробления при раздельном выпуске щебня
и гравия трехстадийная, а при их совместном выпуске — двух-
стадийная.
Система разработки песчано-гравийных месторождений —
продольная или поперечная однобортовая, иногда веерная.
Необводненная часть толщи песчано-гравийных пород часто
разрабатывается одним уступом. При мощной толще сухих
пород и применении конвейерного транспорта для обеспечения
безопасности ведения горных работ верхнюю часть высокого
уступа (20 м и более) выполаживают до 35—40° с помощью
вспомогательного драглайна со специальным рабочим органом,
устанавливаемого на верхней площадке уступа (рис. 10.2).
При разработке частично обводненных песчано-гравийных
пород добычной уступ обычно разделяется на два подуступа
(сухой и частично обводненный), отрабатываемые различными
выемочными машинами (см. рис. 10.1,з). Высота нижнего под-
уступа при выемке драглайном с нижним черпанием из-под
воды меньше глубины черпания экскаватора вследствие об-
рушения подводной и надводной частей забоя и необходимости
передвижки драглайна. Потери полезного ископаемого уве-
личиваются с уменьшением в нем содержания фракций гравия.
Обводненные пойменные песчано-гравийные месторождения
могут разрабатываться драглайнами после предварительного
водопонижения с устройством дренажных траншей, что позво-
ляет существенно увеличить высоту уступа (на величину пони-
жения уровня грунтовых вод). Система разработки при этом
поперечная, а дренажные траншеи проводятся перпендику-
312
Рис. 10.2. Схема экскавации мощной
толщи песчано-гравийных пород высоким
уступом:
1 — драглайн; 2 — мехлопата; 3 — бункер-пита-
тель; 4 — забойный конвейер
лярно к разрезной траншее с попутной добычен полезного ис-
копаемого. Разработка пойменных месторождений осуществля-
ется в межпаводковый период года (8—10 мес). В паводковый
период (с апреля по июль) обеспечение сырьем ДСЦ осуще-
ствляется из паводковых складов штабельного типа, сооружа-
емых на незатапливаемых участках поймы; вместимость скла-
дов принимается равной четырехмесячной производительности
ДСЦ. Повышению эффективности разработки пойменных ме-
сторождений способствует улавливание (аккумуляция) наносов
паводкового стока карьерными выработками с последующим
использованием аккумулированных наносов в качестве сырья
для ДСЦ. Эффективность наносоулавливания характеризуется
коэффициентом аккумуляции, равным отношению аккумулиро-
ванных наносов к первоначальному объему выработки; коэф-
фициент аккумуляции возрастает с увеличением высоты и
длины добычного уступа, а также при сглаживании русла реки
перед и позади карьера и составляет 0,9—0,94.
Для экскаваторно-автомобильных добычных комплексов ха-
рактерна отработка уступов сквозными продольными заход-
ками-панелями или блоками неправильной формы. При экска-
ваторно-конвейерных добычных комплексах уступ отрабатыва-
ется сквозными продольными, поперечными или тупиковыми
продольными заходками. Тип применяемых заходок, а также их
ширина и число заходок в панели при работе мехлопат и драг-
лайнов зависят от наличия перегружателя, его длины, длины
разгрузочного конвейера бункера-питателя и параметров экска-
ваторов. Ширина добычных панелей увеличивается при исполь-
зовании в качестве выемочно-погрузочного оборудования одно-
ковшовых погрузчиков.
Ширина рабочих площадок добычных уступов определяется
шириной панели и транспортной полосы, а также числом и раз-
313
Мерами штабелей для обезвоживания, готовой продукции, пром-
продукта (с зазорами между штабелями).
Производительность комплексов добычного оборудования за-
висит от содержания и размеров крупнообломочного матери-
ала, степени селекции и межзабойного усреднения песчано-гра-
вийной смеси, степени обводненности месторождения. В благо-
приятных условиях производительность комплексов достигает
300—400 тыс. м3 на -1 м3 емкости ковша экскаватора. Ком-
плексы с плавучими снарядами широко применяются для под-
водной добычи песчано-гравийных пород, чаще в руслах рек.
Используются плавучие снаряды с ковшовой цепью, грейфер-
ным ковшом и земснаряды. В ряде случаев на плавучих сна-
рядах устанавливается перерабатывающее оборудование: виб-
рогрохоты, корытные мойки, классификаторы, дробилки; от-
ходы промывки складируются в выработанном пространстве
акватории. Такие дражные комплексы с получением готовой
продукции могут применяться при большой производительно-
сти предприятия. Чаще на плавучих снарядах устанавливают
только грохоты (для отделения валунов, песка и валунов) или
перерабатывающее оборудование отсутствует.
Плавучие снаряды с ковшовой цепью (серийно изготав-
ливаемые землечерпалки с ковшами емкостью до 280 л) раз-
рабатывают месторождения ниже уровня воды до 15 м, их про-
изводительность достигает 300 м3/ч; папильонирование обычно
канатное. Такие снаряды могут применяться для разработки
валунистых песчано-гравийных пород.
Грейферные плавучие снаряды со стрелой (поворотной или
подъемной) или передвижной тележкой (рис. 10.3) имеют ковш
емкостью 1—5 м3; глубина черпания, определяемая канатоемко-
стью барабана, составляет 30—40 м. С увеличением глубины
черпания от 10 до 20 и 30 м производительность грейферного
снаряда уменьшается на 25 и 45 %. Такие снаряды могут иметь
два грейферных ковша для одновременного производства
вскрышных и добычных работ. Целесообразно применение
грейферных снарядов при разработке песчано-гравийных пород
с высоким содержанием гравия (30—70 %). Транспортирование
песчано-гравийной массы или готовой продукции от плавучих
снарядов осуществляется баржами, ленточными конвейерами
или по пульповоду; последние монтируются на понтонах.
Основные параметры при разработке плавучими снарядами:
мощность отрабатываемой подводной толщи (высота забоя),
ширина забоя и заходок, длина фронта работ. Высота забоя
определяется глубиной черпания снаряда. Ширина заходки и
возможное направление его подвигания зависят от вида тран-
спорта, типа плавучего снаряда и глубины разработки. При
применении землечерпалок и земснарядов ширина забоя (за-
ходки) определяется так же, как и для драг. Для грейферных
снарядов при транспортировании горной массы на берег плаву-
чим конвейером максимальная ширина заходки определяется
314
Рис. 10.3. Схемы плавучих грейферных
снарядов:
а к б — соответственно с поворотной и подъем-
ной стрелой; в —с головными блоками, закреп-
ленными на передвижной тележке
суммированием длины плавучей бухты и расстояния между
концами разгрузочного конвейера снаряда и грейферной
стрелы; при переработке добытой массы на снаряде ширина
заходки может быть в 2 раза больше. Размеры отрабатываемой
площади зависят как от размера залежи, так и от условий
судоходства.
Сезонная производительность комплексов с плавучими сна-
рядами достигает 500 тыс. м3 и более при коэффициенте ис-
пользования во времени около 0,5. Лимитирующим в большин-
стве случаев является транспортное звено, особенно при ис-
пользовании барж.
10.2.	Технологические комплексы производства щебня
Производство щебня составляет общий технологический
процесс — добыча полезного ископаемого в забоях, дробление,
сортировка, обогащение, складирование и отгрузка готовой
продукции потребителям. Комплексы включают оборудование
всего технологического потока — от забоев до складов готовой
продукции.
При небольших запасах, отрабатываемых карьерами неболь-
шой мощности (до 200—400 тыс. м3/год) или временными карь-
ерами (например, притрассовыми при производстве дорожно-
строительных материалов), комплексы могут включать пере-
движные дробильно-сортировочные установки (ПДСУ) и легкое
маневренное малогабаритное добычное оборудование: пневмо
ударные буровые станки, одноковшовые погрузчики, бульдо-
зеры, экскаваторы с ковшом емкостью до 2—3 м3 и автосамо-
свалы грузоподъемностью 7, 12 и 27 т (рис. 10.4, а).
При запасах 10—25 млн. м3 и более обычно строят карьеры
соответственно средней (400—1000 тыс. м3/год) и большой
315
Рис. 10.4. Схемы основных технологических комплексов на щебеночных карь-
ерах:
СБУ и СЫН — станки соответственно пневмоударного и шарошечного бурения; Р —
рыхлитель; Б — бульдозер; П — погрузчик; Э — экскаватор; ПД — передвижная дро-
билка; А — автомобильный транспорт; Ж.-д.— железнодорожный транспорт; КЛ — кон-
вейерный транспорт; ПДСУ — передвижная дробильно-сортировочная установка; ДСЦ —
дробнлыю-сортировочный цех; ДОФ — дробильно-сортировочная фабрика
(более 1 млн. м3/год) мощности с переработкой добываемого
в карьере полезного ископаемого в стационарных дробильно-
сортировочных цехах и на крупных дробильно-обогатительных
фабриках (ДОФ). Выбор рационального добычного оборудова-
ния этих карьеров зависит в основном от их мощности, качества
полезного ископаемого и расстояния его транспортирования
к ДСЦ пли ДОФ.
Наиболее качественный щебень получается из прочных из-
верженных пород (гранит, базальт и др.). Однако большая по-
требность в щебне для строительных и дорожных работ часто
обусловливает необходимость использования для его производ-
ства различных осадочных пород (песчаников и карбонатных
типа известняков и доломитов) месторождений, расположенных
вблизи потребителей.
Наиболее распространены в настоящее время на щебеночных
карьерах (независимо от прочности и структуры разраба-
тываемых пород) комплексы оборудования ЭАР с использова-
ванием станков пневмоударного бурения, карьерно-строитель-
ных экскаваторов (£^1,25 м3) и автосамосвалов грузоподъ-
316
емкостью 10—27 т (рис. 10.4,6). Применение таких комплексов
в основном рационально в карьерах средней мощности при
разработке однородных пород, а также пород с горизонтальной
слоистостью при мощности слоев не менее 4—5 м и расстоя-
нии транспортирования к ДСЦ до 2,5—3 км. При легковзры-
ваемых породах в качестве выемочно-погрузочных средств мо-
гут использоваться одноковшовые погрузчики, которые при рас-
стоянии перемещения к ДСЦ или перегрузочному пункту не
более 0,5—0,7 км могут работать и как выемочно-транспорти-
рующие машины (рис. 10.4, в).
На мощных карьерах при валовой разработке пород раци-
ональны комплексы ЭАР с шарошечными буровыми станками,
мехлопатами карьерного типа (Е=3,24-8 м3) и автосамосва-
лами грузоподъемностью от 27 до 75 т, а при больших расстоя-
ниях транспортирования до ДОФ — комплексы с железнодо-
рожным транспортом (рис. 10.4,г). Применение комплексов
с конвейерным или автомобильно-конвейерным транспортом
при валовой разработке неабразивных карбонатных пород поз-
воляет существенно сократить расстояние перемещения полез-
ного ископаемого до ДОФ (в основном на нагорных карьерах),
увеличить производительность экскаваторов, сократить объем
перемещаемой па ДОФ горной массы (до 20—30 % ) за счет
оставления отходов (мелочи) в карьере и обеспечить непрерыв-
ность технологического процесса переработки (рис. 10.4, д и е).
Большинство месторождений карбонатных пород — сложно-
структурные, представленные маломощными (0,5—1,5 м) гори-
зонтальными и наклонными слоями пород различной прочности.
При взрывании карбонатных пород на дробление происходит
переизмельчение и перемешивание пород продуктивных слоев
высокой прочности со слабыми и глинистыми прослойками, сни-
жается также прочность карбонатных пород вследствие «пере-
жога» их в зоне расположения заряда ВВ. В то же время тех-
нологические возможности при механических методах перера-
ботки породы (дробление, сортировка) весьма ограниченны.
В результате при валовой подготовке слоистых карбонатных
пород взрыванием количество отходов на щебеночных карьерах
достигает 40—50 % и щебень выпускается преимущественно
низкой прочности (марки 200, 300, иногда 400), несмотря на
наличие в полезной толще до 25—30 % пород, из которых мо-
жет быть получен продукт более высоких марок. Раздельная
выемка пород разной прочности при валовой их подготовке,
даже при взрывании в зажатой среде, обусловливает необхо-
димость сложной экскаваторной сортировки, которая возможна
только при визуально различимых породах при мощности их
слоев не менее 4—5 м.
Поэтому более рациональны раздельная подготовка карбо-
натных пород (Пр до 5—6) тонкими слоями выемки без при-
менения взрывных работ, а более прочных (Пр до 10) —комби-
нированным способом, при котором предварительное ослабле-
317
ние массива осуществляется взрывом на встряхивание (по рас-
ширенной сетке скважинных зарядов ВВ). Далее производится
послойная выемка и отгрузка разрыхленных пород.
Комплексы добычного оборудования при раздельной разра-
ботке карбонатных пород включают: звено подготовки к вы-
емке— навесные механические рыхлители (рис. 10.4, ж) или до-
полнительно буровые станки (рис. 10.4, з); звено выемки и
погрузки — одноковшовые погрузчики (см. рис. 10.4, ж} или
бульдозеры и экскаваторы (см. рис. 10.4, з); транспортное
звено — чаще всего автосамосвалы.
В результате выделения прочных разностей пород непосред-
ственно в забоях карьера при такой технологии повышается
сортность щебня, увеличивается его выход, уменьшаются объ-
емы транспортируемой для переработки горной массы и ее кус-
коватость, что позволяет в отдельных случаях не производить
первичного (крупного) дробления в цехах переработки.
Комплексы оборудования переработки пород на щебень
включают:
щековые (реже конусные) дробилки (ЩКД и ККД), нор-
мальноконусные (КСД) и короткоконусные (КМД) дробилки
соответственно для крупного, среднего и мелкого трехстадий-
ного дробления абразивных пород типа гранитов, базальтов и
песчаников; такие же или дробилки ударного действия (молот-
ковые и роторные) — при неабразивных осадочных породах;
грохоты (инерционные и вибрационные) для предваритель-
ного грохочения перед отдельными стадиями дробления, отбора
загрязняющей мелочи, сортировки рядового щебня (0—70 и
0—40 мм) на товарные фракции с выделением фракции 0—
5 мм, промывки и обезвоживания щебня;
спиральные или многокамерные гидравлические классифи-
каторы при дешламации отходов дробления крупностью 0—
5 мм с выделением и обезвоживанием песчаных фракций 0,15—
5 мм;
моечное оборудование (скрубберы, бичевые и корытные
мойки) для промывки пород перед второй стадией дробления
и перед сортировкой щебня на товарные фракции при наличии
труднопромывистой глины;
оборудование для обогащения методами отсадки или раз-
деления в тяжелых суспензиях при переработке карбонатных
пород с содержанием слабых разностей более 20 %;
питатели (пластинчатые, вибрационные, качающиеся) для
подачи горной массы в дробилки и равномерной загрузки ос-
тального оборудования.
Системы разработки при использовании комплексов с авто-
транспортом чаще всего продольные, поперечные или кольце-
вые. Выбор системы разработки зависит в основном от требуе-
мой длины и возможной кривизны фронта работ, его положе-
ния относительно направления слоистости массива и поступле-
ния подземных вод на обводненных месторождениях.
318
При валовой подготовке пород к выемке панели добычных
уступов отрабатываются обычно продольными заходками по
развалу взорванной породы. Выемка производится торцовым
или фронтальным забоем — по условиям усреднения или раз-
дельной выемки.
При раздельной разработке карбонатных пород разной
прочности осуществляются раздельные подготовка и выемка
тонких (0,3—0,5 м и более) горизонтальных или наклонных
(до 25°) слоев в зависимости от направления слоистости мас-
сива. Заходки обычно продольные и по длине разделяются на
рабочие блоки, в пределах каждого из которых поочередно
производятся взрывание пород на сотрясение (при /7р>54-6)
и механическое рыхление, выемка, погрузка (рис. 10.5 и 10.6).
Выемка горизонтальных слоев производится забоем-площадкой
(рис. 10.5,6), а наклонных — фронтальным (рис. 10.5,а и 10.6,
а) или торцовым забоем.
При использовании в качестве выемочного и погрузочного
оборудования соответственно бульдозеров и мехлопат после вы-
емки порода перемещается бульдозером в штабель, из кото-
рого экскаватором ее грузят в транспортные средства (см.
рис. 10.5). Бульдозерное и рыхлительное оборудование наве-
шивается на одном тракторном тягаче, что позволяет попере-
менно выполнять процессы подготовки и выемки одним агре-
Рис. 10.5. Схемы бульдозерно-экскаваторно-автомобильного тех-
нологического комплекса:
а и б — с рыхлением и выемкой соответственна наклонных и горизон-
тальных слоев
319
Рис. 10.6. Схемы раздельной разработки карбонатных пород на-
клонными (а) и горизонтальными (б) тонкими слоями с исполь-
зованием погрузчиков
гатом, а промежуточное штабелирование горной массы обес-
печивает достижение высокой технической и эксплуатационной
производительности погрузочного экскаватора и требуемого
качества полезного ископаемого.
При бульдозерной выемке забоем-площадкой в продольной
заходке угол фронтального откоса уступа принимается, как и
обычно, по условиям его устойчивости (см. рис. 10.5,6), а при
применении погрузчика фронтальный или торцовый откос уступа
выполаживается (рис. 10.6,6), что позволяет использовать по-
грузчик и в качестве погрузочной машины. Наиболее эффек-
тивна работа погрузчиков фронтальным забоем (см. рис. 10.6,
а) с выемкой и перемещением породы под уклон. Выемка тор-
цовым забоем в продольных заходках, а также забоем-площад-
кой и продольным забоем в поперечных заходках, обусловлива-
ющая жесткую взаимосвязь подготовки, выемки и погрузки
пород, рациональна в отдельных случаях — при ограниченной
320
Длине карьера, складировании части пород в выработанном
пространстве, для уменьшения угла откоса рабочего борта
карьера.
Рассмотренная технология раздельной разработки возможна
и для ряда сложноструктурных угольных месторождений с ма-
ломощными горизонтальными или пологими пластами.
Высокая производительность экскаватора, отсутствие тран-
шейного вскрытия уступов, уменьшение ширины рабочих пло-
щадок и расстояний транспортирования горной массы достига-
ются при бульдозерной перевалке пород на нижние уступы.
Горная масса (обычно взорванные породы) может перевали-
ваться с одного или нескольких уступов на транспортный гори-
зонт нижнего уступа, где она экскаватором отгружается в тран-
спортные средства. Такая бульдозерная перевалка применяется
иногда на маломощных нагорных карьерах. Возможна также
безэкскаваторная погрузка горной массы—-бульдозерами в ав-
тосамосвалы через бункерные перегружатели (рис. 10.7).
Высота добычного уступа при валовой выемке определяется
мощностью однородных слоев или параметрами экскаватора.
При раздельной выемке забоем-площадкой возможная высота
уступа с нормальным фронтальным откосом зависит от устой-
чивости его и в скальных карбонатных породах может дости-
гать 15—20 м и более. При выемке породы погрузчиком фрон-
тальным забоем (наклонными слоями) или забоем-площадкой
Рис. 10.7. Бульдозерно-автомобильный технологический
комплекс:
1 — бульдозеры; 2 — бункерные перегружатели
И Заказ № 624	321
При выположенном оТкОсе уступа с дальнейшей погрузкой по-
роды в автосамосвалы рациональная высота уступа зависит
от его угла откоса, а также мощности слоев выемки и состав-
ляет 5—10 м. Высокая производительность не только рыхли-
теля-бульдозера, но и экскаватора достигается при бульдозер-
ной выемке наклонными слоями со штабелированием породы
при обеспечении рациональной высоты уступа. Она обычно
составляет 6—15 м, при этом высота штабеля изменяется от
3,5 до 5 м, а его ширина — от 6 до 9 м.
Ширина панели уступа Шп при валовой разработке опреде-
ляется числом рядов взрывных скважин np (np= 1-J-5). При раз-
работке уступа наклонными слоями Шп=1 или ШЛ=Ш (t —
мощность слоя выемки). Производительность рыхлителей-буль-
дозеров и погрузчиков при разработке горизонтальными тон-
кими слоями зависит от величины Ш„. Рациональная ширина
панели уступа 20—35 м и 30—60 м при погрузке породы соот-
ветственно на уровне почвы и рыхлимого слоя уступа.
Минимальная длина блока панели (экскаваторного блока)
при валовой разработке с использованием комплекса оборудо-
вания ЭАР равна 70—100 м. При раздельной разработке длина
блока панели (на один комплекс добычного оборудования) за-
висит от числа и длины рабочих блоков (75—150 м).
Ширина рабочих площадок уступов определяется суммой
размеров составляющих ее полос и существенно увеличивается
при раздельной разработке из-за большой ширины панелей
уступа, выполаживания его откоса и размещения штабеля.
Качественная комплектация добычного оборудования опре-
деляется соответствием его по параметрам и производитель-
ности.
По данным ГипроНИИнеруда рациональная грузоподъем-
ность автосамосвалов на щебеночных и песчано-гравийных
карьерах при расстояниях транспортирования 1,5—2,5 км со-
ставляет:
емкость ковша погрузочного оборудова-
ния, м3..............................
грузоподъемность автосамосвала, т . .
емкость ковша погрузочного оборудова-
ния, м3...............................
грузоподъемность автосамосвала, т . .
1	1,25	2	3
5—7	7—11	11—17	17—27
Продолжение
4	5	6	8
27—30	27—40	27—50	40—50
Необходимо выдерживать соответствие между типоразме-
рами применяемых экскаваторов и дробилок:
емкость ковша экскаватора, м3 ...	1—1,6	1,6—2,5	2,5—4
размер приемного отверстия дробилки,
мм:
щековой .... 900X1200 1200X1500 1500X 2100
ударного действия............... 1000X1000 1400X1400 1400X1400
Эксплуатационную производительность добычного ком-
плекса оборудования могут лимитировать: приемная способ-
322
ность разгрузочного пункта, т. е. производительность началь-
ного звена цеха переработки; производительность транспорт-
ного звена (чаще при валовой разработке); эффективная про-
изводительность экскаватора или его плановые простои — при
раздельной выемке и усреднении полезного ископаемого; эф-
фективная производительность погрузчиков — при использова-
нии их в качестве выемочно-транспортирующих машин, а также
при погрузке в автосамосвалы при большой ширине панели и
высоте уступа; эффективная производительность бульдозеров —
при большой ширине панели и высоте уступа соответственно
при выемке забоем-площадкой и фронтальным забоем.
Выбор типа комплекса добычного оборудования, его каче-
ственную и количественную комплектацию, как следует из пре-
дыдущего, целесообразно осуществлять с учетом не только
выполнения требуемого объема добычи, но и качества породы.
10.3.	Технологические комплексы добычи
природного камня
Особенности разработки месторождений природного камня
определяются необходимостью сохранения физико-технических
характеристик, декоративных качеств, определенных размеров
и формы камня (в том числе крупных блоков), учета закономер-
ностей в изменении прочности и трещиноватости добываемого
камня в разных направлениях, строгого соблюдения размеров
и направления уступов, удаления и переработки значительных
объемов попутной горной массы (бута, штыба, эрозироваиного
камня) при относительно небольшой мощности карьеров по
основной продукции. Коэффициент извлечения (выхода) гото-
вой продукции (блоков или штучного камня) из полезного ис-
копаемого равен 0,1—0,3 и 0,3—0,7 соответственно на карьерах
по добыче облицовочного и стенового камня. Указанные поло-
жения определяют специфичность применяемых способов и
средств подготовки, выемки и транспортирования полезного ис-
копаемого, а также особенности систем разработки и их пара-
метров.
Вскрытие месторождений осуществляется общими внешними
траншеями; при применении в качестве транспортных средств
только деррик-кранов и кабельных кранов вскрытие месторож-
дений облицовочного камня бестраншейное. Отвалы вскрыш-
ных пород, как правило, внешние. Выработанное пространство
используется для складирования блоков или штучного камня,
а также для размещения отходов, получаемых при выпилива-
нии камня.
Для карьеров характерен большой объем горно-подготови-
тельных работ, так как на каждом горизонте проводят основ-
ную и фланговую разрезные траншеи путем образования вер-
тикальных продольных и поперечных пропилов камнерезными
машинами и отбойки горной массы по горизонтальной
11*	323
плоскости буроклиповым способом. Минимальная ширина
фланговых траншей в зависимости от типов машин составляет
3—5 м.
На месторождениях камня используют как сплошные, так
и углубочные продольные и поперечные одно- и двухбортовые
системы разработки с различным направлением выемки в про-
филе:
горизонтальными слоями — на месторождениях зна-
чительных размеров в плане со спокойным равнинным релье-
фом поверхности и монолитным строением полезной толщи при
использовании для подготовки пород к выемке канатных пил,
дисковых, баровых, с алмазным кругом и кольцевой фрезой
камнерезных машин;
наклонными слоями — на месторождениях с преобла-
дающим направлением трещиноватости или слоистости полез-
ной толщи под углом до 25° при использовании буроклинового
способа подготовки и специальных камнерезных машин;
крутыми слоями — при направлении трещиноватости
или слоистости полезной толщи под углом более 25° и исполь-
зовании ченнелеров, буроклинового и термического способов
подготовки;
комбинированные — при изменении характера и на-
правления трещиноватости по глубине месторождения с исполь-
зованием различных методов и средств проходки щели-вруба.
Двухбортовая система разработки крутыми слоями значи-
тельной мощности позволяет существенно уменьшить текущие
объемы выемки скальных вскрышных пород, сопряженной
с большими трудностями из-за нарушения сплошности полезной
толщи при взрывании на дробление во вскрышной зоне. Под
слоем понимается одновременно отрабатываемая часть место-
рождения между последовательными положениями контура
карьера, которая включает вскрытые запасы камня, обеспечи-
вающие производственную мощность карьера. Слой отрабаты-
вается несколькими уступами (рис. 10.8). При разработке
крутыми слоями сокращается также срок ввода карьера в.экс-
плуатацию, увеличивается темп углубления горных работ, по-
вышаются выход штучного камня (или блоков) и размеры бло
ков, упрощаются и удешевляются подъемно-транспортные опе-
рации при использовании кабельных кранов и деррик-кранов.
Добывание гранитных блоков обычно двухстадийное: от мас-
сива предварительно отделяются крупные блоки (монолиты),
которые затем разделяются на товарные блоки. Ширина, вы-
сота и длина первоначального монолита определяются суще-
ствующей системой трещин и направлениями облегченного рас-
кола камня. Чаще всего длина монолита составляет 8—12 м,
ширина — 3—6 м, высота — 2—5 м. Объем получаемых товар-
ных блоков изменяется от 1 до 4 м3 и обычно зависит от мощ-
ности применяемых в карьере средств выемки, погрузки и
транспортирования блоков.
324
Отделение монолитов от
массива осуществляется буро-
клиновым, буровзрывным, га-
зоструйным или комбиниро-
ванным (например, газоструй-
ным и буровзрывным) спосо-
бами. При буровзрывном спо-
собе монолит обуривают шпу-
рами на глубину до горизон-
тальной трещины при расстоя-
нии между шпурами 0,8—1 м.
В качестве ВВ используют
черный (дымный) порох или
(реже) относительно более
безопасные порохоподобные
аммиачно-селитренные ВВ.
Разделка монолита на конди-
ционные блоки осуществля-
ется буроклиновым способом
Добывание мраморных бло-
ков чаще одностадийное с от
делением непосредственно от
массива кондиционных бло-
ков при помощи камнерезных
машин (около 75 % общего
объема добычи). В основном
применяется камнерезная ма-
шина СМ-177А.
Рис. 10.8. Разработка месторождения
природного камня крутыми слоями
При разработке месторождений со сложным строением мра-
морной толщи (развитая трещиноватость, тонко- и грубослан-
цеватая текстура, наличие породных прослоев и твердых вклю-
чений и т. д.), а также при высокой прочности мрамора (бсж>
>13- 107 Па) в основном применяется одно- или двухстадий-
ная добыча с буроклиновым способом подготовки. Получают
распространение закладные клинья с гидравлическим приво-
дом, канатные пилы, ударно-врубовые машины (ченнелеры),
камнерезные машины с алмазным инстр ментом и тонкими
барами с твердосплавными резцами, электросверла и др.
Добывание стенового камня в основном одностадийное. Для
подготовки камня к выемке применяются камнерезные ма-
шины с дисковыми пилами, цепными барами и кольцевыми фре-
зами.
Схемы вырезки стенового камня различаются (рис. 10.9) по
числу одновременно разрабатываемых уступов (одпоуступные
и многоуступные), их высоте (пизкоуступные и высокоуступ-
ные), организации вырезки и последовательности получения
готовой продукции. При низкоуступных схемах высота уступа
составляет 0,41 м, что равно двойной высоте стандартных сте-
новых камней (с учетом толщины пропила).
325
Рис. 10.9. Схемы вырезки стенового камня:
а — иизкоуступная захватная; б — высокоуступная столбовая; в — высокоуступная за-
хватная вертикальными заходками; г — высокоуступная двухстадийная фронтальная; д —
низкоуступная столбовая; е — высокоуступная захватная сплошная; wc — высокоуступ-
ная захватная; з — высокоуступная двухстадийная диагональная
В зависимости от организации вырезки стандартных сте-
новых камней или блоков схемы могут быть захватные и стол-
бовые. При захватных схемах длина поперечного пропила огра-
ничивается конструктивными размерами камнерезной машины
(машины СМ-89А и СМ-518). Камнерезная машина при стол-
бовых схемах нарезает поперечные пропилы большой длины,
передвигаясь по кровле разрабатываемого слоя. При захватной
сплошной схеме вырезки камня камнерезная машина или аг-
регат, состоящий из нескольких машин, за один проход вдоль
подготовленного уступа, когда нарезаны поперечные пропилы,
подготавливает камень к выемке. Фронтальная и диагональная
схемы аналогичны высокоуступной захватной сплошной схеме.
По направлению движения рабочего органа машин в забое
схемы подразделяются на два типа: горизонтальными заход-
ками и вертикальными.
Выемке, погрузке и перемещению подлежат: товарные блоки
или штучный камень — на перегрузочный пункт промплощадки
карьера или в камнераспиловочный цех; некондиционные блоки,
бутовый камень, щебень, штыб — на дробильно-сортировочную
фабрику, потребителям или на склад. Стреловые самоходные
краны (с вылетом стрелы до 30 м) в комплексе с автотранспор-
том целесообразно использовать на карьерах глубиной до 20—
25 м. Иа более глубоких карьерах для механизации процессов
выемки, погрузки и перемещения рационально применять дер-
рик-краны (мачтово-стреловые) со стрелой длиной до 40 м при
ширине рабочей зоны в пределах двух радиусов действия кра-
нов, а также кабельные краны. Для перемещения некондицион-
326
йых блоков, бута, щебня и штыба применяют одноковшовые
погрузчики.
Параметры систем разработки определяются в зависимости
от горно-геологических условий, конструктивных параметров
камнерезных машин и других факторов. Высота уступа на карь-
ерах стенового камня составляет 0,41—3 м. На карьерах обли-
цовочного мрамора при использовании камнерезных машин
с кольцевой фрезой или с алмазными отрезными кругами вы-
сота уступа не превышает 1 м. При двухстадийной добыче бло-
ков облицовочного камня (гранита, мрамора, известняка) вы-
сота уступа определяется в основном расположением горизон-
тальных трещин отдельности и может достигать 5 м и более.
Минимальная ширина рабочих площадок уступов для камне-
резных машин KM-ЗА, КМГ-2, КМАЗ-188 составляет 6 м, для
СМ-89А, СМ-177А, СМ-580А— 9 м, для СМ-518—10 м, для
СМ-824— 12 м. Ширина рабочих и нерабочих площадок уступов
и подуступов зависит как от типа применяемого горного и
транспортного оборудования, так и от вида продукции. Добы-
ваемые на карьерах стеновые штучные камни и блоки должны
быть выдержаны на площадках для удаления влаги. Продол-
жительность выдержки устанавливается по технологическим
картам месторождений и практически составляет 5—20 сут.
Высота штабеля для штучных стеновых камней составляет
1,8 м и для крупных стеновых блоков — 2,5 м, а ширина шта-
беля зависит от производственной мощности карьера.
Рациональная длина фронта работ определяется экономи-
ческими и технологическими факторами, а также физико-тех-
ническими свойствами камня. На практике длина фронта ра-
бот составляет от 100 до 800 м.
Раздел третий
Технология и комплексная механизация
при углубочных системах разработки
11.	СИСТЕМЫ РАЗРАБОТКИ
11.1.	Условия применения углубочных систем разработки
Форма и строение залежей. Пласты, пластообразные
залежи и свиты пластов характерны для угольных
(Кузбасс, Урал, Экибастуз, Приморский край), железорудных
(Кривбасс, Сарбайское, Канарское, Коршуновское), апатитовых
и фосфоритовых (Хибины, Каратау), меднорудных (Удокан,
Джезказган) и других месторождений.
Изометрические залежи, в основном массивного и
штокверкового типов, характерны для многих месторождений
руд цветных металлов, железистых кварцитов бассейна КМА,
хризотил-асбеста и др. Трубообразные залежи характерны
для алмазных месторождений- Разрабатываются также залежи
переходных форм.
Большинство пластообразных залежей имеют четкие кон-
такты, но неравномерное качество как по отдельным залежам,
так и в пределах одной залежи по глубине и в плане- Многие
месторождения, в первую очередь штокверкового типа (руды
цветных металлов, хризотил-асбест, ряд руд химического сырья
и т. д.), являются сложноструктурным и, характеризуясь отсут-
ствием четких контактов залежей, многочисленными включени-
ями пустых пород, наличием нескольких (до десятка и более)
рудных тел сложной формы, неравномерным качеством руды на
участках, расстояние между которыми измеряется несколькими
метрами, и т. д. В целом для наклонных и крутых месторож-
дений характерны многочисленные геологические нарушения,
обусловливающие изменение пространственного положения,
формы и размеров залежей, а также качества полезных иско-
паемых.
Преобладающие типы и мощность пород. На всех наклонных
и крутых месторождениях вскрышные породы —это в первую
очередь покрывающие залежи наносы, вмещающие породы,
прослои и включения. На угольных месторождениях вмещаю-
щие породы обычно полускальные и скальные (первого и вто-
рого классов по трудности разработки), а сам уголь является
плотной или полускальной породой. Для многих рудных место-
рождений характерны метаморфизованные, осадочные и извер-
женные скальные вмещающие породы и полезные ископаемые
с широким диапазоном изменения показателя трудности раз-
328
работки пород (Птр изменяется от 4—5 до 20 и более). Про-
мерзшие полускальные и скальные (многолетнемерзлые) вме-
щающие породы и полезны0 ископаемые типт""1 место-
рождений северных и северо-восточных районов
Обычная мощность угольных пластов изменяется от несколь-
ких до десятков метров; такой диапазон мощности характерен
и для пластообразных залежей руд цветных металлов, мине-
рального химического сырья, хризотил-асбеста и др. Мощность
железорудных залежей изменяется от десятков до сотен метров.
Характерным является:
одновременная разработка пород с различными показате-
лями /7тр, отличающимися на 3—5 категорий и более;
повышение трудности разработки пород с углублением карь-
ера вследствие увеличения прочности и уменьшения трещино-
ватости пород даже одного минералогического состава.
Мощность покрывающих пород (в основном четвертичных
отложений) обычно невелика (от нескольких метров до 30—
40 м). В то же время во все большем масштабе в разработку
открытым способом вовлекаются месторождения с мощностью
покрывающих пород до 100 и даже 150 м. Покрывающие по-
роды на таких месторождениях мягкие, плотные, разнородные
и полускальные.
Обводненность и температурный режим. Месторождения
глубинного и высотно-глубинного типов, как правило, обвод-
нены (от одного до шести водоносных горизонтов). Отрица-
тельный температурный режим многолетнемерзлых мягких,
плотных и полускальных пород с глинистым скелетом небла-
гоприятно сказывается на выполнении технологических процес-
сов и обеспечении устойчивости откосов отдельных уступов
в летний период.
Рельеф поверхности. На выбор технологических решений
(в основном по вскрытию, компоновке генплана) существенно
влияет холмистый рельеф и особенно — сложный рельеф по-
верхности высокогорных месторождений. При этом он влияет
на селе- и лавиноопасность и устойчивость отвалов, от него
зависит местоположение обогатительных фабрик и отвалов,
а следовательно, и расстояние транспортирования полезного ис-
копаемого и вскрышных пород, а также является исходным
фактором при выборе порядка разработки нагорных месторож-
дений, комплексов вскрышного и добычного оборудования, рас-
положения приемных пунктов горной массы.
По мере развития горных работ на нагорных карьерах из-
меняется и рельеф поверхности, что определяет целесообраз-
ность в ряде случаев изменения вскрышного и добычного тех-
нологического комплексов.
Форма и размеры карьеров. Конечные форма и размеры
в плане карьера глубинного вида определяются его глубиной
Нк, углами заложения нерабочих бортов уп и размерами за-
лежи на уровне дна. Размеры карьерного поля могут огранп-
329
чиваться: наличием участков, где мощность залежи меньше до-
пустимой, либо участков с непромышленным содержанием по-
лезных компонентов; наличием природных или искусственных
преград; большим расстоянием между отдельными залежами
месторождения.
Форма поверхностного контура глубоких карьеров обычно
округлая, независимо от формы залежи в плане. В то же
время форма и размеры контура каждого горизонта и карьера
в целом в начальный период отработки месторождения опреде-
ляются формой и размерами залежи и применяемой системой
разработки (рис. 11.1) и в меньшей степени — размерами и
формой конечных контуров отдельных горизонтов и карьерного
поля в целом.
Условия производства и объемы горных работ. Для систе-
матического углубления горных работ с определенной скоро-
стью требуется подвигание фронта работ на всех вскрытых ус-
тупах с соответствующей скоростью. При любой системе раз-
работки в карьере глубинного вида длина фронта работ каж-
дого вышележащего уступа больше, чем нижележащего, так
же как и конечные размеры'уступов. Поэтому на верхних го-
ризонтах должны выполняться большие объемы вскрышных
работ и срок их отработки продолжительнее, чем нижележащих
горизонтов. Одновременно нарезаются новые уступы, общее
число рабочих уступов возрастает в течение длительного вре-
мени. В связи с этим увеличиваются и объемы вскрышных
работ.
С углублением карьера возрастает трудность разработки
пород, увеличивается высота подъема горной массы и расстоя-
ние перевозок вскрышных пород. Уменьшение размеров нижних
горизонтов обусловливает стесненные условия работы комп-
лексов оборудования, в первую очередь транспорта. Усложня-
ется также управление качеством добытого полезного иско-
паемого, возрастает водоприток. Условия производства горных
работ особенно усложняются при достижении карьером глу-
бины 150—200 м и более.
Обеспечение плановых объемов добычи полезного ископае-
мого достигается:
выбором добычных и вскрышных технологических комплек-
сов, в наибольшей мере соответствующих природным и орга-
низационным условиям каждого этапа разработки и обеспе-
чивающих преемственную связь между комплексами на смеж-
ных этапах и в период реконструкции карьера;
изменением схем вскрывающих трасс и способа вскрытия
как с каждым новым этапом разработки (обычно при рекон-
струкции карьера), так и в пределах одного этапа, соблюдая
в целом принятую систему вскрывающих трасс;
регулированием параметров системы разработки с целью
управления текущими объемами вскрышных работ как по эта-
пам, так и в пределах этапов разработки.
330
Рис. 11.1. Схемы изменения формы и размеров карьера и горизонтов по
мере углубления горных работ:
а, б и в — этапы развития горных работ; Г —конечный контур карьера; 2 — контур
рудной залежн; 3 — контуры горизонтов
11.2.	Варианты развития горных работ
В общем случае при разработке наклонного или крутого
месторождения с параллельным подвиганием фронта в карьере
возможны семь вариантов начального положения и направле-
ния развития горных работ (рис. 11.2): варианты 1 и 2 харак-
теризуют применение поперечной однобортовой системы раз-
работки, 3 и 4 — продольной двухбортовой, 5 и 6 — продоль-
ной однобортовой, 7— поперечной двухбортовой систем разра-
ботки. Для каждого варианта характерны определенные спо-
собы вскрытия и режим горных работ.
Варианты 1 и 2 в простейших условиях разработки равно-
ценны по объему вскрышных работ и способу вскрытия. В обоих
случаях вскрывающие выработки и соответствующие транс-
портные коммуникации являются стационарными.
При вариантах 3 и 4 объемы горно-капитальных работ
небольшие, но условия эксплуатации транспорта сложные, так
как вскрывающие выработки являются нестационарными по
крайней мере для группы нижних рабочих горизонтов. Раз-
резную траншею можно проводить по вмещающим породам
со стороны висячего или лежачего бока залежи или по залежи.
В первом случае облегчается раздельная разработка полезного
ископаемого, уменьшаются его потери и разубоживание; про-
ведение таких траншей обязательно при продольных системах
разработки маломощных (до 30—40 м) залежей. При разра-
ботке мощных залежей (200 м и более) чаще проводят разрез-
ные траншеи по залежи вблизи ее лежачего бока для дости-
жения более равномерного режима вскрышных работ и уско-
рения перевода временных съездов в постоянные.
Развитие горных работ по варианту 5 связано с выполне-
нием от контура карьера со стороны висячего бока залежи
больших объемов горно-строительных работ, а следовательно,
и с большими капитальными затратами и продолжительным
сроком строительства карьера.
При углах падения залежи р до 30—35° при варианте 6
развития работ непосредственно от лежачего бока залежи ста-
ционарные съезды можно устраивать на нерабочем борту карь-
ера (с углом ун) без дополнительного его разноса (ун^Р).
При наклонных вытянутых залежах горные работы разви-
ваются чаще всего по варианту 6 — от лежачего бока залежи
с использованием продольной однобортовой системы разра-
ботки.
С увеличением угла падения залежи (Р>уи) объем вскрыш-
ных (горно-капитальных) работ в начальный период разра-
ботки по варианту 6 увеличивается (см. рис. 11.2). Поэтому на
крутых месторождениях горные работы развивают от сере-
дины карьерного поля к висячему и лежачему бокам залежи
по вариантам 3 и 4 с использованием продольной двухбортовой
системы разработки. Отработку вскрышных пород со стороны
332
Рис. 11.2. Схемы вариантов начального
положения и развития горных работ
ее висячего бока можно вести равномерно при меньшем числе
экскаваторов или форсированно для ускоренного ввода стацио-
нарных вскрывающих выработок.
При весьма вытянутых карьерных полях и применении авто-
транспорта, а также скиповых подъемников иметь излишний
фронт горных работ невыгодно из-за больших объемов горно-
капитальных работ и протяженности транспортных коммуника-
ций. В этом случае возможно применение вариантов поперечных
систем разработки. При поперечном расположении и двусто-
роннем развитии фронта (вариант 7) характерны относи-
тельно небольшие объемы горно-капитальных работ и расстоя-
ния транспортирования по горизонтам — соответственно на 20—
40 и 30—40 % меньше, чем при продольной однобортовой си-
стеме разработки. Однако при применении поперечной двух-
бортовой системы разработки необходимо обеспечить высокие
скорости подвигания и углубления горных работ, иметь по-
вышенные уклоны внутрикарьерпых дорог и иногда сооружать
крутые траншеи, оборудованные наклонными подъемниками.
При использовании автотранспорта возможна поперечно-про-
дольная система разработки.
Мульдообразные залежи в большинстве случаев начинают
разрабатывать с крыльев залежи с подвиганием фронта вкрест
простирания (рис. 11.3, а), что позволяет уменьшить в началь-
ный период объемы вскрышных работ. Система разработки
в этом случае продольная двухбортовая. При разработке мульд
возможно также подвигание фронта работ по простиранию
(рис. 11.3,6), что улучшает условия устойчивости бортов и
иногда допускает частичное размещение пород во внутренних
отвалах (принято, например, в варианте проекта Нерюнгрин-
ского угольного разреза).
При разработке относительно коротких рудных тел, когда
карьер с самого начала имеет округлую форму в плане,
а также многих месторождений строительных горных пород
возможно радиально-круговое развитие горных работ на каж-
дом горизонте от середины во все стороны; подготовка гори-
зонтов осуществляется котлованами. Круговое развитие горных
работ на горизонтах целесообразно также при разработке зале-
жей, приуроченных к куполообразной возвышенности, при этом
направление развития горных работ — от границ карьерного
поля к центру. Применение кольцевой центральной и попереч-
но-продольной систем разработки позволяет в короткие сроки
добиться высокого темпа углубления горных работ, при
минимальном объеме горно-капитальных работ достичь залежи
333
Рис. 11.3. Продольная двухбортовая (а) и поперечная однобортовая (б) си-
стемы разработки мульдообразных залежей
и начать добычные работы, уменьшить объемы вскрышных ра-
бот в первый эксплуатационный период разработки. При пол-
ном развитии горных работ дальнейшее применение этих си-
стем не всегда дает положительные технико-экономические ре-
зультаты.
При крутых и относительно коротких в плане залежах
принципиально возможно веерное развитие горных работ на
рабочих горизонтах с использованием веерно-рассредоточенной
системы разработки. При этом, как правило, трасса вскрыва-
ющих выработок является стационарной или полустационар-
ной и имеет спиральную форму. Ось веера для каждого гори-
зонта располагается в пункте примыкания горизонтального
участка трассы к вскрывающей траншее. Веерная рассредото-
ченная система разработки характеризуется специфическими
особенностями.
Во многих случаях при рациональной разработке месторож-
дений в сложных условиях необходимо применять на различ-
ных участках разные системы или отдельные варианты систем
в зависимости от изменений горно-геологических условий и
масштаба горных работ. Довольно часто по мере развития
горных работ па карьере оказывается целесообразным после-
довательное (реже одновременное) применение различных си-
стем разработки.
11.3.	Конструкции и параметры берм
Уступы нерабочего борта карьера разделяются площадками
(бермами) — транспортными и предохранительными.
Транспортные (соединительные) бермы сое-
диняют капитальные траншеи с рабочими горизонтами на со-
ответствующих уступах. Эти бермы всегда горизонтальные
334
при отработке карьерного поля горизонтальными слоями. Ми-
нимальная ширина транспортной бермы Бт (рис. 11.4) скла-
дывается из ширины кювета К (/<=0,54-0,7 м), транспортной
полосы Т и полосы безопасности Z (ширина призмы возмож-
ного обрушения). В легко выветриваемых породах ширина по-
лосы безопасности со стороны выработанного пространства со-
ставляет не менее 2—4 м и, кроме того, предусматривается
площадка под осыпь шириной 4—6 м.
При железнодорожном транспорте Т равняется 3 м при
одном и 7,5 м при двух путях. При автотранспорте ширина
проезжей части и обочин автодорог при двухполосном движе-
нии составляет 11, 13, 15, 18, 22 и 30 м соответственно для ав-
тосамосвалов грузоподъемностью 10—12, 27—30, 40—45, 65—
75, 100—120 и 160—180 т. При тягачах с полуприцепами Т
возрастает на 1—2 м. Часто на обочине автодороги устраивают
ограждение в виде породного вала высотой 0,7—1,2 м, а при
грузоподъемности более 75 т — до 3,5 м.
Общая ширина транспортной бермы при одном железнодо-
рожном пути должна быть не менее 6,5 м, а при двух путях —
10,6 м; практически ширина берм принимается не менее 8 и
12—14 м. При автосамосвалах грузоподъемностью 27 и 40 т
ширина транспортных берм на карьерах равна 16—18 м, а для
более мощных — до 30 м.
Разнос нерабочих бортов для устройства горизонтальных
соединительных берм устраивают преимущественно в неглубо-
ких карьерах. В глубоких карьерах соединительные бермы
оставляют только на пологих бортах, когда не требуется их
дополнительный разнос; при крутых по условиям устойчивости
бортах соединительные бермы почти не предусматривают.
Съезды (полутраншеи), проводимые по нерабочим бортам,
по сути дела являются наклонными транспортными бермами,
поэтому ширина их определяется так же, как и соединительных
берм.
Предохранительные бермы служат для уменьше-
ния угла заложения борта карьера и повышения его устойчи-
вости. Ширина и расположение предохранительных берм (на
Рис. 11.4. Элементы соединительных берм:
а и б — соответственно при железнодорожном и автомобильном транс-
порте
335
каждом или через два-три уступа) устанавливаются исходя из
принятых углов откосов нерабочих бортов и уступов.
При массовом взрывании скальных пород в приконтурной
зоне вертикальными скважинными зарядами ВВ разрушаются
породы за пределами взрываемого блока; заколы распростра-
няются в глубь массива на 5—10 м от верхней бровки уступа,
зона заметного развития трещин — на 20—30 м, а зона сотря-
сений и деформаций — до 40—60 м от скважин (рис. 11.5).
По этой причине, а также вследствие выветривания бермы
небольшой ширины через 3—4 года разрушаются и образуется
сплошной откос большой высоты. Это опасно даже при углах
откоса борта до 30°, так как крупные глыбы скатываются на
рабочие уступы. В этих условиях ширина предохранительных
берм увеличивается до 8—12 м и более.
При погашении бортов целесообразно применять специаль-
ные методы взрывания. Если углы падения породных слоев
больше 26—30°, то откосы погашенных уступов должны совпа-
дать с их контактами.
В скальных породах желательно отстраивать нерабочий
борт со сдвоенными и строенными уступами (высота 30—45 м)
при более пологих откосах и ширине предохранительных берм
10—15 м.
Широкие предохранительные бермы на каждом уступе
(ЯуЭг/)^0,5 Ну) характерны для мягких водонасыщенных по-
род, а при скальных породах — если конечное положение борта
окончательно не установлено.
Устройство съездов и при устойчивых бортах ведет к их
выполаживанию (рис. 11.6, а) и росту объема вскрышных пород
в контурах карьера. Увеличение угла откоса нерабочего борта
может быть достигнуто при его отстройке с наклонными предо-
хранительными бермами, продольный уклон которых равен
уклону съездов (рис. 11.6, б). Основной недостаток таких кон-
струкций— удорожание горных работ при сооружении наклон-
ных берм по сравнению с горизонтальными (не менее чем на
20—25 %). Такие нерабочие борта целесообразны в основном
в глубоких карьерах округлой формы при их относительно
небольших размерах в плане и при спиральной трассе стацио-
Рис. 11.5. Зоны нарушения уступа при взрывании вертикальных (а) и на-
клонных (б) скважинных зарядов:
/ — зона заколов; 2 — зона сотрясения
336
Рис. 11.6. Схемы бортов с гори-
зонтальными и наклонными пре-
дохранительными бермами:
1 — дневная поверхность; 2 — предо-
хранительные бермы; 3 — съезд
парных съездов (рис. 11.6, в). Наклонные предохранительные
бермы можно использовать для перегонов горного оборудова-
ния между уступами, а при краткосрочной эксплуатации —
также для транспортирования горной массы.
11.4.	Темп углубления и скорость подвигания фронта
горных работ
При вытянутых карьерных полях для вскрытия и подго-
товки очередного по глубине горизонта необходимо на выше-
лежащем горизонте выполнить определенный объем горных
работ ГР. т и Го по проведению наклонной и разрезной тран-
шей и расширению ее для образования рабочей площадки,
ширина которой Шр п должна быть не менее минимальной
(рис. 11.7).
При большой длине карьерного поля расчеты можно отно-
сить на 1 м простирания. Тогда указанные объемы работ
(м3/м):
при продольной однобортовой системе разработки
V = Гр. т + Го =	[Ьр. т + Бт+Шр. п + 1,5//у (ctg а + ctg Oj)];
(Н.1)
при продольной двухбортовой системе разработки
Г = Гр. т + Го = Ну [&р. т + 2Д/Р. п + 2Ну (ctg а + ctg Oj)],	(11 - 2)
где Z?p. т — ширина дна разрезной траншеи, м; Бг — ширина
транспортной бермы, м; а и оц — углы откосов соответственно
рабочих и нерабочих уступов, градус.
При подготовке горизонта по его длине одновременно не-
сколькими экскаваторами, когда длина экскаваторного блока
337
Рис. 11.7. Схема к расчету объема работ по подготовке горизонта
равна £б (м) и производительность экскаватора * при проход-
ческих работах равна Q'8.r (м3/год), общее время подготовки
уступа высотой Ну составит (лет)
Tn = VL6/Q;.r,	(11.3)
а темп углубления горных работ (м/год)
Уг = Ну/Тп = Q'. rHy/(VL6).	(11.4)
Таким образом, при однобортовой системе разработки на-
клонных залежей
Уг = Сэ. г/{Ьб [Ьр. т + Бт-[-1Пр_ п + 1,5Ну (ctga-j-ctgccj)]}, (П-5)
а при двухбортовой системе разработки крутой залежи
У г = Сэ. г/{£б [Ьр. т + 2ZZ7p. п + 2НУ (ctg a + ctg czj)]}.	(11.6)
Возможный темп углубления горных работ возрастает при
увеличении производительности проходческого экскаватора и
при уменьшении длины экскаваторного блока, высоты уступа
и ширины рабочей площадки.
Темп углубления помимо технологии и организации под-
готовки горизонтов, может ограничиваться возможной скоро-
стью подвигания фронта горных работ со стороны висячего
Оф. в или лежачего »ф. л бока залежи (рис. 11.8)“
У г < «ф. B/(ctg Тр. в + ctg ₽); |	(117)
У г < Оф. „/(ctg Тр. л—ctg ₽), }
где тр. в и тр. л — угол откоса рабочего борта карьера соответ-
ственно со стороны висячего и лежачего боков залежи, градус;
р —угол, определяющий направление углубления горных ра-
бот, градус.
При разработке маломощных крутых залежей для создания
подготовленных и вскрытых запасов полезного ископаемого
необходимо иметь высокий темп углубления карьера. На мощ-
ных пластовых месторождениях при продольной двухбортовой
системе разработки темп углубления в первый период эксплуа-
* Здесь и далее следует помнить, что эксплуатационная производитель-
ность экскаватора определяется исходя из производительности комплекса
оборудования, в который входит этот экскаватор.
338
Рис. 11.8. Схема к расчету зави-
симости между скоростью подви-
гания фронта и темпом углубле-
ния горных работ
тации может быть небольшим. По мере понижения горных ра-
бот верхние горизонты постепенно отрабатываются до проект-
ных контуров карьера и высота рабочей зоны увеличивается
более интенсивно. В конечный период разработки глубоких
карьеров, после относительной стабилизации, высота рабочей
зоны уменьшается, однако темп углубления и скорость подви-
гания фронта горных работ для обеспечения заданной добычи
должны поддерживаться достаточно высокими.
При планомерном ведении вскрышных работ (отсутствии
отставания в подвигании верхних уступов) и однотипном обо-
рудовании в рабочей зоне карьера скорость подвигания фронта
обычно не лимитирует возможный темп углубления. При ис-
пользовании на нижних горизонтах автотранспорта, а в верх-
ней части рабочей зоны железнодорожного транспорта скорость
подвигания верхних уступов часто является решающим факто-
ром при определении возможного темпа углубления, что про-
веряется сопоставлением значений Ут (м/год), рассчитанных
по формулам (11.5), (11.6) и формуле
Уг < Оэ. rl[L6Hy (ctg ур ± ctg ₽)),	(11.8)
где Qs.г — производительность экскаватора при применении
железнодорожного транспорта, м3/год; L&— фактическая длина
экскаваторного блока на верхних горизонтах, м.
Годовая скорость подвигания фронта вскрышных и добыч-
ных уступов при нормальной технологии горных работ в прин-
ципе должна быть одинаковой.
Годовое подвигание добычного фронта работ (м/год)
Г^ф. и ~ Qk. и/(Гф. цНу. и),	(11.9)
где Qk. и — производственная мощность карьера по полезному
ископаемому, м3/год; L$.u — общая длина фронта добычных
работ карьера, м; /7У.И — средняя высота добычного уступа, м.
Годовая эксплуатационная производительность одного экс-
каватора Qa.r (м3/год) и число экскаваторов No па рабочем
борту карьера должны соответствовать выполнению годового
объема горных работ на этом борту:
М/2э.г = /Гв0ф,	(11.10)
где / — коэффициент резерва (/=1,1-5-1,25); Гв —площадь вер-
тикальной проекции рабочего борта карьера, м2.
Характер изменения Гв можно проследить на графиках
режима горных работ.
339
В начальной стадии разработки месторождения при малой
Величине FB заданный объем горных работ можно выполнить
за счет: увеличения скорости подвигания фронта Пф путем
сокращения длины экскаваторных блоков; уменьшения высоты
уступа на верхних горизонтах, т. е. увеличения числа уступов и
общей протяженности действующего фронта работ карьера.
В периоды выполнения больших объемов горных работ при
развитом фронте, когда используют постоянный рабочий парк
основного оборудования, регулировать объем горных работ и
скорость подвигания фронта можно уменьшением FB из-за
частичной остановки работ на верхних уступах и оставления
резервных участков фронта. Уменьшать скорость подвигания
фронта на нижних уступах нельзя, так как это означает сни-
жение темпа углубления горных работ и производственной
мощности карьера по полезному ископаемому.
На практике темп углубления горных работ составляет
обычно 5—10 м/год при железнодорожном транспорте и до
15—20 м/год при автомобильном и конвейерном транспорте.
Он зависит также от трудности разработки пород. Нередко
горные работы в течение года углубляют на высоту Ну. и.
В этом случае годовой объем добычи примерно равен запасам
полезного ископаемого горизонта.
Расчеты по приведенным формулам позволяют определить
возможный по технологическим условиям темп углубления
работ. При известной мощности карьера в конкретных условиях
определенный темп углубления горных работ зависит от запа-
сов полезного ископаемого на горизонте. Среднегодовой темп
понижения работ на карьере глубиной Нк за срок его суще-
ствования Тк составит
уг.ср=як/тк.	(ii.li)
Эта величина должна сопоставляться с возможным годовым
понижением горных работ по условиям подготовки фронта на
уступе. При этом время на подготовку горизонта должно быть
меньше времени отработки запасов вышележащего горизонта.
11.5.	Протяженность фронта работ
Длина фронта работ уступов определяется размерами карь-
ерного поля в плане, конечной и текущей глубиной карьера,
принятой системой разработки.
Максимальное число добычных уступов при продольных си-
стемах разработки (рис. 11.9)
Му. и = М/[ШР. п + Ну (ctg а ± ctg ₽)],	(11.12)
где М— горизонтальная мощность залежи, м; LUV. п и Ну —
соответственно ширина рабочей площадки и высота добычного
уступа, м; а — угол откоса уступа, градус; р— угол падения
залежи, градус.
340
Рис. 11.9. Схемы к определе-
нию числа добычных уступов
при продольных системах раз-
работки мощных залежей:
и и б — при подвигании фронта
работ соответственно со стороны
лежачего и висячего боков залежи
Знаки « + » и «—» соответствуют подвиганию фронта работ
со стороны лежачего и висячего боков залежи.
При поперечных системах разработки и длине залежи L3
Ny. н « L3l[n (П1Р' п + Ну ctg а)}.	(11.13
При одно- и двухбортовой системах п=1 и п=2. Рацио-
нальна такая наименьшая протяженность фронта, при кото-
рой в конкретных условиях полностью обеспечивается плановая
производственная мощность карьера и соблюдается принятая
технология работ.
Если длина экскаваторного блока L& является заданной
величиной, действительный общий фронт работ карьера Еф
может быть меньше, равен или больше суммарной протяжен-
ности экскаваторных блоков для N3 экскаваторов, производя-
щих выемочно-погрузочные работы (с учетом резерва, выра-
жаемого коэффициентом f).
Положение, когда £ф=/7УэТб, является нормальным, так
как число рабочих экскаваторов и общая протяженность их
блоков соответствуют заданной скорости подвигания фронта
горных работ.
Случаи, когда действительный фронт работ меньше необхо-
димого (£ф</7УэЕб), имеют место, главным образом, в началь-
ный период эксплуатации карьеров. Это означает, что намечен-
ная интенсивность разработки не соответствует масштабу
работ или высота уступа завышена и при этом не обеспечи-
вается заданная расстановка экскаваторов. Такие случаи не-
допустимы и при развитии фронта должны быть устранены.
Нежелательно, когда L^~>fN3L6. Это возможно при: зани-
жении интенсивности разработки месторождения против воз-
можной и предусмотренной планом для используемых комп-
лексов оборудования; недостаточном числе оборудования или
неэффективном его использовании; занижении высоты уступа
против величины, при которой обеспечивается правильная
расстановка экскаваторов.
Для выполнения годового объема вскрышных или добыч-
ных работ Wr=L$. В(и)Г)фДу (Ну = const) при среднеэксплуата-
341
Ционной производительности экскаватора Qa.c (м3/смену) й
числе рабочих смен в году пв.г необходимое число экскаваторов
й^э = / йф, в у1)ф1 (Qa. сПз. г),	(11  14)
где f— коэффициент, учитывающий резервные забои и нерав-
номерность производства горных работ (/=1,1-5-1,25).
При использовании автотранспорта возможно разрабаты-
вать широкие панельные блоки, длина которых обычно в 2—
2,5 раза меньше, чем при применении железнодорожного транс-
порта. На рудных карьерах, разрабатывающих более прочные
породы, вследствие меньшей производительности экскаваторов
длина их блоков на 30—40 % меньше, чем на угольных
карьерах.
Ширина и длина экскаваторных блоков взаимосвязаны.
Поэтому, например, при широких экскаваторных блоках и
многорядном короткозамедленном взрывании скважинных за-
рядов уменьшается необходимая длина уступов и увеличи-
вается интенсивность их отработки.
В простейшем случае возможное число одновременно дейст-
вующих добычных и вскрышных экскаваторных блоков опреде-
ляется соответственно по выражениям:
й^б. И = йф. ц/Lfi. И» й^б. В = йф. в/йб. В,	(11'15)
где й.ф.и и й,ф. в — длина фронта соответственно добычных и
вскрышных работ, м; йб.и и L&, в— длина соответственно до-
бычного и вскрышного экскаваторных блоков, м.
Расчет числа блоков и уступов, которые должны разраба-
тываться одновременно, производится при составлении кален-
дарного плана развития горных работ с учетом удовлетворения
требований по качеству добываемого полезного ископаемого.
Для этого существующее положение и варианты развития
фронта работ наносят на погорнзонтпые планы и одновременно
планируют размещение наклонных и разрезных траншей и
транспортных коммуникаций в пространстве рабочей зоны.
11.6.	Параметры взрываемых блоков
При многорядном взрывании запасы взорванной породы
примерно равны месячной производительности экскаваторов.
С увеличением объемов массовых взрывов и сокращением их
числа уменьшаются простои комплексов оборудования и
убытки, связанные с этими простоями. Вместе с тем чрезмерное
увеличение объема взорванной породы обусловливает замора-
живание оборотных средств. Поэтому для мощных карьеров
(при нормальных климатических условиях и валовой выемке
взорванной горной массы) существует область оптимальных
числа и объемов взрываемых блоков, числа взрывов в год
и интервалов времени между ними.
342
Объем переходящих запасов взорванной массы (м3) на
карьере, необходимый для бесперебойной работы экскаваторов
между очередными массовыми взрывами,
Vn = Кг. зКР  *Р-б"Э~	с^ь.	(11 • 16)
N„. б^м.в
где Кт. з — коэффициент текущего запаса (/<т. 3~0,5);	—
коэффициент резерва, предусматривающий наличие дополни-
тельного запаса взорванной массы на случай ухудшения ситуа-
ции в других взрываемых блоках (завышение почвы, наличие
негабарита и т. д.) (Кр= 1,054-1,1 );ЛГР. биЛ^в. б — соответственно
число рабочих выемочных (добычных и вскрышных) и одно-
временно взрываемых блоков; пэ. г— число дней работы экска-
ватора в году; Q3. с — среднесуточная производительность экс-
каватора, м3; NM. в — число массовых взрывов в год; N3 — число
работающих экскаваторов в карьере.
Оптимальные объемы массовых взрывов на карьерах в об-
щем случае устанавливаются из условия минимума суммарного
годового ущерба, состоящего из платы за оборотные фонды Со
на создание запасов взорванной массы и убытков Сл из-за про-
стоев карьерного горного и транспортного оборудования при
взрывных работах:
CD = Co + Cn->min.	(11.17)
Расчеты показывают, что оптимальные переходящие запасы
взорванной горной массы на мощных карьерах составляют
(0,44-0,6) QK.м (QK.м — месячная производственная мощность
карьера по горной массе, м3). Целесообразные переходящие за-
пасы обуренной породы также составляют (0,44-0,6) QK.M. Срос-
том мощности карьерного оборудования увеличивают объем мас-
сового взрыва и снижают число взрывов для сокращения ущерба
от простоев дорогостоящего оборудования. На мощных карье-
рах (VB.r> 154-20 млн. м3/год) объемы массовых взрывов
достигают 500—700 тыс. м3 и более.
По известным объемам и линейным параметрам взрывае-
мых и обуриваемых блоков, а также переходящих запасов
взорванной и обуренной породы определяют требуемые по
этим условиям параметры экскаваторных блоков.
Если для размещения рабочих блоков, объемы которых
определены по изложенной методике, требуется расширение
рабочих площадок и уступов и выполаживание рабочего борта
карьера, в функции (11.17) необходимо учитывать еще слагае-
мое Сг. р — дополнительные затраты на горные работы.
На многих рудных карьерах объем одного взрываемого
блока ограничен из-за сложного геологического строения зале-
жей. При этом одновременно взрывается не более 10—20 сква-
жинных зарядов, что увеличивает число взрывов и усложняет
общую организацию горных работ. В условиях Заполярья при
определении объемов массовых взрывов и взрываемых блоков
343
учитывают смерзаемость взорванной горной массы, резкое
ухудшение свойств В В при длительном нахождении в скважи-
нах, требования сокращения сроков стояния обуренных блоков
(между бурением и взрыванием), особенно в весенний период.
В условиях, когда установлен срок отработки блоков (п0,
смен), число скважин во взрываемом блоке составляет
Лс. б ~ IQs. с (Ио Пн. p)Vte^c),	(11.18)
где Q3. с — производительность экскаватора, м3/смену; пн. р —
число ремонтных и выходных (нерабочих) смен за время отра-
ботки блока; g — выход взорванной породы с 1 м скважины,
м3/м; £с — средняя глубина скважины, м.
При одно- и двухрядном взрывании скважинных зарядов
целесообразно для упрощения организации работ экскаватор-
ный блок разделить на три рабочих блока, в первом из кото-
рых производится выемка и погрузка, во втором — бурение
скважин, а третий (промежуточный) является уже взорванным
(или только обуренным) или резервным. Длина взрываемых
блоков и их расположение должны обеспечить возможность
ведения горных работ без вывода экскаваторов и буровых
станков из забоев смежных экскаваторных блоков. При опре-
делении длины блоков существенное значение имеют вид транс-
порта на уступе и наличие энергетических сетей. При авто-
транспорте длина взрываемых блоков может быть меньше, чем
при железнодорожном транспорте.
На карьерах с узкими рабочими площадками (например,
на косогорах), когда развал взорванной породы перекрывает
сразу два-три рабочих горизонта, может быть применено кас-
кадное взрывание. В этом случае одновременно обури-
вают и взрывают в одном секторе карьера три-четыре смежных
по высоте уступа. Такая организация буровзрывных работ
позволяет сократить простои экскаваторов и транспортных
средств как во время, так и, особенно, после взрыва (на соору-
жение дорог, переукладку железнодорожных путей и т. д.), но
требует строгого согласования графиков буровых, взрывных,
экскаваторных и путевых работ. Каскадное взрывание, при
котором обеспечивается большой объем взорванной горной
массы, эффективно на крупных, хорошо организованных пред-
приятиях.
12.	ВСКРЫТИЕ РАБОЧИХ ГОРИЗОНТОВ
ПРИ УГЛУБОЧНЫХ СИСТЕМАХ РАЗРАБОТКИ
12.1.	Вскрытие внешними капитальными траншеями
Требуемая пропускная способность трассы вскрывающих
выработок (поездов/сут)
NT = fWjVc = /£ф. yH7Nyv^VcTp),	(12,1)
344
1'Де / — коэффициент резерва (/=1,2-5-1,25); 1УС— среднесуточ-
ный грузооборот рабочих горизонтов, обслуживаемых одной
трассой, м3; Vc — вместимость состава (в плотном теле), м3;
Аф.у — средняя длина фронта работ уступа, м; Яу— число ра-
бочих уступов, обслуживаемых данной трассой; — скорость
подвигания фронта горных работ, м/год; Тр — продолжитель-
ность работы карьера в году, сут.
При вскрытии рабочих горизонтов внешними капитальными
траншеями обеспечивается высокая пропускная способность
трассы, а также независимое проведение капитальных траншей
от ведения горных работ в карьере, в результате чего сокра-
щается срок строительства карьера и грузопотоки разделяются
уже в начальный период его эксплуатации. Однако с возраста-
нием глубины внешней траншеи Н ее объем увеличивается про-
порционально Н2 и Я3, а это, в свою очередь, ограничивает
конечную Н.
Варианты различной глубины заложения внешних траншей,
обеспечивающие требуемый грузооборот карьера и производи-
тельность экскаваторов, сравниваются по капитальным и экс-
плуатационным затратам с учетом срока строительства карьера.
Если глубина заложения внешней траншеи ограничивает про-
изводственную мощность карьера, это должно учитываться
при технико-экономических расчетах*.
Одним из основных экономических показателей выполнения
определенного объема работ по вскрытию и подготовке гори-
зонта являются амортизационные затраты (руб/м3) на горно-
строительные работы, отнесенные к 1 м3 эксплуатационных
работ:
Ca = Vr.nCr.n/Vr.3,	(12.2)
где Уг. п — объем горно-подготовительных работ, м3; Сг.п —
удельные затраты на горно-подготовительные работы, руб/м3;
Уг. э — объем горно-эксплуатационных работ, м3.
При вскрытии внутренними траншеями амортизационные
затраты на горно-подготовительные работы (руб/м3) опреде-
ляются по выражению
C; = (Vr.nCr.n + VpCB)/Vr.s,	(12.3)
где Ур — объем дополнительного разноса борта, м3; Св — удель-
ные затраты на горно-эксплуатационные (вскрышные) работы,
руб/м3.
При вскрытии системой внешних траншей одновременно
нескольких горизонтов строительные объемы верхних траншей
(а следовательно, и затраты на них) относят только к соот-
ветствующим объемам горной массы вскрываемого горизонта,
* Определение глубины заложения внешних траншей является одной из
задач, выполняемых при проектировании карьера.
345
Рис. 12.1. Проектные положения горных работ Качарского
а и б — соответственно на 6-й н 11-й (расчетный)
за исключением последней по глубине и наибольшей по объему
траншеи, пути которой далее переходят во внутренние траншеи.
Ее строительный объем распределяется на объем горной массы
как вскрываемого, так и нижерасположенных горизонтов.
Таким образом, внешние траншеи могут иметь более глу-
346
5
железорудного карьера (институт Гипроруда):
годы с начала строительства
бокое заложение при больших размерах карьерного поля
в плане, главным образом вкрест простирания залежи, и боль-
шой конечной глубине карьера.
При заложении внешней траншеи глубиной Н в направле-
нии к пунктам приема горной массы уменьшается общее рас-
347
стояние перевозок по сравнению со вскрытием внутренним^
траншеями, что особенно важно при применении автотранс-
порта.
При высоте уступа Яу= 10-^15 м, небольших размерах
карьера и объемах грузопотоков конечная глубина внешней
траншеи Н составляет 15—20 м.
Для средних и крупных по размерам карьеров Н состав-
ляет соответственно 25—30 и 40—50 м.
При вскрытии траншеями смешанного заложения по техни-
ческим условиям трассирования увеличение глубины внешней
траншеи на один горизонт целесообразно, если при этом упро-
стится трасса, например, сократится один тупик до нижнего
горизонта, вскрываемого внутренними траншеями. В этом слу-
чае экономия по эксплуатационным расходам значительно пре-
высит дополнительные затраты на углубление внешней
траншеи.
При разработке залежей, выходы которых под наносы
имеют ограниченное простирание, размеры карьера в плане
в первый период относительно небольшие. Внутреннее заложе-
ние капитальных траншей со стороны лежачего бока при та-
ких условиях может не обеспечить требуемой провозной спо:
собности трассы или связано с большим дополнительным раз-
носом бортов для укладки тупиков и петлевых соединений.
В этих случаях углубляют внешние траншеи до 60—80 м, что
позволяет быстрее вскрыть залежь и значительно улучшить со-
отношение объемов вскрышных и добычных работ в первый
период существования карьера. При этом общий объем горно-
строительных работ к моменту сдачи карьера в эксплуатацию
увеличивается, но уменьшается необходимое опережение
вскрышных работ на верхних уступах.
На крупных карьерах при большой (более 80 м) мощности
малоустойчивых наносов глубина внешних траншей может
быть увеличена, если ими непосредственно вскрывается залежь
полезного ископаемого. При таком решении обеспечивается
большой грузооборот карьера, разделяются грузопотоки полез-
ного ископаемого и вскрышных пород и повышается надеж-
ность транспортной схемы.
Характерным для разработки месторождений с мощной
толщей покрывающих пород (80—200 м) является строитель-
ство карьера первой очереди («начального карьера») при огра-
ниченных размерах его по дну и поверхности с целью уменьше-
ния объема горно-капитальных работ (рис. 12.1). При этом
в период строительства необходимо отстроить участок нерабо-
чего борта (по конечному или промежуточному контуру карь-
ера) для размещения внутренней трассы. Создание такого
борта является обязательным при вскрытии добычных гори-
зонтов крутой траншеей для работы комбинированного, напри-
мер, автомобилыю-конвейерно-железнодорожного транспорта.
Создание «полустационарных» внешних траншей позволяет
348
ускорить строительство карьера и освоение его мощности,
а также уменьшить объем вскрышных работ в первый период
эксплуатации.
12.2.	Простые, тупиковые и петлевые трассы
Наибольшее распространение для вскрытия глубоких гори-
зонтов получили разнообразные виды внутренних полутраншей
(съездов). Они чаще всего являются продолжением траншей
внешнего заложения.
Угол в плане <р между осью съезда и откосом уступа может
находиться в пределах arcsini ctga^<p^Tt/2 (рис. 12.2). При
минимальном угле <р = arcsin ictg а (см. рис. 12.2, а) умень-
шается дополнительный разнос нерабочего борта. Этот угол
увеличивают при применении автотранспорта для сокращения
длины трассы, расстояния перевозок на горизонтах. Съезды
при этом имеют верхнюю траншейную и нижнюю полутран-
шейную части (см. рис. 12.2, б) или верхнюю траншейную
часть, а нижнюю часть в виде насыпи (см. рис. 12.2, в). Часто
съездами называют и наклонные внутренние траншеи.
Простая трасса размещается на одном или двух смежных
бортах карьера. Трасса может быть стационарной, полуста-
ционарной, скользящей или иметь стационарную и скользящую
части. Простая трасса характеризуется неизменным направле-
нием движения транспортных средств в ее пределах и наиме-
нее сложной конструкцией пунктов примыкания к горизонтам.
Следствием этого являются максимальные для внутренних
трасс скорость движения транспорта и пропускная способ-
ность трассы, минимальный разнос борта карьера.
Участки стационарной трассы образуются сразу же по
мере вскрытия рабочих горизонтов или при выходе участков
скользящей трассы на нерабочий борт карьера, причем гори-
зонт с новым участком стационарной трассы является рабочим
или уже нерабочим. При формирова-
нии стационарной простой трассы
в зоне отработанных верхних горизон-
тов целесообразно примыкание съез-
дов к ним устраивать на руководя-
щем подъеме. При этом увеличива-
ется число горизонтов, вскрываемых
прямым отрезком трассы, а также
уменьшается разнос бортов. При ав-
тотранспорте по требованиям без-
опасности движения па затяжном
подъеме необходимо устройство поло-
гих вставок.
Примыкание стационарных съез-
дов к рабочим горизонтам осущест-
вляется обычно на промежуточных
площадках.
>Z\
Рис. 12.2. Схемы съездов
349

При железнодорожном транспорте длина площадок Ln со-
ставляет 150—400 м; при автотранспорте—15—30 м и в ос-
новном зависит от требуемой ширины транспортных берм.
Внутренние трассы или траншеи смешанного заложения
с простыми трассами при железнодорожном транспорте воз-
можны обычно в карьерах глубиной до 60—100 м. При авто-
транспорте такие стационарные трассы широко применяются
в карьерах вытянутой формы для вскрытия как всех, так и
групп верхних горизонтов.
При полускальных породах угол откоса борта, обеспечива-
ющий размещение транспортных коммуникаций, составляет
26—38°. Если он меньше угла, определяемого по условиям
устойчивости откоса, то необходим дополнительный разнос
борта для размещения стационарных съездов. В общем случае
объем дополнительного разноса борта (м3) может быть при-
близительно определен для всех форм трассы как объем полу-
призмы (рис. 12.3):
Vp= Kyb^/(2ip),	(12.4)
где Нв — конечная глубина заложения внутренней трассы, м;
/<у— коэффициент удлинения трассы; b — ширина дна траншеи.
Тупиковые трассы могут быть стационарными, полустацио-
нарными и скользящими. Длина тупиковых площадок примы-
кания Ln определяется из условия размещения на них поезда
и возможности торможения его перед остановкой; при этом
учитывают условия обмена поездов, т. е. схему путевого разви-
тия тупиковых разъездов и постов примыкания. Величина Ln
изменяется от 250 до 600 м. Ширину тупиковой площадки опре-
деляют числом укладываемых путей, габаритами подвижного
состава и устойчивостью откосов уступов, обычно она равна
8—20 м.
Типичным при тупиковой трассе является вскрытие рабо-
чих горизонтов одинарными внутренними траншеями (рис.
12.4, а и б). Возможно применение парных траншей с тупико-
вой трассой (рис. 12.4, в).
Тупиковые трассы разделяются на одноступенчатые и мно-
гоступенчатые (поступательно-тупиковые) соответственно при
Рис. 12.3. Схема к расчету дополнительного разноса борта
для размещения внутренней трассы
350
Рис. 12.4. Схемы тупиковых трасс:
а и б — двухпутные соответственно при одно- и двустороннем примыка-
нии; в — однопутная (парные траншеи)
вскрытии прямым отрезком трассы одного и нескольких гори-
зонтов, а по числу путей — на однопутные и двухпутные.
В глубоких карьерах (Нк= 170н-200 м и более) с большими
их размерами в плане часто на верхних и средних горизонтах
трасса трех- и двухступенчатая, а на нижних — одноступенча-
тая. При небольшой протяженности борта LK максимально воз-
можная высота (м) вскрываемых уступов зависит от уклона
траншеи i и длины тупиковых площадок примыкания Ln:
Hymax = (LK-2Ln)i.	(12.5)
Путевое развитие тупиковых пунктов примыкания в основ-
ном определяется числом путей на съездах, числом сторон при-
мыкания путей рабочего горизонта к тупику (одно- и двусто-
роннее), наличием или отсутствием «враждебности» маршру-
тов груженых и порожних поездов.
Путевое развитие съездов, промежуточных и тупиковых
пунктов примыкания устанавливается в соответствии с грузо-
оборотом рабочих горизонтов, обслуживаемых отдельными
участками трассы [см. формулу (12.1)].
Увеличить пропускную способность тупиковой трассы позво-
ляет поточное движение поездов. Для этого требуется устрой-
351
ство телескопических тупиков с двусторонним примыканием
или двух трасс соответственно при вскрытии одинарными и
парными траншеями (рис. 12.5).
При схемах поточного движения поездов необходима боль-
шая протяженность карьерного поля. Так, даже при односту-
пенчатой телескопической трассе длина одного ее участка
равна 1300—1500 м. Значительно больше должна быть длина
борта для размещения многоступенчатой телескопической
трассы. Обычно при этом прямым отрезком трассы вскрывают
не более двух верхних уступов. При схемах с двумя трассами
ускоряется подготовка горизонтов за счет одновременного
проведения траншей в двух направлениях.
Двухпутная тупиковая трасса даже при телескопических
тупиках имеет меньшую пропускную способность, чем простая.
Устройство третьего и четвертого путей не приводит к увели-
чению пропускной способности трассы из-за пересечений путей
на горизонтах, поэтому многопутные трассы не применяются
При поточных схемах движения и автоблокировке пропуск-
ная способность двухпутных тупиковых трасс может состав-
лять 200—280 пар поездов в сутки, а годовая производственная
мощность карьера по горной массе может достигать при одно-
путных двух трассах 16—30 млн. т и при двухпутных телеско-
пических трассах 25—40 млн. т. Схемы путевого развития
простых и тупиковых трасс, при которых обеспечивается по-
Рис. 12.5. Схемы путевого развития тупиковых трасс при поточном движе-
нии поездов:
а —с двумя одноступенчатыми тупиковыми трассами (грузовой и порожняковый): б
и в — соответственно с многоступенчатой н одноступенчатой при телескопических ту-
пиках
352
точное движение поездов, возможны
практически только при продольной од-
нобортовой системе разработки.
Петлевые трассы характеризуются
высокой пропускной способностью. При
устройстве трасс на косогоре или борту
карьера размещение поворотной пло-
щадки возможно в выемке, на насыпи
или одновременно в полувыемке и на
полунасыпи (рис. 12.6, а и б). Объемы
горных работ (м3) по сооружению вы-
емки или насыпи приближенно рассчи-
тываются по формулам, предложенным
Е. И. Васильевым:
для полувыемки
— K^R3k	(12.6)
3
для полунасыпи
V=—	(12.7)
3
Величины ф и ф( определяются из вы-
ражений:
ф = sin a sin у .	= sin у sin у , (12 8)
sin (а — у) ’	sin (со — у)
Рис. 12.6. Схемы петле-
вых площадок:
а — на насыпи; б — в полу-
выемке н на полунасыпи
равной ширины
где а — угол откоса борта выемки, градус; у — угол наклона
борта карьера или косогора, градус; со — угол откоса насыпи,
градус.
Коэффициент X учитывает торцовые участки полувыемки
или полунасыпи. Его значения при определении объема полу-
выемки принимаются следующими:
угол откоса выемки или насыпи,
градус.................... 90—75	75—60	60—45	45—30	<30
коэффициент X............. 1,02	1,08	1,13	1,18	1,22
Коэффициенты и Ли учитывают центральный угол, охва-
тываемый полуиасыпью.
Центральный угол, ох-
ватывающий полувыем-
ку, градус......... 180 170 160 150 140 130 120 100 90 60
Коэффициент Кп ... 0,67 0,53 0,43 0,33 0,25 0,18 0,13 0,07 0,04 0,02
Объем горных работ по сооружению площадки для петли
пропорционален третьей степени ее радиуса и может дости-
гать нескольких миллионов кубических метров. Поэтому при
железнодорожном транспорте целесообразность сооружения
петлевой трассы проверяется сопоставлением затрат на допол-
нительные объемы горных работ и возможной экономии по
транспортированию. Петлевое соединение при железнодорож-
12 Заказ № 624	353
ном транспорте применяют, если на флангах карьерного поля
имеются выположенные участки бортов; такие соединения при
этом могут рассчитываться на расположение спаренных неза-
висимых трасс.
При автотранспорте петлевые трассы общеприняты, так
как дополнительные объемы горных работ в этом случае
намного меньше. Для обеспечения возможности движения
автомашин по трассе со скоростью 20 км/ч необходимо, чтобы
радиус поворота петлевого соединения составлял не менее 25—
30 м. Для этого разнос бортов карьера или косогора па участ-
ках расположения поворотных площадок увеличивается.
Только в стесненных условиях (крутые косогоры, нижние го-
ризонты глубоких карьеров) допускается уменьшение радиуса
петли до 15—20 м.
12.3.	Спиральные трассы
При спиральной трассе производительность транспорта
больше, чем при тупиковой и петлевой трассах, из-за непрерыв-
ного движения по трассе и увеличения радиуса кривых, осо-
бенно на верхних горизонтах. Основное преимущество стацио-
Рис. 12.7. Схема спиральной трассы
354
парной спиральной трассы со-
стоит в уменьшении разноса
постоянного борта карьера для
ее размещения. Если хотя бы
один из бортов карьера сло-
жен неустойчивыми породами,
расположение на нем дли-
тельно существующих участ-
ков спиральных трасс практи-
чески исключается из-за опас-
ности разрушения главных
коммуникаций.
При округлой форме карь-
ера в плане спиральная трасса
может быть представлена
в виде кривой (рис. 12.7), рас-
положенной на боковой по-
верхности конуса таким обра-
зом, что угол наклона ее к го-
ризонту arctgJ сохраняется
одинаковым. Если обозначить
площадь дна карьера через
5Д (м2), периметр его через
Рд (м), глубину вскрытия спи-
ральной трассы через Н (м) и
усредненный угол откоса бор-
тов а, то размеры карьера
(площадь Sn, м2 и периметр
(12.11)
Р„, м) на горизонте начала спиральной трассы могут быть оп-
ределены из выражений:
Sn = + Рд/7 ctg а + эт/72 ctg2 а;	(12.9)
Рп = Я,-4 2 л Я ctg а.	(12.10)
Общая протяженность спиральной трассы £тр(м) при коэф-
фициенте ее удлинения руководящем подъеме iv и протя-
женности ее отдельного участка /тР(м), вскрывающего один
уступ высотой Яу(м),
£тР”Ду////р» /тр = KyHy/ip, Ртр — п1тр,
где п — число вскрываемых уступов.
Так как при постоянных значениях /\у, Ну и /р величина
/тр не изменяется по всей глубине карьера, а его размер умень-
шается при приближении к дну, центральный угол р, охваты-
ваемый одним участком спиральной трассы протяженностью /тр,
увеличивается по мере ее углубления.
Число витков спирали до конечной глубины вскрытия для
любой формы карьера приближенно может быть установлено
путем деления общей длины трассы на средний периметр кон-
тура карьера:
пв = £тр/[0,5 (Рд + Рп)] = КУН [/Р (Рд + лН ctg а)].	(12.12)
Полученное при этом число витков оказывается заниженным
на 5—15% по сравнению с действительной его величиной.
Для устройства стационарной спиральной трассы в период
вскрытия рабочих горизонтов первую наклонную траншею про-
водят с поверхности по конечному контуру карьера. После до-
стижения отметки рабочего горизонта проводят разрезную
траншею на участках примыкания и вскрытия второго гори-
зонта. Одновременно отрабатывают часть уступа на ширину
рабочей площадки, далее от конца площадки примыкания про-
водят по конечному контуру карьера следующую наклонную
траншею до отметки второго рабочего горизонта и т. д. (рис.
12.8). Горные работы при этом на каждом горизонте разви-
ваются по вееру, поворотным пунктом которого является пункт
примыкания горизонтальных путей (дорог) данного уступа
к путям капитальной траншеи (веерная рассредоточенная си-
стема разработки). Такие поворотные пункты легко находятся
как точки пересечения спиральной трассы с изолиниями бортов
карьера, имеющих высотные отметки рабочих горизонтов.
Число рабочих уступов пр не может превышать числа усту-
пов «у, охватываемых одним витком спирали (пр<пу). Вели-
чина пр (без учета уступа, по которому проводится очередной
участок трассы) составляет обычно не более 50—65 % от числа
уступов, вскрываемых одним витком спирали [пр^ (0,5-н 0,65) иу].
Уменьшение размеров карьера в плане при углублении ра-
бот приводит к уменьшению числа уступов на один виток спи-
рали и величины пР. Общая протяженность фронта работ карь-
12*	355
о
Рис. 12.8. Порядок формирования стационарной трассы при веерной рассре-
доточенной системе разработки
(12.13)
ера при веерной системе разработай по мере углубления рабо-
чей зоны уменьшается.
0,6 _^+-2nHxciga
/фр — ЭТЯу ctg а
где Ях— высота расположения (от дна карьера) нижнего
рабочего уступа, м.
Формула (12.13) справедлива только для трассы, имеющей
один виток и более.
Размер горизонта, который может быть вскрыт при исполь-
зовании железнодорожного транспорта, должен быть не менее
минимально допустимого радиуса кривых /?.г (150—200 м,
в виде исключения 100—120 м). Так как по условиям произ-
водства горных работ вскрытие нижнего горизонта можно про-
извести участком трассы с центральным углом, не превышаю-
щим 180°, то в этом случае должно соблюдаться следующее
соотношение между высотой уступа, уклоном и минимальным
радиусом железнодорожного пути:
nRr > КуЯ/ip.	(12.14)
Если заданы RT, ip и Лу, то из соотношения (12.14) можно
определить максимально допустимую по условиям вскрытия
высоту уступа.
356
Веерная система разработки на месторождениях вытянутой
формы может применяться только при условии, что календар-
ный план добычных работ выполняется при одном — трех рабо-
чих добычных уступах, так как на торцовых участках трасса
резко поворачивается при углублении всего на один-два уступа;
вскрытие очередных горизонтов
завершения поворота располо-
женные выше уступы уже отра-
ботаны. При вытянутых карьер-
ных полях и использовании авто-
транспорта целесообразна орга-
низация карьера первой очереди
округленной формы в плане,
а разнос бортов по простиранию
и переустройство спиральной
трассы предусматриваются в бу-
дущие периоды.
При разработке крутых зале-
жей рассмотренный порядок
вскрытия горизонтов и развития
горных работ обусловливает
большие объемы горно-капиталь-
ных работ, срок строительства
и освоения мощности карьера,
особенно если залежь находится
под мощной толщей пустых по-
род и ее запасы на верхних гори-
зонтах невелики. Кроме того,
обязательно предварительное
оконтуривание месторождения.
Веерная рассредоточенная
система разработки и первона-
чальное вскрытие рабочих гори-
зонтов съездами со спиральной
формой трассы при железнодо-
рожном транспорте по указанным
причинам применяются редко.
Стационарные спиральные
трассы обычно создаются:
постепенно при поочередном
выходе участков скользящей
трассы (с простой, петлевой или
спиральной формой трассы) на
нерабочий борт карьера (рис.
12.9);
при реконструкции петлевой
(иногда тупиковой) трассы, рас-'
положенной на постоянном или
промежуточном борту карьера,
возможно, если к моменту
Рис. 12.9. Порядок формирования
стационарной спиральной трассы
при кольцевой центральной си-
стеме разработки:
а, б и в — последовательность разви-
тия трассы
357
после достижения уступами конечного положения на верхних
горизонтах.
Устраиваемые в нерабочей зоне спиральные трассы обычно
примыкают к горизонтам па руководящем подъеме и имеют
пологие вставки при автотранспорте. При уклоне 6, 8 и
Ю % Ку составляет соответственно 1,04—1,07, 1,08—1,12 и
1,1—1,15.
На мощных карьерах при автотранспорте могут устраи-
ваться иногда парные спиральные трассы. В этом случае внут-
ренняя, более короткая и крутая (i=10—12%) система съез-
дов служит для движения в карьер порожних автомашин,
а внешняя, более длинная и с меньшим уклоном (i^8%) —
для выезда груженых машин из карьеров.
12.4.	Характеристика схем и систем вскрывающих трасс
Схемы вскрывающих трасс при этапной разработке на-
клонных и крутых залежей в целом усложняются. Возрастает
возможное число различных схем. Размеры и конфигурация
залежей (особенно рудных) по глубине карьера, размеры и
конфигурация различных горизонтов по отдельным периодам
их отработки, а следовательно, и технические условия вскры-
тия не постоянны. Часто ни при одном из способов вскрытия,
а тем более одной форме трассы в чистом виде невозможно
осуществить вскрытие всех рабочих горизонтов. Тогда в пре-
делах одного карьера применяют несколько способов вскрытия,
а также несколько форм трасс, комбинируя их в зависимости
от конкретных условий залегания месторождения и порядка
производства горных работ. При применении комбинированных
способов вскрытия и вскрывающих трасс необходимо учиты-
вать природные формы залегания, сокращать расстояния транс-
портирования и соответствующие затраты.
Пример 1. Вскрытие внутренними наклонными тран-
шеями (съездами) широко применяется при железнодорожном, автомо-
бильном и автомобильно-железнодорожном транспорте.
Одна общая стационарная сначала простая, и затем тупиковая трасса
применяется при железнодорожном транспорте и продольной системе разра-
ботки наклонных залежей. Стационарная петлевая или спиральная трасса
характерна при погашении горных работ в карьерах небольших размеров
в плане (см. рис. 12.9, в). На мощных глубоких карьерах при автомобильно-
железнодорожном и железнодорожном транспорте в конечный период экс-
плуатации могут применяться стационарные комбинированные трассы — ту-
пиково-петлевые и спирально-тупиковые (рис. 12.10).
Две общие стационарные трассы при железнодорожном транспорте воз-
можны только на мощных карьерах с большими размерами дна (например,
карьер ЮГОКа). От двух до пяти общих и групповых таких трасс при авто-
мобильном и автомобильно-железнодорожном транспорте возможны в конеч-
ный период разработки на карьерах вытянутой формы или на мощных карье-
рах с большими размерами в плане.
Несколько скользящих трасс при автотранспорте широко применяются на
карьерах в период строительства и в начальный период эксплуатации (рис.
12.11). По мере понижения горных работ часть из них становится полностью
или частично стационарной. На многих карьерах, особенно вытянутых, не-
358
а
Рис. 12.10. Схема ком-
бинации спиральной п
тупиковой трасс
Рис. 12.11. Развитие гор
ных работ на карьере
Костомукшского ГОКа
(институт Гипроруда):
а и б — соответственно на
конец 2-го и 8-го (расчетно-
го) года
359
Рнс. 12.12. Схемы вскрытия Южно-Дашкесанского железорудного карьера
(институт Гипроруда):
а — при сдаче карьера в эксплуатацию: б — на койец 7 го (расчетного) года; в — на
конец отработки
сколько трасс используются в течение всех периодов эксплуатации. При этом
обычно часть их имеет простую форму, а часть — петлевую (см. рис. 12.11).
В карьерах округлой формы могут применяться скользящие спиралыю-пет-
левые трассы (см. рис. 12.9, а и б).
Пример 2. При вскрытии наклонными траншеями сме-
шанного заложения упрощаются трассы и увеличивается их пропуск-
360
ная способность. При автотранспорте внешними участками трассы вскрыва-
ются часто один-два горизонта.
Схемы с глубокими внешними траншеями при железнодорожном транс-
порте в начальный период эксплуатации применяются в основном при мощ-
ной толще мягких покрывающих пород (см. рис. 12.1).
Две трассы смешанного заложения создают для раздельного транспорт-
ного обслуживания разных рабочих бортов или групп горизонтов одного борта
(см. рис. 12.1), организации поточного движения поездов на верхних горизон-
тах, формирования сдвоепного тупикового фропта работ. При поточном дви-
жении поездов парные трассы могут иметь разные уклоны. Вскрытие гори-
зонтов двумя фланговыми траншеями смешанного заложения со скользящей
или частично скользящей внутренней частью трассы применяется на мощных
карьерах большой протяженности при разработке ела бона клонных залежей
(15—25°).
Смешанное заложение наклонных полутраншей применяется и на нагорных
карьерах для сокращения петлевых соединений участков внешней трассы,
числа соединительных полутраншей, объемов горно-строительных работ и рас-
стояния перевозок горной массы (рис. 12.12, а и б). Характерно такое вскры-
тие и при разработке глубинной части месторождений высотно-глубинного
типа (рис. 12.12, в).
ПримерЗ. Параллельное вскрытие наклонными тран-
шеями различного заложения характеризуется сочетаниями: внут-
ренних общих или групповых траншей и внешних групповых траншей; внут-
ренних общих или групповых траншей и общих или групповых траншей сме-
шанного заложения; траншей смешанного заложения и внешних траншей.
При железнодорожном и автомобильно-железнодорожном транспорте до-
полнительные внешние или смешанные трассы устраиваются в периоды строи-
тельства или реконструкции карьера для обеспечения всего или части грузо-
оборота верхних горизонтов карьеров (см. рис. 12.1, а). При автотранспорте
смешанное заложение обычно имеют стационарные трассы, а внутреннее —
скользящие
Пример 4. Схемы одновременного использования
наклонных и крутых траншей, а также наклонных
траншей и комбинаций крутых траншей или подзем-
ИЫХ ₽ы работок с наклонными траншеями широко приме-
361
няются в настоящее время. Они характерны: при разработке мощной толщи
покрывающих мягких пород комплексами оборудования непрерывного дей-
ствия и применении в нижней части рабочей зоны колесного или комбини-
рованного транспорта; при перемещении вскрышных пород колесным транс-
портом и полезного ископаемого комбинированным транспортом (см. рис. 12.1);
на нагорных карьерах при перевозках вскрышных пород автотранспортом и
перемещении руды внутри карьера автотранспортом, далее по рудоспускам и
железнодорожным транспортом н т. д. Область применения таких схем вскры-
вающих трасс постепенно расширяется.
Системы вскрывающих трасс характеризуются их схемами
на конец отработки карьера при различном характере измене-
ний промежуточных схем вскрытия и интенсивностью этих
изменений. При углубочных системах разработки принятая
схема вскрывающих трасс никогда не остается постоянной.
Изменение схемы связано с работами по сооружению и устрой-
ству новых вскрывающих выработок и пунктов примыкания их
к горизонтам, а также, при необходимости, с переносом транс-
портных коммуникаций и ликвидацией старых выработок.
В зависимости от объемов и сроков выполнения этих работ,
а также от требуемых затрат все изменения схем можно раз-
делить на три основные группы: частичные, значительные и
кардинальные.
К частичному изменению схемы вскрываю-
щих трасс относятся:
при железнодорожном транспорте — проведение наклонной
траншеи па новый горизонт и ее устройство, перемещение уча-
стков скользящей трассы на рабочих горизонтах, создание и
устройство пунктов примыкания и изменение их путевого раз-
вития;
при автомобильном транспорте — те же работы, что и при
железнодорожном транспорте, а также создание новых времен-
ных трасс и ликвидация старых.
Объемы горно-строительных работ при этом незначитель-
ные. Общие затраты (обычно эксплуатационные) составляют от
нескольких тысяч до сотен тысяч рублей.
К значительному изменению схемы вскры-
вающих трасс относятся:
при железнодорожном транспорте — создание повой сколь-
зящей внутренней трассы, проведение дополнительных внешних
траншей, изменение формы отдельных участков внутренней ста-
ционарной трассы или создание ее новых участков большой
протяженности, впутрикарьерпых станций и т д.;
при автомобильном транспорте — создание новых стацио-
нарных трасс с капитальным покрытием автодорог;
при комбинированном транспорте — удлинение крутых тран-
шей с переносом полустациопарных перегрузочных пунктов;
при использовании подземных вскрывающих выработок —
сооружение нового рудоспуска, проведение квершлага, созда-
ние погрузочной станции и т. д.
Такне работы отличаются большими объемами и затратами
362
и значительными сроками их выполнения. Обычно на это при-
влекаются капитальные вложения.
Кардинальное изменение схемы вскрываю-
щих трасс характеризуется применением другого способа
вскрытия, созданием новой трассы подземных выработок,
сооружением глубокой внешней траншеи со стационарной внут-
ренней трассой при использовании железнодорожного транс-
порта и т. п. Обычно такое изменение схемы приурочивается
к реконструкции карьера и связано со значительными капи-
тальными затратами.
Интенсивность изменения схем вскрывающих трасс опреде-
ляется в первую очередь темпом углубления и скоростью под-
вигания фронта горных работ.
13.	ТЕХНОЛОГИЧЕСКИЕ КОМПЛЕКСЫ
ПРИ ЖЕЛЕЗНОДОРОЖНОМ ТРАНСПОРТЕ
13.1.	Фронт горных работ
Наиболее распространен одинарный тупиковый фронт с ма-
ятниковым движением поездов и одним транспортным выходом
из карьера (рис. 13.1, а). Сдвоенный фланговый тупиковый
фронт с двумя транспортными выходами применяют главным
образом при значительной протяженности рабочего фронта ус-
тупа и необходимости интенсивного его подвигания, а также
в тех случаях, когда отвалы для группы верхних горизонтов
карьера рассредоточены и вскрышные горизонты вскрыты внеш-
ними траншеями и примыкающими к ним скользящими съез-
дами. Конструкция фронта работ на разных уступах может
быть различной, так как условия вскрытия рабочих горизон-
тов существенно изменяются с увеличением глубины карьера.
Сквозной фронт на всех уступах карьера можно создать
только при вскрытии общей внутренней траншеей с двусторон-
ним примыканием путей рабочих горизонтов (рис. 13.1,6). Если
вскрытие осуществляется внутренними групповыми траншеями
(рис. 13.1,в), то по условиям примыкания путей на горизонтах
сквозной фронт возможен только для нижнего уступа. Его ис-
пользование для верхних уступов приводит к пересечению трасс
и грузопотоков, что недопустимо. Однако грузопотоки и протя-
женность фронта нижних уступов всегда меньше, чем на верх-
них, и вследствие этого сквозной фронт на нижних уступах ис-
пользуют лишь при интенсивном подвигании тупикового (оди-
нарного или сдвоенного) фронта верхних уступов. Редко
применяется и тупиковый сдвоенный фронт па рабочих гори
зонтах при их вскрытии общей внутренней траншеей из-за ог-
раниченной пропускной способности тупиковой трассы.
Затруднения при отработке уступов с тупиковой конструк-
цией фронта возникают на конечном участке тупика. Для
363
Рис. 13.1. Схемы фронта работ при железнодорожном транспорте:
а и б — одинарный соответственно тупиковый и сквозной фронт; в — одинарный
тупиковый фронт при групповом вскрытии
отработки их иногда укладывают второй путь на длину поезда/п
(рис. 13.2,а), и для подачи под погрузку поезд расформировы-
вают на две-три части. Если позволяет конфигурация карьер-
ного поля, устраивают закругления (рис. 13.2,6); в этом слу-
чае поезда под погрузку могут подаваться в тупик без перефор-
мирования.
Минимальная длина экскаваторного блока (м) в первую
очередь определяется условиями обеспечения экскаватора под-
готовленной горной массой и транспортом. По первому условию
длина экскаваторного блока, м
L6min = TQ,.c/(/Vyffi6.n),	(13.1)
где Т — необходимое число суток работы экскаватора по запасу
Рис. 13.2. Схемы путевого развития
при отработке тупиков
364
подготовленной к разработке породы; Ну — высота уступа, м;
Qo. с — производительность экскаватора, м3/сут; LLE. п — ширина
блока панели (ширина взрываемого блока), м.
Число суток работы экскаватора при однородных породах
определяется в основном переходящим запасом взорванной гор-
ной массы и объемом взрываемого блока; обычно 7=14-3 мес.
С учетом максимально возможной производительности экс-
каватора
L6 mI„ = бОТэТЕПц^ЛНуШб. „),	(13.2)
где Тэ — число часов работы экскаватора в сутки; Е— емкость
ковша экскаватора, м3; пц — число циклов экскаватора в ми-
нуту; Кэ — коэффициент экскавации; т|0 — коэффициент обес-
печения забоя порожняком.
По транспортным условиям при принятой длине экскаватор-
ного блока должна быть беспрепятственная погрузка поездов
при отработке смежных блоков с минимальным временем об-
мена их t0 (ч). При этом коэффициент обеспечения забоя по-
рожняком
По = --------=-----------’---;-----.	(13-3)
tn "Ь to 1 СОЕ10ПцКэ1(Увпв)
где tn — время погрузки поезда, ч; Ув — вместимость вагона, м3;
пв— число вагонов в поезде.
При одном экскаваторном блоке на уступе, когда длина
фронта работ уступа £ф. у = Ьб, тупиковом фронте и отсутствии
в его пределах обменного пункта
/о = 2 (Lc/Vc -j- 0,5LcJv3 -ф т),
(13.4)
где Lc — длина соединительного пути, км; vc и v3 — скорость
движения поезда соответственно по соединительным и забой-
ным путям, км/ч; т — время на связь, ч.
При тупиковой конструкции фронта работ с увеличением ем-
кости ковша экскаватора Е при прочих равных условиях его
производительность повышается только до определенного пре-
дела. Для рассматриваемой схемы путевого развития коэффи-
циент т]о обычно составляет 0,65—0,7, а максимальную протя-
женность блока (км) по транспортным условиям можно опре-
делить из выражения
£б —2щГ УвКв(1~Т1о)--------------т
L 120/£пцКэт)о • vc
(13.5)
где f—-коэффициент, учитывающий неравномерность работы
(/=1,154-1,25).
Подобными аналитическими выражениями определяется ра-
циональная длина экскаваторного блока при различных кон-
струкциях фронта, числе экскаваторов и схемах путевого раз-
вития на уступах. Необходимая для обеспечения заданного
365
темпа углубления длина экскаваторного блока определяется из
формулы (11.8).
Расчетами установлено, что оптимальное использование обо-
рудования и максимальная интенсивность горных работ дости-
гаются при минимальной по техническим факторам протяжен-
ности экскаваторного блока, значения которой в зависимости
от емкости ковша приведены ниже.
Емкость ковша экска-
ватора, м3	. . . ,	2	5	8	12,5	20
Протяженность бло-
ка, м ............ 300—400	500—800	800—1000	1100—1400	1400—2000
Максимальное число экскаваторных блоков на уступе п по
транспортным условиям при независимых забойных путях для
каждого экскаватора можно определить по формуле
Е. Ф. Шешко
1)Г—+ (1 +	(13.6)
L vc V п ) н3 J
Исследованиями Е. Ф. Щешко установлено, что по условиям
обмена железнодорожных составов на уступе рационально
иметь не более трех экскаваторов при длине экскаваторных
блоков 500—600 м и не более двух при их протяженности
1200—1600 м. Вследствие этого протяженность одинарного ту-
пикового фронта работ уступа нецелесообразно увеличивать
более 2—2,5 км.
При вскрытии внутренними капитальными траншеями длина
фронта работ на нижнем горизонте карьера Еф. y>/7y/t (i —
уклон траншеи). По этому условию необходимо в ряде случаев
увеличивать уклон трассы в нижней части рабочей зоны карь-
ера до 50—60 %о, что возможно при использовании тяговых
агрегатов, или уменьшать высоту уступа.
Для более интенсивного использования мощных экскавато-
ров (Е^12 м3) на карьерах большой протяженности (Ек^
^3 км) целесообразно применение сквозной и тупиковой схем
путевого развития на уступах: с двумя путями для одного экс-
каватора, с устройством обгонного пути при двух экскавато-
рах на уступе.
При сквозной схеме (один забойный путь на уступе) кроме
двух траншеи или двустороннего примыкания путей к одной
траншее (см. рис. 13.1) необходимы дополнительные меры по
обеспечению безопасности движения поездов на горизонтах, на
подъем (в траншеях) в режиме вытягивания и на отвалах (с ло-
комотивом в голове поезда). При двух экскаваторах и одном
забойном пути должны осуществляться первоочередная подача
порожних поездов ко второму экскаватору (считая от въезда
на уступ) и подача к нему (после окончания им погрузки
«своего» поезда) недогруженного поезда от первого экскава-
тора.
366
При схеме с двумя погрузочными путями и отсутствии кон-
тактной сети на рабочих уступах (при эксплуатации тяговых
агрегатов, тепловозов) мощный экскаватор может поочередно
производить погрузку составов, подаваемых независимо по каж-
дому пути. В случае устройства обгонного пути приоритет
в обеспечении порожняком отдается первому (от въезда) экс-
каватору. Погрузка поезда, подаваемого по обгонному пути, как
и при сквозной схеме, обычно осуществляется последовательно
вторым и первым экскаваторами. Вследствие разного обеспече-
ния порожняком и неодинаковой производительности экскавато-
ров длина блоков на уступе тоже должна быть разной
(Lei: ^62= 1,34-1,4 и более).
Рассмотренные схемы путевого развития обусловливают не-
обходимость увеличения длины путей на уступах и четкого со-
гласования работы транспорта и экскаваторов. При таких схе-
мах производительность экскаваторов увеличивается на 20—
30 % и более.
При полном развитии рабочей зоны карьера и большом чи-
сле рабочих уступов экскаваторный парк (определенный по про-
изводственной мощности карьера) распределяется из расчета
один-два экскаватора на уступ, а иногда и один экскаватор на
два уступа, следовательно, фактическая протяженность экска-
ваторного блока увеличивается до 2—4 км.
В наиболее распространенных условиях протяженность блока
экскаватора средней мощности составляет на угольных карье-
рах 1000—2000 м при продольной однобортовой системе разра-
ботки (наклонные залежи) и 1600—3000 м при продольной
двухбортовой (крутые залежи). Протяженность экскаваторного
блока на рудных карьерах обычно в 2 раза меньше в связи
с низкой производительностью экскаваторов при разработке
скальных пород.
13.2.	Ширина блока панели и рабочей площадки
При использовании железнодоржного транспорта блоки
панелей обычно ориентированы вдоль фронта работ уступа. Па-
нели и блоки панели при разработке мягких пород являются
одновременно и заходками. В этом случае для уменьшения
числа переукладок пути необходимо иметь максимальную по
параметрам экскаваторов ширину блока панели Шв. п. Она
составляет (1,54-1,7)/?ч.у (где 7?ч.у —радиус черпания на уровне
стояния экскаватора) и для экскаваторов с ковшом емкостью
4—5 и 8 м3 равна соответственно 13—15,5 и 17,5—20 м.
При разработке скальных и полускальных пород ширина
блока панели равна ширине взрываемого блока (Шс, п=Шв. б),
которая должна быть увязана с комплексом буровзрывных,
выемочно-погрузочных и вспомогательных (в основном путе-
вых) работ.
Максимальное расстояние L от нижней бровки уступа до
оси железнодорожного пути при погрузке мехлопатами
367
Рис. 13.3. Схемы к определению допустимой ширины развала и ширины
блока панели:
а и б — при выемке взорванной породы соответственно одной и двумя заходками; в —
с предварительной разборкой пути
(рис. 13.3, а) определяется суммой радиусов черпания Яч. у и
разгрузки ЯР экскаватора. Последние в расчетах принимаются
в размере 0,75—0,8 от паспортных значений. Для экскаваторов
с £ = 44-5 м3 £= 184-19 м, а при Я=8 м3 £ = 224-23 м.
На угольных разрезах взрывание полускальных пород про-
изводится, как правило, без предварительной разборки забой-
ных путей. При выемке взорванной породы одной заходкой
должно соблюдаться следующее соотношение между шириной
развала В (м) и рабочими параметрами экскаватора:
В<О,8(ЯЧ.У + ЯР)-С,	(13.7)
где С — безопасное расстояние от подошвы развала до оси же-
лезнодорожного пути, м (С=2,54-3 м).
Такая ширина развала образуется обычно при взрывании
одного ряда увеличенных или нормальных скважинных заря-
дов небольшого диаметра или двух рядов уменьшенных заря-
дов. Этим и определяется ширина взрываемого блока Шк, б.
При выемке экскаватором взорванной породы за две за-
ходкп (при однократной переукладке пути после выемки пер-
вой заходки) допустимая ширина развала (рис. 13.3,6), м
В <О,8(ЯЧ.У+ЯР) + Л—С,
(13.8)
где А — ширина экскаваторной заходки, м.
Так как ширина заходки при использовании экскаваторов
с ковшом емкостью 4—8 м3 составляет 13—20 м, максималь-
ная ширина блока панели при выемке взорванной породы двумя
экскаваторными заходками не превышает приведенных выше
значений. Такая ширина взрываемого блока обычно соответст-
368
вует двухрядному расположению нормальных скважинных за-
рядов.
В обоих случаях шаг переукладки пути должен быть ра-
вен ширине взрываемого блока. Радиус действия путепереук-
ладочного крана должен соответствовать этой же величине.
При взрывании скальных пород ширина развала увеличи-
вается. Забойные пути демонтируют и временно укладывают
или вывозят за пределы ожидаемого развала. Расстояние, на
которое их переносит кран, не должно превышать радиуса его
действия RK. При этом (рис. 13.3, в)
В<0,8(Рч.у + Рр) + Рк—С.	(13.9)
В данном случае при отработке каждого блока панели
путь переукладывают дважды, что обычно ухудшает экономи-
ческие показатели работ.
Ширина блока панели при разработке скальных пород прак-
тически не влияет на затраты выемочных работ. Поэтому це-
лесообразно принимать ее максимальной, что обеспечивает со-
кращение числа переукладок путей и увеличение производи-
тельности экскаваторов. С внедрением короткозамедленного
взрывания применяют взрывание широких блоков, особенно
на верхних горизонтах, где число рядов одновременно взры-
ваемых скважинных зарядов может составлять четыре и более.
При работе мехлопат с верхней погрузкой выемка взорван-
ной горной массы должна производиться за одну экскаватор-
ную заходку при условии, что В^1,77?ч. у. Вместе с тем ширина
развала при верхней погрузке ограничивается параметрами
экскаваторов. Практически такой развал может быть образо-
ван при взрывании полускальных пород, что является одной
из основных причин преимущественного использования верхней
погрузки на угольных карьерах.
Ширина рабочих площадок принимается такой, чтобы была
обеспечена производительная работа оборудования при без-
опасном размещении основных горных машин и транспортных
коммуникаций, силовых и осветительных линий, вспомогатель-
ного транспорта и оборудования. При этом учитывается также
необходимость в резервной полосе для независимого подвига-
ния смежных уступов и в полосе безопасности у верхней бровки
нижерасположенного уступа. В период строительства карьера
для уменьшения объема горно-капитальных работ принимают
минимальную ширину рабочих площадок. При эксплуатации их
расширяют для форсирования вскрышных работ и увеличения
подготовленных к разработке запасов горной массы.
Минимальная ширина рабочей площадки (м) при разра-
ботке скальных и полускальных пород с применением мехло-
пат (рис. 13.4, а) складывается из ширины развала взорванной
породы В (м), транспортной полосы Т (м), гарантийных рас-
стояний от транспортной полосы до нижней бровки развала С
369
Рис. 13.4. Схемы к определению ширины рабочей площадки при использо-
вании комплексов оборудования ЭЖО и ЭЖР
(м) и до полосы безопасности 5 (м), самой полосы безопас-
ности Z (м):
ШР.П = В + С + Т+S + Z.	(13.10)
При разработке мягких пород в формуле (13.10) вместо В
принимают ширину экскаваторной заходки А.
В период проведения разрезной траншеи на нижележащем
уступе для сокращения ширины развала (а следовательно, и
ширины рабочей площадки) ширина взрываемого блока прини-
мается минимальной, что соответствует однорядному располо-
жению скважинных зарядов.
Ширина транспортной полосы Т принимается в соответст-
вии с условиями движения поездов на уступе. При одном за-
бойном пути (короткий фронт работ, один экскаватор на ус-
тупе) Т=3 м, при двух путях Т=7,5ч-15 м в зависимости от
принимаемой ширины междупутья. Минимальный размер меж-
дупутья составляет 4,5 м. Для сокращения циклов переукладки
забойных путей ширину междупутья часто принимают равной
ширине экскаваторной заходки.
Расстояние от нижней бровки развала до транспортной по-
лосы С обычно принимают равным 2—3,5 м, а 5 = 1,5=2 м.
Ширина полосы безопасности (м) определяется шириной
призмы возможного обрушения (табл. 13.1)
Z = /7y(ctgy—ctg а),	(13.11)
где у=35 >75°—угол устойчивого откоса уступа; « = 45-4-85° —
угол откоса рабочего уступа.
Таблица 13.1. Ширина призмы возможного обрушения
Показатель трудности разрушения породы 77р	Угол устойчи- вого откоса уступа у, градус	Угол откоса рабочего уступа а, градус	Ширина призмы обрушения (м) при высоте уступа, м				
			10	12	15	20	40
1—2	35	45	4	5	6	8,5	17
3—6	60	70	3	3	3,5	4,5	—
7—12	65	75	3	3	3	4	—
13—25	75	85	3	3	3	4	—
370
Минимальная ширина рабочих площадок при разработке
мягких пород экскаваторами с ковшами емкостью 4—5 и 8 м3
составляет соответственно 25—30 и 29—33 м, а при разработке
скальных пород — 37—50 и 45—60 м.
При определении ширины рабочей площадки в нормальный
эксплуатационный период отработки уступа необходимо учи-
тывать возможность расположения на площадке дополнитель-
ного оборудования и коммуникаций (ЛЭП, сети сжатого воз-
духа, осветительных линий, водопровода, опор контактной сети,
автотранспорта, бульдозеров, машин для зарядки и забойки
скважин и т. д.). Для этого предусматриваются устройства до-
полнительных полос.
Кроме того, для независимой разработки смежных уступов
может предусматриваться запас подготовленной к разработке
породы в объеме блока панели. Расчетная ширина рабочей
площадки уступа (м) в период его разработки (рис. 13.4. б)
П = В \-С + Т + и + т \-a+S + LUB.6,	(13.12)
где и — расстояние между ЛЭП и транспортной полосой, м
(ы=4-е-5 м); т — расстояние между ЛЭП и автодорогой, м
(т = 3,5 м); а — ширина вспомогательной автодороги, м (а =
= 4-ь5 м); S — расстояние между автодорогой и резервным
блоком панели, м (S = Z).
При раздельной выемке многосортного полезного ископае-
мого, как правило, предусматриваются резервные блоки пане-
лей для облегчения селекции и создания резерва подготовлен-
ных к разработке запасов. Ширина резервного рудного блока
панели, м
Шб. р > tQk. и/(£ф. ИЯУ. „),	(13.13)
где т—-нормативный коэффициент резерва запасов полезного
ископаемого, лет; QK n — производственная мощность карьера
по полезному ископаемому, м3/год; £ф.и — длина добычного
фронта карьера, м; Ну.и— высота добычного уступа, м.
В скальных породах при железнодорожном транспорте рас-
четная ширина рабочих площадок уступов составляет 75—
100 м.
В стесненных условиях на нижних добычных горизонтах
ширину рабочих площадок сокращают за счет уменьшения чи-
сла рядов взрываемых скважин и вспомогательных полос,
а также за счет размещения части подготовленных к разра-
ботке запасов в пределах отрабатываемого блока панели. При
этом ширина резервного блока панели, м
Hie. р — (tQk и £ф и7//б. пНу и)/(£ф. и77у. п).	(13.14)
При использовании комплексов оборудования с железно-
дорожным транспортом время подготовки горизонтов рассчи-
тывается с учетом не только объемов работ на 1 м по прости-
ранию (по поперечному разрезу), но и возможной организации
371
горно-подготовительных и горно-эксплуатационных работ
в плане и порядка введения в работу экскаваторов.
Работы по проведению разрезной траншеи и ее расширению
могут быть частично совмещены. В этом случае время подго-
товки горизонта, мес
(13.15)
<?Э. М L С	\ с т JS
где kc — коэффициент, учитывающий совмещение работ по про-
ведению и расширению траншей.
13.3.	Проведение траншей при железнодорожном транспорте
При погрузке мягкой породы карьерными мехлопатами
в транспортные средства схемы проведения траншей различа-
ются в первую очередь по способам их проведения и погрузки.
Проведение их осуществляют сплошным торцовым забоем и
послойно торцовыми забоями. Погрузка может быть нижней
или верхней.
Выемка сплошным забоем с нижней погрузкой произво-
дится в тупиковых заходках. Глубина траншеи не должна пре-
вышать высоты черпания экскаватора. Ширина нормальной ту-
пиковой заходки при проведении траншеи Лн. Т = 6 = 2ДЧ. у (Ь —
ширина траншеи по дну). При нижней погрузке по условиям
размещения экскаваторов и транспортных коммуникаций в ос-
новном применяются широкие тупиковые заходки, реже — нор-
мальные.
При железнодорожном транспорте на дне траншеи у забоя
располагают один-два погрузочных тупиковых пути (рис. 13.5).
По мере подвигания забоя путь наращивают короткими
звеньями. Так как рабочие параметры мехлопат не позволяют
ставить в тупик под погрузку более одного думпкара, состав
в траншее (иногда на нижележащем уступе) расформировы-
вают для повагонной подачи к забою. Для производства манев-
ровых операций при обмене вагонов укладывают выставочный
тупик (рис. 13.5, а) или устраивают разъезд (рис. 13.5, б).
Простои экскаватора при обмене вагонов и наращивании пути
занимают большую часть рабочего времени, в связи с чем его
производительность по сравнению с работой в сквозной за-
ходке резко снижается. При двусторонней погрузке в результате
совмещения выемки и обмена вагонов во втором тупике уве-
личивается время производительного использования экскавато-
ров и снижаются простои подвижного состава. Однако при
двух тупиках возрастают ширина траншеи и объем проходче-
ских работ. Минимальная ширина траншеи понизу при одном
погрузочном пути, м
bmln = 1?кЧ~^п11п + ^1 ~}~т2>	(13.16)
где —радиус вращения кузова, м; dmin— минимальное рас-
372
Рис. 13.5. Схемы проведения
траншей в мягких породах
мехлопатой с нижней погруз-
кой в думпкары:
а и б — соответственно при одном
и двух погрузочных тупиковых
путях
а	б
стояние между осями железнодорожного пути и экскаватора,
м; гщ— минимальный зазор между кузовом экскаватора и ниж-
ней бровкой борта траншеи, м (mj = 0,4-=-0,6 м); т2 — рас-
стояние от оси железнодорожного пути до борта траншеи, м
(т2=2,54-6 м).
При двусторонней погрузке в вагоны, м
йгп1п ~ 2 (dmjn-р	(13.17)
Расчетные значения dmin и минимальной ширины траншей
при различной емкости ковша Е проходческих экскаваторов
приведены ниже:
Е, м3
4min, м
bmin> м
6min- м
2	3,2	4,6—5	8	12,5
8,5	9,5	11	13	17
17—19	18—20	20—22	24—26	30—32
22	24	27	31	39
При проведении траншей спаренными экскаваторами
(рис. 13.6) забойным экскаватором производится погрузка гор-
ной массы в первый вагон состава и затем складирование по-
роды в навал в выработанном пространстве. Вторым экскава-
тором в период загрузки первого вагона производится погрузка
горной массы в последний вагон, а затем и во все осталь-
ные. При этом состав (из трех-пяти вагонов) не расформиро-
вывается, увеличивается скорость проведения траншеи, но воз-
растают затраты. Ширина траншеи определяется по формуле
(13.16).
Выемка в тупиковой заходке при железнодорожном транс-
порте нерациональна. Целесообразно применять автомобиль-
373
Рис. 13.6. Схема проведения траншеи спаренными мех-
лопата ми:
1 — ось движения экскаваторов; 2 — ось железнодорожного
пути
ный транспорт с перегрузкой породы в средства железнодорож-
ного транспорта на вышележащих уступах.
При высоте уступа 10—20 м и использовании мехлопат
с ковшами емкостью от 4 до 12,5 м3 расчетная скорость прове-
дения траншей при работе одного экскаватора составляет 90—
230 м/мес, а при спаренных экскаваторах—140—350 м/мес.
Выемка сплошным забоем с верхней погрузкой произво-
дится карьерными мехлопатами с удлиненным рабочим обо-
рудованием при всех видах транспорта (см. рис. 13.9,в). Глу-
бина траншеи (высота уступа) устанавливается или проверя-
ется по высоте и радиусу разгрузки экскаватора, так же как
и при схеме верхней погрузки. Минимальная ширина дна тран-
шеи &п11п=2(7?к+ш1). Максимальная же ширина зависит от
числа сторон погрузки: при односторонней погрузке (установке
транспортных средств на одном борту траншеи) Ьтах = 2/?ч.у;
при двусторонней femax = (3,5-ьЗ,7).А?ч.у.
При работе экскаватора с верхней погрузкой в сквозной за-
ходке при железнодорожном транспорте расформирование по-
ездов и соответствующие маневровые операции не произво-
дятся, в результате чего скорость проведения траншей увели-
чивается на 40—50 %. В случае применения конвейерного
транспорта исключается необходимость периодического удли-
нения конвейера. При автотранспорте верхняя погрузка эф-
фективна при разработке обводненных песчаных и склонных
к набуханию мягких пород.
Послойное проведение траншей применяют при глубине их
шах, з также для создания сквозных заходок при нс-
пользовании обычных карьерных мехлопат в комплексе с же-
лезнодорожным транспортом. Слои отрабатывают:
в одну сторону на всю ширину слоя (рис. 13.7,о); в этом
случае, если ширина слоя превышает максимальную ширину
заходки по условиям черпания (Л = 27?ч. у) или разгрузки (71 =
=7?рн—/icnctga — Ст+./?ч.у, R-рн — радиус разгрузки экскава-
тора при максимальной ее высоте; /гсл — высота слоя; Ст — рас-
стояние от верхней бровки подуступа до оси пути), верхняя
погрузка производится только при выемке первой заходки по
374
Рис. 13.7. Схемы послойного проведения тран-
шей:
I, II, III, IV — последовательность выемки слоев
Рис. 13.8. Схема проведения траншеи с одно-
временной выемкой слоев:
/ — оси движения экскаваторов; 2 — осн путей
каждому слою, а следующие отрабатывают с нижней погруз-
кой при расположении погрузочного пути на уровне стояния
экскаватора;
с верхней погрузкой при укладке путей на один борт
(рис. 13.7,6);
с верхней погрузкой при укладке путей на оба борта
(рис. 13.7, в).
Схема, показанная на рис. 13.7, о, характеризуется наи-
большим числом переукладок пути, максимальной шириной
траншеи поверху и наименьшей скоростью проведения.
При схеме, показанной на рис. 13.7,6, перед выемкой каж-
дого следующего слоя путь переносят на дно образующейся
траншеи. Объем экскаваторной заходки, в отличие от предыду-
щей схемы, возрастает с углублением траншеи, при этом со-
кращается объем путеукладочных работ. Возможна резкая ин-
тенсификация проведения за счет одновременной выемки не-
скольких слоев (рис. 13.8).
При применении схемы, показанной на рис. 13.7, в, отраба-
тывать нижние слои одновременно несколькими экскаваторами
не представляется возможным, но объем траншеи при этом
минимальный
375
Число вынимаемых слоев
Псл>Яу/(Яртах-Лв-е),	(13.18)
где /гв — высота транспортного сосуда, м; е— минимальный за-
зор между транспортным сосудом и открытым днищем ковша
экскаватора, м.
Высота слоя при применении экскаваторов с ковшами ем-
костью 4—8 м3 изменяется от 3 до 5 м. Ширина дна траншеи
определяется так же, как при выемке сплошным забоем с верх-
ней погрузкой, а ширина поверху зависит от схемы проведе-
ния, числа слоев и ширины транспортных берм 6Т (Ьт=4-ь
4-9,5 м).
Для увеличения скорости проведения возможна также по-
слойная выемка с использованием различных видов транспорта.
Целесообразно при этом осуществлять выемку двумя слоями:
первого — с верхней погрузкой мехлопатой с удлиненным обо-
рудованием на железнодорожный транспорт, второго — с ниж-
ней погрузкой мехлопатой с нормальным оборудованием на ав-
тотранспорт.
Техническая производительность экскаваторов при послой-
ном проведении траншей почти такая же, как и при работе
в обычных сквозных заходках, а эксплуатационная (месячная,
годовая) из-за частых переукладок пути ниже на 10—20 %.
Вместе с тем увеличиваются размеры траншей и общий объем
проходческих работ (на 10—35%), особенно (в несколько
раз) — объем путевых работ; эксплуатационная выемка наре-
заемого уступа не производится до полного завершения прове-
дения. Затраты на проведение в этом случае выше, чем при
выемке сплошным забоем с верхней погрузкой.
Возможные схемы проведения траншей в скальных породах
те же, что и в мягких. Аналогично определяются и основные
размеры траншей по условиям проведения.
При подготовке скальных пород в контурах траншеи к вы-
емке обычно применяют многорядное короткозамедленное взры-
вание скважинных зарядов ВВ в зажатой среде. Высота раз-
вала //р (м) вследствие вспучивания взорванной породы пре-
вышает глубину траншеи Нт	где Х= 1,1-к 1,25).
По правилам безопасности при выемке сплошным забоем
должно соблюдаться условие
Яр = %Ят<1,5Ячюах.	(13.19)
При высоте развала Яр>/7чтах в связных и связно-сыпу-
чих породах необходимо производить «разборку» верхней ча-
сти забоя экскаватором при соответствующем снижении его
производительности. Но и при этом часто не обеспечивается
безопасность работы экскаватора. Поэтому в случае ZHT>
max + h (h —14-3 м) нередко проведение траншеи осуще-
ствляется экскаватором послойно,
376
Рис. 13.9. Схемы проведения траншей мехлопатами в скальных породах:
а и б — при нижней погрузке соответственно с взрыванием узкой и широкой полосой;
в и г — при верхней и иижней погрузке соответственно с взрыванием узкой и широкой
полосой; 1 — оси движения экскаваторов; 2 — оси погрузочных путей; 3 — ось выставоч-
ного тупика
При минимальной ширине дна разрезной траншеи выемка
первой сквозной заходки экскаватором возможна после прове-
дения траншеи или в процессе ее проведения с достаточным
опережением.
Возможны две основные схемы подготовки пород к выемке:
последовательное взрывание траншейного блока, ширина
которого равна ширине траншеи (Д/б1=^1)> и затем эксплуа-
тационного (при разносе борта траншеи) шириной Шп
(рис. 13.9,6? и е); величина Шп выбирается из условия одно-
рядного расположения скважин на уступе;
взрывание одного блока, ширина которого складывается из
ширины траншеи Ь2 (м) и ширины нормальной экскаваторной
заходки Дн (м) (рис. 13.9,6 и а):
^б2 = б2 + Дн;	(13.20)
Ди 1>7/?ч. у-
Часто первую схему называют схемой взрывания узкой по-
лосой, а вторую — схемой взрывания широкой полосой.
В первом случае ширина дна траншеи Ь{ (м) определяется
из условия размещения развала взорванной породы и одно-
путной транспортной полосы после проведения траншеи (см.
рис. 13.9, в) или двухпутной полосы при совмещении проведе-
377
ния траншеи с нижней погрузкой и разноса ее борта (см.
рис. 13.9, а):
di^B + a-ZZ/n,	(13.21)
где В — ширина развала, м; а — ширина транспортной полосы,
включая безопасные расстояния от развала и борта тран-
шеи, м.
Во втором случае ширина траншеи понизу Ьг определяется
из условий размещения только проходческого оборудования,
как и при выемке мягких пород. Первая сквозная заходка от-
рабатывается по ранее взорванной породе (в процессе прове-
дения траншеи) и дополнительный развал ее отсутствует (см.
рис. 13.9,б и г).
При узкой взрываемой полосе увеличивается ширина прово-
димой траншеи и снижается скорость проведения. Ширина
траншеи при верхней погрузке ограничивается условием
di<2/?4.у (см. рис. 13.9, в). При нижней погрузке, если bi>
>2R4. у, выемка производится в широкой тупиковой заходке.
При автомобильном транспорте также предпочтительнее про-
ведение траншей с взрыванием широкой полосы для создания
первой сквозной заходки.
При производстве взрыва в траншее возникают простои
проходческого экскаватора вследствие его отгона, уборки рель-
совых путей, расчистки площадки, укладки пути. Для сокраще-
ния простоев применяют многорядное взрывание в зажатой
среде при длине взрываемого блока LB_ б>100 м.
При послойном проведении траншеи и LB.6>200 м
производительность экскаватора Qs. тр приближается к про-
изводительности его QB в сквозной заходке. Взрывание при
послойном проведении траншеи производится сразу на пол-
ную ее глубину (сечение), а экскаватор и железнодорожные
пути размещаются на взорванной породе.
Скорость проведения траншеи (м/мес) составляет:
при выемке сплошным забоем
Утр = Qs. т|/5тр;	(13.22)
при послойной выемке одновременно несколькими экскава-
торами
Утр ~ nQs. тр^тр/^тр,	(13.23)
где т] — коэффициент снижения производительности одного экс-
каватора [из опытных данных т]= (0,84-0,4) NTP; 7VTP —число
одновременно применяемых проходческих экскаваторов]; STP—
площадь поперечного сечения траншеи, м2.
Средняя производительность экскаваторов с ковшами ем-
костью 4—5 м3 при проведении траншей в скальных породах
сплошным забоем с нижней погрузкой на практике составляет
при железнодорожном транспорте 30—35 тыс. м3/мес. Скорость
послойного проведения траншей глубиной 15 м при железнодо-
378
рожном транспорте достигает ПО—130 м/мес при двух экска-
ваторах и 140—160 м/мес — при трех.
При применении железнодорожного транспорта возможно
также проведение широких разрезных траншей. В этом случае
взрывается широкая породная полоса (40—60 м), но, в отли-
чие от рассмотренной выше схемы, производится не последова-
тельная выемка узкой тупиковой заходкой и затем нормальной
сквозной, а выемка широкой тупиковой заходкой. При этом
железнодорожный путь устраивается по оси дна траншеи. Экс-
каватор производит выемку породы сначала при диагональных
проходах (рис. 13.10) с погрузкой в один вагон, после чего
состав переформировывают; затем экскаватор переходит на
другую сторону пути и производит погрузку трех-четырех, а по-
том одного вагона без обменных операций. Производитель-
ность экскаватора увеличивается до 35—40 тыс. м3/мес, но ско-
рость проведения уменьшается до 60—80 м/мес. Широкие
разрезные траншеи можно применять при недостаточном опере-
жении вышележащим уступом нижележащего и потребности
в дополнительном рудном забое.
При подготовке горизонтов разрезными котлованами раз-
меры взрываемого блока в плане, как правило, значительно
превышают размеры самого котлована. Взрывание — многоряд-
ное короткозамедленное в зажатой среде. Выемка взорванной
породы экскаватором осуществляется широкой тупиковой за-
ходкой (переменной ширины) до конца сооружения котлована
Рис. 13.10. Схема
проведения широ-
кой разрезной
траншеи мехлопа-
той при железно-
дорожном транс-
порте:
/ — направление ди-
агонального прохода
экскаватора; 2 —
железнодорожный
путь
Рис. 13.11. Схемы проведения разрезного котло-
вана:
1—12 — последовательность выемки
379
(рис. 13.11, а) или сначала широкой тупиковой заход кой, а за-
тем нормальными или узкими заходками (рис. 13.11,6). При-
меняемые типы заходок зависят от конечных размеров котло-
вана и последовательности отработки отдельных его участков.
Проведение крутых траншей и полутраншей в скальных и
полускальных породах включает:
бурение и взрывание породы в контурах траншеи;
выемку бульдозерами взорванной породы с перемещением
и складированием ее в штабель на бермах конечного или вре-
менного нерабочего борта, откуда производится отгрузка по-
роды в транспортные средства экскаватором или погруз-
чиком.
При ведении буровзрывных работ, особенно при создании
поперечных крутых траншей, необходимо соблюдать требова-
ния по уменьшению деформаций породного массива, а в от-
дельных случаях производить и искусственное укрепление по-
род в массиве.
13.4.	Конструкция и порядок развития отвального фронта
При создании отвального фронта должны обеспечиваться
бесперебойное складирование пород, высокая пропускная спо-
собность отвала, безопасное и производительное использование
транспортного и отвального оборудования. Порядок развития
отвального фронта должен обеспечить сохранение или увели-
чение его длины, минимальный объем работ по перемещению
транспортных коммуникаций и максимальную приемную спо-
собность отвала.
При использовании железнодорожного транспорта возможны
два способа развития отвального фронта — параллельный и кри-
волинейный. Параллельное перемещение отвального фронта
(рис. 13.12, а и б) связано с постепенным сокращением его, и
в этом случае затрудняется перенос криволинейных участков
пути. Для сохранения его длины создается передовая насыпь
(рис. 13.12, г, д, е и ж) из мягких пород (обычно драглайнами).
При криволинейном развитии отвального фронта после соору-
жения передовой насыпи (рис. 13.13) увеличивается его длина
по мере переукладки пути. Значительно сокращается объем
горно-капитальных работ по возведению пионерной отвальной
насыпи. Однако при этом необходимо после каждой пере-
движки вводить в путь короткие отрезки рельсов («рубки»).
При экскаваторном отвалообразовании криволинейный фронт
затрудняет крановую переукладку железнодорожных путей и
увеличивает объем путевых работ.
Длина отвального тупика определяет как приемную
способность отвала между переукладками пути и объем путе-
переукл ад очных работ, так и провозную способность тупика
(особенно при расположении обменного пункта вне отвала),
производительность транспортного и отвального оборудования,
380
Рис. 13.12. Схемы параллельного перемещения фронта отвальных работ:
а — односторонняя; б — с укорачивающимся фронтом разгрузки; в — многотупиковая;
г — то же, с передовой насыпью; д н е — соответственно с внешней и внутренней на-
сыпью; ж — с передовой насыпью и постоянной длиной фронта работ; з — схема разви-
тия отвала с косогора; К— кривая стрелочного перевода
капитальные затраты на строительство и эксплуатационные рас-
ходы на содержание отвальных путей.
Провозная способность отвального тупика (приемная спо-
собность тупика по транспортным условиям, м3/сут)
W'c = RnVn,	(13.24)
где R—пропускная способность отвального тупика, поез-
дов/сут; п — число думпкаров в составе; — вместимость
думпкара, м3.
Так как
R =------,	(13.25)
2Llv ntp + т
то
jjy’ _____fTcnVa
L/v —|— н/р —1~ т
(13.26)
381
a	f	в
t
Рис. 13.13. Схемы криволинейного перемещения фронта отвальных работ:
а— односторонняя; б—двусторонняя; в— многотупиковая; г — многотупнковая кольце-
вая; д н е— кольцевая схема соответственно в начальной стадии и развитая; К
кривая стрелочного перевода
где [ — коэффициент, учитывающий неравномерность работы
(/ = 0,84-0,9); Тс — время работы отвального тупика в сутки,
ч; L — наибольшее расстояние между пунктами обмена и раз-
грузки поездов, км; v — средняя скорость движения поезда по
отвальным путям, км/ч; — время разгрузки одного думпкара,
ч; т — время на связь при обмене поездов, ч.
Приемная способность отвального тупика (м3/сут) по воз-
можной производительности экскаватора
Г^бОГсЕицКнКв,	(13.27)
где Е — емкость ковша экскаватора, м3; иц— число рабочих
циклов экскаватора в минуту; Ей — коэффициент наполнения
ковша; Дв — коэффициент использования экскаватора во вре-
мени (обычно Дв—0,74-0,8).
Производительность отвального экскаватора должна соот-
ветствовать провозной способности тупика:
W”C = W'C и 60Гс£ццД„Дв= О,,^С"УД,— •	(13.28)
Необходимая емкость ковша экскаватора (м3) при задан-
ном расстоянии между пунктами обмена и разгрузки поездов
на отвале
£ ... ________МГд_________
бОлцДнХв (2jL/u -|- ntp -|- т)
(13.29)
382
Наибольшее расстояние (м) между пунктами обмена и раз-
грузки поездов, исключающее простои экскаватора,
 fnV^>у (tpn -|- т)	(13.30)
120£пцКиКв	2
Наибольшее распространение на карьерах получили много-
тупиковые экскаваторные отвалы с криволинейным и парал-
лельным перемещением фронта работ. В этом случае на от-
вальном уступе устраивают несколько тупиков, поэтому про-
тяженность нерабочей части отвальных железнодорожных пу-
тей, обеспечивающих подъезд к фронту разгрузки, значительно
больше, чем при однотупиковой схеме.
При четкой организации операций отвалообразования и зна-
чительном объеме работ рационален многотупиковый отвал
с прямолинейным фронтом отсыпки, параллельным располо-
жением тупиков и последовательным их заполнением (см.
рис. 13.12,г). В этом случае обеспечивается минимальное пу-
тевое развитие и сокращение объема путепереукладочных ра-
бот. При последовательном расположении тупиков на уступе
с поочередной разгрузкой на них поездов значительно удлиня-
ются подъездные пути, снижается приемная способность ту-
пиков и увеличивается пробег подвижного состава. Поэтому
часто создают два или три параллельно действующих и раз-
вивающихся отвала.
На плужных отвалах обычно применяется однотупиковый
криволинейный фронт. Сквозной кольцевой или криволинейный
фронт используется только в редких случаях на однотупиковых
плужных или экскаваторных отвалах.
13.5.	Производительность комплексов оборудования
при железнодорожном транспорте
Коэффициент Кс снижения производительности комплекса
по сравнению с эффективной часовой производительностью ли-
митирующего звена механизации характеризует влияние числа
транспортных средств и неравномерности работы горного и
транспортного оборудования. Причинами неравномерности ра-
боты являются: изменение физико-технических характеристик
пород в забое; различное состояние транспортных коммуника-
ций; степень утомления и квалификация операторов; непро-
должительные (со временем окончания 1 —10 мин) ремонты и
наладочные работы и т. д. Средние значения Кс могут быть
приближенно определены при использовании аналитического
аппарата теории массового обслуживания.
В замкнутой системе массового обслуживания (при беспре-
пятственной разгрузке локомотивосоставов) могут рассматри-
ваться два потока событий — подход состава под погрузку с ин-
тенсивностью X и погрузка состава экскаватором с интенсив-
383
постью |л. Величины X, р и р=Х/м выражаются в виде:
Z = 60/(Tp-Q; p = 60/(Zn + /o); Р = (*п + /оЖ-и, (1331)
где Тр — среднее время рейса состава; /п и t0 — среднее время
соответственно погрузки и обмена составов.
С достаточной для приближенных расчетов точностью можно
принять, что интервалы времени между рассматриваемыми со-
бытиями (простои экскаваторов и составов) являются случай-
ными величинами с показательным законом распределения. Ве-
личина нагрузки системы «экскаваторы — локомотивосоставы»
р служит основной характеристикой для определения коэффи-
циента организационных простоев экскаватора Кп. э и коэффи-
циента Лс.э= 1—Лп.Э-
Часовая производительность комплекса оборудования (т)
<?К., = Оэ. эфКс. Э = —V7" nqKqKc. ,.	(13.32)
Г *о
Вследствие нелинейности функции Кс.э=ЦМ) целесооб-
разно уже при определении часовой производительности учиты-
вать коэффициент готовности транспортного звена Кг. т. Для
этого определяются расчетная величина N'=NKr. т (где N —
действительное число поездов в комплексе) и величина К.с. э
при известных р и N'.
Среднее число погруженных за один час поездов
^п==Кс.эР = 60Кс.э/(/п + М-	(13-33)
Среднее число поездов, ожидающих погрузки,
г=1-Кс.э(1 + 1/р).	(13.34)
При среднем значении коэффициента простоя одного поезда
Kn.n = r/N можно определить производительность комплекса
оборудования (т/ч) в виде
Qk. ч=От.	(13.35)
Для комплекса скрещивающейся структуры при М экскава-
торах и N локомотивосоставах с открытым циклом их движе-
ния среднее значение коэффициента снижения производитель-
ности одного экскаватора
Кс.э = т/М,	(13.36)
где т— среднее число экскаваторов, производящих погрузку
в течение расчетного времени (одного часа).
Величина т выражается в виде
щ = Р14-2Р2+ • • • +(Л4—1) Рд1_х +
+ Л4(1-РО-Р1- . . . -Р^-х),	(13.37)
384
где
р„=Г1 + 4р+	. .+
I	1!	z!
1V(1V- 1)   .(JV-M+l) м
Ml	Р '
м+1
+	М1т	Р + • • • +
। Af(JV-l).  .1	w-|->.
+	Л1!М^-л,> Р J ’
Р1==-^--рРо; P2=J^llLp2Po; . . .;
р	N (N — I) (N— 2) . . . (N — М) м—1р ,
гМ-1—	ТГ. ~	Р ГО>
Ро, Pi, Pz, ..Рм -i — вероятность простоя соответственно всех,
одного, двух, (М—1) экскаваторов.
Часовая эксплуатационная производительность одного за-
бойного экскаватора Qa. ч с учетом полученного значения Кс. а
определяется по формуле (13.32), а часовая производитель-
ность комплекса оборудования QK. T=MQ3. ч. Часовая производи-
тельность одного локомотивосостава Qn. 4=Qk. ч/N. Коэффи-
циент снижения производительности локомотивосостава
Кс.п
tn -I- to	N
Гр	rn
(13.38)
Коэффициент Кп, характеризующий снижение производи-
тельности комплекса только в 'результате неравномерности ра-
боты оборудования, определяется отношением фактического
числа локомотивосоставов в комплексе N к расчетному их числу
Np, а также числом экскаваторов в комплексе М.
Производительность экскаватора Qa. ч возрастает с увели-
чением числа М их в комплексе, но темп роста с увеличением
М уменьшается, а при 74 = 7-4-9 значение Qa. ч, при прочих рав-
ных условиях, достигает максимума. Гораздо большее влияние
на производительность при семи—девяти и более экскаваторах
в комплексе оказывает четкость, скорость и безошибочность
оперативного управления движением локомотивосоставов. Огра-
ничивать производительность комплексов оборудования может
и провозная способность трассы.
Сменная, месячная и годовая производительности комплекса
оборудования определяются в соответствии с положениями,
изложенными выше. При нахождении коэффициента готовно-
сти комплекса необходимо принимать коэффициент готовности
13 Заказ № 624	3 85
транспортного звена Кг. т=1 (так как действительное значение
Кг. т учитывается уже при определении Ks. с) и учитывать вза-
имодействие между транспортным звеном и отвальным экскава-
тором через склад (отвальный бункер).
13.6.	Основы комплектации оборудования
при железнодорожном транспорте
Формирование комплексов оборудования основывается на
качественной и количественной взаимоувязке основного и вспо-
могательного оборудования смежных процессов. В первую оче-
редь устанавливаются рациональные сочетания емкости ковша
£п (или массы породы в ковше ЕпКау) погрузочных экскава-
торов, полезной массы поезда nq, сцепной массы тяговых
средств QCn и емкости ковша отвальных экскаваторов Ео.
От отношения ^ = nq/EnKity зависит время погрузки состава
tn, коэффициент обеспечения забоя порожняком т]0, производи-
тельность экскаваторов и поездов и требуемое число последних
(рис. 13.14). При этом степень изменения указанных показа-
телей с увеличением g не одинакова, и, кроме того, зависит
от типа применяемых экскаваторов и схемы путевого развития,
определяющей t0 (сравните рис. 13.14,а и рис. 13.14,6).
Рис. 13.14. Графики зависимости часовой производительности экскаватора Q
(/) и локомотивосостава (II) в комплексе ЭЖО разветвленной структуры,
числа поездов в комплексе N (Ш) и коэффициента обеспечения забоя по-
рожняком т]о (IV) от соотношения полезной массы поезда и массы породы
в ковше экскаватора
а н б—прн tn, равном соответственно 8 и 20 мнн; 1 и 2— прн работе экскаваторов
ЭКГ-12,5 н ЭКГ-3,2 (время рейса, за вычетом времени погрузки и обмена поездов.
=26 мин)
386
В целом с увеличением £ коэффициент т)0 и производитель-
ность оборудования возрастают, а число локомотивосоставов
уменьшается сначала быстрыми, а затем более медленными
темпами (по гиперболической зависимости). При постоянном
типе локомотива значения nq и £ ограничиваются его сцеп-
ной массой.
Увеличение полезной массы поездов упрощает также орга-
низацию их движения и обмена и снижает влияние пропускной
способности трассы. Но при этом повышается потребность в ва-
гонах (одинаковой грузоподъемности) из-за увеличения вре-
мени их простоя при погрузке и разгрузке, возрастает необхо-
димая мощность локомотивов. Увеличиваются соответственно
капитальные затраты на их приобретение, изменение путей
станций и тупиков, повышение качества верхнего строения пу-
тей, строительство зданий и сооружений.
Поэтому полезная масса поезда обычно устанавливается
в соответствии с требуемой обеспеченностью забоев порожня-
ком и возможной провозной способностью транспортных ком-
муникаций, в первую очередь в траншеях. Коэффициент т]0
при тупиковых схемах путевого развития на уступах должен
быть не менее 0,5—0,7. Требуемая величина т)0 возрастает
с увеличением мощности грузопотока и применяемых экскава-
торов (см. п. 13.1). Для определения рационального значения
g (при известных т]о и QK. ч), а также для анализа влияния £
на численное изменение технологических показателей (QK. ч,
Qn. ч, т]о и др.) могут использоваться формулы (13.32), (13.35)
с учетом того, что nq = g£n£8y. Во многих случаях целесооб-
разно пользоваться именно соотношением массы породы
в ковше и полезной массы поезда, что позволяет учесть как
плотность разрабатываемых пород, так и их кусковатость
после взрывания и влияние этих показателей на коэффи-
циент использования грузоподъемности транспортных средств
Для распространенных условий при использовании электро-
возов и тепловозов сцепной массой 100—180 т рациональная
полезная масса поезда nq составляет: 600—800 т для экскава-
торов с ковшами емкостью £=4—5 м3; 800—1000 т при Е=
= 6—8 м3; 1200—1300 т при £=10—12,5 м3. Отклонение значе-
ний nq от указанных величин на 25—35 % приводит к увели-
чению затрат на погрузочно-транспортные работы на. 8—10%.
С уменьшением или увеличением числа вагонов в составе на
единицу затраты изменяется незначительно (на 2—4 %). По-
этому, если позволяют тяговые средства и принятые уклоны ка-
питальных траншей, можно увеличивать nq на грузоподъемность
одного вагона. С увеличением глубины карьера рациональная
полезная масса поезда возрастает (примерно на 15—20 % на
каждые 100 м глубины), что объясняется ростом удельного
веса времени движения в общем времени рейса при увеличе-
нии расстояния перевозок в карьере и на отвалах.
13*	387
Внедрение тяговых агрегатов способствует перевозке карь-
ерных грузов в составах полезной массой до 1400—1600 т при
уклонах капитальных траншей до 30-—40 °/оо- С внедрением на-
дежных тормозных средств подъем капитальных траншей может
быть увеличен до 50—60 %о при соответствующем снижении по-
лезной массы поезда. Использование тяговых агрегатов целесо-
образно при максимальной по их тяговым возможностям полез-
ной массе поезда, что объясняется большими затратами на
приобретение тяговых агрегатов и высокой стоимостью мощного
погрузочного оборудования.
Выбор рациональной мощности экскаваторов, а следова-
тельно, и транспортных средств при валовой выемке горной
массы определяется в первую очередь общими объемами гор-
ных работ, размерами рабочей зоны в плане и по глубине, тре-
буемой скоростью подвигания фронта работ. С увеличением
мощности применяемого оборудования снижение затрат зави-
сит также от свойств разрабатываемых пород и качества под-
готовки их к выемке (рис. 13.15).
Для обеспечения концентрации отвальных работ, более вы-
сокой производительности труда и простой организации работ
на отвалах применяются однотипные с погрузочными экскава-
торы при одинаковой или (при мелкокусковатых и мягких по-
родах) увеличенной емкости ковша.
Часовая производительность одного экскаватора QB. ч, даже
при известных схеме путевого развития (и величине /о), по-
лезной массе поезда nq и физико-технических характеристиках
горных пород (следовательно, и Qa. т), не постоянная. Она за-
висит как от числа локомотивосоставов Af, так и от числа экска-
ваторов М (при М^.7-^8) в комплексе. Поэтому необходимо
выполнять ряд приближенных расчетов, последовательность ко-
торых рекомендуется следующей:
определяют эффективные производительности экскава-
тора известной модели Q3. Эф и локомотивосостава фп.Эф,
а также расчетное число локомотивосоставов на один экска-
ватор Np;
при известных часовой производительности комплекса QIt. ч,
величинах Qa. :>ф, Qn. »ф и Np рассчитывается число экскаваторов
и локомотивосоставов AS в комплексе;
определяются в соответствии с величинами А4] и Ni часовые
производительности экскаватора Q'3. ч и комплекса Q'K. Ч=Л11Х
XQ's.4, а также AQK.4 = QK.4—Q'K.4;
путем увеличения числа экскаваторов на одну-две еди-
ницы (в зависимости от величины AQK. ч) и одновременного или
последовательного изменения числа локомотивосоставов в ком-
плексе постепенно определяются Q3. ч, М и N, при которых
AQk. ч=0.
Возможное число экскаваторов М в комплексе может огра-
ничиваться условиями их расстановки на рабочих уступах (см.
п. 13.1).
388
Рис. 13.15. График зависимости об-
щих приведенных затрат на вскрыш-
ные работы Сое от емкости ковша
карьерных экскаваторов Е:
1, 2 н 3 — соответственно прн легко-,
средне- н трудновзрываемых породах
Управление производительностью комплекса путем увеличе-
ния числа локомотивосоставов зависит от схем путевого разви-
тия на уступах и карьера в целом. При тупиковом фронте и ус-
тройстве разъездов на соединительных или забойных путях
обычно Утах^ (1,24-1,3)Ур из условия, что в среднем число ожи-
дающих погрузки составов У0)К^=1; при этом ожидающий локо-
мотивосостав может находиться на обгонном пути разъезда.
Дальнейшее увеличение числа Е возможно при устройстве вну-
трикарьерных станций (иногда на поверхности), выполняющих
и функции обменных пунктов при 1УОж>1.
При мощных экскаваторах и локомотивосоставах увеличение
числа последних связано с большим ущербом от простоев со-
ставов. В этих условиях эффективнее совершенствование схемы
путевого развития на уступах для уменьшения t0 (см. п. 13.1).
Ограничивать производительность комплекса при увеличении N
может и пропускная способность трассы.
Если возможности увеличения производительности ком-
плекса при регулировании управляемых параметров (Е,
t0, nq, М и N) исчерпаны, то характерны два случая: AQK>0
или AQK = 0, но это равенство достигнуто за счет существенного
увеличения затрат на разработку. Рост затрат обусловливается
в основном увеличением капитальных затрат на коммуникации
и оборудование и простоев его как в течение рабочих смен, так
и после завершения технологических циклов, в первую очередь
после отработки заходок. Период переукладки путей большой
протяженности (2,5—3 км и более) при недостаточной механи-
зации их и сложных схемах путевого развития весьма продол-
жителен (до двух недель, иногда более). При этом необходимы
синхронность завершения циклов отдельными экскаваторами и
резервный фронт работ на другом или том же уступе.
В этих условиях необходимо рассматривать возможность и
экономическую целесообразность: рассредоточения грузопотоков
389
в плане и по высоте рабочей зоны; изменения схемы вскрытия,
параметров системы разработки (в том числе конструкции
фронта работ), основных параметров карьера и режима горных
работ.
Рациональное число отвальных экскаваторов, однотипных
погрузочным, зависит от числа последних в комплексе (по
П. И. Томакову).
Число погрузочных экскаваторов...........2 3 4 5 67 89
Число отвальных экскаваторов.............22 34 4567
Инвентарный парк определяется на основе существующих
нормативов по резерву оборудования.
Комплектование оборудования для выполнения вспомога-
тельных работ при каждом процессе начинается с выбора веду-
щей машины для наиболее трудоемких работ, определяющей
темп выполнения остальных вспомогательных операций. Рабо-
чие размеры путепереукладочных и путепередвижных машин и
способы перемещения путей должны соответствовать парамет-
рам системы разработки; радиус действия путепереукладочного
крана должен соответствовать шагу переукладки. Остальные
вспомогательные машины подбирают в соответствии с произ-
водительностью ведущей машины и принятой организацией ос-
новных и вспомогательных работ. Если отработка блока или
укладка породы в новую отвальную заходку не связаны с пере-
гоном экскаватора, то переукладка путей совмещается с профи-
лактическим ремонтом экскаватора.
Число машин для перемещения путей на вскрышных, добыч-
ных или отвальных участках
Nn = Vrl(Qn.ulUnHy),	(13.39)
где Qn. м—производительность ведущей машины при переме-
щении путей на вскрышных, добычных или отвальных участках,
м/год; Кг — суммарный объем горной массы на вскрышных, до-
бычных или отвальных участках, м3/год; Ш„ — шаг перемеще-
ния путей на вскрышных, добычных или отвальных уступах, м;
Ну — высота вскрышных, добычных или отвальных уступов, м.
При рациональной организации грузопотоков и обмена поез-
дов на рабочих горизонтах обеспечивается эффективное исполь-
зование погрузочного и транспортного оборудования и эконо-
мичность всех производственных процессов. Основную долю
в затратах на вскрышные работы составляют транспортные рас-
ходы. При разработке скальных пород на карьерах глубиной
до 100—150 м затраты на выемочно-погрузочные, транспортные
и отвальные работы выражаются примерно соотношением
3:5:2. Удельные затраты на транспорт увеличиваются с углуб-
лением горных работ.
Значительные расстояния транспортирования по путям не-
благоприятного профиля, относительно небольшая производи-
тельность одноковшовых экскаваторов карьерного типа, боль-
390
шой объем вспомогательных работ снижают технико-экономиче-
ские показатели разработки. Затраты на 1 м3 вскрышных работ
в период эксплуатации составляют 0,25—2 руб. в зависимости
от типа разрабатываемых пород, дальности перевозок и клима-
тических условий.
13.7.	Вскрытие в особо мощных и глубоких карьерах
В настоящее время создается ряд карьеров особо большой
мощности в Экибастузском, Южно-Якутском и Канско-Ачин-
ском угольных бассейнах, Курской магнитной аномалии, Кри-
вом Роге и др.
Освоение мощности и эксплуатация таких предприятий будут
осуществляться в течение нескольких десятилетий, поэтапная их
реконструкция должна обеспечить прогресс их экономики.
Проектная глубина многих мощных карьеров составляет
500—700 м при длине по поверхности 2,5—6 км и ширине от 1,5
до 4 км. Ведение горных работ на многих действующих карь-
ерах осуществляется уже на глубине 250—450 м. Особенности
открытых разработок в этих условиях определяются следую-
щими основными факторами:
1.	Значительными общими объемами горной массы в конеч-
ных контурах (1—20 млрд. м3). До 50 % всей горной массы со-
средоточено в верхней зоне высотой 150—200 м и до 90—95 %—
от поверхности до глубины 400—500 м. Мощность таких карье-
ров по горной массе достигает 60—500 млн. т в год.
2.	При глубине карьеров от 200 до 500 м 30—70 % разраба-
тываемой и транспортируемой горной массы составляют
вскрышные породы.
3.	Расстояние перемещения при использовании любого вида
карьерного транспорта, как правило, составляет не менее 5—
8 км, а для вскрышных пород в отвалы — 7—20 км и более.
4.	При понижении горных работ до 200—250 м конечный
контур карьера по поверхности, как правило, по всему пери-
метру еще не отстроен, что обусловливает необходимость одно-
временного ведения горных работ как в нижней, так и в верх-
ней зонах карьера.
5.	Конечные размеры горизонтов в плане на глубине 220—
250 м в среднем в 2—2,5 раза меньше, чем размеры верхнего
горизонта карьера. Интенсивное сокращение проектных конту-
ров горизонтов усложняет трассирование вскрывающих вырабо-
ток и условия эксплуатации внутрикарьерного транспорта.
6.	Вскрышные породы на глубоких горизонтах — скальные,
трудноразрабатываемые, реже — средней трудности разработки.
Верхняя зона карьеров при малой мощности наносов представ-
лена в основном скальными породами средней трудности разра-
ботки, реже — легкоразрабатываемыми, а при глубокозалегаю-
щих месторождениях—мощной (до 120—150 м) толщей мягких
и плотных пород, а ниже — скальными породами.
391
7.	При разработке одного месторождения несколькими карь-
ерами (Экибастузское угольное, Баженовское хризотил-асбеста
и др.), а также близлежащих месторождений (Кривбасс, Старо-
оскольский район КМА) по мере углубления карьеров контуры
их верхних горизонтов соединяются или относительно близко
подходят друг к другу.
С учетом изложенного выше при выборе технологии горных
работ в глубоких карьерах необходимо обеспечение мощных
грузопотоков:
ру	ды и вскрышных пород, измеряемых десятками и сотнями
миллионов тонн в год;
вскрышных пород из верхней зоны (до 200—250 м от поверх-
ности) для интенсивного углубления карьера и поддержания его
установленной мощности по руде с обязательным вскрытием и
развитием работ в глубину;
регулирование режима горных работ с целью не только ис-
ключения непрерывного увеличения мощности карьера по гор-
ной массе, но и эффективного вскрытия рабочих горизонтов.
Формирование грузопотоков определяется типом комплекса
оборудования и возможными способами вскрытия рабочих гори-
зонтов по этапам. Можно выделить три основных этапа разра-
ботки, приуроченных к зонам углубления горных работ: от по-
верхности до 200—250 м; от 200—250 до 400—500 м и от 400—
500 м до проектной глубины карьера. На первом этапе горные
работы выполняются только в верхней зоне, на втором, как пра-
вило, одновременно в первой и второй зонах, на третьем — во
всех зонах или только во второй и нижней. Третья зона и соот-
ветствующий этап разработки могут отсутствовать.
Эффективная эксплуатация комплексов с железнодорожным
транспортом возможна только при формировании независимых
грузопотоков в первой и второй зонах карьера, сооружении
групповых вскрывающих выработок и кардинальном изменении
схемы вскрывающих трасс при переходе к новым этапам разра-
ботки (рис. 13.16).
Основная задача вскрытия рабочих горизонтов первого
этапа — обеспечить мощные вскрышные грузопотоки и, следо-
вательно, максимальную производительность экскаватора. По-
этому в общем случае рационально горизонты верхней зоны
вскрывать стационарными съездами по нерабочему борту карь-
ера или траншеями внешнего и внутреннего заложения с укло-
ном до 30 °/оо- Полезная масса поезда в этом случае составляет
1500—1700 т. Внешние траншеи глубиной 40—60 м на карьерах
с мощной (80—160 м) толщей покрывающих пород необходимо
проводить в период их строительства, а на карьерах с неболь-
шой толщей наносов — в первый период эксплуатации. Внутри-
карьерные обменные пункты, размещаемые во внешних тран-
шеях и на нерабочем борту, должны обслуживать до 5—7 рабо-
чих горизонтов и находиться на расстоянии не более 800—
1000 м от забойных путей.
392
Рис. 13.16. Вари-
анты схем вскры-
вающих трасс
в глубоком карь-
ере:
а — на первом этапе
разработки; б — на
втором; I, II и III —
первая. вторая и
третья зоны по глу-
бине карьера; 1
глубокая капиталь-
ная траншея с укло-
ном 50—60 %о;	2 —
тупиковая станция;
3 и 5 — соответст-
венно тупиковые и
прямые съезды
в первой зоне; 4 —
вспомогательная ка-
питальная траншея
с уклоном 20—30 %0;
6 и 7 •— соответст-
венно прямой н ту-
пиковый съезды во
второй зоне; 8 — ту-
пиковый законтур-
ный тоннель
Мощность грузопотоков верхней зоны карьеров может быть
существенно увеличена при применении колеи шириной более
1524 мм и специального подвижного состава, что позволит ис-
пользовать комплексы с экскаваторами, емкость ковша которых
составит 20—30 м3.
На втором этапе схема вскрывающих трасс в принципе со-
храняется, обеспечивая грузопотоки верхней зоны и являясь со-
ставной частью вскрытия нового этапа. Он заключается в со-
оружении комплекса вскрывающих выработок с уклоном 50—
60 °/оо для ввода железнодорожного транспорта на рабочие гори-
зонты при глубине до 400—500 м от поверхности (верхняя зона)
и создания независимого грузопотока из второй зоны (см.
рис. 13.16, б). На участке пересечения новой трассой верхней
зоны карьера вскрывающими выработками могут быть глубокая
внешняя траншея, тоннель или их комбинации. Верхние рабо-
чие горизонты второй зоны, где необходимо отстроить нерабо-
чий борт для устройства внутрикарьерных станций, вскрыва-
ются внутренними съездами или тоннелями. При вскрытии ниж-
них рабочих горизонтов второй зоны должна быть обеспечена
максимальная глубина ввода железнодорожного транспорта
в карьер. Появляется необходимость в широком применении
тоннельного вскрытия глубоких горизонтов, впервые предложен-
ного в МГИ в 1951 г. Опыт проектирования такого вскрытия
уже имеется.
На Канарском карьере, где проектом предусмотрен ввод железнодорож-
ного транспорта до глубины 170 м, возможно* вскрытие горизонтов на глу-
бине 240 м тупиковыми тоннелями длиной 1,3 км, проводимыми в законтурном
пространстве восточного борта (рис. 13.17, а). Это позволит сформировать
грузопоток мощностью 17—20 млн. т/год при отработке пяти горизонтов
в скальных породах, резко сократить парк автосамосвалов, исключить меха-
ническое дробление вскрышной скальной породы и перегрузку ее в карьере и
на поверхности. При устройстве нерабочего борта протяженностью 5,2 км до
глубины 240 м возможно сформировать участок спиральной трассы длиной
9,2 км, включающий стационарные внутренние съезды верхней зоны карьера,
и обходной тоннель длиной 4,1 км, выходящий в карьер на гор.— 75 м (рис.
13.17, б). Первая очередь спиральной трассы позволит использовать вскрыш-
ные комплексы с железнодорожным транспортом до глубины 305 м. При даль-
нейшем ее развитии представляется возможность ввода железнодорожного
транспорта на глубину 440—460 м.
Применение тупиковых тоннелей позволяет вскрыть рабочие горизонты до
глубины 250—300 м, тогда как при проведении тоннелей со спиральной трас-
сой — до 400—500 м, что принципиально решает транспортную проблему глу-
боких мощных карьеров. При этом в большинстве случаев после 25—30 лет
работы карьера для размещения траншейной части спиральной трассы воз-
можно использование съездов верхних горизонтов на нерабочих бортах. Эф-
фективным может оказаться использование спиральных трасс для вскрытия
глубоких горизонтов Лебединского, Южного (комбинат «Ураласбест») и дру-
гих карьеров.
Особо следует остановиться на вскрытии глубоких горизонтов группы
карьеров. В ряде случаев при отработке группой карьеров одного или близле-
жащих месторождений и при глубине таких карьеров до 150—300 м на верх-
них горизонтах формируется общий борт протяженностью до 8—15 км, но обя-
Предложение МГИ.
394

зательно с обособленным вскрытием рабочих горизонтов каждого карьера
с длиной трассы по борту 2—3 км.
Применение межкарьерных тоннелей в качестве промежуточного звена
в комплексе вскрывающих выработок позволит создать единую систему
вскрытия с прямой железнодорожной трассой на глубину до 300—450 м, а при
дальнейшем развитии спиральной трассы (в основном при использовании тон-
нелей) в ряде случаев появится возможность ввести железнодорожный транс-
порт в карьер на глубине 500—600 м. Такие схемы вскрытия глубоких гори-
зонтов карьера рассмотрены для комбината «У рал асбест» * (рис. 13.18).
Вскрытие рабочих горизонтов Центрального карьера можно осуществить тон-
нелем длиной 2,8 км с уклоном 60 % с из Южного карьера, а вскрытие глу-
боких горизонтов Южного и Северного карьеров — тоннелями, проводимыми
из Центрального карьера с уклоном 50—55 % о, длиной соответственно 3,1
и 1,6 км.
Экибастузское месторождение (рис. 13.19) благоприятно для открытого
способа разработки благодаря широкому фронту приповерхностных участков
с низким коэффициентом вскрыши и значительной длиной фронта добычных
работ (рис. 13.20, а).
С углублением горных работ длина фронта добычных уступов сократится
(рис. 13.20, б) и возникнут значительные затруднения в обеспечении стабиль-
ности производственной мощности.
Годовые объемы перемещения вскрышных пород по месторождению за
20—40 лет последовательно достигнут 170, 230, 300 млн. м3, а с учетом угля
в «пиковый» период грузооборот составит более 4400 млн. м® в год, или около
2,5 млн. т в сутки (рис. 13.21).
При углублении горных работ простые тупиковые трассы заменяются
сложными с неоднократным изменением направления движения, среднее рас-
стояние перевозки достигнет 16 км и более. Карьерный железнодорожный
транспорт будет эксплуатироваться во все более трудных условиях. Четкий
и быстрый обмен поездов у забоев может быть достигнут при поточном дви-
жении поездов и коротком пробеге по горизонтальным путям, отсутствии или
минимальном числе стрелочных переводов, периодическом изменении направ-
ления движения поездов на поверхности. Выполнить эти условия возможно,
если по периметру мульды создать не менее 10 внешних траншей, каждая из
которых вскрывает прямыми заездами без изменения направления движения
поездов только определенную группу уступов (рис. 13.22).
На различных этапах развития горных работ при подвигании вскрышных
и добычных фронтов и изменении объемов перерабатываемой горной массы
грузопотоки вскрышных пород и угля в каждой выработке резко изменяются
по годам эксплуатации. Нагрузка на каждую траншею по этапам разработки
изменяется: по транспортированию угля — от 2,5 до 40—70 млн. т в год; по
транспортированию пород вскрыши — от 6 до 50—60 млн. м3 в год. С учетом
безостановочной эксплуатации траншей и трудности реконструкции путевого
хозяйства каждую вскрывающую выработку необходимо рассчитывать инди-
видуально, проектировать и сооружать на максимальную пропускную способ-
ность за весь период ее эксплуатации. Несоблюдение этого условия будет
связано с ухудшением использования оборудования, удорожанием работ и
невыполнением плана перевозок.
Снижения пробега поездов по горизонтальным и наклонным путям, ис-
пользования более крутых подъемов и обеспечения поточности движения по-
ездов в условиях мощных грузопотоков для горизонтов, расположенных ниже
250 м, можно добиться путем сооружения нескольких наклонных однопутевых
тоннелей, пропускной способностью каждого в одном направлении 180—200
поездов в сутки, с резким снижением эксплуатационных затрат на транспорт
и неэффективные внутренние съезды. Затраты на сооружение 4—5-километ-
ровых тоннелей окупаются в течение 5—6 лет при пропускной способности
тоннеля 80—120 поездов в сутки и в более короткие сроки при больших гру-
зопотоках. Число тоннелей и их местоположение следует определять для каж-
Предложение МГИ.
396

А~А
Рнс. 13.19. План выходов пластов Экибастузского месторождения
Рис. 13.20. Размеры фронта добычных работ при разработке Экибастузского
месторождения:
а — при полном развитии горных работ на приповерхностных участках; б — при разра-
ботке глубоких горизонтов
Рис. 13.21. Изменение объема до-
бычи угля Vy и объема работ по
вскрыше и горной массе Ив по го-
дам:
/ — объем вскрышных работ по расчетам
МГИ; 2 — объем вскрышных работ по
расчетам Карагандагипрошахта; 3 — объем
перерабатываемой горной массы по рас-
четам МГИ
дого этапа разработки. Для глубоких горизонтов можно создать 2—4 концен-
трированных грузопотока угля, часть угля будет вывозиться железнодорож-
ным транспортом, часть —конвейерами.
При нагрузке на траншеи до 150 млн. т в год и пропускной их способности
по организационным причинам не более 350 груженых поездов в сутки масса
поезда должна быть не менее 2500 т. Загрузка таких поездов должна осу-
ществляться механическими лопатами с ковшом емкостью до 20—35 м3. При
таких мощных грузопотоках (для всех карьеров) вопросом первостепенной
важности является создание особо мощного подвижного состава индивидуаль-
ного изготовления с грузоподъемностью вагона более 300—350 т (рис. 13.23)
Рис. 13.22. Схема вскрывающих трасс Экибастузского месторождения си-
стемой групповых траншей и тоннелей:
1, 2, 3 и 4 — временные склады вскрышных пород
399
Рис. 13.23. Схема вагона повышен-
ной вместимости
при сдвоенной колее и «локомотивом» из четырех тяговых агрегатов, обеспе-
чивающих тягу 6—8 вагонов.
Способ вскрытия глубоких горизонтов тоннелями имеет следующие недо-
статки:
небольшой уклон тоннелей (36—57 °/оо), значительные площади попереч-
ного сечения (40—42 н 80—85 м2 в свету соответственно при одно- и двупут-
ных тоннелях), объем проходческих работ в 6—-7 раз больше, чем при про-
ходке наклонного ствола одинаковой глубины;
необходимость опережающей отстройки предельного контура карьера на
участках заложения верхнего и нижнего порталов тоннеля;
создание площадок на глубоких горизонтах для сооружения перегрузоч-
ных пунктов при использовании железнодорожного транспорта в комбинации
с автомобильным.
В целом широкое применение комплексов с железнодорожным транспор-
том для обеспечения грузопотоков глубоких горизонтов мощных карьеров,
связанное с созданием рациональных схем и системы вскрытия на всех этапах
развития горных работ, является надежным путем при решении актуальных
вопросов открытых разработок.
Проблемы отвалообразования и рекультивации. Особо важной, требующей
специальной проработки и принятия рациональных технических решений, яв-
ляется проблема организации отвального хозяйства и рекультивации. Для ук-
ладки сотен млрд, м3 вскрышных пород, подлежащих разработке за длитель-
ный период, и с учетом того, что ежегодно вскрышных пород и «хвостов» от
обогащения поступает в отвалы до 3—4 млрд, т, необходимы большие пло-
щади отводимых земель. За период горных работ, например, на Экибастузских
разрезах можно рекультивировать 300—350 тыс. га земель, пригодных для ле-
сопосадок и сельскохозяйственных целей, создать таким образом крупный,
благоустроенный, экологически целесообразный для населения этого района
оазис в окружающих степях. При этом потребуются дополнительные источ-
ники для полива насаждений, а также выполнение других работ по благо-
устройству территории.
С учетом этой необходимости по-новому должна быть решена проблема
транспортирования вскрышных пород из разрезов на отвалы. Оно должно
быть двухступенчатым, поскольку укладку пород и золы в отвалы необходимо
производить по принципу их полезности для рекультивации:
I ступень — например, внутрикарьерный железнодорожный транспорт с до-
ставкой полезного ископаемого и вскрышных пород на «склады» вблизи борта
карьера. Мощный карьерный транспорт, рассчитанный на крутые подъемы,
будет четко обслуживать главные грузопотоки карьера с движением поездов
по кругу на высоких скоростях прн минимальном числе стрелочных переводов.
При этом достигается главная цель — высокий уровень использования экска-
ваторов, средств транспорта, обеспечивается минимум вспомогательных ра-
бот. Разгрузку поездов с временных «складов» вскрышных пород необходимо
будет производить на специально сооружаемых эстакадах. Использовать тя-
желые специализированные средства карьерного транспорта для перемещения
угля и пород на поверхности на значительные расстояния экономически не-
эффективно.
400
II ступень—перемещение угля со «складов» к потребителям с одновре-
менным его усреднением, а вскрышных пород в соответствии с их качеством —
в отвалы рекультивации или к перерабатывающим предприятиям. Полезное
использование вскрышных пород возможно при наличии специализированного
поверхностного транспорта с вторичной погрузкой горной массы со «складов».
Перемещение пород должно строго соответствовать потребностям рекультива-
ции земель н выполняться отвально-рекультивационным управлением, распо-
лагающим специальной техникой.
14.	ТЕХНОЛОГИЧЕСКИЕ КОМПЛЕКСЫ ПРИ
АВТОМОБИЛЬНОМ И КОНВЕЙЕРНОМ ТРАНСПОРТЕ
14.1.	Особенности производства горных работ
при автомобильном транспорте
При продольных однобортовой и двухбортовой системах раз-
работки рабочие горизонты карьерного поля вскрывают стацио-
нарными внутренними траншеями или временными съездами
с петлевой формой трассы при маятниковом движении автоса-
мосвалов в пределах фронта уступов. Иногда применяют вскры-
тие парными траншеями со сквозным фронтом работ на ус-
тупах.
Интенсифицировать горные работы можно путем отработки
уступов широкими панелями, в которых развал взорванной гор-
ной массы направлен в торец уступа (рис. 14.1, а), а выемка
осуществляется поперечными заходками. При этом уступ по
фронту разделяют на несколько панелей. После вскрытия гори-
зонта проводят продольную разрезную траншею, а от нее на
ширину панели — поперечные разрезные траншеи для создания
первоначального фронта работ экскаваторам (рис. 14.1, б).
Длину панели определяют с учетом расстояния между попереч-
ными разрезными траншеями, проведение которых совмещается
с проведением продольной разрезной траншеи.
После отработки первого ряда панелей уступа поперечными
блоками и заходками осуществляют вскрытие и подготовку ни-
жележащего горизонта (см. рис. 14.1, б). Темп углубления гор-
ных работ определяется числом и размерами панелей и произ-
водительностью экскаваторов.
Ширина панели на вскрышных уступах Ша. в принимается
равной необходимому для вскрытия нижележащего горизонта
подвиганию фронта работ. На добычных уступах ширина па-
нели принимается равной ширине вскрышной панели или крат-
ной ей, если мощность залежи превышает величину Ши. в- В ос-
тальных случаях ширина добычной панели принимается равной
горизонтальной мощности залежи на данном горизонте.
Длина широкой панели зависит от протяженности фронта
уступа и числа устанавливаемых на горизонте экскаваторов.
Минимальная длина панели составляет 200—250 м.
Преимуществом отработки уступов широкими панелями яв-
ляется интенсификация горных работ и полустационарный
401
A-A
65
Рис. 14.1. Продольная система разработки широкими
панелями с выемкой горной массы поперечными за-
ходками
характер уступных автодорог. Недостатки заключаются в жест-
кой взаимосвязи сроков отработки таких панелей на смежных
уступах и увеличении объема работ по проведению траншей.
При поперечных одно- и двухбортовых системах разработки
рабочие горизонты вскрывают временными съездами по одному
402
или обоим рабочим бортам. При вытянутых карьерных полях
объем горно-капитальных работ при поперечных системах раз-
работки на 35—60 % меньше, чем при продольных. На 35— 50 %
сокращается также объем горно-подготовительных работ, что
позволяет увеличить темп углубления горных работ. Расстояние
транспортирования горной массы внутри карьера также сущест-
венно сокращается. Во многих случаях порядок развития гор-
ных работ от центральной части карьерного поля к флангам
(иногда наоборот) с поперечным перемещением фронта и ис-
пользованием временных съездов экономичнее, чем применение
продольных систем разработки.
При вытянутых залежах можно применять также комбини-
рованную поперечно-продольную систему разработки. Добыч-
ной фронт в пределах залежи подвигается по ее простиранию,
а фронт вскрышных работ — вкрест простирания залежи
(рис. 14.2).
Вскрытие и подготовка горизонтов производятся времен-
ными съездами и разрезными котлованами, которые проводятся
по взорванной горной массе; по мере подвигания фронта работ
съезды переносятся. Многорядное короткозамедленное взрыва-
ние выполняется в зажатой среде (с одной свободной поверх-
ностью). При этом длина взрываемого блока по простиранию
залежи должна быть не менее длины съезда, которая при вы-
соте уступа 10 м составляет 100—130 м.
Применение поперечно-продольной системы разработки в на-
чальный период эксплуатации карьера позволяет снизить теку-
Рие. 14.2. Комбинированная поперечно-продольная система разработки
403
щий коэффициент вскрыши, уменьшить объем горно-подготови-
тельных работ и форсировать подготовку горизонтов в период
строительства карьера и освоения его производственной мощно-
сти. К недостаткам ее относятся: большое число временных ав-
томобильных съездов, проводимых по взорванной горной массе;
выполаживание угла откоса рабочего борта по простиранию за-
лежи до 2—5° из-за увеличения ширины рабочих площадок и
ограничение числа одновременно разрабатываемых уступов.
При карьерных полях округлой конфигурации с крутыми за-
лежами в некоторых случаях может быть принята веерная рас-
средоточенная система разработки при вскрытии внутренними
траншеями со спиральной формой трассы, которая может быть
стационарной или временной. Однако эта система характеризу-
ется существенными недостатками, вследствие чего в таких ус-
ловиях часто применяется кольцевая центральная система раз-
работки, которая может быть использована и на нагорных
карьерах.
Весьма вытянутые карьерные поля (LK>4 км) при разра-
ботке маломощных залежей могут делиться по простиранию на
одновременно отрабатываемые участки (блоки), имеющие само-
стоятельные трассы вскрывающих выработок (рис. 14.3), чтосо-
Рис. 14.3. Продольно-поперечная система разработки угольного месторожде
ния с разделением карьерного поля на блоки:
/ — на отвал; 2 — к забоям; 3 — на обогатительную фабрику
404
кращает расстояния перемещения горной массы автосамосва-
лами в карьере и на поверхности. Дно карьера на отдельных
участках часто имеет разные отметки, что способствует усред-
нению текущих объемов вскрышных работ. При этом прини-
мают продольную, поперечную или поперечно-продольную си-
стему разработки. Такие технологические комплексы приняты
в ряде проектов разработки фосфоритовых и угольных карьеров
Каратау и Кузбасса (см. рис. 14.3). Комбинация продольного
и поперечного подвигания фронта с опережающим проведением
разрезных траншей по контакту с висячим боком пластов поз-
воляет существенно уменьшить потери и разубоживание полез-
ного ископаемого.
14.2.	Формирование схем вскрывающих трасс
при автомобильном транспорте
При использовании автотранспорта широко применяют вре-
менные съезды. Основные отличия временных съездов от сколь-
зящих заключаются в следующем:
временные съезды не перемещаются («не скользят») по мере
отработки рабочих уступов при попеременной отработке верх-
него и нижнего подуступов в пределах съездов;
новый временный съезд сооружается на расстоянии 50—
200 м по фронту уступа от действующего съезда, после чего по-
следний ликвидируется (отрабатывается);
строительство временных съездов, как правило, включает
обуривание и взрывание породного блока в пределах съезда на
высоту уступа и проходку съезда, чаще всего с перемещением
взорванной породы под откос экскаватором или бульдозером;
отработка съездов осуществляется путем выемки взорванной
породы с погрузкой в автотранспорт.
Трасса таких съездов простая, петлевая или спиральная (см.
рис. 14.2 и 14.3). Коэффициент удлинения временной простой и
спиральной трассы зависит в основном от ширины рабочей
площадки Шр. п- При Шр, n=IIIPt п min Ку— 1,25—1,6; при Шр. п—
= (1,54-2,5)#7р.птш Ку = 1,44-2. При петлевой трассе Ку возрас-
тает на 10—15 %.
На нагорных карьерах соединение прямых участков трассы
может производиться с помощью петли на горизонтальной пло-
щадке или с устройством серпантины — постепенно поднимаю-
щейся кривой с уклоном tc (рис. 14.4). Использование серпан-
тин сокращает длину трассы и объем горно-капитальных работ.
От пункта пересечения участков трассы противоположного на-
правления на каждом горизонте проводят соединительную полу-
траншею, продолжением которой является разрезная полутран-
шея. Соединительная полутраншея может примыкать к наклон-
ной полутраншее на площадке, по борту которой проходит
серпантина на следующий горизонт (см. рис. 14.4, ц); при этом
обеспечивается независимость движения автомашин на криво-
405
Рис. 14.4. Схемы пунктов примыкания петлевой трассы на косогоре
линейных участках дороги, однако объемы работ увеличива-
ются. Если соединительная полутраншея примыкает к наклон-
ной на верхнем конце серпантины (см. рис. 14.4, б), строитель-
ный объем ее уменьшается, но примыкание происходит на кри-
вой и высота вскрываемого горизонта уменьшается на величину
h — Hy—hc (hc — высота участка трассы в пределах серпантины).
Вскрытие рабочих горизонтов капитальными внешними по-
лутраншеями с петлевой трассой типично для нагорных карье-
ров. В связи с необходимостью опережающей отработки выше-
лежащих уступов все горизонты высотной части месторождения
вскрываются в период строительства карьера. Уклон дорог для
верхних горизонтов достигает 100—120 °/оо, а на нижних гори-
зонтах уменьшается до 70—90 °/оо- Если позволяет протяженность
склона, повороты трассы с целью уменьшения их числа устраи-
вают через два-три горизонта.
Использование автотранспорта обусловливает относительно
частое изменение числа и положения съездов и транспортных
коммуникаций в соответствии с развитием горных работ. Ста-
бильные схемы вскрытия характерны для ограниченных перио-
дов ведения горных работ — «этапов вскрытия». Этап вскрытия
характеризуется существенным изменением контуров рабочих
горизонтов и объемов перевозок. Примерная величина этапа
вскрытия при проектировании равна 2—5 лет.
Окончательная система вскрывающих трасс устанавливается
путем формирования рациональных вариантов схем вскрытия
для отдельных «этапов вскрытия» и затем определения наилуч-
шего порядка их сочетания.
Формирование вариантов схем вскрывающих трасс включает
трассирование дорог, определение расстояний транспортирова-
ния и величины транспортной работы, распределение грузопо-
токов с рабочих горизонтов между отдельными трассами и при-
406
емными пунктами, определение объемов горных работ для уст-
ройства дорог и оценку затрат на создание и изменение схем
вскрытия.
Трассирование автомобильных дорог имеет следующие ос-
новные особенности: проложение трасс технически возможно
при любых промежуточных и конечных контурах карьера; число
автодорог, в том числе и временных, практически не зависит от
их провозной способности; число и положение трасс подчинено
главным образом задаче сокращения расстояний перевозок.
С учетом этих особеностей, как правило, возможно проложе-
ние различных трасс от пунктов приема грузов до рабочих го-
ризонтов карьера без предварительной проверки возможности
вскрытия всего карьерного поля (до конечной глубины его).
Трассирование основных автодорог производится на планах
горных работ, соответствующих этапам вскрытия. Основой для
трассирования служат: схема вскрывающих трасс предыдущего
этапа, положение приемо-перегрузочных сооружений и возмож-
ных транспортных выходов из карьера, расположение пунктов
примыкания основных автодорог к рабочим горизонтам, соб-
ственно план горных работ с намеченными объемами вскрыш-
ных и добычных работ.
Съезды от пункта примыкания внешней траншеи необходимо
проводить по обоим бортам, если позволяют условия. На нера-
бочих бортах карьера прямые участки трассы (без петель)
устраиваются обычно возможно большей длины, чтобы избе-
жать дополнительного разноса бортов, удлинения трассы и ухуд-
шения условий движения. На рабочих и временно нерабочих
бортах петли располагаются в пределах площадок уступов, по-
этому трассы могут иметь значительное число поворотов.
Пункты примыкания трасс к рабочим горизонтам необхо-
димо размещать так, чтобы минимизировать транспортную ра-
боту по видам горной массы для каждого горизонта за этап
вскрытия. При примыкании двух трасс различной длины Si и S2
к уступу или его участку рациональное расстояние Xi (м) пер-
вого пункта примыкания трассы от начала фронта работ
Х1 = 0,5(£ф.у + 5а—Si),	(14.1)
где £ф. у — длина фронта работ уступа, м.
Аналогично определяют положение второго пункта примы-
кания.
Как правило, не удается одновременно оптимизировать поло-
жение трасс и транспортную работу на горизонте. Так как сум-
марные грузопотоки по съездам значительно больше, чем на от-
дельных горизонтах, в первую очередь оптимизируется поло-
жение съездов. По этой же причине сначала устанавливают
положение участков дорог, примыкающих к поверхности, и трас-
сирование осуществляют по направлению от этих участков к ра-
бочим горизонтам.
407
Первоначальные расстояния между пунктами примыкания
съездов к рабочим горизонтам (расстояние между съездами)
принимают в пределах от 150—200 м до 500—700 м, а затем
исключают нерациональные варианты.
Распределение грузопотоков между съездами производится
из условия уменьшения транспортных затрат. При разработке
сложноструктурных залежей для относительно небольших эта-
пов вскрытия (квартал, иногда год) при большом числе прием-
ных пунктов целесообразно распределять грузопотоки путем ре-
шения транспортной задачи линейного программирования.
Объемы горных работ, зависящие от принимаемой схемы
вскрытия, устанавливают после трассирования траншей по кон-
турам, отстроенным без учета транспортных коммуникаций. Для
размещения транспортных берм и съездов производится до-
полнительный разнос бортов, оставляются целики или осущест-
вляется комбинация этих способов. При наличии временных
съездов обычно позже извлекается полезное ископаемое, распо-
ложенное ниже съезда, или раньше разрабатываются вышеле-
жащие объемы вскрышных пород. Рациональные способы уст-
ройства транспортных берм и съездов определяются сопоставле-
нием затрат по вариантам.
Каждая схема вскрытия оценивается по капитальным затра-
там и текущим расходам за этап вскрытия.
Капитальные затраты связаны со строительством автодорог
на поверхности и приобретением парка автомашин при конкрет-
ной схеме вскрытия.
Текущие транспортные расходы для конкретной схемы
вскрытия включают затраты на содержание автомобилей и
дорог. Для их уменьшения требуется проведение возможно
большего числа вскрывающих выработок и сооружение дорог
с улучшенным покрытием, а также частое их переустройство.
Однако это связано с увеличением объема горно-строительных
работ и капитальных затрат.
Оптимальная система вскрывающих трасс месторождения
находится сопоставлением затрат на устройство, эксплуатацию
и последующее поэтапное изменение схем с различным числом
дорог разного качества. Первоначально оцениваются варианты
устройства и эксплуатации схем для первого этапа вскрытия,
затем варианты изменения их для перехода к схемам второго
этапа и их эксплуатации и т. д.
Часто можно сформировать несколько схем вскрывающих
трасс, близких по экономической оценке. Окончательный выбор
системы вскрытия производится с учетом технологических, гео-
логических и других факторов. В результате устанавливается
порядок поэтапного изменения способов вскрытия и схем вскры-
вающих трасс.
408
14.3.	Параметры систем разработки
При продольных системах разработки мощных залежей
длина фронта работ на одном добычном уступе определяется
длиной разрезной траншеи, которая обычно составляет не менее
0,4—0,6 длины карьерного поля. Общая длина фронта добычных
работ карьера в этом случае определяется длиной фронта работ
на уступе и числом добычных уступов.
При продольных системах разработки маломощных залежей
длина фронта добычных работ на уступе определяется длиной
участка разрезной траншеи £ф. у (м), проведенного за время от-
работки t3. б (мес) залежи в пределах экскаваторного блока
длиной L3. б (рис. 14.5, а) :
=	(14.2)
где с — коэффициент снижения производительности экскаватора
при проведении траншеи (при автотранспорте с~0,75-4-0,8);
Q3.„•—производительность экскаватора в торцовом забое,
м3/мес; ST — площадь поперечного сечения разрезной тран-
шеи, м2;
ST = (Ь + Ну ctg а) И у-,
b — ширина разрезной траншеи по дну, м; Ну — высота ус-
тупа, м; а — угол откоса уступа, градус.
Рис. 14.5. Схемы к определению длины фронта добыч-
ных работ при продольных системах разработки мало-
мощных залежей
409
Время отработки запасов полезного ископаемого в пределах
экскаваторного блока при проведении разрезной траншеи по за-
лежи, мес.
/s.6 = L9.c(M-b)//y/Q3 м,	(14.3)
где М — мощность залежи, м.
Из (14.2) с учетом (14.3) длина фронта добычных работ на
одном уступе, м
£ф. у — cLs б (М — b)/(b + Ну ctg а).	(14.4)
При проведении разрезной траншеи по вмещающим породам
в числителях формул (14.3) и (14.4) вместо (М—Ь) должна фи-
гурировать величина М.
Общая длина фронта добычных работ карьера £ф. и опреде-
ляется величиной £ф. у и возможным числом добычных уступов
Пу. п, которое зависит от длины залежи Ls и расстояния между
траншейными забоями на смежных горизонтах Lo (рис. 14.5, б).
Величина £о = £э. б + //ф- Расстояние l/ф определяется так же,
как расстояние £ф. у'[см. формулу (14.4)], но борт траншеи раз-
носится не на величину (М—Ь) или М, а на расстояние Шо (см.
рис. 14.5, б), обеспечивающее требуемую ширину рабочей пло-
щадки ///р.п на смежных уступах. Величина ШО=ШР. п + НуХ
X (ctga—ctgP). Угол р определяет направление углубления гор-
ных работ и обычно равен углу падения залежи. При а>р Шо=
= ШР, n + //y(ctgp- ctga). Таким образом,
Пу „ = L3/L0 =-----------------Ь------------------, (14.5)
.	(, , с[Л/Р n + //y(ctga-ctgp)] )	’
э‘61	Ь -р Ну ctg a	J
а общая длина добычного фронта, м
г ____ ... i __________________с£3 (М — Ь)____________
ф.н У‘и Ф-У ~	//у etga +с[/Ур. п +/Уу (ctga —ctgP)]
(14.6)
При поперечной и поперечно-продольной системах разра-
ботки длина добычного фронта на уступе обычно равна мощно-
сти залежи, а число добычных уступов пу.и=£а/(//_/?.n + //yctga).
Минимальная длина блока определяется условиями безопас-
ной работы экскаватора (50—70 м) и обеспечения его запасами
взорванной горной массы. Нормальная протяженность экскава-
торного блока рассчитывается с учетом условий обмена автоса-
мосвалов и наличия обуриваемого и резервного рабочих блоков.
Концентрация выемочно-погрузочных работ за счет сокраще-
ния минимальной протяженности экскаваторных блоков в 2—3
раза по сравнению с длиной их при железнодорожном транс-
порте позволяет увеличить темп углубления горных работ (до
20—30 м/год) и обеспечить интенсивную разработку месторож-
410
Рис. 14.6. Зависимость производи-
тельности экскаватора Qa от ширины
заходки А:
1 н 2 — соответственно для экскаваторов
ЭКГ-5 н ЭКГ-8И
дения при минимальных значениях текущего коэффициента
вскрыши.
Ширина блока панели зависит от рабочих параметров при-
меняемых экскаваторов и схем установки автосамосвалов под
погрузку. При разработке мягких пород рациональна неболь-
шая ширина блока панели (заходки), равная (0,7-4-1)7?ч.у, так
как при этом уменьшается угол поворота и сокращается про-
должительность цикла экскаватора, особенно при кольцевых
схемах движения автосамосвалов на уступе (рис. 14.6).
При разработке скальных и полускальных пород ширина
блока панели зависит от возможной ширины развала взорван-
ных пород и условий движения автосамосвалов. При сквозном
движении автомашин целесообразно иметь ширину блока па-
нели такой, чтобы отгружать развал не более чем за две-три
экскаваторных заходки вдоль фронта. При маятниковом движе-
нии автомашин в пределах фронта уступа кольцевой подъезд
их к экскаватору или спаренная установка легко осуществля-
ются, если выемочно-погрузочные работы ведутся широкими за-
ходками (на полную ширину развала), так как требуемая ши-
рина маневровой площадки составляет 20—25 м. При этом обес-
печивается безопасная подача автосамосвалов под погрузку и
появляется возможность увеличить производительность экскава-
торов, улучшить подготовку горных пород к выемке, сократить
затраты на поддержание и улучшить состояние подъездных
дорог, повысить концентрацию горных работ на уступах.
При небольшой скорости подвигания фронта работ необхо-
димо иметь небольшую ширину рабочей площадки, а следова-
тельно, ограничить и ширину блоков панелей для сокращения
переходящих объемов вскрышных работ.
Минимальная ширина рабочих площадок (рис. 14.7, а) рас-
считывается по формуле (13.10). В мягких породах она состав-
ляет 25—30 м, а в скальных — 40—60 м в зависимости от фи-
зико-технических характеристик горных пород в массиве и
схемы подачи автосамосвалов под погрузку.
Расчетная ширина рабочей площадки (рис. 14.7, б), как и
при использовании железнодорожного транспорта [см. формулу
(13.12)1, дополнительно включает полосу для размещения ЛЭП
и резервного блока панели, а также устанавливается с учетом
увеличения ширины взрываемого блока при многорядном корот-
411
Рис. 14.7. Схемы к определению ширины рабочих площадок при исполь-
зовании комплексов ЭАО и ЭАР
козамедленном взрывании. В скальных породах она составляет
75—80 м и более.
Время подготовки горизонта разрезными траншеями и до-
стигаемый при этом темп углубления горных работ определя-
ются в соответствии с положениями, изложенными в и. 11.4. При
разрезных траншеях большой протяженности целесообразно их
проведение и разнос бортов осуществлять одновременно в не-
скольких блоках, выделяемых по длине траншеи. Транспортный
доступ к отдельным блокам обеспечивается проведением вре-
менных траншей.
Подвигание фронта работ, необходимое для вскрытия и под-
готовки нижележащего уступа, определяется углом падения за-
лежи и условиями проведения разрезных траншей. Необходимое
подвигание при проведении траншеи сплошным забоем рассмот-
рено выше (см. рис. 14.5, б). При послойном проведении тран-
шей величина необходимого подвигания фронта, м
а = 0,5Яу (3 ctg а 4-ctg Р) 4-Ь + Т +х,	(14.7)
где а — угол откоса уступа, градус; b — ширина дна траншеи, м;
Т—ширина транспортной полосы, м; х— ширина торца раз-
вала, м.
Послойное проведение разрезных траншей по контакту с ви-
сячим боком залежи целесообразно при разработке уступами
высотой 15—20 м наклонных залежей. Это позволяет снизить по-
тери и разубоживание полезного ископаемого.
При подготовке горизонтов разрезными котлованами экска-
ватор после проведения наклонной траншеи осуществляет про-
ходку котлована, который затем расширяется во все стороны
несколькими экскаваторами (рис. 14.8). После создания доста-
точной рабочей площадки становится возможным проведение
наклонной траншеи на нижележащий горизонт и создание здесь
первоначального котлована.
Организация горно-подготовительных работ показана на гра-
фиках L=f(T) (см. рис. 14.8), на которых сооружение котлова-
нов изображено прямоугольниками, а проведение наклонных
траншей и расширение котлованов —- наклонными прямыми ли-
412
Рис. 14.8. Схемы подготовки горизонтов разрезными котлованами и обоб-
щенные графики L=f(T):
а и б — соответственно при петлевой н простой формах трассы; В±0 и В—15 — прове-
дение наклонных траншей соответственно на горизонтах ±0 м и —15 м; /, II и III —
последовательность подготовки
ниями. Как видно из графиков, время подготовки горизонта со-
ставляет (мес):
при петлевой форме трассы вскрывающих выработок (см.
рис. 14.8, а)
Тп = h +t2 +13 =	[L6 (q + LK. T + k+f) + 0,5bLK. T]; (14.8)
M
при простой или спиральной форме трассы вскрывающих вы-
работок (см. рис. 14.8, б)
Тп = h + f4 =	(q + /т + /),	(14.9)
V9. М
где q — расстояние по горизонтали между разрезными котлова-
нами на смежных горизонтах, м; /т — при простой (спиральной)
форме трассы длина площадки примыкания наклонной траншеи
к горизонту, при петлевой форме трассы — длина тупика разрез-
ной траншеи, при которой можно начинать проведение траншеи
в обратном направлении, при временных съездах — длина пло-
щадки для разворота автомашин, м (/т = 254-40 м); f — ширина
разрезного котлована, м (f=404-50 м); b — ширина временного
съезда, м (Ь = 304-35 м).
413
Скорость подвигания фронта при поперечных системах раз-
работки, когда на добычном уступе обычно устанавливается
один экскаватор, составляет (м/год)
»Ф. П = <2э. н/(НуМ),	(14.10)
где Q3. и — производительность добычного экскаватора, м3/год.
14.4.	Проведение траншей при автомобильном
и конвейерном транспорте
При автомобильном транспорте производитель-
ность экскаваторов в тупиковой заходке лишь па 15—20%
меньше, чем в сквозной. Схемы подачи автосамосвалов к за-
бою— кольцевая и с тупиковым разворотом (рис. 14.9).
Ширина траншеи (м) при кольцевом развороте автомашин
(см. рис. 14.9, а)
Ьт1л = 2(Яа + 0,5Ьа + т),	(14.11)
где Ra — минимальный радиус поворота автосамосвала, м; ba—
ширина кузова автосамосвала, м; т — минимальный зазор
между автосамосвалом и нижней бровкой борта траншеи, м
(/д= 1-?2 м).
При тупиковом развороте автосамосвалов в траншее (см.
рис. 14.9, б)
Ьт1п =	+ 0,5Ьа + la + 2m,	(14.12)
где 1а — длина автосамосвала, м.
При двухтупиковой подаче автосамосвалов к забою (см.
рис. 14.9, в) обеспечивается двусторонняя погрузка. Ширина
дна траншеи практически не изменяется по сравнению с одноту-
пиковым разворотом и ее значения в зависимости от грузоподъ-
емности автомашин приведены ниже.
Рис. 14.9. Схемы проведения траншей в мягких породах мехлопа-
тами с нижней погрузкой в средства автотранспорта
414
Грузоподъемность автосамосвала, Т................. 12	27
Ширина дна траншеи (м) при нижней погрузке породы
в автосамосвалы при их развороте:
тупиковом ...................................... 26	23
кольцевом ...................................... 35	30
40	60
24	29
30	37
При высоте уступа 10—20 м и применении мехлопат с ков-
шами емкостью 4—8 м3 расчетная скорость проведения траншей
при кольцевом, однотупиковом и двухтупиковом разворотах ав-
тосамосвалов БелАЗ-540 и БелАЗ-548 находится соответственно
в пределах 160—355, 135—330 и 180—395 м/мес. На практике
средняя скорость проведения траншей при автотранспорте со-
ставляет 165—200 м/мес, что в 1,5—7 раз выше, чем при желез-
нодорожном транспорте.
При конвейерном транспорте схема работы мехло-
паты аналогична схеме выемки в тупиковой заходке. Но в рас-
сматриваемом случае для уменьшения объема проходческих
работ применяют узкие тупиковые заходки. Минимальная ши-
рина дна траншеи определяется габаритами экскаватора [Ьтт=
= 2(7?к+т)].
14.5.	Производительность и комплектация оборудования
при автомобильном транспорте
Производительность комплексов разветвленной и скрещи-
вающейся структуры определяется по тем же методикам, что и
при железнодорожном транспорте. Коэффициенты снижения
производительности экскаваторов при закрытом и открытом
цикле движения рассчитываются на основе формул (13.34),
(13.36), (13.38), а часовая производительность экскаваторов —
по формуле (13.32).
При технико-экономических расчетах решается вопрос соот-
ношения емкости ковша экскаватора Е и вместимости кузова
автосамосвала Va или массы породы в ковше £Аэу и грузо-
подъемности автосамосвала q.
Как показывают расчеты, область оптимального отношения
Va: Е составляет 4—6 при небольшом расстоянии перевозок
(1—1,5 км); с увеличением расстояния транспортирования до
5 км область оптимума Ка : Е смещается в сторону увеличения
и равна 6—10; при расстоянии перевозок 7—8 км значения
Ка ' Е равны 8—12. Нижние пределы указанных значений отно-
сятся к более мощному карьерному оборудованию, что объяс-
няется целесообразностью сокращения простоев дорогостоящих
автосамосвалов большой грузоподъемности в ожидании по-
грузки (табл. 14.1).
Важное значение имеет также степень использования грузо-
подъемности и вместимости кузова автосамосвалов:
Kq^nKEKsy/qa,	(14.13)
Ку = пкЕКк.кКу/Уа,	(14.14)
где пк — число ковшей, необходимых для загрузки кузова; Кэ—
415
Таблица 14.1. Рациональные соотношения вместимости кузова автосамо-
свала Вв и емкости ковша экскаватора Е (по П. И. Томакову)
Емкость ковша экскаватора, м3	Рациональные отношения Va : Е при расстояниях транспортирования, км			
	1—2	3-4	5-6	7-8
3,2	5,5	6,4	8	10
4	5,5	6,4	8	10
5	5,2	6,2	7,6	9,6
6,3	5,2	6,2	7,6	9,6
8	4,7	5,7	7,3	9,3
10	4,7	5,7	7,3	9,3
12,5	4,3	5,3	6,8	8,7
16	4,3	5,3	6,8	8,7
20	4	5	6,5	8
25	4	5	6,5	8
коэффициент экскавации; у — плотность породы в массиве, т/м3;
Кн. к — коэффициент наполнения ковша экскаватора; Ку — ко-
эффициент уплотнения породы, равный отношению коэффициен-
тов разрыхления породы в кузове автосамосвала и ковше экска-
ватора (для мягких пород и угля, разрушенных полускальных и
скальных пород Ку примерно равен соответственно 0,94, 0,87
и 0,79).
Рациональные значения К(/ и Kv составляют соответственно
1—1,07 и 1,0 -1,15.
Для экскаваторов с ковшами емкостью 12—20 м3 рацио-
нальны автосамосвалы и автопоезда грузоподъемностью от
120—180 до 250—300 т и более. Часть таких автомашин выпус-
кается, а часть запланирована к выпуску. Автотранспортные
средства особо большой грузоподъемности создаются как спе-
циализированный подвижной состав, отвечающий физико-техни-
ческим характеристикам перемещаемой горной массы (угле-
возы, рудовозы и т. п.). Перспективны карьерные породовозы
и углевозы грузоподъемностью до 500—1000 т в комплексе
с мощными карьерными мехлопатами. При этом затраты на
1 т • км перевозок горной массы приближаются к затратам на
перемещение средствами железнодорожного транспорта, но со-
храняются основные преимущества автотранспорта.
Порядок формирования основного оборудования комплексов
следующий:
1.	Выбирают модели погрузочных экскаваторов, вид бурения
и типоразмеры буровых станков так же, как и при грузопото-
ках с железнодорожным транспортом.
2.	При известных емкости ковша экскаватора Е и дальности
транспортирования L устанавливаю! диапазон рациональной
вместимости кузова автосамосвала Va (см. табл. 14.1).
416
3.	При установленных пределах изменения вместимости ку-
зова, плотности разрабатываемых пород у, характеристиках на-
полнения ковша и разрыхления горной массы в ковше и кузове
определяют потребную грузоподъемность автосамосвала qa и
выбирают существующую модель автомобиля.
Для перемещения пород различной плотности выпускаемые
и запланированные к выпуску автосамосвалы должны быть обо-
рудованы кузовами различной вместимости, в частности для гор-
ных пород плотностью 2,1; 2,7 и 3 т/м3. Для перевозки угля при-
меняются углевозы с облегченным кузовом увеличенной вмести-
мости.
4.	Рассчитывают необходимое число работающих экскавато-
ров в соответствии с мощностью сходящегося грузопотока и про-
изводительностью экскаваторов. Число автомашин для обслу-
живания грузопотока определяют в соответствии с расстоянием
транспортирования, принятой организацией транспортного об-
служивания экскаваторов (по закрытому или открытому циклу)
и числом последних.
В экскаваторно-автомобильных комплексах как разветвлен-
ной, так и скрещивающейся структуры возможно в относительно
широких пределах изменять число автосамосвалов N, от чего
зависят производительность комплекса, простои экскаваторов и
автосамосвалов.
Рациональное число автосамосвалов в комплексе определя-
ется по принятому критерию оптимальности. Последний зависит
от периода планирования и производственной ситуации (факти-
ческого положения горных работ и необходимости их интенси-
фикации, парка экскаваторов и т. д.).
Условием интенсификации использования мощных карьер-
ных экскаваторов (Е>8 м3) при увеличении числа автосамосва-
лов в комплексе является спаренная тупиковая установка авто-
машин под погрузку при отработке широких продольных захо-
док или коротких диагональных заходок при широких панелях.
В этом случае время обмена автосамосвалов to может быть
резко сокращено (до нуля) и увеличивается техническая произ-
водительность экскаватора за счет сокращения его угла пово-
рота на погрузку, а передвижки экскаватора совмещаются в ос-
новном с междусменными перерывами, зачисткой подъездной
площадки и другими кратковременными вспомогательными ра-
ботами. Спаренная установка возможна при условии, что хотя
бы один автосамосвал находится в ожидании погрузки. Тогда
при тупиковом подъезде автосамосвала его простой (время ожи-
дания) не увеличивается. Число ожидающих погрузки автоса-
мосвалов Nox— 1 при числе автосамосвалов в комплексе развет-
вленной структуры У~1,1Ур. При такой организации работы,
например, сменная производительность экскаватора ЭКГ-8И на
карьере ЦГОКа (Кривбасс) достигала 6700 м3/смену.
При использовании автотранспорта в комбинации с другими
видами транспорта и отсутствии между ними промежуточного
14 Заказ № 624	4 1 7
склада большой вместимости, как правило, экскаваторное и ав-
тотранспортное звенья должны иметь нагруженный резерв для
компенсации их аварийных простоев и неравномерности работы.
14.6.	Технологические комплексы с использованием
одноковшовых погрузчиков
Данные технологические комплексы разделяются по виду вы-
полняемых одноковшовыми погрузчиками производственных
процессов: выемки и погрузки; выемки, погрузки и транспорти-
рования; вспомогательных работ.
При использовании погрузчиков в качестве
выемочно-погрузочного оборудования транспорт-
ным звеном комплекса являются автосамосвалы, иногда сред-
ства железнодорожного транспорта (рис. 14.10). Технико-эко-
номические показатели работы погрузчиков при этом сущест-
венно зависят от применяемых способа выемки и схемы по-
грузки. Пневмоколесные погрузчики грузоподъемностью 10, 15
и 25 т целесообразно применять в качестве основного экскава-
ционного оборудования на карьерах мощностью по горной массе
до 5 млн. т/год или на группе близлежащих карьеров при раз-
работке мягких, полускальных или скальных легковзрываемых
пород. Подготовка пород к выемке осуществляется взрывным
способом или механическими рыхлителями. На мощных карье-
рах погрузчики могут использоваться в качестве дополнитель-
ного (к экскаваторам) выемочного оборудования для отработки
удаленных частей развала незначительной высоты, в забоях
с небольшими плановыми объемами погрузки и т. д.
Средства, железнодорожного транспорта
Рис. 14.10. Целесообразные соотно-
шения грузоподъемности погрузчиков
и транспортных средств
Рис. 14.11. Рациональная область
применения большегрузных по-
грузчиков в качестве выемочио-
траиспортио-погрузочиого обору-
дования (по Н. В. Мельникову
и К. Н. Трубецкому):
1 и 2 — области для погрузчиков со-
ответственно неконкурентоспособных
нли могущих конкурировать с комп-
лексом ЭАО (ЭАР); 3 — область эко-
номически эффективного применения
погрузчиков; Q — производственная
мощность карьера по горной массе
418
Применение пневмо колесных погрузчиков
грузоподъемностью 15, 25 и 40 т в качестве вы-
емочно-транспортно-погрузочного оборудова-
н и я ограничивается расстоянием перемещения горной массы,
равным 0,3—1 км в зависимости от мощности карьера
(рис. 14.11). Может быть и эффективным перемещение погруз-
чиками горной массы к рудоспускам (породоспускам), располо-
женным на расстоянии до 500—600 м от забоев (рис. 14.12, а).
Возможно использование погрузчиков для перемещения горной
массы к концентрационным транспортным горизонтам
(рис. 14.12, б), транспортирования полезного ископаемого со
склада к стационарной дробильной установке (рис. 14.12, в)
Рис. 14.12. Схемы технологических комплексов с использованием погруз-
чиков в качестве выемочно-транспортио-погрузочного оборудования
14*	419
или горной массы из забоев к полустационарным или передвиж-
ным дробильным агрегатам (рис. 14.12, г), бункерам-питателям
различных установок, например промывочных при разработке
россыпей.
Высота уступа в скальных породах должна быть не более
полуторной высоты черпания карьерных погрузчиков, что со-
ставляет 8—10,5 м. Минимальная ширина заходки равна 4,5—
5 м. При выемке взорванной породы целесообразно принимать
ширину заходки, позволяющую в ее пределах осуществлять по-
ворот автосамосвалов.
Минимальная ширина рабочей площадки (м) зависит от
схемы движения автосамосвалов в ее пределах (рис. 14.13).
При повороте автосамосвалов сбоку от погрузчиков (и раз-
вала)
Шр.п = В + С + 2Яа + Ьа + 2,	(14.15)
где В — ширина развала, м; С — расстояние между развалом и
транспортной полосой, м; — радиус поворота автосамосвала,
м; Ьа — ширина кузова автосамосвала, м; Z — расстояние между
верхней бровкой уступа и транспортной полосой, м.
При тупиковых заходках и развороте автомашин сзади по-
грузчика в пределах развала минимальная ширина рабочей пло-
щадки, м
Рис. 14.13. Схемы к определению ширины рабочей площадки при работе
погрузчиков:
а и б — соответственно при сквозных и тупиковых заходках; 1 — погрузчик; 2 — авто-
самосвал
420
Минимальная ширина рабочей площадки составляет 25—30
и 22—25 м при использовании погрузчиков соответственно в ка-
честве выемочно-погрузочного и выемочно-транспортно-погру-
зочного оборудования.
Рациональная длина фронта работ из условия независимого
ведения буровых, взрывных и выемочно-погрузочных работ со-
ставляет на один погрузчик 350—550 м. Этот фронт ввиду мо-
бильности пневмоколесных погрузчиков может быть рассредо-
точен на двух-трех горизонтах карьера.
14.7.	Технологические комплексы
при конвейерном транспорте
Комплексы в первую очередь различаются по двум при-
знакам:
отсутствие или наличие дополнительного механического
дробления горной массы перед транспортированием ее конвей-
ерами;
применение выемочно-погрузочного оборудования непрерыв-
ного или цикличного действия.
Отсутствие дополнительного механического дробления, есте-
ственное при разработке мягких и плотных пород, принципи-
ально возможно при разработке полускальных и скальных по-
род в следующих случаях:
. при достижении требуемой кусковатости разрушенных пород
для перемещения ленточными конвейерами с применением взры-
вания;
при использовании специальных средств конвейерного тран-
спорта для перемещения крупнокусковой горной массы.
Выемочно-конвейерно-отвальные комплексы без дробилок
при разработке наклонных и крутых месторождений применя-
ются на верхних вскрышных горизонтах, представленных мяг-
кими и плотными породами. Как и при разработке горизон-
тальных и пологих залежей, используются обычные роторные
экскаваторы, ленточные конвейеры и консольные отвалообразо-
ватели. Основным отличием является большая длина конвейер-
ных линий.
Экскаваторно-конвейерные комплексы без дробилок при ис-
пользовании ленточных конвейеров могут успешно применяться
при разработке хрупких полускальных пород (в основном угля)
с предварительным их взрывным разрушением в массиве,
а также при разработке пород с небольшим (<5 %) содержа-
нием крепких включений нетранспортабельных размеров
(>400—500 мм). Взрывное разрушение в массиве крепких
включений необходимо при их размерах, превышающих линей-
ный размер ковша экскаватора.
Загрузочными устройствами забойных конвейеров в таких
комплексах являются загрузочные воронки или лотки с грохо-
том и питателем или грохотильные агрегаты. Широкое приме-
421
некие рассматриваемые комплексы получили на добычных ра-
ботах Уральских угольных карьеров.
Для взрывного дробления скальных и полускальных пород
до кусковатости, требуемой для перемещения ленточными кон-
вейерами, необходимо увеличение удельного расхода ВВ, умень-
шение диаметра скважин в средне- и трудновзрываемых поро-
дах, уменьшение сетки скважин и увеличение объема буровых
работ. Указанные мероприятия обусловливают большие затраты
на буровзрывные работы, в настоящее время в 1,5—3 раза пре-
вышающие затраты на дополнительное механическое дробление
взорванной породы. При неудовлетворительной кусковатости
необходимо грохочение горной массы до перемещения ее лен-
точными конвейерами. Все это обусловливает в настоящее
время целесообразность комбинации взрывного и механического
дробления горной массы при разработке скальных и полускаль-
ных пород с использованием ленточных конвейеров.
Применение в качестве забойных специальных конвейеров,
предназначенных для перемещения крупнокусковой породы (ко-
лесно-ленточных и др.), обусловливает высокие капитальные и
эксплуатационные затраты и трудоемкость вспомогательных
работ при их передвижке.
Перспективными для перемещения крупнокусковой горной
массы (до 120 см) являются комплексы с экскаватор-
ным выемочно-погрузочным оборудованием и
конвейерными поездами. Грузонесущим органом пос-
ледних является конвейерная лента или металлическое пластин-
чатое полотно желобчатой формы шириной 2—2,4 м. В настоя-
щее время предполагается создание конвейерных поездов с шар-
нирно соединенными одно- или двухосными тележками, ходовой
частью которых являются опорные колеса, движущиеся по рель-
совому пути. Зазоры между тележками (секциями) перекрыва-
ются гибкими вставками. Благодаря шарнирной связи тележек
(секций) и гибким вставкам между ними конвейерный поезд
может проходить криволинейные участки пути с небольшими
радиусами в плане (20—25 м) и профиле (2—3 м). Эти пока-
затели, а также большие скорости движения (до 6—7 м/с на по-
верхности и спуске и до 3—4 м/с на подъеме) и преодолевае-
мые уклоны (15—20°) обусловливают эффективность использо-
вания конвейерных поездов на нижних горизонтах глубоких
карьеров (рис. 14.14), а также на нагорных карьерах с неболь-
шими размерами в плане.
Производительность комплекса оборудования (экскаваторы
и конвейерные поезда) зависит от числа конвейерных поездов
и ограничивается пропускной способностью наклонных подъем-
ников либо технической производительностью экскаваторов.
Расчет производительности производится по той же методике,
что и для комплексов с железнодорожным транспортом.
Выемочно-конвейерные комплексы с дополнительным меха-
ническим дроблением горной массы предназначены для выемки,
422
Рис. 14.14. Схема тех-
нологического комплекса
с конвейерными поез-
дами для отработки глу-
боких горизонтов Сар-
байского карьера (ин-
ститут Гипроруда):
1 и 2 —• соответственно гру-
зовая и порожняковая
траншейные ветви; 3 — за-
бойные изгибающиеся кон-
вейерные линии
(Ч-Ж)
^-№0
-18C
2
-uo\
$-120

погрузки и перемещения мелковзорванных пород — при содер-
жании кусков размером 80—100 см в развале не более 6—10 %.
Такие комплексы включают выемочно-погрузочную машину не-
прерывного действия со встроенной дробилкой или отдельным
самоходным грохотильно-дробильным (или дробильным) агре-
гатом, систему забойных и магистральных конвейеров,
а вскрышные комплексы — также отвальные конвейеры и отва-
лообразователь.
В намеченных для применения (карьеры Кривбасса, Урал-
асбеста и др.) комплексах оборудования непрерывного действия
производительностью 8—10 млн. т/год выемочно-погрузочные
машины имеют один рабочий орган зачерпывающего типа.
Рис. 14.15. Схема технологических комплексов ЭКР и ЭАКР Ингулецкого
карьера (институт Кривбасспроект):
/> // — конвейерные тракты «Восточный» и «Западный»; / — корпус первой и второй
стадий дробления; 2 — подземные конвейерные галереи; 3 — поверхностные перегрузоч-
ные узлы; 4 — поверхностный конвейер; 5 — наклонные магистральные конвейеры; 6 —
внутрикарьерные перегрузочные узлы; 7 — передаточные конвейеры; 8 — забойные кон-
вейеры; 9 — грохотнльная установка на гор.—60 м; 10 — конвейерная штольня; 11 —
вентиляционная штольня и шахта «Вентиляционная»; 12— наклонный конвейерный
ствол; 13 — здание над устьем наклонного ствола; 14— поверхностный конвейер; 15 —
перегрузочный узел; 16 — передаточный конвейер; 17 — корпус третьей и четвертой ста-
дий дробления
424
Эффективность применения выемочно-конвейерных комплек-
сов оборудования при разработке скальных и полускальных
пород определяется ростом производительности труда в 1,5—2
раза и снижением текущих затрат по процессам выемки, пере-
мещения и погрузки. Опытно-промышленные испытания вые-
мочно-конвейерных комплексов для конкретных условий дол-
жны подтвердить их работоспособность и эффективность.
Экскаваторно-конвейерные комплексы с дополнительным ме-
ханическим дроблением горной массы включают мехлопаты, са-
моходные дробильные агрегаты, самоходные перегружатели,
Рис. 14.16. Схема экскава-
ции с перевалкой горной
массы верхней части раз-
вала при использовании
комплекса ЭКР (ЭКО):
I — экскаваторы ЭКГ-811;	2 —
агрегаты СДА-3; 3 — перегру-
жатели СП-1000; 4 — забойный
конвейер
Рис. 14.17. Схема экскава-
ции с поочередной отработ-
кой подуступов по развалу
одним экскаватором при
использовании комплекса
ВКР (ВКО):
1 — экскаватор непрерывного
действия; 2 — дробильно-пере-
грузочная машина: 3 —забой-
ный конвейер
425
систему конвейеров, а также отвалообразователи (вскрышные
комплексы).
Такие комплексы могут применяться при разработке как
легковзрываемых, так и средневзрываемых пород. Комплекс
оборудования имеет последовательную структуру при одном
экскаваторе и одной конвейерной линии или разветвленную при
нескольких параллельно работающих экскаваторах и забойных
конвейерах и общей линии магистральных конвейеров; если
в последнем случае один забойный конвейер обслуживается
двумя и более экскаваторами, комплекс имеет сложноразвет-
вленпую структуру (рис. 14.15 и 14.16).
В настоящее время созданы и создаются самоходные дро-
бильные агрегаты (дробильно-перегрузочные машины) с ротор-
ными, виброударными, щековыми и конусными дробилками про-
изводительностью 1000—2000 т/ч. Предполагается создание дро-
бильных агрегатов производительностью до 5 тыс. т/ч.
При широких рабочих площадках (100—120 м) для умень-
шения угла наклона рабочего борта карьера и текущего объема
вскрышных работ, а также простоев комплексов оборудования
иногда можно сократить число транспортных горизонтов. Такое
сокращение достигается увеличением высоты уступов (до 25—
30 м и более) при взрывании с подпорной стенкой и отра-
ботке развала двумя подуступами с расположением забойного
конвейера на почве нижнего подуступа. При этом возможны по-
следовательная отработка подуступов одним экскаватором с по-
грузкой горной массы на конвейер (рис. 14.17) или перевалка
горной массы верхнего подуступа на нижележащий транспорт-
ный горизонт, где она и горная масса нижнего подуступа гру-
зятся на конвейер (см. рис. 14.16). В первом случае отработка
уступа осуществляется одним экскаватором, а во втором случае
задалживаются 2—4 экскаватора. Шаг передвижки забойного
конвейера и ширина панели уступа при использовании перегру-
жателей может достигать 60 м и более.
15.	ТЕХНОЛОГИЧЕСКИЕ КОМПЛЕКСЫ
ПРИ КОМБИНАЦИИ СРЕДСТВ ТРАНСПОРТА
15.1.	Виды комбинированного транспорта
В больших по размерам и глубоких карьерах один вид
транспорта обычно не обеспечивает требуемой мощности гру-
зопотоков или экономически неэффективен. Комбинация
средств транспорта предполагает участие в одном грузопотоке
от забоев до приемных пунктов (отвала, обогатительной фаб-
рики, станции МПС) не менее двух видов карьерного транс-
порта. При этом каждый из них используется в наиболее бла-
гоприятных условиях эксплуатации, что позволяет достичь
эффективности комбинации в целом. Однако при этом необхо-
димо сооружать и эксплуатировать перегрузочные пункты, ус-
426
ложняющие технологический комплекс и вызывающие допол-
нительные расходы на перегрузку.
При комбинации выделяют три звена: транспортирование
по рабочим горизонтам и соединительным бермам (забойное
или сборочное звено); подъем или спуск по вскрывающим вы-
работкам на уровень господствующей поверхности; транспор-
тирование на поверхности, включая внешние отвалы. Часто
достаточно двух звеньев: забойного и подъемно-поверхностного,
редко применяются четырех-пятизвенные комбинации транс-
портных средств.
В качестве забойного звена применяют автомобильный
транспорт, маневренность, мобильность и высокие тягово-подъ-
емные усилия которого наиболее полно соответствуют усло-
виям разработки скальных и полускальных пород при ограни-
ченных по размерам горизонтах и сложной конфигурации за-
лежей.
Подъем (спуск) горной массы из карьера осуществляется
видами транспорта, обеспечивающими меньшие затраты на пе-
ревозки при больших расстояниях или позволяющими резко
сократить длину подъема (спуска) горной массы из карьера
на поверхность. Транспорт второго звена характеризуется наи-
большими металлоемкостью и энергоемкостью, он обычно оп-
ределяет возможную мощность грузопотока и экономичность
комбинированного перемещения горной массы.
В качестве третьего звена используют различные виды
транспорта, чаще железнодорожный.
Получили распространение и перспективны комбинации
транспорта: автомобильного с железнодорожным; автомобиль-
ного с наклонными скиповыми подъемниками и железнодорож-
ным на поверхности; автомобильного с конвейерным; автомо-
бильного с гравитационным по рудоспускам и далее железно-
дорожным транспортом и др.
Комбинация автомобильного и железнодо-
рожного транспорта целесообразна на мощных карье-
рах, начиная с глубины 80—150 м, когда усложняется орга-
низация движения железнодорожного транспорта и сущест-
венно уменьшается его производительность, а также при
отработке нижних горизонтов карьеров с ограниченными разме-
рами в плане, при сложном строении и неправильной конфи-
гурации залежей, высоком темпе углубления горных работ.
При этом расстояние автоперевозок составляет 0,5—1,5 км, по-
вышается производительность экскаваторов и транспортного
оборудования, исключаются трудоемкие путевые работы на
рабочих уступах, сокращается разнос бортов карьеров и об-
щий объем горных работ в них. При использовании тяговых
агрегатов («=60°/оо) глубина карьера может достигать 300—
350 м и более (см. разд. 13.7).
Комбинация автомобильного транспорта
с конвейерным эффективна при породах третьего и чет-
427
вертого классов по трудности разработки на карьерах большой
мощности при увеличении их глубины до 100—150 м и более и
криволинейном фронте малой протяженности, а также на ана-
логичных нагорных карьерах при сложной гипсометрии поверх-
ности. При использовании ленточных конвейеров необходимо
механическое дробление пород (в редких случаях грохочение),
выполняемое на перегрузочных пунктах в карьере или на по-
верхности. При применении комбинации автомобильного и кон-
вейерного транспорта уменьшаются объемы горно-подготови-
тельных работ и разнос бортов, а также протяженность транс-
портных коммуникаций, повышается производительность обору-
дования и интенсифицируется отработка горизонтов.
Комбинация забойного автотранспорта со
скиповым подъемом рациональна в карьерах глубиной
более 100—150 м с ограниченными размерами в плане и ус-
тойчивыми вмещающими породами, когда экономичнее круп-
нокусковую руду дробить на поверхности, а вскрышные по-
роды не дробить вообще. Такое сочетание обеспечивает мини-
мальный объем горно-подготовительных работ, крутые углы от-
коса бортов, надежность и долговечность оборудования, отсут-
ствие дробильных установок в карьере, возможность создания
раздельных грузопотоков полезного ископаемого и вскрышных
пород, сравнительно низкую энергоемкость подъема. Однако
разрыв грузопотока, сооружение и эксплуатация перегрузоч-
ных пунктов не всегда экономичны и ограничивают производ-
ственную мощность карьера.
Трудоемкость горных работ определяется в основном тру-
доемкостью процесса перемещения горной массы, составляю-
щей 40—60 % общих трудовые затрат по карьеру. С увеличе-
нием глубины карьера эта трудоемкость, особенно при желез-
нодорожном транспорте, в большинстве случаев возрастает.
Наименьшая трудоемкость достигается при применении ком-
плексов с комбинированным автомобильно-конвейерным и авто-
мобильно-скиповым транспортом. По трудовым и стоимостным
затратам в глубоких карьерах комбинированный транспорт
с конвейерными (при большой производственной мощности
карьера) и скиповыми (при средней мощности карьера) подъ-
емниками является наиболее экономичным. Для комплексов
оборудования с автотранспортом и наклонными подъемни-
ками (конвейерными или скиповыми) капитальные вложения
обычно выше, чем при комплексах с использованием только
автосамосвалов. Вследствие сокращения эксплуатационных
расходов при комбинации транспортных средств капитальные
затраты погашаются обычно за 3—5 лет эксплуатации ка-
рьера и в целом рентабельность открытой разработки повы-
шается.
428
15.2.	Особенности технологии и комплексной механизации
при комбинации железнодорожного и автомобильного транспорта
Автомобильно-железнодорожный транспорт может исполь-
зоваться при продольных и поперечных одно- и двухбортовых
системах разработки.
Верхние горизонты карьера вскрывают капитальными тран-
шеями внутреннего или смешанного заложения с простой и ту-
пиковой формами трасс, а нижние — стационарными или полу-
стационарными внутренними траншеями с петлевой формой
трассы или временными съездами (рис. 15.1 и 15.2). В послед-
нем случае при наклонных залежах на двух-трех нижних усту-
пах применяют двухбортовую систему разработки, что способ-
ствует интенсификации работ.
К моменту перехода от одного вида транспорта (железно-
дорожного) на автомобильно-железнодорожный при двухборто-
вой системе разработки скользящие железнодорожные съезды
занимают стационарное положение на борту карьера со сто-
роны лежачего бока залежи или приобретают полустационар-
ный характер (см. рис. 15.2, а). Во всех случаях при переходе
на автомобильно-железнодорожный транспорт необходимы до-
полнительный разнос бортов или оставление временного целика
для обеспечения работы перегрузочных пунктов (обычно экс-
каваторных) без переноса в течение двух-трех лет и вскрытия
нижележащих горизонтов временными автомобильными съез-
дами.
На мощных карьерах число перегрузочных пунктов (ПП)
достигает четырех—семи. Для размещения ПП чаще всего фор-
мируются участки временно нерабочих бортов, что требует
в дальнейшем интенсивного их разноса и наличия резерва
фронта работ для обеспечения необходимого понижения дна
карьера. Длина временно законсервированного фронта работ
достигает 30—40 % фронта уступов (Сарбайский карьер и др.).
Такие меры связаны с усложнением развития горных работ и
устройством внутрикарьерных полустационарных станций и
постов, но позволяют интенсивно отрабатывать глубокие гори-
зонты с применением колесного транспорта и одновременно
действенно регулировать объемы вскрышных работ при боль-
шой высоте рабочей зоны карьера (до 200 м и более).
Формирование грузопотоков, возможный порядок развития
и организации работ в карьере зависят от расположения ПП:
на дне пли на нижних горизонтах карьера, на борту или на
поверхности вблизи верхнего контура карьерного поля.
Первая схема расположения ПП всегда применяется в пер-
вый период перехода с железнодорожного на автомобильно-
железнодорожный транспорт, а в дальнейшем возможна, если
трасса железнодорожных путей располагается в контурах ка-
рьера и отвалы значительно удалены. Такая схема используется
на карьерах глубиной до 200—300 м, разрабатывающих линзо-
429
430
б
Рис. 15.1. Схемы развития горных работ на карьере Лебединского ГОКа
(институт Цеитрогипроруда):
а. — иа год начала строительства карьера ГОКа; б — на год ввода пускового комп-
лекса; в — иа год освоения проектной мощности первой очереди
образные и штокообразные залежи, а также на мощных на-
горных карьерах, где нижние горизонты обслуживаются же-
лезнодорожным транспортом, а с верхних горизонтов полезное
ископаемое или вся горная масса транспортируется к перегру-
зочным пунктам автосамосвалами. При этом на карьерах глу-
бинного вида автотранспорт обслуживает в основном горно-
подготовительные работы. Расстояние автомобильной откатки
составляет 500—800 м, а пробег железнодорожного транспорта
достигает 8—10 км и более. Перегрузочный пункт переносят по
мере углубления карьера через 1,5—2 года.
При второй схеме автотранспортом обслуживается группа
из трех—пяти нижних уступов карьера, примыкающих к кон-
центрационному горизонту (см. рис. 15.2). В этом случае
уменьшаются расходы на транспортирование горной массы ав-
тосамосвалами, условия движения которых с нескольких ра-
бочих горизонтов, расположенных выше и на уровне концен-
431
Рис 15.2 Проектные схемы развития горных работ на карьере ОДОКа (инсти-
тут Кривбасспроект)з	1	*•
ерНыйвп^ъемв.?к,№ГСТ“,2Н0 "а 6'Й’ 10Й’ '9"Й Н ЗЬй годы эксплуатации; 1 - конвей-
стволы; 7- кХйе^ый Штр;кеНТНЛЯЦИ0НИЫе КВершлаг,,; 3- наклонные конвейерные
трационного горизонта, облегчаются. Перенос ПП для исклю-
чения перепробега автосамосвалов может производиться че-
рез 2—4 года. Расстояние автоперевозок обычно не превышает
1,5 км, а расстояние железнодорожных перевозок составляет
3—8 км и более. Обслуживание большинства (или всех при
небольших размерах карьера в плане) рабочих горизонтов ав-
тотранспортом позволяет в наибольшей степени интенсифици-
ровать производство горных работ, но удорожает их.
На мощных карьерах могут применяться одновременно обе
рассмотренные схемы размещения ПП на отдельных участках
карьерного поля. Размещение перегрузочного пункта на по-
верхности рационально в карьерах глубиной до 100—150 м
с небольшими размерами в плане. Область применения схемы
ограничивается экономически эффективными пределами пере-
возок автотранспортом, так как он выполняет функции сбороч-
ного и подъемного звена транспортной цепи; ПП в этом случае
стационарны. На нагорных карьерах, когда ПП расположен
у нижней границы карьерного поля, рациональное расстояние
автоперевозок под уклон с вышележащих горизонтов достигает
2—3 км.
Эстакадные перегрузочные пункты в настоящее время при-
меняются редко, так как хотя они при устройстве и характери-
зуются низкими затратами на перегрузку (1,5—2 коп/м3), но
при их эксплуатации возрастают простои автомобильного и же-
лезнодорожного транспорта по организационным причинам, не
обеспечивается равномерная загрузка думпкаров и происходят
их повреждения вследствие падения крупных кусков.
Перегрузка через металлические или железобетонные бун-
кера связана с их стационарным положением, большими капи-
тальными затратами, недостаточным запасом горной массы
для обеспечения независимой работы автомобильного и же-
лезнодорожного транспорта, затрудненностью усреднения по-
лезного ископаемого.
Ширина перегрузочных площадок при эстакадных и бун-
керных ПП относительно невелика (50—60 м).
В настоящее время широко применяются эскаваторные пе-
регрузочные пункты (склады) с разгрузкой автосамосвалов на
площадке или под откос уступа.
При внутрикарьерных перегрузочных складах при достаточ-
ных объемах обеспечивается независимая работа автомобиль-
ного и железнодорожного транспорта, возможность эффектив-
ного усреднения полезного ископаемого, простота и короткий
срок сооружения. Наряду с широкими площадками, необходи-
мостью дополнительного разноса бортов и уменьшением воз-
можного темпа углубления горных работ к недостаткам экска-
ваторной перегрузки относятся использование дополнительного
дорогостоящего оборудования, увеличение затрат па пере-
грузку (в 3—4 раза по сравнению с эстакадной перегрузкой) и
продолжительный срок погрузки большегрузных поездов.
433
При применении комбинированных ПП (экскаваторно-эста-
кадных и экскаваторно-бункерных) исключается ряд недостат-
ков, характерных для рассмотренных выше отдельных способов
перегрузки: повреждения думпкаров, зависимость работы авто-
мобильного и железнодорожного транспорта, длительный срок
погрузки составов и т. д. В комбинации эстакадной и экскава-
торной перегрузки возможны предварительное грохочение и по-
грузка в вагоны крупных фракций экскаватором, разгрузка без
грохочения мелких фракций через эстакаду и крупных фрак-
ций в насыпь у экскаватора, использование экскаваторного
пункта в качестве резервного для приема и отгрузки горной
массы при отсутствии транспортных средств у эстакады.
За рубежом используются также перегрузочные пункты
с бункером-приямком вместимостью до 1 тыс. м3, устраивае-
мым в откосе уступа с подпорной стенкой, погрузка горной
массы из которого осуществляется питателем. Ширина пере-
грузочных площадок при этом составляет до 40—45 м.
При экскаваторных или бункерных ПП, являющихся скла-
дами, и достаточной их вместимости части комплекса обору-
дования до и после склада могут рассматриваться как имею-
щие независимые структуры. Поэтому отдельно могут опре-
деляться производительности указанных частей комплексов
соответственно с автомобильным и железнодорожным транспор-
том. Первая часть комплекса оборудования при этом включает
звенья выемочно-погрузочных работ и автотранспорта. Вторая
часть включает звенья экскаваторной погрузки, железнодорож-
ного транспорта и разгрузки (отвалообразования). Как и ра-
нее, если возможны простои забойных экскаваторов из-за от-
сутствия взорванной горной массы, в структуру первой части
комплекса включается звено механизации подготовки пород
к выемке. Производительность комплекса оборудования в це-
лом, определяемая по законченному циклу горных работ, во
всех случаях не может превышать производительности второй
части комплекса.
При непосредственной (эстакадной) перегрузке горной
массы из автосамосвалов в думпкары комплекс оборудования
имеет сложноразветвленную структуру при непосредственном
взаимодействии звеньев механизации. Лимитирующим звеном
механизации могут являться забойные экскаваторы, авто-
транспорт, железнодорожный транспорт или ПП.
Эксплуатационная часовая производительность (т) эста-
кадного перегрузочного пункта
Qn.n=?a^a=^nI,o4^^Kc,	(15.1)
*р | *м
где <7а — грузоподъемность автосамосвала, т; Kq — коэффици-
ент использования грузоподъемности автосамосвалов; пя — число
разгружающихся автомашин в час; иР. о — число одновременно
разгружающихся автосамосвалов (число мест разгрузки); t0 —
434
средняя продолжительность обмена железнодорожных соста-
вов, мин; /р и tM — средняя продолжительность соответственно
разгрузки одного автосамосвала и маневров груженого автоса-
мосвала на перегрузочном пункте, мин; /<с— коэффициент сни-
жения производительности ПП из-за отсутствия груженых ав-
тосамосвалов и неравномерности разгрузочно-погрузочного
процесса на эстакаде.
Средняя продолжительность обмена железнодорожных со-
ставов обычно составляет 5—15 мин, время разгрузки с ма-
неврами— 85—100 с. Неравномерность работы перегрузочного
пункта в основном обусловливается возникновением очереди
груженых автосамосвалов в ожидании разгрузки и их про-
стоями при подаче думпкаров вдоль эстакады и обмене по-
ездов.
При экскаваторной перегрузке горной массы для обеспече-
ния надежной работы думпкаров отношение вместимости ва-
гона к емкости ковша экскаватора должно быть не менее 5—6.
Объем отдельных породных кусков должен в 8—10 раз быть
меньше вместимости вагона, а их погрузка должна произво-
диться с высоты не более 2,3—2,5 м. При большом числе сор-
тов складируемых руд и раздельной их отгрузке необходимо
применение небольших экскаваторов карьерного типа. При
мелковзорванной горной массе эффективно применение пнев-
моколесных погрузчиков соответствующей грузоподъемности.
При эстакадной перегрузке погонная вместимость автосамо-
свала не должна превышать погонной вместимости думпкара,
так как выгружаемая горная масса не разместится в думп-
каре. Вместимость кузова автосамосвала должна быть кратна
вместимости кузова думпкара. Несоблюдение этого требова-
ния приводит к недоиспользованию вместимости транспортных
средств.
При непосредственной перегрузке состав загружается гор-
ной массой быстрее, чем в забое. Сокращается и срок погрузки
составов экскаваторами на складе вследствие уменьшения кус-
коватости и увеличения коэффициента разрыхления горной
массы по сравнению с этими характеристиками в развале,
а также большей компактности насыпи и отсутствия негаба-
ритных кусков, что в целом существенно увеличивает техниче-
скую производительность перегрузочных экскаваторов. Вслед-
ствие меньшего простоя под погрузкой вместимость составор
должна выбираться максимальной по тяговым возможностям
локомотивов. При перевозке руды учитывают также вмести-
мость приемных устройств обогатительных фабрик.
В период проектирования и в перспективном планировании
производительность двух частей комплекса оборудования при
экскаваторной перегрузке должна приниматься одинаковой.
При текущем планировании это положение может и не соблю-
даться по ряду условий: изменению сортамента полезного ис-
копаемого на складе; предстоящему изменению мощности гру-
435
Таблица 15.1. Рациональное число автосамосвалов для обслуживания
перегрузочной эстакады (по М. В. Васильеву)
Автосамосвал	Длина транспорти- рования, км	Число автосамосвалов при числе мест разгрузки						
		1	2	3	4	6	8	9
БелАЗ-540	1	10	12	14	18	19	22	24
	1,5	10	14	17	22	26	30	32
БелАЗ-548	1	10	11	12	16	18	20	22
	1,5	10	12	14	18	22	25	28
зопотока; требованиям текущей шихтовки при поставках руды
на обогатительную фабрику с разных складов; ликвидации пе-
регрузочного пункта и др.
При эстакадной перегрузке одновременно определяются тре-
буемое число мест разгрузки (а следовательно, и конструкция
эстакады) и рациональное число обслуживающих эстакаду
автосамосвалов (табл. 15.1). Определенное по условиям пере-
грузки число автосамосвалов (по заданной или возможной по
конструкции эстакады производительности ПП) может лими-
тировать как производительность, так и число экскаваторов
в комплексе.
15.3.	Особенности технологии и комплексной механизации
при комбинации автомобильного и конвейерного транспорта
Различают следующие технологические комплексы при ис-
пользовании комбинации автомобильного и конвейерного
транспорта: с перегрузкой горной массы через дробильные аг-
регаты и с применением только грохотильных агрегатов. В по-
следних комплексах для перемещения крупнокусковых горных
пород, как правило, используются специальные конвейеры
(пластинчатые, колесно-ленточные и др.).
В комплексах с дроблением взорванную горную
массу грузят мехлопатами в автосамосвалы (иногда в локо-
мотивосоставы) и транспортируют до перегрузочного пункта,
оборудованного дробильной установкой. При двухзвенной ком-
бинации после дробления горная масса подъемными (спуск-
ными) и магистральными ленточными конвейерами транспор-
тируется к приемным пунктам на поверхности (рис. 15.3):
полезное ископаемое — на дробильно-обогатительный или пере-
грузочный комплекс, а порода — на отвал.
При трехзвенной комбинации транспортных средств после
подъема (спуска) на господствующую поверхность осущест-
вляется вторичная перегрузка горной массы, обычно в сред-
ства железнодорожного транспорта. Отвалообразование кон-
вейерное.
436
Применение комплексов с первичным дроблением в карьере
наиболее эффективно при разработке руд, подлежащих обога-
щению, и в отдельных случаях при разработке вскрышных по-
род. Условия применения таких комплексов: большая произ-
водственная мощность карьера (15—20 млн. т/год) и длитель-
ный срок его службы (более 15—20 лет); сложные условия
залегания пород и руд и осуществление раздельной выемки;
глубина разработки свыше 60—100 м и расстояние транспор-
тирования до 4—6 км.
Основной недостаток комплексов — необходимость периоди-
ческого переноса громоздких и дорогостоящих дробильных ус-
тановок, что связано с большими объемами и трудоемкостью
строительно-монтажных работ.
В комплексах с грохочением горную массу грузят
мехлопатами в автосамосвалы и транспортируют до перегру-
зочных пунктов, оборудованных только грохотильпыми уста-
новками. Подгрохотпый продукт поступает на конвейер и
транспортируется к пунктам приема горной массы. Отвалооб-
разование производится с помощью консольных или специаль-
ных отвалообразователей. Надгрохотный продукт (негабарит)
вывозится из карьера автосамосвалами или разрушается
вблизи ПП в карьере бутобоями, электрофизическими или дру-
гими способами. Особенностью комплексов является возмож-
ность применения как обычных ленточных конвейеров, так и
конвейеров специальной конструкции для транспортирования
крупнокусковых скальных пород и руд, а также конвейерных
поездов. Применение ленточных конвейеров целесообразно при
преобладании мелкокусковой взорванной горной массы (не
менее 95 % фракций до 400—500 мм). При большом содержа-
нии крупнокусковых фракций (до 1100—1200 мм) более эф-
фективно применение комплексов с использованием конвейер-
ных поездов и конвейеров специальных конструкций.
Только по условиям транспортирования применение колес-
но-ленточных конвейеров в качестве наклонных подъемников
экономично для перемещения крупнокусковой горной массы на
расстояние до 2 км. Кроме затрат на подготовку и транспорти-
рование горной массы, при выборе типа подъемника необхо-
димо учитывать срок и затраты на строительство и перенос
перегрузочного пункта; по этим факторам комплексы с колес-
но-ленточными конвейерами имеют неоспоримое преимущество
перед комплексами с дробильными установками. Эффектив-
ность использования колесно-ленточных конвейеров на поверх-
ности возрастает при увеличении их производительности
(2000 т/ч и более).
В двухзвенной комбинации с автотранспортом конвейерные
поезда эффективны в основном при больших мощности грузо-
потока (6000 т/ч и более) и расстоянии транспортирования
(более 2 км), небольшом уклоне трасс и малом радиусе их
кривизны.
437
Особенности горных работ при автомобильно-конвейерном
транспорте во многом определяются размещением ПП.
При разработке неглубоких карьеров (до 120—150м),когда
расстояние автоперевозок не превышает 2—2,5 км, а также
при сложных конфигурации, строении и гипсометрии кровли и
почвы залежей ПП могут быть стационарно расположены на
Рис. 15.3. Проектные схемы развития горных работ на Ингулецком карьере
(институт Кривбасспроект):
а, б, в и г — соответственно на 6-й, 10-й, 13-й и 20-й годы эксплуатации; /, 2 и 3 —
наклонные стволы конвейерных трактов № 1, № 2 и № 3
438
439
Рис. 15.4. Схемы расположения перегрузочных пунктов при комбинации ав-
томобильного и конвейерного транспорта:
а, б и в — соответственно на поверхности, борту и дне карьера; / — автосъезд: 2 —
перегрузочный пункт; 3 — конвейер, 4 — рудный склад ОФ; 5 — вспомогательный авто-
съезд
поверхности (рис. 15.4, а). В этом случае при равнинной по-
верхности расстояние между ПП и приемным пунктом не пре-
вышает 1,5—3 км, а при пересеченной местности может дости-
гать 13—15 км и более. Такое расположение ПП характерно
для нагорных карьеров. Расположение стационарного перегру-
зочного пункта на нерабочем борту карьера на глубине 120—
200 м от поверхности возможно при конечной глубине карьера
250—300 м при переходе с автомобильного на комбинирован-
ный транспорт.
При реконструкции карьера с переходом на автомобильно-
конвейерный транспорт в большинстве случаев предусматрива-
ются комплексы с размещением полустационарных ПП на кон-
центрационных горизонтах бортов (рис. 15.4,6). В этом случае
перегрузочный пункт переносится по мере понижения горных
работ и расстояние транспортирования автосамосвалами не
должно превышать 200—800 м.
При переносе ПП по мере понижения горных работ обес-
печивается эффективность применения автомобильно-конвейер-
ного транспорта в весьма глубоких карьерах (до 700—800 м).
Вместе с тем на мощных карьерах из условий бесперебойной
работы в период переноса ПП необходимо иметь второй рабо-
тающий или резервный конвейерный подъемник или осущест-
влять его перенос за короткий срок (2—4 недели) при нали-
чии резервного склада руды близ обогатительной фабрики.
Горная масса к ПП транспортируется с трех-четырех ниже- и
вышерасположенных горизонтов.
По условиям обеспечения минимальных суммарных затрат
(на транспортирование, дробление горной массы и перенос пе-
регрузочного пункта) шаг переноса ПП составляет 40—100 м
по высоте борта. При использовании только грохотильных ус-
тановок или в комплексах без дробления и грохочения число
уступов, отрабатываемых на один концентрационный горизонт,
440
уменьшается примерно вдвое, что позволяет значительно со-
кратить расстояние перевозок автомобильным транспортом.
При использовании передвижных дробильных установок
(ПДУ) перегрузочный пункт может располагаться близ дна
карьера (рис. 15.4, в). Автодороги в этом случае имеют благо-
приятный профиль (горизонтальный или с небольшим укло-
ном), а расстояние автоперевозок минимальное. Такие ком-
плексы часто применяются при разработке слабонаклонных
залежей. При расположении ПП на поверхности системы раз-
работки и вскрытия и их параметры, взаимосвязанные только
с внутрикарьерной частью комплекса оборудования, выбираются
и определяются аналогично комплексам с автотранспортом
(иногда с железнодорожным транспортом).
В карьерах глубинного вида при двух- и трехзвепной ком-
бинации транспортных средств (в последнем случае поверх-
ностное звено — железнодорожный транспорт) конвейерные
подъемники размещаются в крутых полутраншеях, наклонных
стволах или частично в полутраншеях и стволах. При вскрытии
крутыми полутраншеями ПП располагаются на площадках ус-
тупов, а при вскрытии наклонными стволами — как на пло-
щадках, так и в подземных выработках.
Возможные и целесообразные способы вскрытия при ком-
плексах ЭАКО(Р) тесно связаны с применяемыми системой
разработки и способом вскрытия до введения автомобильно-
конвейерного транспорта, системой разработки после его вве-
дения, применяемым при перегрузке оборудованием, конечной
глубиной карьера и др.
Крутые конвейерные траншеи обычно закладываются в по-
родах со стороны лежачего бока залежи или в торце карьер-
ного поля (рис. 15.5). При выборе места заложения и распо-
ложения крутых траншей должны учитываться такие факторы,
как кратчайшее расстояние транспортирования от забоев до
приемных пунктов на поверхности (обогатительная фабрика,
отвал, склад), минимальные объемы горно-строительных и до-
полнительных вскрышных работ, устойчивость борта, длитель-
ный срок службы трассы, полная независимость работы подъ-
емников и внутрикарьерного транспорта.
По расположению относительно борта карьера трасса кру-
тых траншей при конвейерном транспорте — диагональная
(простая) или ломаная (сложная). Сложная форма трассы
характерна на последнем этапе вскрытия при ограниченной
протяженности борта (рис. 15.5, в). Крутые траншеи обычно
применяются в комбинации с временными съездами.
При разработке крутых залежей для установки конвейер-
ного подъемника обычно требуется ускоренный разнос рабо-
чего борта до конечного проектного или чаще этапного (полу-
стационарного) положения. Возможно также оставление вре-
менного целика в нижней части рабочей зоны карьера. В этих
случаях после установки подъемника на верхних горизонтах
441
рабочей зоны применяется продольная однобортовая, а на ниж-
них— продольная или поперечная системы разработки.
Наклонные стволы проходят за контуром карьера со сто-
роны лежачего бока залежи или ее торцовой части и выводят
на нерабочий борт карь-
ера (рис. 15.6, я) или со-
единяют с рабочими го-
ризонтами через квер-
шлаги (рис. 15.6,6).
К достоинствам вскрытия
наклонными стволами
следует отнести благо-
приятные условия экс-
плуатации конвейеров,
особенно в суровых кли-
матических условиях.
Вскрытие наклонными
стволами (обычно без
квершлагов) применяется
при размещении на не-
рабочем борту развет-
вленной сети железнодо-
рожных путей и невоз-
можности их переноса
вообще или без резкого
снижения производствен-
ной мощности карьера
в период реконструкции,
длительном сроке раз-
носа рабочего борта до
конечного или полуста-
ционарного положения,
большом расстоянии ав-
топеревозок при траншей-
ном вскрытии и т. д. Для
сокращения расстояния
автоперевозок с углубле-
нием карьера вскрытие
нижележащих горизонтов
осуществляется при стро-
ительстве второго на-
Рис. 15.5. Схемы вскрытия ра-
бочих горизонтов рудного
карьера крутой траншеей и
съездами при использовании
комплексов ЭАК.Р и ЗАО:
а, б и е — последовательность из-
менения схем вскрытия при пони-
жении горных работ
442
W
Рис. 15.6. Схемы вскрытия глубоких горизонтов наклонными стволами:
/ — наклонный ствол; 2 — квершлаг; 3 — проектный контур карьера
клонного ствола (с созданием второго конвейерного тракта)
или удлинении существующего ствола.
При трехзвенной комбинации автомобильного и гравитаци-
онного транспорта на нагорных и глубинных карьерах грохо-
тильно-дробильный узел располагается в подземной выработке
или в карьере. В последнем случае применяются передвижные
дробильные агрегаты и ленточные конвейеры для перемещения
горной массы к рудоспускам. В карьерах глубинного вида та-
кие комплексы могут применяться в основном при совместной
разработке месторождения открытым и подземным способами.
Параметры системы разработки в рабочей зоне комплексов
с автомобильно-конвейерным транспортом выбираются так же,
как и при комплексах с автотранспортом. Размеры площадок
для размещения перегрузочных пунктов определяются типом
и числом приемных устройств, числом сторон и мест разгрузки
горной массы в бункер, схемой движения автосамосвалов
на ПП.
Звеньями механизации, лимитирующими часовую произво-
дительность комплекса, могут являться ПП или конвейерная
линия.
Эксплуатационная производительность (т/ч) ПП с щеко-
выми дробилками
п' -IfJWщКраз^<О^кТн
Чч. э — Ас----------“ “
(15.2)
(1—11)
где Nn — число дробилок на ПП; Кд— коэффициент, завися-
щий от типоразмера дробилки; Ьщ— ширина выпускной щели
дробилки, м; Храз, Кю и Кк — поправочные коэффициенты, учи-
тывающие соответственно трудность разрушения, влажность и
крупность дробимой породы; уп — насыпная плотность породы,
т/м3; т] — выход подгрохотных транспортабельных для конвей-
ера фракций (при грохотильно-дробильном пункте); Кс— ко-
эффициент снижения производительности из-за неравномерной
работы дробилок (Кс = 0,854-0,9).
При конусных дробилках

(15.3)
443
где Кпр — коэффициент пропорциональности (для дробилок
с боковой разгрузкой Кпр=0,9); £>а — активный диаметр дро-
бящего конуса (диаметр в плоскости торца неподвижной
брони), м; Кс=0,874-0,92.
Часовая производительность конвейерного тракта (м3),
когда он является лимитирующим звеном механизации ком-
плекса, определяется по формуле
Q4. Э =	(0,9В—0,05)2 Кс,	(15.4)
где NK — число конвейерных линий тракта; Кп — коэффициент
производительности; Ка — коэффициент, учитывающий угол
наклона конвейера; цл — скорость движения ленты, м/с; Кс —
коэффициент снижения производительности конвейерной линии
из-за неравномерности работы (Кс~ 0,94-0,95).
Значения скорости движения ленты подъемного конвейера
при транспортировании пород в зависимости от ширины ленты
приведены ниже.
Ширина ленты, мм ................ 1000	1200	1600	2000
Скорость движения ленты (м/с) при
транспортировании пород:
мягких ....................... 3—4 3—4 4—6 5—8
разрушенных .................. 1,5—3 1,5—3 3—4 4—5
При угле естественного откоса горной массы на ленте 30°
коэффициент Кп рекомендуется принимать равным (Г. В. При-
седский) 470, 580 и 610 соответственно при углах наклона бо-
ковых роликов 20, 30 и 35°.
Коэффициент Ка зависит от угла наклона конвейера.
Угол наклона конвейера, градус...........0—10 12 16 18
Коэффициент Ка........................... 1	0,98 0,95 0,93
Комплектация оборудования начинается с выбора типа кон-
вейера и числа конвейерных линий.
При создании двух работающих одновременно конвейерных
линий с общим резервом часовой производительности 20—25 %
по отношению к требуемой производительности комплекса (си-
стема с частичным нагруженным резервом) снижается нерав-
номерность работы комплекса и требуемые мощности осталь-
ных его звеньев. Особенно благоприятно наличие полностью
резервной конвейерной линии (ненагруженный резерв). Вместе
с тем создание двух конвейерных линий, особенно при их дуб-
лировании, связано с дополнительными капитальными затра-
тами и весьма большими — при мощных конвейерах. При двух
одновременно работающих конвейерных линиях необходимо
увеличение ширины ленты и мощности каждого конвейера (по
сравнению с требуемой) по возможному размеру породных
кусков или увеличение степени дробления. Поэтому в настоя-
щее время часто принимается одна конвейерная линия. В этом
случае часовая производительность комплекса должна в 1,3—
1,4 раза превышать часовую потребность обогатительной фаб-
444
рики в полезном ископаемом, должны предусматриваться ак-
кумулирующие склады перед обогатительными фабриками и
на поверхности (при трехзвенной комбинации транспорта) или
бункерные устройства большой вместимости.
Определенная по требуемой производительности ширина
ленты конвейера (м) должна проверяться по возможной кус-
коватости горной массы:
В 53 /Спр^тахЧ" 0,2,	(15.5)
где rfmax — максимальный размер породного куска, м; КПр —
коэффициент пропорциональности (/<Г1р равен 3; 3,5; 4 при ши-
рине ленты соответственно 1,2; 1,2—1,4 и 1,6 м).
В качестве подъемников большой мощности (до 20 тыс. т/ч
и более) рационально применение ленточных конвейеров с вы-
сокопрочной резинотросовой лентой, податливыми (гибкими,
гирляндными) роликоопорами, большой длиной ставов (3—4 км
и более), перегрузочными устройствами на базе неприводных
грохотов или криволинейных лотков. Применение податливых
роликоопор позволяет увеличить максимальную крупность по-
родных кусков до 500—600 мм. Целесообразно создание круто-
наклонных конвейеров для сокращения длины наклонных трасс
в 1,5—2 раза. Канатно-ленточные конвейеры могут приме-
няться в качестве подъемников при производительности ком-
плекса до 2000 т/ч и для перемещения на поверхности горной
массы крупностью до 300—400 мм при QK. ч<4000 т/ч.
Выбор типа, модели и числа дробилок на ПП осуществля-
ется исходя из производительности комплекса, типа дробимых
пород, требуемой крупности пород по условиям перемещения
конвейерами и кусковатости горной массы, поступающей на
ПП, расходов на сооружение и эксплуатацию перегрузочных
пунктов.
Конусные дробилки с приемным отверстием до 3500 мм,
предназначенные для крупного дробления скальных абразив-
ных пород, работают под завалом и не требуют предваритель-
ного отделения крупных кусков, имеют высокую производи-
тельность. Степень дробления достигает 8 (часто равна 3—4).
Дробилки монтируются на массивных фундаментах. Для их
размещения требуется пространство высотой 20 м и более.
Установка (обычно одной) мощной конусной дробилки целе-
сообразна па стационарном или полустационарном с большим
сроком существования перегрузочным пункте при высокой про-
изводительности комплекса. Следует учитывать, что при работе
конусных дробилок около 15% дробленой породы имеет раз-
мер больше, чем ширина разгрузочной щели (при Ьщ—180 мм —
до 350—400 мм).
При более частом переносе ПП и на карьерах средней
мощности устанавливаются более легкие щековые дробилки
(обычно две). Прием горной массы односторонний. Кускова-
тость поступающей породы ограничена.
445
Для дробления неабразивных пород средней трудности раз-
рушения (77р<10) целесообразно применять роторные и молот-
ковые дробилки. Создаются виброударные динамически урав-
новешенные дробилки, не требующие сооружения фундаментов.
Грохотильные ПП оборудуются неподвижными колоснико-
выми, валковыми или вибрационными тяжелыми грохотами.
Полезная длина колосниковых грохотов должна быть не ме-
нее 6 м, а угол наклона — в пределах 28—35°. Коэффициент
полезного действия грохота (эффективность грохочения) ко-
лосниковых грохотов не превышает 0,8 (обычно 0,6—0,7),
а вибрационных грохотов достигает 0,9—0,95.
Для обеспечения устойчивой работы конвейерных линий и
равномерности их загрузки, а также сокращения простоев ав-
тотранспорта перегрузочные пункты оборудуются бункерными
устройствами.
Требуемый фронт разгрузки на ПП определяется произво-
дительностью комплекса и грузоподъемностью автосамосвалов
(табл. 15.2). Ширина перегрузочных площадок при автосамо-
свалах грузоподъемностью 27—75 т изменяется от 40—60 до
50—75 м при односторонней разгрузке и работе соответственно
одной и двух щековых дробилок и от 50—65 до 65—85 м при
двусторонней разгрузке в бункер конусной дробилки. Длина
площадок составляет 60—130 м. Приемная способность ПП
при сквозном движении автосамосвалов, когда бункер обору-
дован мостом с откидными лядами, в 1,5—-1,7 раза больше,
чем при тупиковых маневрах автомашин.
Целесообразно, чтобы часовая производительность экскава-
торно-автотранспортной части комплекса на 15—20 % превы-
шала производительность конвейерного тракта во избежание
его простоев из-за отсутствия горной массы. При таком рабо-
тающем (нагруженном) резерве экскаваторов и автосамосва-
лов при расчете производительности комплекса коэффициент
готовности его определяется готовностью перегрузочного пункта
и конвейерных линий.
Таблица 15.2. Рациональный фронт разгрузки автосамосвалов на
перегрузочном пункте при комбинации автомобильного и конвейерного транспорта
(по М. В. Васильеву)
Грузо- подъемность автосамо- свала, т	Число мест разгрузки при ширине конвейерной ленты, мм				
	1000	1200	1400	1600	2000
12	3	4	5	8	15
18	2	3	4	5	9
27	2	2	3	4	8
40	1	2	3	4	6
75	1	2	2	3	5
НО	—	—	1	2	3
446
15.4.	Технологические комплексы при скиповом подъеме
В таких технологических комплексах взорванную породу
грузят мехлопатами и доставляют автосамосвалами на полу-
стационарный перегрузочный пункт в карьере, где перегружают
в скипы. Последними горную массу поднимают на поверхность
до постоянного ПП, где она перегружается из скипов в же-
лезнодорожный или автомобильный транспорт.
Сочетание автотранспорта со скиповыми подъемниками ра-
ционально в глубоких карьерах (от 150—180 до 400—500 м,
иногда более), имеющих небольшие размеры в плане (рис. 15.7),
либо в очень вытянутых и узких карьерах при разработке
скальных пород и крутых углах откосов бортов. При такой
комбинации видов транспорта обеспечивается высокая интен-
сивность отработки месторождений и эффективность раздель-
ной разработки сложных руд. Ее применение позволяет в наи-
большей степени сократить расстояние транспортирования гор-
ной массы в карьере и уменьшить общий объем вскрышных
работ в его конечных контурах. Этому способствует выпуклый
профиль бортов в глубоких карьерах с устойчивыми вмещаю-
щими породами. Такой профиль рационален при трассирова-
нии крутых траншей, так как при этом обеспечивается доста-
точный запас устойчивости при увеличении прочности и умень-
шении трещиноватости массива горных пород с ростом глу-
бины карьера.
Достоинства скипового подъема: применение больших углов
наклона (до 40—45°) и, как следствие, значительное сокраще-
ние расстояния перемещения горной массы по борту карьера;
подъем крупнокусковой горной массы без дополнительного
дробления в карьере; надежная работа в любых климатических
условиях; возможность подъема полезного ископаемого и
вскрышных пород раздельно одним подъемником с разгрузкой
в специальные бункера; возможность и простота полной авто-
матизации подъема; небольшие эксплуатационные затраты на
перемещение горной массы.
Недостатки применения скипового подъема: цикличность
работы и существенное снижение производительности с увели-
чением глубины карьера (рис. 15.8); разрыв грузопотока и не-
обходимость двойной перегрузки (в карьере и на поверхно-
сти); сложность подготовки новых горизонтов; необходимость
устройства специальных автомобильных съездов на глубокие
горизонты карьера или сооружения вспомогательной клете-
вой установки для перевозки людей, оборудования и мате-
риалов.
До пуска в работу подъемника перевозки со всех горизон-
тов осуществляются автосамосвалами или железнодорожными
составами. В последующем автомобильный транспорт на ниж-
них рабочих горизонтах карьера сочетается со скиповым подъ-
емом.
447
I
I
I
I
I
I
I
I
I
Pnc. 15.7. Схемы технологического
добычного комплекса со скипо-
вым подъемом па рудном карь-
ере:
а, б и в — последовательность измене-
ния схем вскрытия при понижении
горных работ
Рис. 15.8. Зависимость произво-
дительности скиповых установок
Qc от высоты подъема И:
1 в 2 — при грузоподъемности Скипа
соответственно 80 и 180 т (односки-
повый подъем); 3, 4 и 5 — при грузо-
подъемности скипа соответственно 27,
40 и 80 т (двухскиповой подъем)
I
I
При вскрытии крутыми траншеями и использовании комби-
нированного транспорта затруднительно перегружать горную
массу в транспортные средства подъемников с нескольких ра-
бочих горизонтов. В связи с этим важной является организа-
ция концентрационных горизонтов для группы рабочих гори-
зонтов с общим перегрузочным пунктом, на который доставля-
ется горная масса внутрикарьерным транспортом.
Особенности подготовки нижележащих горизонтов при со-
четании автотранспорта со скиповыми подъемниками заключа-
ются в необходимости создания по мере понижения горных ра-
бот новых концентрационных горизонтов и периодического пере-
носа перегрузочных пунктов. Для обеспечения независимости
Рис. 15.9. Системы разработки при комбинации автотранспорта со скиповым
подъемом:
а — продольная однобортовая (наклонная вытянутая залежь); б — продольная двухбор-
товая (крутая вытянутая залежь); в — поперечная двухбортовая (эллипсовидное руд-
ное тело); г—поперечная (продольная) двухбортовая (штокообразное рудное тело)
15 Заказ № 624	4 49
подготовки и развития горных работ на нижележащих горизон-
тах от работы скиповых подъемников каждый из них должен
иметь два приемных устройства, одно из которых находится
в работе, а другое демонтируется на верхней площадке или
монтируется на нижней, подготовляемой к работе.
Выбор системы разработки при комбинации автотранспорта
со скиповыми подъемниками определяется конкретными при-
родными условиями. При наклонных залежах, вытянутых по
простиранию, рациональна продольная однобортовая система
(рис. 15.9, а). Вскрытие карьерного поля осуществляется кру-
тыми траншеями по лежачему боку залежи со стационарным
расположением концентрационных горизонтов.
Разработку крутых месторождений целесообразно осущест-
влять с применением продольной или поперечной двухборто-
вой системы. При продольной двухбортовой системе применяют
трассирование крутых траншей на торцовых бортах карьера
(рис. 15.9, б), а при поперечной двухбортовой системе — зало-
жение подъемников вдоль продольных бортов карьера
(рис. 15.9, в и г). Перегрузочные пункты размещают на кон-
центрационных горизонтах бортов. Необходимо для упрощения
транспортно-перегрузочных операций придавать борту вы-
пукло-ломаный профиль, приурочивая уровни концентрацион-
ных горизонтов к переломам профиля борта.
15.5.	Особенности разработки месторождений на косогорах
Типы месторождений на косогорах, разрабатываемых от-
крытым способом, показаны на рис. 15.10. При разработке та-
ких месторождений типичные решения, принимаемые для ме-
сторождений, расположенных в равнинной местности, обычно
малоприемлемы. Для косогорных условий используют индиви-
дуальное проектирование с комбинацией различных схем
вскрытия и элементов систем разработки.
Разработку месторождений высотного типа необходимо на-
чинать с верхних горизонтов. Первоначальное развитие горных
работ на нижних горизонтах приводит к недопустимому уве-
личению высоты уступов и нарушению системы разработки.
Вскрышные породы и некондиционные руды на нагорных
карьерах необходимо складировать в погоризонтные или группо-
вые внешние отвалы, если это возможно по условию их устойчи-
вости и охраны природы, что обеспечивает движение транс-
порта (обычно автосамосвалов) по путям благоприятного про-
филя. В противном случае внешние отвалы создают так же,
как и при разработке глубинных месторождений. Если высота
отвальных уступов на косогорах ограничена по условиям ус-
тойчивости, сооружают многоярусные отвалы. При этом вна-
чале формируют нижний ярус отвала, затем, по мере его по-
двигания, начинают отсыпку второго снизу яруса и т. д. Та-
кой порядок отвалообразования характерен при применении
450
по углу снло- Деление^~~-~^_~ш1 косогора по форме эаленш^-—^^^ В Вертикальных ра'зрезах~"~~~~^^					Пологие склоны (ufcp szo-zf)				Крутые склоны (y>zo°-zp				
С		Группа		Форма	Поперечные разрезы залежей								
Пологая (до 10°) и горизонтальная		Сосредото ценная		Неправильная			ПГСН						
										z.	—		Л		
				Плитоодразная	гг				/		7^3		
		Рассредоточенная,		Неправильная			nrPh	7			€		
										"T7		'’X jQiJiik-? о	
												ВГРП	
				Плtihв ио 5разная						—-—Z'—			
Наклонная (от 10 до 30°)		$ 1 Л	3 э  § а	Неправильная					L				KHCH	
				Плитоодразная									
		) mwfioiuogadaana		Неправильная			ПНРН					Г.НРН	
				Плитоодразная		я	:	J						
Крутая (долее 30°)		Сосредоточенная t		Неправильная		// " г Z	-v							\	HKCH '' "к
				Плитоодразная		''Г 'г'	^r^/ТШ	7		Г/		\xV\ .	' •	
							V	•						
		Рассредоточенная		Неправильная			ПКР1				HKPH		
							P^3								
				Плитоодразная		L .. Ш						^РП	
Рис. 15.10. Схемы месторождении и залежей при гористом рельефе, разра-
батываемых открытым способом (условные обозначения показаны на
рис. 1.4)
автотранспорта. Ширина площадок между откосами отдельных
ярусов отвала должна быть такой, чтобы обеспечивалось со-
здание необходимого общего угла системы отвальных откосов
по условиям устойчивости. В этом случае расстояние транспор-
15*	451
тировапия пород при разработке верхних горизонтов в началь-
ный период эксплуатации карьера максимальное, что, в свою
очередь, связано с увеличением затрат на вскрышные работы.
По мере понижения горных работ расстояние перевозок по-
степенно уменьшается.
Для нагорных карьеров, верхний контур которых выходит
на склон возвышенности, типичной является продольная
однобортовая система разработки (рис. 15.11, в).
Подготовка горизонтов осуществляется проведением разрезных
полутраншей на косогоре. При крутом косогоре после проведе-
ния разрезной полутраншеи на горизонте часто разработку
производят узкими продольными панелями и горную массу пе-
реваливают на нижележащий уступ. Контуры отрабатываемых
панелей повторяют рельеф косогора.
Для нагорных карьеров, особенно при несогласном падении
залежи и крутом косогоре, характерно большое число вскрыш-
ных рабочих уступов с узкими площадками. Развал горной
массы на уступах при взрывах часто перекрывает нижележа-
Рпс. 15.11. Поперечная двухбортовая (а и б) и продольная
однобортовая (в) системы разработки на косогоре
452
щий горизонт. В этом случае необходимо корректировать по-
ложение экскаваторов в блоках на нескольких рабочих гори-
зонтах и производить каскадные взрывы (сразу на ряде смеж-
ных горизонтов), что уменьшает простои оборудования.
При применении поперечной системы разработки
на косогорах (рис. 15.11, а и б) в ряде случаев можно добиться
более устойчивого, чем при продольной системе, режима
вскрышных и добычных работ без существенного увеличения
объема горно-подготовительных работ. Число панелей на гори-
зонте при поперечной системе зависит от производственной
мощности карьера по полезному ископаемому и мощности за-
лежи. Первый показатель определяет необходимую, а второй —
возможную протяженность фронта работ добычных экскавато-
ров. В зависимости от соотношения этих показателей возможно
фланговое, центральное и смешанное вскрытие горизонтов.
При одностороннем транспортном доступе на каждом гори-
зонте поперечной разрезной траншеей нарезается одна панель
в торце карьера, при двустороннем — две панели отрабатыва-
ются навстречу друг другу (см. рис. 15.11, а). Отработка па-
нелей возможна также от середины карьерного поля к флан-
гам (см. рис. 15.11, б) или одновременно с флангов и от сере-
дины карьерного поля — при больших его длине и мощности
карьера по горной массе. Автодороги, обслуживающие рабо-
чие горизонты, сооружают за контуром карьера; при развитии
горных работ одновременно от середины и с флангов автодо-
роги устраивают вдоль всего карьерного поля на каждом гори-
зонте.
В благоприятных условиях залегания на нагорных карье-
рах малой производственной мощности можно полностью или
частично перемещать вскрышные породы вкрест простирания
рудной залежи по кратчайшему расстоянию в отвалы, распо-
ложенные на косогоре. Когда часть породы остается на склоне
у бровки уступа, при понижении горных работ приходится ча-
стично удалять (переэкскавировать) породу, ранее уложенную
в отвал с вышележащего горизонта. По мере понижения рабо-
чей зоны карьера объем вторичного перемещения вскрышных
пород постоянно увеличивается.
Поперечная двухбортовая или даже кольце-
вая центральная системы разработки возможны,
если контур нагорного карьера выходит на два-три или все
склоны отдельной возвышенности и рудное тело (чаще шток-
веркового типа) удалено от склонов (рис. 15.12). При приме-
нении таких систем, как правило, необходимо осуществлять
предварительную отработку вышележащих горизонтов с ис-
пользованием продольной однобортовой системы разработки.
Обеспечение в этих условиях требуемого качества руды (обычно
в центральной части штокверка содержание полезных компо-
нентов более высокое), уменьшение текущих объемов вскрыш-
ных работ, рассредоточение грузопотоков и сокращение средних
453
Рис. 15.12. Схема кольцевой центральной системы разра-
ботки нижних горизонтов нагорного рудного карьера
расстояний транспортирования возможно при применении по-
перечного или кольцевого развития горных работ.
На месторождениях высотно-глубинного типа в первую оче-
редь обычно отрабатывают их нагорную часть, иногда воз-
можно одновременное ведение работ в нагорном и глубинном
карьерах с оставлением между ними временного охранного
целика.
При проведении полутраншей на косогорах с перевалкой
породы непосредственно под откос (рис. 15.13) наибольшая
ширина полутраншеи по дну, м
^tnax = Rp Hv. щах ctg (3 -f- R4. y,	(15.6)
где Rp и R4. у — радиусы соответственно разгрузки и черпания
Рис. 15.13. Схема проведения полутран-
шеи на косогоре мехлопатой с перевал-
кой породы
Рис. 15.14. Контур карьера на
косогоре
454
на уровне стояния экскаватора, м; Нр. тах — максимальная вы-
сота разгрузки экскаватора, м; р— угол откоса насыпи, градус.
Форма и размеры контура нагорного карьера определяются
размерами, конфигурацией и расположением залежи относи-
тельно косогора, а также крутизной склонов. Контур нагорного
карьера может быть замкнутым (аналогично контуру карьера
глубинного вида) или незамкнутым. Верхние горизонты нагор-
ного карьера могут иметь незамкнутый контур, а нижние —
замкнутый (временно или постоянно), это типично для карье-
ров нагорно-глубинного вида. Незамкнутый контур карьера
обычно постепенно расширяется (рис. 15.14); протяженность
фронта на нижних уступах увеличивается, а по мере подвига-
ния фронта в глубь косогора фронт каждого уступа сокра-
щается.
Раздел четвертый
Перспективное и текущее планирование
горных работ.
Качество продукции
16.	ИССЛЕДОВАНИЕ РЕЖИМА ГОРНЫХ РАБОТ
16.1.	Принципы геометрического анализа карьерных полей
При планировании развития горных работ на действующих
карьерах необходимо устанавливать объемы добычных и вскрыш-
ных работ по годам и этапам существования карьера. При этом
горные работы должны рассматриваться в процессе их развития
с изменением формы и размеров карьера, а также объемов вы-
полняемых работ.
Карьер с конечным или промежуточным положением его бор-
тов представляет собой некоторый объем, заключенный между
двумя топографическими поверхностями (рис. 16.1). Одна из
этих поверхностей есть действительная топографическая поверх-
ность участка земной поверхности, относящегося к карьерному
полю. Другая поверхность возникает и перемещается в простран-
стве земной коры в результате производства открытых горных
работ. Размер и положение этой поверхности меняются по мере
ведения горных работ. Обычно горные работы развивают так,
чтобы следовать за залежью для максимального извлечения по-
лезных ископаемых при возможно минимальных затратах труда
и средств на вскрышные работы.
Изменение объема карьера с течением времени происходит
в связи с увеличением его глубины (по оси z), а также расшире-
нием контуров в плане (по направлениям х и у) при разносе бор-
тов. Функция извлекаемого объема горной массы обязательно
непрерывна, а функции объемов вскрышных пород и полезного
ископаемого, как слагаемые функции горной массы, также непре-
рывны, но могут быть и прерывными.
Аналитическое выражение этих функций можно найти только
для простейших условий залегания. При залежах неправильной
формы и сложном рельефе поверхности, отличном от равнины,
функции можно определить только графическими способами.
Построить функции можно, если известно положение отдель-
ных их точек, расположенных достаточно близко друг от друга.
Для этого па чертежах, изображающих залежь и породы карьер-
ного поля, наносится соответствующее число промежуточных по-
ложений горных работ (этапов) и затем устанавливается для
каждого из них значение функции. При нанесении таких поло-
жений необходимо учитывать, что приращение объемов проис-
456
Рис. 16.1. Схематическое изобра-
жение объема карьера между
двумя топографическими поверх-
ностями
У
600 580	560 5W 520Н,м
Отметки, дна карьера.
Рис. 16.2. График объемов гор-
ной массы (1), полезного иско-
паемого (2), вскрышных пород
(3) и коэффициента вскрыши (4)
(на единицу длины карьера)
ходит по определенному направлению, связанному со вскры-
тием и системой разработки.
На графиках, изображающих функции объемов, в качестве
независимой переменной по оси х может приниматься возрастаю-
щая глубина карьера для наклонных залежей или подвигание
фронта работ для горизонтальных и пологих залежей (рис. 16.2).
Функции извлекаемых объемов горной массы и вскрышных
пород позволяют вычитанием найти функции объемов добывае-
мых полезных ископаемых, их запасов по всем этапам работ и
затем их делением — функцию изменения коэффициента вскрыши
(см. рис. 16.2). По указанным функциям с учетом затрат на
единицу вскрышных работ и единицу добычи представляется воз-
можным построить функции расходов государственных средств,
прибыли и т. и. по мерс разработки месторождения для оценки
различных вариантов разработки и, в частности, для установле-
ния режима горных работ.
Режим горных работ считается установленным, если изве-
стны их начальное положение и главное направление их разви-
тия, календарное распределение объемов вскрышных и добычных
работ, а также качество добываемого полезного ископаемого по
годам существования карьера.
457
Для различных условий производства открытых горных работ
и прежде всего для разных типов месторождений и карьерных
полей построение графиков режима горных работ по принципи-
ально единой методике осуществляется разными способами и
приемами, в том числе и с применением ЭВМ. Использование
ЭВМ для геометрического анализа карьерных полей осуществ-
ляется по трем направлениям.
При первом направлении вычислительная машина использу-
ется для подсчета запасов, массовых расчетов объемов горных
работ, классификации качественных свойств залежи и покры-
вающих пород по признакам и т. д. вне зависимости от интен-
сивности и последовательности производства горных работ.
Второе направление связано с решением задач геометрии
движения рабочей зоны карьера при направленном подсчете
объемов для определенного порядка развития горных работ.
При этом варианты вскрытия, направления развития горных
работ, конфигурации и способа подвигания фронта задаются
проектирующим лицом. В этом случае ЭВМ может производить
по этапам расчеты площадей, объемов, коэффициентов вскрыши,
длины фронта работ и т. д. по заданным направлениям. Бы-
строта действия позволяет с достаточно небольшим шагом,
а следовательно, и с высокой точностью исследовать большое
число вариантов режима. Оценка этих вариантов по количест-
венным показателям может осуществляться вручную или с при-
менением ЭВМ. Сочетание опыта горного инженера с возмож-
ностью рассмотрения весьма большого числа вариантов позво-
ляет принимать решения, близкие к оптимальным, что улуч-
шает качество планирования горных работ.
Однако возможности ЭВМ на этом не ограничиваются. Алго-
ритмическая универсальность и высокое быстродействие совре-
менных вычислительных машин позволяют использовать ме-
тоды оптимального планирования, когда после ма-
тематической! формулировки задачи и ограничивающих условий
выбор требуемого варианта и условий его получения произво-
дится ЭВМ. Например, ставится задача выбрать такой порядок
развития горных работ, при котором обеспечиваются оптималь-
ные показатели разработки и соблюдаются определенные огра-
ничивающие условия технологического порядка. В этом случае
в результате расчетов на ЭВМ могут быть получены для отдель-
ных этапов разработки положения фронта горных работ, соот-
ветствующие оптимальному критерию оценки.
16.2.	Геометрический анализ вытянутых карьерных полей
при наклонном и крутом падении залежей
При сложных конфигурации залежей, топографии поверхно-
сти и криволинейном или ломаном очертании бортов карьера
анализ режима горных работ, установление их контуров и ряд
других задач геометрического содержания могут успешно ре-
458
Рис. 16.3. Схема к методу
осаждения трапеций
шаться на геологических профилях методом осаждения
трапеций, или, короче, методом трапеций.
Сущность его состоит в следующем. Любая фигура abed
(заштрихованная часть на рис. 16.3), заключенная в границах
двух параллельных линий, может рассматриваться как трапеция;
криволинейность сторон ad и Ьс в задачах горного дела незна-
чительная, поэтому эти стороны можно рассматривать как пря-
мые отрезки.
Если «осадить» фигуру abed (или OjbjCjcZi) на какую-
либо ось OY (не обязательно перпендикулярную к параллель-
ным линиям), сохранив неизменными длины ab и de, получим
новую трапецию a'b'c'd' (или а/Ь/с/с//). Средние линии обеих
трапеций ef и e'f' равны, как и их площади.
Таким образом, при известной высоте слоя между параллель-
ными линиями измерение площадей сложной конфигурации, за-
ключенных в этом слое, можно заменить измерением средних
линий трапеций или треугольников. Так как разработка наклон-
ных и крутых залежей обычно производится горизонтальными
слоями с определенной высотой уступа Ну, описанный прием
осаждения трапеций позволяет значительно упростить геомет-
рический анализ карьерных полей в усложненных природных
условиях.
Например, для сложного профиля (рис. 16.4, а) извлекаемые
объемы горной массы (или площади при расчете на 1 м по прос-
тиранию) при развитии горных работ от контура АА до контура
ББ могут быть определены как сумма площадей элементарных
трапеций, заключенных между линиями горизонтов:
£5 = /^+^+ . . . +17Ну+1вНуо.	(16.1)
Если высота уступов одинаковая (НУ1 = ЯУ2=ЯУз= ... — НУ0=
=НУ) , то
Х5 = ЯуЕ'/к-	(16.2)
К=1
Так как в каждой элементарной трапеции может находиться
несколько видов горных пород (вскрыша, различные сорта руд),
то по каждому из них в пределах трапеции измеряются соответ-
ствующие им отрезки средних линий, которые суммируются
459
Рис. 16.4. Схема и график к определению объема горных ра-
бот этапа методом трапеций
отдельно по сортам полезного ископаемого или видам вскрыш-
ных пород.
На графике (рис. 16.4, б) по оси Оу откладываются высотные
отметки горизонтов Нк, Нк', которые соответствуют исследуе-
мому этапу углубления карьера. На средних линиях поочередно
откладываются отрезки h и /4, характеризующие разнос ле-
вого борта, и отрезки /5, le, I?, 1&, характеризующие разнос пра-
вого борта, благодаря чему устанавливаются точки N и N'
графика режима горных работ по горной массе. Аналогично
суммированием отрезков средних линий по извлекаемому по-
лезному ископаемому находятся точки А и /С, служащие осно-
ванием для построения графиков добычи полезного ископае-
мого. При необходимости аналогично находятся другие точки
по сортам и видам вскрышных пород и полезного ископаемого.
Разделение суммируемых отрезков прямых и изображение их
по обе стороны от оси Оу удобно для оценки объемов работ, свя-
занных с разносом по висячему и лежачему бокам залежи. Сле-
дует учитывать, однако, что ось Оу на рис. 16.4, а, от которой
производятся измерения вправо и влево, означает для каждого
этапа направление развития горных работ. Оно меняется с изме-
нением местоположения дна очередной разрезной траншеи. По-
ложение оси Оу устанавливается для каждого этапа соедине-
нием двух последовательных положений точек, означающих на
профиле нижние бровки разрезных траншей (точки а и а'). Если
необходимость в разделении объемов по бортам отсутствует, сум-
мированием всех средних линий трапеций можно построить свод-
ный график по профилю; он может быть также построен сумми-
рованием графиков, построенных для обоих разносимых бортов.
460
Практические приемы геометрического анализа вытянутых по
простиранию карьерных полей в их конечных контурах мето-
дом трапеций рассматриваются на примере сложного геометри-
ческого профиля (рис. 16.5,а). Порядок построений принима-
ется следующий.
1.	Определяется ширина разрезной траншеи по дну и в соот-
ветствии с принятой схемой вскрытия и порядком развития работ
выбирается ее местоположение для каждого этапа — обычно для
каждого уступа.
2.	Посредине между каждыми двумя смежными положениями
дна разрезных траншей проводят горизонтальные средние
линии.
3.	Для каждого положения дна карьера (этапа работ) про-
водят линии откоса рабочих бортов со стороны висячего и лежа-
чего бока залежи до встречи с поверхностью земли или конечным
контуром карьера. Замена поуступного вычерчивания рабочих
бортов (или их участков) линиями общих откосов допустима,
если рабочие площадки на всех уступах борта (пли участка)
равны по ширине. Линии откоса бортов могут также вычерчи-
ваться ломаными и криволинейными.
4.	На том же или на другом листе проводится вертикальная
ось (график справа, см. рис. 16,5, о), па которую переносятся
отметки дна разрезных траншей по каждому этапу. На горизон-
тальных линиях графика (см. рис. 16.5, а — продолжение сред-
них линий профиля) откладываются для каждого этапа развития
работ в карьере ординаты, выражающие объемы горной массы,
полезного ископаемого и вскрышных пород.
5.	Измерителем определяют сумму всех горизонтальных от-
резков между границами этапа, которая является ординатой
горной массы для него. В этом же масштабе опа откладывается
на линии ординат, проходящей посредине между конечными от-
метками данного этапа. Например, для этапа VI (рис. 16.5,6)
ординатой горной массы является сумма отрезков aa' + bb'+
+cc'+dd'+ee'+ff'+gg'+hh'+kk'-\-mm'+nn'. Она отклады-
вается посредине между отметками (—-100) и (—120), соответ-
ствующими этапу VI.
6.	Аналогично суммированием всех отрезков средних линий
горизонтов, находящихся в пределах залежей на данном этапе,
определяются ординаты полезного ископаемого. Например, для
этапа VI ординатой полезного ископаемого является сумма от-
резков pgH-of'+g-s + Zr.
7.	График горной массы и полезного ископаемого получается
при соединении конечных точек соответствующих ординат (см.
рис. 16.5, а).
Если залежь содержит прослойки пород, извлекаемых раз-
дельно, во избежание частых измерений можно установить их
среднее содержание (в процентах) в залежи и уменьшить соот-
ветственно ординаты полезного ископаемого на графике; таким
же образом учитывают потери полезного ископаемого. Вычита-
461


Рис. 16.5. Схемы построения графика режима горных работ методом: трапеций:
Г' —полезное ископаемое; 2'— горная масса; 3'— вскрышные породы; 4' — текущий коэффициент вскрыши
нием на графике из ординат горной массы ординат полезного
ископаемого получают ординаты объемов вскрышных пород, по
которым строится соответствующий график.
Для определения значений текущего коэффициента вскрыши
делят (можно непосредственно измерителем) ординаты вскрыш-
ных пород на ординаты полезного ископаемого и в соответствую-
щем масштабе строят график изменения текущего коэффи-
циента вскрыши в зависимости от углубления горных работ.
Каждая ордината выражает приращение площади горной
массы (полезного ископаемого, вскрыши) при увеличении глу-
бины карьера на единицу. Поэтому площадь, заключенная
между двумя какими-либо ординатами горной массы, осью абс-
цисс и графиком горной массы, является площадью горной
массы, извлекаемой при углублении горных работ между вы-
сотными отметками соответствующих ординат.
Общая площадь между начальной и конечной ординатами,
графиком горной массы и осью абсцисс соответствует в мас-
штабе общей площади горной массы, извлекаемой по данному
геологическому профилю при производстве горных работ до ко-
нечной глубины. Аналогично площадь, заключенная между графи"
ком полезного ископаемого и осью абсцисс, соответствует
площади извлекаемого полезного ископаемого, а площадь
между графиком вскрышных пород и осью абсцисс — площади
вскрышных пород.
Измерение площадей на графике методом трапеций наиболее
легко производить с применением табл. 16.1. Для этого значе-
ния ординат вскрышных пород и полезного ископаемого, являю-
щихся средними линиями трапеций, умножают на высоту каж-
дого этапа (расстояние между соответствующими высотными от-
метками в масштабе). Нарастающим итогом показывается сумма
площадей полезного ископаемого и вскрышных пород. Деле-
нием суммы площадей вскрышных пород на сумму площадей
полезного ископаемого находят значения среднего коэффици-
ента вскрыши для всех этапов глубины и строят график его изме-
нения. Все показатели режима горных работ в рассматриваемом
профиле связаны с принятым направлением развития работ и
закономерностями формирования бортов карьера.
Для получения натуральных величин извлекаемых объемов
в блоке достаточно умножить площади (см. табл. 16.1) на
квадрат масштаба чертежа и на длину блока по простиранию.
По простиранию карьера или его участка рассматриваются
несколько геологических профилей, и при этом должны быть по-
лучены сводные графики извлекаемых горной массы и полезного
ископаемого для всего карьера (участка). Для этого на каждом
этапе по глубине карьера суммируются объемы работ по горной
массе, вскрышным породам и полезному ископаемому в отдель-
ных блоках по простиранию карьерного поля и вычисляются
значения текущих и средних коэффициентов вскрыши для всего
карьера.
463
Таблица 16.1. Подсчет площадей и коэффициента вскрыши по графику
Показатель	Отметка горизонта, м				
	240	220	200	180	160
Глубина, м Вскрышные породы:	0	20	40	60	80 122
ордината, мм	17,6	55	73	88	
площадь, мм2	352	1100	1460	1760	2440
сумма, мм2 Полезное ископаемое:	352	1452	2912	4672	7112
ордината, мм	4,75	15	28	47	48
площадь, мм2	95	300	560	940	960
сумма, мм2	95	395	955	1895	2855
Средний	коэффициент вскрыши, м3/м3	3,72	3,68	3,07	2,46	2,5
Продолжение табл. 16.1
Показатель	Отметка горизонта, м			
	140	120	100	80
Глубина, м Вскрышные породы:	100	120	140	160
ордината, мм	172	237	295	337
площадь, мм2	3440	4740	5900	6740
сумма, мм2 Полезное ископаемое:	10 552	15 292	21 192	27 932
ордината, мм	41	34	31	28
площадь, мм2	820	620	620	560
сумма, мм2	3675	4355	4975	5535
Средний	коэффициент вскрыши, м3/м3	2,86	3,52	4,26	5,6
Сводный график по форме обычно соответствует форме графи-
ков по профилю. По оси абсцисс на нем откладываются этапы
работ по глубине, а по оси ординат—площади горной массы, по-
лезного ископаемого, вскрышных пород (объемы работ при уве-
личении глубины карьера на единицу). Для большей компактно-
сти сводного графика масштаб ординат и площадей прини-
мают отличным от масштаба для отдельных профилей.
При описанном методе геометрического анализа карьерного
поля площадь (мм2) от разноса одного торцового борта при еди-
ничном прира-щении глубины карьера (на 1 мм) учитывается по
формуле
5Т = Ш,Н ctg ут +	(Н2 + Я2) ctg2 уср,	(16.3)
где Шя—ширина дна, мм; Нл, Н,< и II — высота торцового
464
борта соответственно по лежачему и висячему бокам н посре-
дине дна, мм; ут и уср— соответственно угол откоса торцового
борта и средний угол откоса по лежачему, висячему и торцовому
бортам, градус.
При делении суммы площадей от разноса двух торцовых бор-
тов на сумму извлекаемых запасов для исследуемого горизонта
работ определяется дополнительный текущий коэффициент
вскрыши от разноса бортов.
Общий объем горной массы (м3), заключенный в одном тор-
цовом борту карьера, устанавливается для уточнения среднего
коэффициента вскрыши и общих объемов работ по выражению
VT = -Ь ШГП2 ctg Тт +	(Н* + Н3Л) ctg2 Тер.	(16.4)
При вычерчивании этапов положения горных работ углы от-
косов рабочих бортов определяются из условия принятой ши-
рины рабочих площадок и высоты уступов. Графики текущих
коэффициентов вскрыши являются действительными только при
условии, что горные работы развиваются так, как это вычер-
чено на профилях.
Построенные графики текущих объемов горных работ позво-
ляют выявить необходимые и возможные параметры карьера по
мерс развития горных работ.
16.3.	Геометрический анализ округленных карьерных полей
При коротких залежах разведочные линии, как правило, не
параллельны, а в расчетах объемов, особенно при большой глу-
бине карьера, основное значение приобретают объемы от разноса
торцовых бортов вследствие округленной формы карьера в плане.
При таких условиях целесообразно применять аналитические и
графические методы определения объемов и коэффициентов
вскрыши для отдельных горизонтов и карьера в целом.
Аналогично методу для профилей в этом случае измеряемые
объемы V], Vz,---,Vn, относящиеся к породам и полезному иско-
паемому, могут быть представлены в виде произведения пло-
щадей Sb S2, ...Sn на некоторую, одинаковую для всех линей-
ную величину, которая, в частности, может приниматься рав-
ной единице. Сложение и вычитание объемов в этом случае
заменяется сложением и вычитанием площадей, а коэффици-
енты вскрыши находятся посредством деления площадей, выра-
жающих элементарные приращения объемов.
Порядок пользования графическим методом для относительно
коротких залежей заключается в следующем:
1.	Для каждого горизонта на топографическом плане вычер-
чиваются погоризонтные планы залежи в пределах конечных кон-
туров карьера и на них наносятся разрезные и вскрывающие
траншеи в соответствии с принятой схемой вскрытия. Нижняя
465
бровка разрезной траншеи является в этом случае нижней бров-
кой рабочей зоны карьера.
2.	На каждом плане должно быть нанесено положение и раз-
мер верхней бровки рабочей зоны. Положение верхней бровки
устанавливают по известным углам откоса рабочего борта с при-
менением графика заложений откосов.
3.	Для всех горизонтов на планах вычерчивают верхние кон-
туры рабочей зоны с учетом топографии и положения бортов
карьера. Порядок построения верхних контуров следующий
(рис. 16.6):
от контуров дна разрезной траншеи в характерных точках
1(дна и рельефа поверхности или бортов) проводят 6—12 линий
заложения откосов приблизительно перпендикулярно к конту-
рам дна (1—1, 2—2, 3—3 и т. д.). В тех случаях, когда полез-
ное ископаемое будет извлекаться не только со дна, но и при
разносе бортов, линии заложения следует приурочивать к гео-
логическим профилям;
на линиях заложений откладывают точки верхнего контура
(/, II, III и т. д.), пользуясь графиком заложения откосов, либо
по выражению
3 = (0в—OH)ctgyp,	(16.5)
где Ов: и Оп — соответственно верхняя и нижняя отметки борта,
м; ур—угол откоса рабочего борта, градус.
Разность отметок Ов — 0н вначале известна только приблизи-
тельно (например, для линий 1—1 — от 60 до 80 м и более) и
вследствие этого точка верхнего контура определяется последо-
вательным приближением. По приблизительной разнице отметок,
например 65 м, и известному углу на графике отыскивают зало-
жение и с использованием измерителя откладывают его на ли-
нии 1—1 (отрезок 1—Г). Затем уточняют высотную отметку точки
Г (596,5 м), в результате чего уточняется разнос высотных отме-
ток (66,6 м). По разности отметок уточняют размер заложения
и находят точку I верхнего контура. Обычно однократного уточ-
нения вполне достаточно;
точки верхнего контура рабочей зоны соединяются плавной
замкнутой кривой. Следует помнить, что найденные такими пост-
роениями верхние контуры являются истинными контурами ра-
бочей зоны только при неизменных углах откоса по глубине.
В противном случае они являются условными, необходимыми
только для вычисления объемов и коэффициентов вскрыши;
для определения объемов полезного ископаемого в каждом
контуре вычерчиваются горизонтальные проекции площади по-
лезного ископаемого в границах дна и располагающегося по ра-
бочим бортам карьера. Для той части залежи, которая располо-
жена в границах дна, никаких дополнительных построений не
нужно, она вычерчена непосредственно на плане. Для отыскива-
ния горизонтальных проекций тех площадей полезного ископае-
мого, которые расположены по бортам, необходимо пользоваться
466
Рис. 16.6. Схема построения верх-
него контура рабочей зоны карь-
ера на топографическом плане
геологическими профилями с нанесенными на них линиями отко-
сов бортов.
4.	Выполненных построений достаточно для определения
объемов и коэффициентов вскрыши. Для этого строится график,
по оси абсцисс которого откладываются отметки (глубины), а на
линиях ординат — ординаты горной массы и полезного ископае-
мого. Ординатами горной массы для каждого варианта глубины
служат проекции площади рабочей зоны Sp. 3, а ординатами по-
лезного ископаемого — соответствующие суммарные проекции
площадей полезного ископаемого, уменьшенные на величину по-
терь. Построение графика вскрышных пород и коэффициентов
вскрыши выполняется аналогично описанному выше. Площади
в контурах могут измеряться планиметром или другими спосо-
бами.
6. Каждая ордината горной массы, вскрышных пород и по-
лезного ископаемого означает соответствующий объем, получае-
мый при углублении карьера на единицу глубины. Вследствие
этого площадь, заключенная между осью абсцисс, графиком гор-
ной массы (вскрыши, полезного ископаемого) и любыми двумя
ординатами (отметками), выражает объем горной массы
(вскрыши полезного ископаемого), извлекаемой при углублении
карьера от одной до другой отметки. Пользуясь этим, в табл.
16.1 находят нарастающим итогом суммарный объем вскрыш-
ных пород, извлекаемого полезного ископаемого и средний коэф-
фициент вскрыши для планируемых этапов горных работ.
Подсчет объемов горной массы, вскрышных пород и полез-
ного ископаемого можно также производить непосредственно на
погоризонтных планах карьера. Для этого на каждом плане
сначала наносится положение разрезной траншеи, обеспечиваю-
щей подготовку данного горизонта. Затем на планах вычерчи-
ваются линии фронта работ, положения которых обеспечивают
вскрытие и подготовку каждого из нижележащих горизонтов
при условии сохранения требуемой ширины рабочих площадок
уступов. Измерением площадей между смежными линиями фрон-
та работ по вскрышным породам и полезному ископаемому
и последующим умножением этих площадей на высоту уступа
определяются этапные объемы вскрышных и добычных работ на
467
каждом горизонте. Суммированием объемов, выполнение кото-
рых необходимо для вскрытия и подготовки определенного гори-
зонта, вычисляются этапные объемы работ в целом для карьера.
Во многих случаях целесообразно не умножать указанные
площади по полезному ископаемому и вскрышным породам меж-
ду смежными положениями фронта работ уступа на его высоту,
а после суммирования (аналогично суммированию объемов) отк-
ладывать в виде ординат на графике режима горных работ.
16.4.	Геометрический анализ карьерных полей
при горизонтальных и пологих залежах
Метод геометрического анализа карьерного поля для поло-
гих и горизонтальных залежей заключается в вычерчивании ряда
положений фронта работ через определенные интервалы его под-
вигания, определении для каждого фронта объемов вскрышных
и добычных работ и построении графиков режима горных работ.
Исходными материалами служат топографические планы с нане-
сенными изолиниями мощности вскрышных пород и полезной
мощности залежи.
На графике по оси абсцисс в принятом масштабе отклады-
вают этапы подвигания фронта работ, а по оси ординат — объ-
емы вскрышных работ и извлекаемого полезного ископаемого
при подвигании фронта на единицу длины (рис. 16.7). При па-
раллельном подвигании фронта карьерное поле разделяется
серией параллельных линий, означающих его положения
Рис. 16.7. График режима гор-
ных работ при разработке поло-
гой залежи:
1 — объем добычи полезного ископае-
мого; 2 — объем вскрышных пород;
3 — текущий коэффициент вскрыши; 4
и 5 — соответственно протяженность
и скорость подвигания фронта работ
468
Рис. 16.8. Положения фронта
работ при параллельном его
перемещении
(рйс. 16.8). Таких положений выбирается 6—8 при Простых
условиях залегания и 10—15 — при сложных.
Для установления извлекаемых объемов вскрышных пород
и полезного ископаемого при подвигании на единицу длины
фронт работ разделяют (см. этап V) на участки одинаковой дли-
ны (10, 20 или 50 мм в зависимости от масштаба и главным об-
разом от сложности планов изомощностей вскрыши и залежи).
В середине каждого участка (по отметкам изомощностей) про-
ставляют мощность вскрыши и полезного ископаемого, которые
суммируют и умножают на длину одного участка и линейный
масштаб. Полученные произведения наносят в качестве ординат
полезного ископаемого и вскрышных пород на график для каж-
дого этапа фронта работ. Расстояние между этапами составляет
соответственно /ь /2> •••> h (см. рис. 16.7). На линиях ординат
откладываются также в определенном масштабе значения теку-
щего коэффициента вскрыши и протяженности фронта работ
для каждого его положения. Полученные точки соединяют лома-
ными линиями или плавными кривыми, показывающими функ-
циональную зависимость извлекаемых объемов вскрышных по-
род, полезного ископаемого и текущих коэффициентов вскрыши
от подвигания фронта.
Площадь, заключенная между графиком полезного ископае-
мого, осью абсцисс и любой парой ординат, означает объем изв-
лекаемого ископаемого при соответствующем подвигании фронта
работ.
В сложных условиях залегания, при значительной мощности
вскрышных пород и резкой изменчивости отметок кровли за-
лежи и дневной поверхности, при вычислении объемов вскрыш-
ных пород необходимо учитывать истинные размеры рабочей
зоны карьера. Для этого на каждой линии фронта горных ра-
бот (на рис. 16.8 этапы I, II, III, ...) вычисляют значения сред-
них отметок кровли залежи и дневной поверхности. По этим
данным строится профиль карьера по направлению подвига-
ния фронта работ (рис. 16.9), на котором для каждого его по-
ложения проводят линии под углом откоса рабочего борта.
Объем вскрышных работ (м3), производимый при переме-
щении фронта из положения I в положение II (см. рис. 16.9),
V = 0,5 (Fp. s + FP.3)ft,	(16.6)
где F'p. з, F"v. з—площади вскрышной рабочей зоны, м2,
Fp. з = 0,5 (Ln + LkP) (а Ь );
F;.3 = 0,5(L; + L;p)(a¥);
L'n, L"n и L'KP, L"Kp— протяженности фронта работ по поверх-
ности и кровле залежи соответственно для этапов / и II, м.
Учитывая, что а'Ь'=Н'р. 3 и L=/(l+tgcoctgY)siny, объем
вскрышных работ при рассматриваемом подвигании фронта, м3
469
(16.7)
Рис. 16.9. Схема к расчету текущих объемов горных
работ при разработке пологих залежей
V = 0,5 (Гр. 31 + Гр. 31) I (1 + tg (о ctg у),	(16.8)
где	Г'р./ = 0,5(Г'п+Г/кр)Я'р.3; F"V.3X^{L\+L"KV)H"V.3-
/Гр. з и 77%. 3— высоты рабочей зоны соответственно при поло-
жениях фронта I и II, равные разности средних отметок верхней
и нижней бровки борта карьера, м (7ГР. 3=Z'n—Z'Kp; H"v.3 =
= Zz/n-Z"Kp); co —угол падения кровли залежи для данного эта-
па, вычисляемый по разности отметок кровли залежи на грани-
цах этапа; tg со= (Z'KP—Z"№)]1.
При веерном, смешанном и криволинейном перемещении
фронта скорость подвигания его отдельных точек различна. Поэ-
тому построение графика режима горных работ непосредственно
в том виде, как это описано для параллельного подвигания
фронта, невозможно. В этом случае обычно вычерчивают не-
сколько (6—15) положений фронта, для каждого этапа опре-
деляют извлекаемые запасы и объемы вскрышных работ и на
основании этих данных и принятой мощности карьера рассчи-
тывают время работы на каждом этапе и строят календарный
график режима горных работ.
В заданных границах карьера календарное распределение
объемов горных работ зависит от мощности вскрышных пород
и залежи на различных участках карьерного поля, его размеров
и формы. Большое значение имеет также начальное расположе-
ние фронта и направление развития горных работ в пределах
карьерного поля. В конкретных условиях число возможных и
целесообразных вариантов развития горных работ оказывается
обычно небольшим (2—4), так как разрезные траншеи всегда
стремятся располагать на участках с наименьшей мощностью
вскрышных пород.
Иногда возможно карьерное поле делить на 2—3 участка,
отрабатываемых последовательно при различных системах раз-
работки. Целесообразность такого развития работ проверяется
построением графиков режима для каждого участка. В этом
470
случае по оси абсцисс откладывают последовательно этапы
подвигания фронта, соответствующие первому, второму и дру-
гим участкам поля.
16.5.	Трактовка и трансформация графиков объемов
горных работ
Как указывалось выше, для анализа объемов горных работ
по карьеру в целом необходимо строить сводный график. При
геометрическом анализе по погоризонтным планам и планам
изомощностей построенный график является вместе с тем
и сводным для карьера, поскольку он показывает функцио-
нальную зависимость извлекаемых объемов от углубления или
подвигания работ для карьерного поля в целом.
Сводные графики объемов при разработке наклонных и кру-
тых залежей (рис. 16.10) имеют следующие основные свойства:
1.	Для любой высотной отметки дна разрезной траншеи
ордината полезного ископаемого означает в масштабе чертежа
извлекаемый объем полезного ископаемого при понижении
работ на единицу глубины. Аналогичное значение имеют орди-
наты вскрышных пород и горной массы.
2.	Для подсчета извлекаемых объемов полезного ископае-
мого, вскрышных пород и горной массы необходимо измерить
соответствующие площади, заключенные между осью высотных
отметок, двумя линиями ординат и соответствующими кривыми.
Для этого достаточно умножить среднюю ординату на интер-
вал между линиями ординат.
Рис. 16.10. Сводный график режима горных работ:
1 — полезное ископаемое; 2 — вскрышные породы; 3 — текущий
коэффициент вскрыши
471
3.	Общая площадь, заключенная между осью высотпых
отметок и графиком горной массы от начала графика до ка-
кой-либо высотной отметки, означает общий извлекаемый
объем горной массы при ведении горных работ до указанной
отметки дна разрезной траншеи. Площади, ограниченные графи-
ками вскрышных пород и полезного ископаемого, определяют
извлекаемые объемы вскрышных пород и полезного ископае-
мого от начала разработки до соответствующей высотной от-
метки. Объемы, извлекаемые при углублении работ на один
или несколько уступов, равны площадям на сводном графике
между соответствующими этапами работ.
4.	При заданных конечных положениях бортов, размере дна
карьера и углах откосов его бортов объемы горной массы,
вскрышных пород и полезного ископаемого являются величи-
нами вполне определенными, выражающимися соответствую-
щими площадями на графике. Какой бы вариант развития гор-
ных работ не рассматривался, итоговые данные запасов и объ-
емов вскрышных пород могут отличаться друг от друга только
на величину точности расчетов.
5.	Согласно методу, положенному в основу построения графи-
ков, каждая ордината горной массы на сводном для карьера
графике приблизительно выражает площадь горизонтальной
проекции рабочей зоны карьера. Она состоит из площади по
вскрышным породам и по полезному ископаемому, каждая из
которых выражается своей ординатой для данной высотной от-
метки дна разрезной траншеи. На сводном графике режима
для горизонтальных и пологих залежей ординаты горной массы
выражают площади вертикальных проекций рабочей зоны
карьера.
6.	График изменений текущего коэффициента вскрыши
строится путем деления ординат вскрышных пород на ординаты
полезного ископаемого. Поскольку в каждый данный период
времени предприятие должно иметь вскрытые запасы полезного
ископаемого, более точное нахождение текущих коэффициентов
вскрыши может быть достигнуто тем, что ординаты вскрышных
пород и полезного ископаемого измеряются (см. рис. 16.7 и
16.10) не по одной ординатной линии, например АА', а таким
образом, чтобы ордината вскрышных пород измерялась по ор-
динатной линии ББ', а ордината полезного ископаемого — по
линии AAl из того расчета, чтобы площадь полезного ископае-
мого (АабБ) между линиями АА' и Б Б' была бы численно
равна величине вскрытых запасов, необходимых для нормаль-
ной работы предприятия.
7.	График изменений средних коэффициентов вскрыши от
начала работ до какого-либо положения дна разрезной тран-
шеи (положения фронта работ при разработке горизонтальных
залежей) устанавливается путем нахождения суммарной пло-
щади по вскрышным породам и полезному ископаемому.
8.	Запасы полезного ископаемого ₽ карьерном поле отрабд-
47?
ТЫВаются за определенный (по производственной мощности)
срок существования карьера Т, лет. Производственная мощ-
ность карьера, соответственно потребностям народного хозяй-
ства, может быть разной для различных периодов.
Так как в технико-экономических расчетах оперируют
не с погориэонтными объемами работ, а с годовыми объемами
по полезному ископаемому и по вскрышным породам, появ-
ляется необходимость в трансформации сводного графика теку-
щих объемов применительно к календарным периодам по годам
существования карьера. Эта трансформация осуществляется
следующим образом. Запасы полезного ископаемого, соответст-
вующие углублению дна карьера на один уступ (площадь S„),
при равномерной производительности для данного периода Qx
отрабатывается за срок (лет)
tx=SJQx,	(16.9)
или
/х = УсрА/О.-АУср/<?х = А/Уг,	(16.10)
где Уг=Сх/Уср— годовое углубление работ для данного этапа
м/год.
Установив величину tx для каждого интервала глубины (по ве-
личинам Sa и Qx), суммированием можно найти начальные и ко-
нечные годы отработки любого интервала по глубине:
Д. н= /14~ ^2	• • • 4" ^х—1> ^х. к == 4" A 4~ • • • 4-
(16.11)
Аналогично определяются интервалы времени tx поэтапного
подвигания фронта при разработке горизонтальных и пологих
залежей. Но здесь при этапных запасах полезного ископаемого
5„ и расстоянии между смежными положениями фронта работ
/ величина б}х/ТСр=вф (Уф—скорость подвигания фронта ра-
бот) и tx = llv^.
В соответствии с проведенными расчетами вычерчивают ка-
лендарный график добычи, на котором ординатой полезного ис-
копаемого в каждый период существования карьера является
его производственная мощность (рис. 16.11).
Для установления года начала добычных работ и кален-
дарного распределения объемов вскрышных работ необходимо
также трансформировать график вскрышных пород. В началь-
ный период строительства и освоения проектной мощности карь-
ера объемы вскрышных работ устанавливают в соответствии
с возможным темпом углубления (скоростью подвигания
фронта) карьера или по графику ввода в работу экскаваторов
и фактически выполняемому ими объему. Таким образом на-
ходят сроки производства горно-капитальных работ до сдачи
карьера в эксплуатацию и освоения его проектной мощности.
Для последующего периода эксплуатации годовые объемы
473
Рнс. 16.11. Календарные графики горных работ:
а и б — при разработке соответственно горизонтальной и крутой залежей; 1 и 2 —
объемы соответственно добычных и вскрышных работ; 3 и 4 — соответственно скорость
подвигания фронта и темп углубления горных работ
вскрышных работ определяют путем деления этапных объемов
вскрышных пород ($В=УСР.ВД или 5в = УСр. в/) на срок отра-
ботки данного этапа tx. Эти годовые объемы откладывают на
календарном графике в виде ординат в середине периода от-
работки данного этапа. Можно также ординаты календарных
объемов вскрышных работ найти путем умножения ординат
мощности карьера по полезному ископаемому на текущий коэф-
фициент вскрыши для каждого интервала tx, определенного по
сводным графикам режима (см. рис. 16.7 и 16.10).
Более точно годовые объемы вскрышных работ устанавли-
ваются с учетом состояния вскрытых запасов полезного иско-
паемого. Для этого с использованием сводного графика режима
(например, разработки пологой залежи) вычисляют поэтапные
и нарастающим итогом объемы полезного ископаемого и вскрыш-
ных пород, которые вносят в табл. 16.2.
Таблица 16.2. Объемы горных работ по этапам и нарастающим итогом
Показатель	Номер этапа		
	1	2	3
Этапы горных работ, м	0—200	200—400	400—600
Объемы полезного ископаемого по эта- пам Уи, тыс. м3	1500	1800	2000j
Объемы полезного ископаемого нара- стающим итогом 2УИ, тыс. м3	1500	3300	5300
Объемы вскрышных пород по этапам Vb, тыс. м3	6000	7000	7500'
Объемы вскрышных пород нарастаю- щим итогом SVB, тыс. м3	6000	13 200	20 700
474
Продолжение табл. 16.2
Показатель	Номер этапа		
	4	5	6
Этапы горных работ, м	600—800	800—1000	1000—1200
Объемы полезного ископаемого по эта- пам Уи, тыс. м8 Объемы полезного ископаемого нара- стающим ИТОГОМ SVH, тыс. м3	1900	2100	1600
	7200	9300	10900
Объемы вскрышных пород по этапам VB, тыс. м8	7100	7600	8000
Объемы вскрышных пород нарастаю- щим итогом ХГВ, тыс. м3	27 800	35 800	43 400
Объемы нарастающим итогом откладывают на графике
(рис. 16.12), левая вертикальная шкала которого служит для
объемов полезного ископаемого, а правая — для объемов
вскрышных пород. На горизонтальной шкале фиксируют поло-
жения этапов горных работ. Таким образом, график показы-
вает для каждого этапа извлекаемые объемы полезного иско-
паемого и вскрышных пород с начала разработки.
В табл. 16.3 указываются для каждого года эксплуатации
карьера планируемая мощность карьера по полезному иско-
паемому и требуемые объемы его вскрытых запасов.
Рис. 16.12. График объемов горных работ нарастающим
итогом по годам
475
Таблица 16.3. Годовые объемы добычных и вскрышных работ
Продолжительность работ, год
Показатель
01234567	8
Плановый годовой объем
добычных работ, тыс. м3
1000 1000 1500 1500 1500
1500 1500
1400
Планируемый объем
вскрытых запасов па
начало следующего го-
да, тыс. м3
250 250 250 400
400 400
400 350
Годовой объем вскрыш-
ных работ, тыс. м3
1000 4000 4500 5500 6000 6000
5000 6400
5000
Годовые объемы вскрышных работ, выполняемые с учетом
обеспечения плановой мощности карьера и подготовки вскры-
тых запасов, определяют по графику (см. рис. 16.12). Для этого
па шкале полезного ископаемого в принятом масштабе откла-
дывают годовые объемы добычных работ (отрезки 0ах, а^г, а2аэ
и т. д.), планируемые объемы вскрытых запасов (отрезки 0—bi,
Щ—b2 и т. д.) и от точек b2, Ьз проводят горизонтальные
линии до пересечения с графиком нарастающих объемов полез-
ного ископаемого (точки Ь/, Ь2, Ь3' и т. д.). Проекции точек
пересечения на горизонтальную шкалу показывают положение
вскрышных работ на каждый год эксплуатации с учетом под-
готовки вскрытых запасов. От точек Ь/, Ь2, bj проводят верти-
кальные линии до пересечения с графиком нарастающих объе-
мов вскрышных пород (точки Ь\", Ь2", Ь3" и т. д.). Последние
проектируют на правую вертикальную шкалу (точки В], В2, В->,
и т. д.). Отрезки 0Blt BtB2, B2BZ и т. д. в принятом масштабе
показывают требуемые годовые объемы вскрышных работ. Эти
объемы вносят в последнюю строку табл. 16.3.
16.6.	Регулирование режима горных работ
Графики режима горных работ справедливы только для того
порядка развития горных работ, который был принят при вы-
черчивании положения рабочих бортов. Во всех случаях изме-
нения графика распределения объемов должны сопровождаться
соответствующими изменениями в положении рабочих бортов,
так же как и изменения в положении и размере дна разрезных
траншей и в углах откосов бортов должны сопровождаться из-
менениями графиков объемов и текущих коэффициентов
вскрыши. Характер их изменения может быть весьма различ-
ным в зависимости от принимаемых размеров два траншей и
476
углов откосов бортов на промежуточных этапах направления
развития работ.
Для уменьшения числа рассматриваемых вариантов режима
и более уверенного его регулирования рекомендуется строить
два графика режима горных работ для принятых способа
вскрытия и порядка развития горных работ: для нормальных по
технологическим условиям углов откосов рабочих бортов и для
слоевых объемов и коэффициентов вскрыши. Второй график оз-
начает тот режим горных работ, когда разработка будет про-
изводиться слоями поочередно сверху вниз. При сопоставлении
двух указанных графиков нетрудно найти те этапы, для кото-
рых нужно сделать углы откосов бортов более пологими или
более крутыми для выравнивания годовых объемов вскрышных
работ. Знание слоевых объемов и коэффициентов вскрыши не-
обходимо также для расчетов объема перевозок карьерного
транспорта по отдельным горизонтам.
Некоторое уменьшение «пиковых» объемов работ в отдель-
ные периоды существования карьера возможно при регулиро-
вании направления и порядка развития горных работ. Воз-
можно также изменение мощности карьера, что связано соот-
ветственно с уменьшением годового углубления работ и, как
следствие, снятием пиковых нагрузок на вскрышных работах.
При таком регулировании текущие коэффициенты вскрыши не
уменьшаются, но снижение годовых объемов вскрышных работ
способствует получению лучших технико-экономических резуль-
татов. Планировать снижение добычи па карьерах на отдель-
ные периоды работ для улучшения режима горных работ воз-
можно в тех случаях, когда потребитель, имея склады, допус-
кает такие изменения или снабжение его полезным ископаемым
происходит от группы карьеров, находящихся в различных ста-
диях работ по условиям режима. Уменьшение производственной
мощности неизбежно в периоды развития и затухания горных
работ в карьере.
По мере увеличения размеров рабочей зоны и объемов
вскрышных работ до уровня, предусмотренного для данного
этапа горных работ (сроком 8—12 лет), часть экскаваторного
парка переводится на более глубокие горизонты, скорость под-
вигания фронта сокращается до нормы, а протяженность экска-
ваторных блоков возрастает. При дальнейшем увеличении ра-
бочей зоны карьера и постоянном числе оборудования возра-
стают (согласно графику) подлежащие выполнению объемы
вскрышных работ, и возникает необходимость сократить эти
объемы до заданного уровня путем регулирования отработки
отдельных уступов или их участков. При сокращении протяжен-
ности действующего фронта вскрышных работ или поддержа-
нии его на установленном уровне можно добиться лучшего ис-
пользования экскаваторов и транспортных средств.
Сохранение размеров действующей части рабочей зоны мо-
жет быть осуществлено несколькими способами:
477
1.	Уменьшением действующего фронта на вытянутых по
простиранию карьерных полях, что означает использование
фронта вскрышных работ на верхних уступах по частям. Про-
должительность периода работ на каждом участке устанавли-
вается по скорости подвигания фронта и возможности создания
вскрытых запасов полезного ископаемого. В обычных условиях
такой период может быть установлен в 1,5—3 года.
Если протяженность карьерного поля значительная, а при-
нятый (по мощности карьера) темп углубления горных работ
низкий, сокращают длину рабочей зоны- При этом на части
карьерного поля по простиранию создается «карьер первой оче-
реди» с плановыми показателями темпа углубления и скорости
подвигания фронта работ. В результате этого удается уменьшить
капитальные затраты и срок строительства карьера. При пол-
ном развитии рабочей зоны «карьера первой очереди» в раз-
работку включаются верхние горизонты оставшейся части карь-
ерного поля и после создания на них устойчивого фронта
вскрышных и добычных работ эта часть становится основным
действующим участком. В этом случае может быть достигнуто
наиболее существенное регулирование в объемах вскрышных
работ и текущих коэффициентах вскрыши.
2.	Сокращением действующего фронта на карьерах, имею-
щих в плане округленную форму, за счет этапного развития гор-
ных работ по глубине, например до 100, 200 и 300 м, при уста-
новленной конечной глубине 300 м. При этом «карьер первой
очереди» оконтуривается по промежуточному этапу конечной
глубины. Развитие рабочей зоны в этом случае производится
до достижения верхними уступами промежуточного верхнего
контура карьера, после чего вскрышные работы на верхних
уступах приостанавливаются, а продолжающееся углубление
работ ведет к увеличению углов откоса рабочего борта до до-
пустимых норм. Добившись указанным путем нужного перерас-
пределения объемов вскрышных работ, вновь возобновляют ра-
боты на верхних уступах, для чего между уступами оставляют
бермы расчетной ширины. Наиболее легко такое регулирование
действующей зоны достигается при применении автомобильного
транспорта. При этом возникает необходимость в устройстве
полустационарных и скользящих трасс.
3.	Сокращением действующей части рабочей зоны как
в плане, так и по высоте при временной остановке работ на
части фронта группы уступов и последующем чередовании
участков отработки. Такой способ регулирования объемов
вскрышных работ применяется при разработке мощных крутых
залежей после достижения карьером глубины 80—120 м и бо-
лее и связан также с необходимостью полустационарного раз-
мещения экскаваторных складов при комбинации автомобиль-
ного и железнодорожного транспорта. На мощных карьерах
для сокращения расстояния автоперевозок на рабочих бортах
может располагаться до 4—7 перегрузочных пунктов. При этом
478
временно консервируется до 30—50 % общей длины добычного
фронта и до 20—30 % общей длины вскрышного. Время оста-
новки работ и расположения на одном месте ПП составляет
1—3 года, что позволяет создавать на рабочих бортах полуста-
ционарные железнодорожные съезды с довольно сложным пу-
тевым развитием постов примыкания и обеспечивать высокую
пропускную способность трассы. При чередовании работ в плане
п по высоте рабочей зоны необходимо интенсивное углубление
работ на отдельных участках карьерного поля.
4.	Сокращением действующей части рабочей зоны в резуль-
тате чередования работ на смежных по глубине уступах в пре-
делах допустимого уменьшения ширины рабочей площадки. По-
скольку рабочая площадка может быть сокращена с обычных
40—60 м до бермы в 10—20 м, при обычной скорости подвига-
ния фронта 40—70 м/год период поочередной работы может
быть установлен в пределах 0,5—1 год. Это вполне достаточно
для того, чтобы можно было должным образом организовать
работу па уступе и затем приостановить ее, переведя оборудо-
вание на смежный участок или уступ.
5.	Регулированием рабочей зоны карьера (при разработке
свиты крутых залежей или пластов после перехода на средние
и глубокие горизонты) за счет поддержания в одновременной
разработке не более двух-трех уступов, что (так же как и ра-
бота на двух бортах) необходимо для обеспечения нужной
протяженности фронта вскрышных и устойчивости фронта до-
бычных работ. В пределах отработанной зоны карьера по от-
строенному постоянному или полустационарному контуру появ-
ляется возможность применить спиральную форму трассы,
а вскрытие действующих двух-трех уступов осуществлять
только скользящими съездами, что обеспечивает лучшие усло-
вия для раздельной разработки.
Часто применяют одновременно два-три рассмотренных спо-
соба регулирования размеров рабочей зоны карьера, что свя-
зано как с улучшением режима горных работ, так и с транс-
портным обеспечением рабочих горизонтов, особенно глубоких
при комбинированном транспорте. Во всех случаях сокращение
действующей части рабочей зоны карьера (при полном ее раз-
витии) положительно сказывается на показателях использова-
ния экскаваторов и транспортных средств, так как ликвидиру-
ется разбросанность производства горных работ-
Важное значение для регулирования режима горных работ
имеют способ вскрытия, форма и стационарность трассы капи-
тальных траншей. При устройстве полустационарных и сколь-
зящих трасс или их участков возможно весьма эффективно ре-
гулировать объемы горно-капитальных работ и максимальную
мощность карьера по вскрышным работам, сокращать сроки
подготовки новых горизонтов. Уменьшение объемов горно-капи-
тальных работ и сроков строительства карьера особенно
важно в тех случаях, когда разрабатываются месторождения
479
С большой мощностью покрывающих пород (карьеры Курской
магнитной аномалии, Кустанайской области, Кузбасса и др-).
В этом случае при выборе направления развития горных работ
руководствуются тем, что вскрывающие выработки располагают
возможно ближе к выходам залежей. Внутренние наклонные
траншеи в таких случаях нестационарны.
Регулирование объемов вскрышных работ при изменении
углов откосов рабочих бортов на разных этапах связано с из-
менением элементов системы разработки. Увеличением или
уменьшением ширины рабочих площадок и иногда высоты ус-
тупа можно добиться такого изменения углов откосов рабочих
бортов карьера па различных этапах разработки, при котором
будут усреднены объемы вскрышных работ и текущие коэффи-
циенты вскрыши. Так, в начальный период, когда необходимо
форсировать вскрышные работы для усреднения их годовых
объемов и создания вскрытых запасов, не следует увеличивать
высоту уступа на верхних горизонтах карьера. Созданный ре-
зерв в переходящих объемах вскрышных работ позволяет в по-
следующие годы замедлить или даже временно приостановить
работы на этих горизонтах и извлекать запасы за счет увели-
чения углов откоса рабочих бортов.
Если улучшение режима горных работ принять за счет опе-
режения или отставания уступов на верхних горизонтах или
изменения порядка их вскрытия и подготовки, то для этих из-
мененных условий, осуществленных на основе первичного гра-
фика, следует вычертить новые принятые этапы положения гор-
ных работ и уточнить графики текущих коэффициентов
вскрыши.
После регулирования графиков по экономическим показате-
лям фактические текущие коэффициенты вскрыши также будут
отличаться от построенных при первоначальном анализе. Из-
менения, которые могут быть при этом достигнуты, можно кор-
ректировать на построенном графике с заранее принятыми уг-
лами откоса рабочих бортов-
Для полного развития рабочей зоны карьера характерны
большие («пиковые») объемы вскрышных работ, высокие теку-
щие коэффициенты вскрыши и большая протяженность вскрыш-
ного фронта на карьере. В результате этого возникает разбро-
санность горных работ и неэффективное использование экска-
ваторов и транспортных средств. Устранить эти затруднения
можно только при четком планировании вскрышных работ в пре-
делах рабочей зоны карьера.
Необходимо отметить и пути улучшения режима при орга-
низации зонального ведения вскрышных работ.
В период строительства карьера и в начале его эксплуата-
ции размер рабочей зоны и объемы вскрышных работ относи-
тельно невелики, за исключением тех случаев, когда применя-
ется спиральная форма ’трассы. Чтобы форсировать работы и
достичь необходимой степени усреднения текущего коэффици-
480
ента вскрыши, рабочая зона должна использоваться полностью
и развиваться наиболее интенсивно. При этом работы на верх-
них уступах опережают предусмотренное планом подвигание
за счет сокращения длины экскаваторных блоков. В резуль-
тате этого улучшается использование экскаваторов и транспорт-
ных средств при сокращении времени на обменные операции
у забоев и уменьшении протяженности забойных путей и дорог,
приходящихся на один экскаватор.
17.	ЭКОНОМИЧЕСКИЕ ОСНОВЫ
И ПЛАНИРОВАНИЕ ГОРНЫХ РАБОТ
17.1.	Экономические показатели планирования
Важнейшими из этих показателей являются: себестоимость,
прибыль, рентабельность, производительность труда, фондоот-
дача и фондоемкость.
Показателями экономической оценки перспективных (пяти-
летних и этапных) планов горных работ являются также требуе-
мые капитальные затраты (абсолютные и удельные) и время их
вложения.
Себестоимость товарной продукции определяется текущими
затратами (эксплуатационными расходами в стоимостном
выражении) на ее производство. Товарной продукцией горно-
добывающих предприятий, имеющих в своем составе только гор-
ные цеха, является добытое и отсортированное полезное иско-
паемое (уголь, руда, строительные горные породы), доставлен-
ное к месту хранения и принятое в соответствии со стандартами
и техническими условиями. Для карьеров, входящих в состав
горно-обогатительпых (горно-металлургических) комбинатов,
отгруженная на переработку руда включается в товарную про-
дукцию.
Товарная продукция оценивается в оптовых и расчетных це-
нах. Цены устанавливаются в зависимости от качества полез-
ного ископаемого (содержание полезных и вредных компонен-
тов, марки угля и др.). Стоимость товарной продукции (в опто-
вых или расчетных ценах) образует сумму ее реализации и
зависит от объема и качества реализованной продукции. Расчет-
ные цены устанавливаются для каждого карьера и отражают
конкретные условия эксплуатации. Оптовые (отпускные) цепы
являются усредненными для бассейна, отрасли и т. д.
Прибыль, являющаяся синтетическим показателем резуль-
татов деятельности предприятия, определяется разностью стои-
мости продукции (по оптовым или расчетным ценам) и полной
суммы эксплуатационных расходов.
Рентабельность (или уровень рентабельности) определяется
отношением прибыли к суммарной стоимости основных фондов
и нормируемых оборотных средств.
*/	а16 Заказ № 624	481
Фондоотдача и фондоемкость характеризуют степень исполь-
зования основных фондов предприятия. Фондоотдача определя-
ется отношением количества продукции (в натуральном или
стоимостном выражении) к общей стоимости основных произ-
водственных фондов, а фондоемкость (величина, обратная фон-
доотдаче) показывает стоимость основных фондов, приходя-
щуюся на единицу продукции.
Объектами капитальных затрат являются горно-капиталь-
ные работы (сооружение капитальных траншей, наклонных ство-
лов, дренажных выработок, реже разнос погашенных бортов),
приобретение оборудования, строительно-монтажные работы.
При расчете трудовых затрат исходят из необходимости
ускорения темпов роста производительности труда как важней-
шего показателя эффективности производства, обеспечения пра-
вильных соотношений между ростом производительности труда
и заработной платы. Здесь учитывается совершенствование тех-
нологии, механизации и организации горных работ, внедрение
передовых методов труда.
Все экономические показатели тесно связаны и зависят от
горно-геологических условий, главных параметров карьера (раз-
меров, запасов, производственной мощности), периода его отра-
ботки, выбранного режима горных работ, технологии, механи-
зации и организации работ. Эти вопросы и рассматриваются
в данном разделе.
Полная себестоимость добычи полезного ископаемого слага-
ется из затрат на собственно добычные и вскрышные работы,
которые дополняются общекарьерными и общекомбинатскими
расходами.
При изменении горно-геологических условий, технологии раз-
работки и применяемых комплексов оборудования для этап-
ного перспективного планирования возможно приближенное оп-
ределение себестоимости путем сбора и статистической обра-
ботки данных практики в аналогичных условиях. Стоимостные
показатели изменяются со временем, и их следует усреднять
за ряд лет для учета случайных изменений и тенденций. При
относительно неизменных горно-геологических и горно-техниче-
ских условиях при годовом и пятилетием планировании себестои-
мость определяется на основе фактически достигнутых показа-
телей с учетом плановой величины снижения в предстоящий
период.
Основным способом определения себестоимости при плани-
ровании в конкретных условиях является составление кальку-
ляций.
Калькулирование цеховой себестоимости осуществляется по
статьям расходов: вспомогательные материалы и энергия на
технологические цели; основная и дополнительная заработная
плата производственных рабочих; отчисления на социальное
страхование; амортизация; внутрикарьерное перемещение гру-
зов; расходы на подготовку и освоение производства (в том
482
числе отчисления в фонд освоения новой техники и погашение
затрат на горно-подготовительные работы); расходы на содер-
жание и эксплуатацию оборудования; цеховые расходы.
В соответствии со структурой предприятия расходы сумми-
руют и группируют по цехам: «вскрышной участок», «добыч-
ной участок», «транспорт породы», «транспорт руды», «буровой
цех», «общекарьерные цехи» и т. и. Затем их разделяют на две
категории — «расходы на вскрышные работы» и «расходы на
добычные работы» и по известным объемам вскрышных и до-
бычных работ устанавливают два основных эксплуатационных
показателя: затраты на I м3 (т) вскрышных работ Св и затраты
на собственно добычу 1 т (м3) полезного ископаемого Сд.
При расчете производственной себестоимости учитываются
также расходы на незавершенное производство, общекарьерные
и прочие производственные расходы (в том числе отчисления
в бюджет на покрытие затрат по геолого-разведочным рабо-
там ).
Общекарьерные расходы на текущие ремонты и содержание
основных средств, содержание администрации и служб карьера,
доставку и подготовку ВВ и ВМ, амортизацию горно-капиталь-
ных работ, слаботочное хозяйство, охрану труда, на содержание
лаборатории и т. и. обычно относят только на добычные ра-
боты, т. е. без выделения их доли в эксплуатационные расходы
на вскрышные работы.
Часть общекомбинатских эксплуатационных расходов, при-
ходящаяся па долю карьера, при калькулировании себестои-
мости раскладывается на добычные и вскрышные работы. Так
же поступают с расходами на общий и хозяйственный карьер-
ный транспорт, центральные и передвижные ремонтные мастер-
ские, энергию, воду, пневматическое хозяйство и т. и. Эксплу-
атационные расходы подсчитывают по действующим ставкам
заработной платы, оптовым ценам на материалы, тарифам на
электроэнергию и транспорт (для данного района) и диффе-
ренцированным нормам амортизации и платы за оборотные
фонды.
Себестоимость товарной продукции определяется как сумма
производственной себестоимости и внепроизводственных затрат
(расходы по сбыту, отчисления на научно-исследовательские
работы и др.).
При определении полной себестоимости (руб/т) добычи по-
лезного ископаемого (для периода х) учитывают установленный
для каждого периода плановый коэффициент вскрыши Кп (ко-
эффициент погашения вскрыши):
СКх ~ Сдх КпСвх.	(17.1)
Так как плановый коэффициент вскрыши меняется по пе-
риодам (этапам) разработки и для каждого этапа характерны
свои показатели Сях и Свж, полная себестоимость полезного ис-
копаемого определяется по веем или характерным годам
»/216*	483
планируемых периодов разработки. При этом с увеличением пе-
риода планирования возможно использование упрощенной ме-
тодики определения затрат на вскрышные и добычные работы
и полной себестоимости полезного ископаемого.
Рентабельность открытой разработки определяется соотно-
шением плановой и допустимой себестоимости полезного иско-
паемого. В качестве допустимой себестоимости часто принима-
ется себестоимость добычи данного полезного ископаемого под-
земным способом, действующая отпускная цена за него или
допустимая его себестоимость в данном экономическом районе.
Возможны следующие принципиальные случаи:
1.	На месторождении добывается один вид полезного иско-
паемого определенного качества, на которое установлена госу-
дарственная отпуская цена Ци (разработки каменных и бурых
углей, солей, природных строительных материалов и др.). Рен-
табельность таких предприятий обеспечивается при условии
Си Ц„.	(17.2)
Вместо отпускной цены Ци могут фигурировать другие пока-
затели предельной стоимости продукции. Например, себестои-
мость угля, добываемого на разрезе, не должна превышать
стоимости привозного топлива или стоимость электроэнергии,
получаемой при сжигании угля, должна быть ниже или равна
стоимости электроэнергии, получаемой за счет сжигания при-
родного газа или нефти, либо энергии, получаемой из другого
района.
2.	На месторождении по горным условиям добывается сов-
местно несколько видов или сортов полезных ископаемых, каж-
дый из которых имеет отпускную цену или предельно допусти-
мую стоимость по другим условиям.
При объемах фактической добычи каждого вида или сорта
полезного ископаемого qy, q%, ..., м3 (т) и соответствующих от-
пускных ценах или допустимой стоимости этих сортов Цу, Ц2,
..., руб/м3 (т) средняя допустимая себестоимость добываемого
полезного ископаемого в данном карьере составляет, руб/м3 (т)
Си= (<71Д1 + <72/42 4- • • • )/(<?i + Q2 + . . . )•	(П.З)
Если на карьере наряду с добычей основного полезного ис-
копаемого <7И в составе разрабатываемых вскрышных пород име-
ется попутное полезное ископаемое qn, которое может быть реа-
лизовано по цене Цп, то такая реализация повышает экономи-
ческую эффективность открытых горных работ и допустимая
себестоимость основного полезного ископаемого условно (для
расчета) повышается:
Си О/иДи-Ь<7п7/п)/<7и-	(17.4)
К таким попутным полезным ископаемым относится щебень
из скальных вскрышных пород, мел, глины, песок и т. п.
484
3.	На месторождении добывается полезное ископаемое, не
соответствующее действующим стандартам па сырье, и для по-
лучения кондиционной продукции <?к (на которую есть отпуск-
ная цена Ци) требуется специальная выборка из добытого
полезного ископаемого и складирование некондиционного полез-
ного ископаемого (в количестве <?н) в постоянных или времен-
ных отвалах. В этом случае
Си^чкЦи/(дк+ди).	(17.5)
При таком расчете затраты на добычу некондиционного по-
лезного ископаемого к затратам на вскрышные работы не от-
носятся.
4.	На месторождении добывается полезное ископаемое, не
соответствующее государственным стандартам по качеству, по-
этому для его реализации обязательна первичная переработка
сырья на карьере (для доведения до кондиций) с дополнитель-
ными затратами на переработку Зп, руб/м3 (т).
При этом
Си Ци—Зп.	(17.6)
5.	На месторождении добывается сырье (руды черных и
цветных металлов, химическое сырье и т. и.), реализуемое пе-
рерабатывающими предприятиями на месте. При этом карьер
входит на правах цеха в комбинат. Отпускные цены на сырье
обычно не устанавливаются, а об эффективности горного про-
изводства судят по показателям конечного продукта (металл,
концентрат и т. п.).
На разных карьерах и подземных рудниках качество руды
обычно различно, и часто полученный из руд концентрат (даже
металл) также отличается по качеству и ценности. В таких слу-
чаях для сопоставления экономические показатели относят
к единице (тонне) готовой продукции с учетом ее ценности,
а для решения собственно горных задач допустимая себестои-
мость полезного ископаемого по карьеру устанавливается ис-
ходя из допустимой себестоимости конечного продукта, за вы-
четом затрат на дробление, обогащение, металлургический или
химический передел и на содержание общекомбинатского хозяй-
ства. Расчеты производят для карьера, процессов обогащения
и передела до того момента, когда промежуточный продукт
может включаться в общекомбинатский процесс и общую эко-
номику.
17.2.	Связь режима горных работ и экономических
показателей карьера
Эксплуатация того или иного карьера определяется прежде
всего экономическими факторами. Основная цель — эксплуати-
ровать именно те объекты и с такой производительностью, ко-
торая удовлетворяет потребность народного хозяйства в дан-
16 Заказ № 624	485
ном виде полезного ископаемого при минимальных затратах
средств п общественного труда. Ведущим критерием обычно
служит допустимая себестоимость полезного ископаемого в кон-
кретном экономическом районе страны.
При сопоставлении экономических показателей отдельных
карьеров непременно учитывается, что добываемое полезное ис-
копаемое, как правило, имеет различное качество и ценность.
Поэтому главные экономические показатели карьера должны
рассчитываться не только по «сырой» продукции, но и по ре-
зультату ее переработки на той стадии, когда по качеству и цен-
ности продукцию данного карьера можно сопоставить с продук-
цией других предприятий.
Горные предприятия, как правило, рентабельны, т. е. обес-
печивают превышение доходов за реализованную продукцию
над расходами, связанными с добычей и переработкой сырья.
Однако в некоторых случаях, при необходимости добычи де-
фицитных материалов в неблагоприятных природных условиях,
затраты на разработку в отдельные периоды существования
предприятия превышают доходы от реализации продукции. При
продолжительности таких периодов до 4 лет государство суб-
сидирует предприятия по счету «Затраты будущих периодов»
с последующим возвратом средств. При большей длительности
этих периодов предприятию от государства устанавливается
дотация для ликвидации разницы между расходами и доходами
Эксплуатационные затраты на открытую разработку склады-
ваются из затрат на добычные и вскрышные работы. При из-
вестной производственной мощности карьера по полезному ис-
копаемому в конкретных условиях'(трудность разработки по-
род, определенные технология и оборудование и т. д.) затраты
па вскрышные работы в определяющей степени зависят от их
объемов, т. е. текущего коэффициента вскрыши. Поэтому и
общие эксплуатационные и капитальные затраты на разработку,
прибыль, рентабельность, производительность труда по конеч-
ной продукции и фондоемкость производства также будут из-
меняться при изменении текущего коэффициента вскрыши.
В зависимости от распределения объемов вскрышных работ
по годам карьер может быть высокорентабельным в начальный
период или в конце своей деятельности и нерентабельным в дру-
гие периоды. Обычно, пользуясь близким расположением выхо-
дов залежи к поверхности земли, в первые годы работы на карь-
ерах добывают полезное ископаемое при низкой себестоимости
и высокой производительности труда. По мере развития горных
работ и роста текущих коэффициентов вскрыши затраты на
разработку увеличиваются и, если не принимать специальных
мер по регулированию режима горных работ, рентабельность
предприятия уменьшается и нередко требуется финансирование
вскрышных работ в счет затрат будущих лет.
Таким образом, на отдельных этапах разработки затраты
на единицу продукции карьера будут ниже или выше средних по-
486
казателей при среднеэксплуатационном коэффициенте вскрыши
и неизменных удельных затратах на добычные и вскрыш-
ные работы [руб/(м3) т]. Такой характер изменений себестои-
мости полезного ископаемого является спецификой именно на
открытых горных работах, и поэтому вопрос о рентабельности
открытой разработки месторождений может рассматриваться
только за длительный период, в принципе за весь срок сущест-
вования карьера. Если не установлен режим горных работ, то
возможны ошибочные выводы об экономической неэффектив-
ности открытой разработки в целом. Поэтому обоснование ре-
жима горных работ карьера по периодам его существования яв-
ляется задачей первостепенной экономической важности.
Экономически эффективный режим горных работ должен
соответствовать основным требованиям планомерного развития
данной отрасли промышленности. Календарное распределение
объемов горных и, в частности, вскрышных работ должно быть
подчинено режиму экономии государственных средств и раци-
ональному использованию техники и общественного труда. Кри-
терием для суждения о степени неравномерности объемов
вскрышных работ служит показатель среднеэксплуатационного
коэффициента вскрыши.
Существо вопроса иллюстрируется следующим упрощенным
примером (рис. 17.1).
При установленном уровне добычи (2 млн. м3/год) предпри-
ятие за срок своего существования может работать как со сред-
ними объемами вскрышных работ (линия /), так и с неравно-
мерными объемами работ по годам (ломаная линия 2). В пер-
вом случае, с третьего года по двенадцатый, выполняется
обязательный для обоих вариантов объем в 8 млн. м3 и, кроме
того, дополнительный объем по 2 млн. м3 вскрыши в год. Для
этого при первом варианте необходимо установить с третьего
года дополнительный комплекс из двух-трех экскаваторов до
конца существования карьера. В результате этого мероприятия
в период с двенадцатого по двадцатый год объемы вскрышных
работ могут быть уменьшены по сравнению со вторым вариан-
том с 12 до 10 млн. м3/год.
При втором варианте объемы вскрышных работ в первый
период эксплуатации меньше на 2 млн. м3/год, но зато с две-
надцатого года потребуется ввести дополнительно комплекс
в составе четырех—шести экскаваторов и другого оборудования.
16*
Рис. 17.1. Календарные графики
горных работ:
/, Г и 2, У — соответственно равно-
мерное и неравномерное распределе-
ние объемов вскрышных работ; 3 —
объемы добычных работ
487
Экономически эффективный вариант должен быть выбран
с учетом как капитальных затрат на оборудование, так и пере-
ходящих на вскрышные работы, производимые этим оборудова-
нием, с учетом фактора времени и оценкой эффективности
капитальных затрат. В данном примере дополнительные капи-
тальные затраты на оборудование при первом варианте по
сравнению со вторым уменьшают текущие затраты только че-
рез 10—12 лет, а в первый период вызывают их увеличение.
При улучшении методов труда и организации его первона-
чально установленное число оборудования с течением времени
может выполнить больший объем работ, чем это планируется
на первый год работы. С учетом этого графики режима горных
работ будут соответствовать наклонным прямым соответственно
Г и 2' (см. рис. 17.1).
Если режим вскрышных работ неравномерен, то его можно
(если не полностью, то частично) выравнять за счет планомер-
ного и значительного увеличения объема вскрышных работ
(против необходимого объема) в первые годы или за счет отне-
сения части вскрыши к последующим годам работы при кон-
сервации работ на уступах. Для опережения вскрышных работ
необходимо ввести в эксплуатацию дополнительное оборудова-
ние, увеличить штаты рабочих и произвести связанные с этим
капитальные затраты.
Выравнивание режима вскрышных работ на карьерах с от-
носительно коротким сроком его существования способствует
устойчивой экономической деятельности предприятия, равномер-
ному и лучшему использованию оборудования. В результате
этого отпадает необходимость в отдельные периоды работ резко
увеличивать число оборудования и штат трудящихся, которые
в последующее время используются не полностью.
Тот или иной режим горных работ выбирается на основе
экономических расчетов с учетом возможных разновременности
капитальных вложений, изменений во времени текущих затрат,
объемов и качества товарной продукции, а также конкретных
технических возможностей данного предприятия и отрасли про-
мышленности. Однако при длительном сроке существования
карьера (20 и более лет) равномерный режим вскрышных ра-
бот экономически менее благоприятен, чем неравномерный, по
следующим причинам:
1.	Неравномерный режим вскрышных работ больше соот-
ветствует условиям расширенного социалистического воспроиз-
водства, так как при этом возможно использовать материаль-
ные ценности и живой труд более оперативно.
2.	При ежегодном повышении производительности труда и
оборудования при выполнении дополнительного объема вскрыш-
ных работ не в начальный период, а в последующие годы можно
сэкономить материальные ценности и живой труд для более
эффективного их использования на других объектах.
3.	При повышении объемов в первый период затрудняется
488
процесс развития предприятия, удлиняются сроки освоения про-
ектной мощности и происходит фактическое удорожание работ,
особенно в новых, малоосвоенных районах.
Таким образом, при небольшом сроке существования карь-
ера, соответствующем сроку амортизации основного оборудова-
ния и сооружений (8—12) лет, необходимо соблюдать равномер-
ный режим горных работ. При длительном же сроке существо-
вания карьера, когда основное оборудование и часть сооружений
амортизируются в два и более цикла, следует принимать
неравномерный режим в виде ступенчатого графика. Продол-
жительность одной ступени в зависимости от срока существо-
вания карьера, когда основное оборудование и часть сооружений
оборудования или быть несколько меньше его, с тем чтобы ра-
бота предприятия была устойчивой. Длительность «пикового»
объема работ не может быть меньше амортизационного срока.
Достигается такое уравновешивание тем, что ступень в объемах
работ принимается равной или кратной годовой производитель-
ности принятого комплекса оборудования.
17.3.	Зависимость экономических показателей
от технологии, механизации и организации горных работ
Экономические результаты разработок предопределяются
взаимосвязанными решениями по системе разработки и ее эле-
ментам, вскрытию рабочих горизонтов, комплексам оборудова-
ния, организации производства и компоновке генерального
плана карьера. От них зависят и главные параметры карье-
ров— размеры в плане и по глубине, мощность и т. п., которые,
в свою очередь, могут существенно влиять на технические ре-
шения и экономику разработок.
Наиболее благоприятные экономические показатели и вместе
с тем наибольшие возможности использования разнообразной
технологии и средств механизации имеют место при разработке
достаточно мощных горизонтальных залежей, покрытых нано-
сами небольшой мощности. Увеличение мощности вскрышных
пород или уменьшение мощности залежи приводят к росту се-
бестоимости полезного ископаемого (табл. 17.1).
На одном карьерном поле последовательно в различные пе-
риоды существования карьера, а иногда и одновременно можно
применять различные технологические комплексы, если срок
использования оборудования достаточен для амортизации. Без
технико-экономического анализа нельзя судить об экономиче-
ских преимуществах того или иного варианта технологии и
комплекса оборудования.
Для установления в каждом конкретном случае наиболее ра-
циональных решений намечают возможные и целесообразные
в данных условиях варианты технологических комплексов, ко-
торые рассчитываются по капитальным затратам и эксплуата-
ционным расходам.
489
Универсальный метод калькуляции затрат на вскрышные и
добычные работы из-за его трудоемкости обычно используется
только для одного или двух основных рассматриваемых вариан-
тов. Для расчетов других же вариантов экономические показа-
тели могут устанавливаться аналитическим методом.
Сущность аналитического метода расчета показателей Сд и
Св заключается в том, что рассматриваемые варианты техноло-
гии и механизации расчленяются на составные элементы (от-
дельные процессы, машины и механизмы) и на основе заранее
установленных затрат на содержание машин и механизмов
(стоимость машино-смены) или на вспомогательный процесс
суммированием находят ожидаемые затраты на вскрышные и
добычные работы в данных условиях. Для приближенных рас-
четов возможно также использование корреляционных зависи-
мостей производительности комплексов оборудования и затрат
от горно-геологических и горно-технических факторов.
Одни и те же машины в различных природных условиях
имеют разную сменную и суточную производительность, выра-
женную в объемах горной массы. Поэтому и затраты на 1 м3
горной массы будут различными. В приближенных плановых
и проектных расчетах вариантов это положение учитывают тем,
что расчеты относят не к 1 м3 горной массы, а к 1 т. Сменную
производительность однотипных машин при одинаковых орга-
низационных и природных условиях, выраженную в тоннах,
Таблица 17.1. Затраты на вскрышные и добычные работы в зависимости от
технологии и механизации^ работ" (условные"’’показатели для учебных расчетов)
Технологические комплексы	Затраты на вскрышные и добычные работы (руб/м3) при разработке пород		
	мягких		полускальных
	карьеры небольшой мощности	карьеры средней мощности и мощные	карьеры небольшой мощности
Вскрышные:	0,2—0,4	0,1—0,2	0,2—0,4 ']
с непосредственной экскаваторной перевалкой пород в благоприятных условиях			
с кратной перевалкой пород драг- лайнами на отвалах	0,2—0,3	0,15—0,25	0,3—0,5
выемочно-отвальные	0,2—0,3	0,15—0,3	—
экскаваторно-железнодорожные	0,8—0,9	0,3—0,5	0,7—1
экскаваторно-автомобильные	0,6—0,8	0,5—0,8	0,8—1
Горно-проходческие экскаваторно-же- лезнодорожные Добычные:	1—1,4	0,6—0,9	1,2—1,5
при валовой выемке угля	0,8—1,5	0,6—1	0,9—1,6
при раздельной выемке угля	1—2	0,7—1,2	1—1,6
при валовой выемке руды	1—1,6	0,8—1,2	1,1—1,8
при раздельной выемке руды	1,2—1,8	0,9—1,5	1,2—1,8
490
Продолжение табл. 17.1
Технологические комплексы	Затраты на вскрышные и добычные работы (руб/м3) при разработке пород		
	полускальных	скальных	
	карьеры средней мощности и мощные	карьеры небольшой мощности	карьеры средней мощности и мощные
Вскрышные: с непосредственной экскаваторной	0,2—0,3	0,3—0,5	0,25—0,35
перевалкой пород в благоприятных условиях с кратной перевалкой пород драг-	0,2—0,3					
лайками на отвалах выемочно-отв ал ьиые	—	—	—
экскаваторно-железнодорожные	0,4—0,8	1—1,2	0,7—1
экскаваторно-автомобильные	0,6—0,9	1—1,4	0,8—1,2
Горно-проходческие экскаваторно-же-	0,7—1	1,5—1,8	0,9—1,5
лез подорожные Добычные: при валовой выемке угля	0,8—1,2			—
при раздельной выемке угля	0,9—1,5	—	—
при валовой выемке руды	1—1,4	1,4—1,8	1,2—1,6
при раздельной выемке руды	1—1,6	1,6—2,2	1,4—1,8
Примечание. Нижиие пределы относятся к благоприятным условиям производ-
ства работ по процессам выемки и транспортирования, инженерно-геологическим усло-
виям и др.; верхние пределы — к сложным условиям.
можно считать приблизительно равной. Например, механиче-
ская лопата с ковшом емкостью 5 м3 в комплексе ЭЖО при
хорошей организации работ практически достигает годовой про-
изводительности;
1700 тыс. м3 — при разработке мягких пород плотностью
1,6—1,7 т/м3 (2,7—2,9 млн. т/год);
1150—1250 тыс. м3 — при разработке полускальных пород
плотностью 2,2—2,4 т/м3 (2,5—2,8 млн. т/год);
750—900 тыс. м3—при разработке скальных пород плот-
ностью 3,0—3,5 т/м3 (2,4—2,7 млн. т/год).
Производительность карьерного транспорта исчисляется
в тоннах, что облегчает расчет затрат на транспорт, отнесен-
ных к 1 т горной массы.
Затраты на содержание экскаваторного парка и транспорта
являются основными; обычно они составляют не менее 60—80 %
общих эксплуатационных затрат по всем процессам. Произво-
дительность буровых станков и затраты на бурение выразить
непосредственно в м3 или т, без учета свойств пород, практически
невозможно. Они, как и взрывные работы, должны рассчиты-
ваться с учетом буримости и взрываемости пород.
491
В одинаковых условиях (одинаковые по численности
бригады и равные тарифные ставки, одинаковые затраты энер-
гии и материалов, нормативные отчисления на амортизацию, од-
нотипные горные породы и т. п.) затраты на производственный
процесс минимальны в том случае, когда обеспечивается дости-
жение максимально возможной эксплуатационной производи-
тельности машин и механизмов.
Возможность достижения указанной производительности оп-
ределяется прежде всего длительностью производительного ра-
бочего времени машин в сутки. Чем меньше это время, тем
большее удельное значение приобретают амортизационные от-
числения и другие виды затрат, зависящие только от кален-
дарного времени и не зависящие от производительности ма-
шины (табл. 17.2).
Изменение производительности машин в зависимости от про-
должительности рабочего времени учитывается коэффициентом
использования оборудования во времени, характеризующем
фактическое число часов работы машин. Часовая производи-
тельность машины также зависит от организации технологиче-
ского процесса, что учитывается коэффициентом использования
технической производительности машины.
Таким образом, для выбранных масштаба производства, тех-
нологического комплекса и схемы экскавации можно установить
расходы на эксплуатацию каждого вида оборудования и все
процессы применительно к конкретным условиям. Для сравни-
тельной оценки вариантов механизации и технологии суммиро-
ванием расходов по процессам устанавливают общие затраты
на вскрышные и добычные работы, отнесенные к 1 т вскрыши
или полезного ископаемого.
Составные элементы общих затрат должны приниматься
с учетом действительного использования оборудования и его
производительности для каждого варианта технологии и комп-
Таблица 17.2. Затраты на содержание экскаваторов и выемочно-погрузочные
работы (для учебных расчетов)
Емкость ковша экскаватора, м3	Техническая	производитель- ность экскава- тора за 18 ч ра- боты, м3	Затраты на содержание машины, руб/сут	Затраты на выемку (коп/м3) прн числе часов работы экскаватора в сутки						Коэффициент, учитывающий работу	
				18	16	14	ю	6	2	в две смены	в одну смену
1		1450	79,44	5,5	5,6	5,8	6	7	10,3	0,81	0,63
2		2300	106,38	4,6	5,1	5,6	6,6	7,2	19,1	0,72	0,46
3		3530	147,82	4,2	4,3	4,6	6,4	8,2	19,5	0,73	0,45
4		4480	180,72	4	4,3	4,7	5,8	8	19,1	0,75	0,49
5		5400	201,06	3,7	3,8	4	4,3	5,1	8,9	0,76	0,49
8		7700	303,12	4	4,1	4,2	4,5	5,3	9,6	0,78	0,51
12	11 000		442,62	4	4,1	4,3	4,7	5,9	14	0,79	0,92
492
лекса оборудования. Степень использования оборудования
устанавливается расчетом в соответствии с техническими воз-
можностями машин, организацией и фактическим объемом
работ.
17.4.	Изменение экономических показателей
по мере развития горных работ
При расширении контуров и увеличении глубины карьера
изменяется соотношение включаемых в разработку пород с раз-
личными физико-техническими характеристиками. Интенсив-
ность ухудшения горно-геологических условий разработки ме-
сторождений неодинакова и зависит от их генезиса, типов сла-
гающих пород, последующей геологической деятельности и др.
В связи с изменением свойств и характеристик пород, а также
с увеличением их обводненности постепенно изменяются техни-
ческая производительность однотипных буровых станков и экс-
каваторов, расходы на буровые, взрывные и выемочно-погру-
зочные работы.
Изменяются и комплексы оборудования — вводятся допол-
нительные машины и механизмы, увеличиваются грузоподъем-
ности транспортных средств и полезная масса поездов и др.
Условия использования оборудования, элементы системы раз-
работки, организация транспортного обслуживания забоев
также изменяются. С увеличением глубины разработок удельно
возрастают объемы работ и расходы на подготовку новых го-
ризонтов, изменяется доля общекарьерных расходов.
Зависимость Св и Сд от большинства из указанных факторов
не может быть выражена аналитически, поэтому часть элемен-
тов затрат при резком изменении условий должна определяться
калькуляцией.
Наиболее значимая доля величин Св и Сд, относящаяся
к перемещению карьерных грузов, с ростом размеров карьера
в плане и по глубине изменяется из-за увеличения расстояний
внутрикарьерного пробега транспортных средств (глубины ка-
питальных траншей, длины соединительных путей и общей про-
тяженности фронта работ). Увеличивается пробег транспортных
средств и на поверхности в результате развития отвалов.
Если на момент сдачи карьера в эксплуатацию длина про-
бега поезда составляла L, а затраты на перевозку груза Зс
(коп/т), то с увеличением пробега на AL затраты возрастают не
пропорционально. Часть затрат 3'0 не зависит от пробега поез-
дов и остается неизменной. Остальные затраты 3"с растут про-
порционально пробегу поездов. При этом
3Т = 3; + ЗДЦ-ДЬ/Ь).	(17.7)
Для железнодорожного транспорта в начальный период эк-
сплуатации в большинстве случаев переменная величина затрат
составляет около 35 % общих затрат на транспорт. Затраты
493
(коп/т) на транспорт Зт,ж по мере увеличения расстояния пере-
мещения
Зт. ж « 30. ж (1 + 0.35AL/L).	(17.8)
Для автомобильного транспорта в начале эксплуатации пе-
ременная величина затрат составляет при расстоянии транспор-
тирования 0,8—1 км около 0,4—0,5 общих затрат. Поэтому
Зт. а « 30. а (1 + 0.45AL/L).	(17.9)
Для конвейерного транспорта можно полагать увеличение
затрат с развитием работ примерно пропорциональным удли-
нению их линий.
При таких расчетах увеличение расстояния перемещения
грузов определяется по планам развития горных работ. Анало-
гичным образом могут быть установлены аналитические зави-
симости увеличения других видов затрат, например по водоот-
ливу и т. д.
Совершенствование технологии и организации работ связано
с тем, что оборудование с течением времени выполняет больший
объем работ, чем на момент ввода его в эксплуатацию. Анализ
фактической производительности экскаваторов и транспортных
средств на угольных, рудных и нерудных карьерах за истекшие
10—15 лет показывает, что среднегодовой прирост производи-
тельности экскаватора составляет 2—4 %, а локомотивосостава
(в тонно-километрах)—4—6 %.
Действительная среднегодовая производительность (т) экс-
каватора за Т лет работы от начала эксплуатации может быть
приближенно установлена по формуле
Qs = Qs.o(14-0,01PsT)	(17.ю)
или
<2э=<2э.о (1+о,О1Рэ)2',	(17.11)
где Q3. о—нормативная производительность экскаватора за рас-
четный год, т; Ра — среднегодовой прирост производительности
экскаватора, %.
Если процент прироста производительности Рэ установлен
точно (одинаковая величина ежегодно), то при расчетах необ-
ходимо применять степенную функцию (17.11); если же Рэ яв-
ляется усредненной величиной за много лет, следует пользова-
ться формулой (17.10).
По аналогичным формулам можно установить фактическую
производительность локомотивосостава (Рл = 44-6 %) и буро-
вых станков (Рб = 5-е-8 %).
При прочих равных условиях (неизменные составы бригад,
тарифные ставки и т. п.) затраты (коп/т) на производство гор-
ных работ, отнесенные к 1 т горной массы в искомый Т-й год,
составят
494
зт = з0------!----,
1 + 0,01Р3Т
где Р3 — усредненный за ряд лет процент снижения затрат
(обычно 3—5 % в год).
Таким образом, рост производительности оборудования и
снижение затрат практически компенсируют увеличение расхо-
дов на перемещение грузов при развитии карьера в плане и по
глубине.
(17.12)
17.5.	Критерии экономической эффективности
перспективного планирования
Если известны направление развития горных работ, способ
вскрытия, система разработки и комплексы оборудования, в со-
ответствии с ними составляют календарные графики ведения
вскрышных работ, для чего подсчитывают объемы извлекаемых
пород и полезного ископаемого по отдельным периодам и эта-
пам и результаты расчетов представляют в виде календарных
планов горных работ.
Если указанные решения еще не уточнены, то необходимо
выбрать режим горных работ на планируемый период для до-
стижения наилучших технико-экономических результатов раз-
работки. Это означает, что вопросы вскрытия и системы разра-
ботки решаются на основе специального анализа режима гор-
ных работ для рассматриваемых комплексов оборудования.
После установления способа вскрытия и системы разработки
составляют календарный план развития горных работ.
Сопоставление экономической эффективности вариантов тех-
нологических комплексов производится с учетом времени вло-
жения средств и реализации добываемой продукции.
Основным критерием экономической эффективности перспек-
тивного планирования является получение максимальной сум-
марной приведенной прибыли.
Оптимизация перспективых планов горных работ по крите-
рию общей эффективности, исчисляемой с учетом приведения
разновременных затрат и получаемой прибыли к одному мо-
менту времени, позволяет комплексно оценить динамику изме-
нения мощности карьера по полезному ископаемому и горной
массе, качества добываемого сырья, необходимых капитальных
затрат п эксплуатационных расходов.
При постоянном объеме добычи и неизменном качестве по-
лезного ископаемого (содержания полезных компонентов, обо-
гатимости и т. д.), в качестве общего критерия экономической
эффективности перспективных планов горных работ может
быть принят минимум приведенных, с учетом фактора времени,
затрат
т	т
£Cnp + EHE/<IIr-*rnin.	(17.13)
1	1
495
Затраты на строительство и эксплуатацию горного предприя-
тия и прибыли от него за счет реализации происходят не только
разновременно, но и различно для разных вариантов техноло-
гии и комплексной механизации. Для наглядности оценки зат-
рат и прибыли и учета действия фактора времени на экономи-
ческие результаты специально построены графики (рис. 17.2).
а
Добыча
угля, Вскрыта
млн.г млн.мЗ	/
Рис. 17.2. Графики затрат и доходов карьера:
а — объемы работ; бив — соответственно непосредственные н приведенные затраты
и доходы; 1 — абъем. вскрышных работ; 2 и 3 — объемы добычи основного и попут-
но добываемого полезного ископаемого; 4 — затраты па вскрышные работы; 5 и 6 —
затраты соответственно на основную и попутную добычу; 7 — затраты на приобрете-
ние оборудования; 8 — затраты на горно-капнтальные работы; 9 — затраты на строи-
тельство поверхностного комплекса; 10 н 11 — доходы от реализации соответственно
основного и попутного добываемого полезного ископаемого; 12 — прочие доходы (от
реализации оборудования и др.)
496
Сначала строят графики без учета действия фактора вре-
мени на вложение средств и реализацию продукции (см. рис.
17.2, б), когда экономические показатели принимаются для всего
планового периода одинаковыми и равными показателям на
его первый год.
Аналогично первому строится расчетный график приведен-
ных затрат и доходов горного предприятия (см. рис. 17.2,в),
в котором учитываются изменения экономических показателей
от развития горных работ, фактор времени,изменения техноло-
гии, механизации и организации горных работ.
Эти графики наглядно иллюстрируют экономические воз-
можности предприятия, однако их построение связано со слож-
ными расчетами и с глубоким анализом экономических пока-
зателей с учетом указанных выше факторов.
Для карьера основными утверждаемыми (объединением, ми-
нистерством и т. п.) показателями годового плана являются:
объем выпуска (отгрузки) продукции; количество добываемого
полезного ископаемого; среднее содержание основных полезных
компонентов; объем вскрышных работ; фонд зарплаты; рост
производительности труда по товарной продукции; прибыль;
расчетная рентабельность.
Основные расчетные показатели плана: количество добывае-
мого полезного ископаемого и содержание в нем компонентов;
объем вскрышных работ; среднегодовая стоимость основных
производственных фондов; среднегодовая стоимость оборотных
фондов; численность трудящихся; среднегодовая зарплата; про-
изводительность труда на одну отработанную смену; фонд
материального поощрения.
Сравнение вариантов годового плана горных работ произво-
дится по одному или совокупности перечисленных выше пока-
зателей, лимитируемых для каждого предприятия.
17.6.	Система планирования горных работ
Для связи перспективного развития горных работ с теку-
щими задачами производства используют систему непрерывного
планирования, основанную на последовательном решении взаи-
мосвязанных задач пяти основных уровней управления разра-
боткой месторождения (рис. 17.3).
Комплекс задач первого уровня решается специализирован-
ными проектными институтами с учетом накопленного опыта и
предложений предприятий. В процессе эксплуатации месторож-
дения — при изменении кондиций на добываемое сырье, уточ-
нении запасов полезного ископаемого в пределах и за контуром
карьера, освоении новых технологических схем переработки
с учетом комплексного использования сырья, существенном из-
менении условий работы применяемых комплексов оборудова-
ния, потребности в продукции и др.— разрабатываются проекты
реконструкции (расширения) карьера, в которых пересматри-
497
Рис. 17.3. Структура системы планирования горных работ
ваются главные его параметры и основные технологические
решения.
Пятилетний план производства по годам разрабатывается,
как правило, непосредственно на предприятии на основе зада-
ний министерства, производственного объединения и др. Сог-
ласно этому плану определяется количество выпускаемой про-
дукции, скорректированные по сравнению с этапным планиро-
ванием контуры развития горных работ и объемы горной массы,
необходимый объем капитальных вложений на строительство и
приобретение нового горного и транспортного оборудования,
производительность труда, прибыль, рентабельность и другие
технико-экономические показатели.
Планирование на год производится в рамках утвержденного
пятилетнего плана с учетом сложившихся условий производ-
ства. Годовым планом (с разбивкой по кварталам) устанавли-
ваются: развитие фронта уступов и участки отработки; объем
горных работ; порядок подготовки новых горизонтов к эксплу-
атации; график проведения капитальных и средних ремонтов;
объемы эксплуатационно-разведочных, буровых, взрывных, вы-
емочно-погрузочных, транспортных и отвальных работ; число
дополнительно необходимого оборудвания; основные технико-
экономические показатели производственно-хозяйственной дея-
тельности.
На стадии месячного планирования определяется расста-
новка горного оборудования, устанавливается взаимосвязь про-
цессов, уточняются схемы путевого развития на уступах, рассчи-
тываются графики планово-предупредительных ремонтов обо-
рудования.
При сменном планировании определяется план-наряд для
каждой бригады, машины и механизма, а оперативно-диспет-
черское управление заключается в регулировании производст-
венных процессов в течение смены.
Комплексный анализ развития горных работ и организации
процессов как единого целого основывается на системном под-
ходе. Поэтому рациональная организация работы комплексов
оборудования должна устанавливаться совместно с расчетами
порядка развития горных работ и обосновываться важнейшими
экономическими показателями производственно-хозяйственной
деятельности предприятия. Эффективность производства во мно-
гом зависит от комплексного решения вопросов планирования,
организации и управления. Для обеспечения постоянного обмена
информацией между различными объектами и элементами в си-
стеме «Карьер» и выработки оптимальных решений на мощных
карьерах создаются автоматизированные системы управления
технологией горных работ, в которых выделяются четыре ос-
новные подсистемы: геолого-маркшейдерское обеспечение; ка-
лендарное планирование; оперативно-диспетчерское управле-
ние; оперативный расчет технико-экономических показателей.
Эти подсистемы охватывают работу геологического, маркшей-
500
дерского, планового, производственно-технического отделов и
диспетчерской службы карьера, а также работу других основ-
ных и вспомогательных цехов, участков и служб комбината
(объединения).
На рудных карьерах задачами геолого-маркшейдерского
обеспечения являются автоматизация обработки данных марк-
шейдерских съемок, построения контуров рудных блоков, рас-
четов геологических и эксплуатационных запасов, нормирова-
ния потерь и разубоживания, учета движения запасов. Здесь
подготавливается информация для решения задач календар-
ного планирования.
Построение оптимальных планов горных работ является
целью подсистемы календарного планирования. На каждый
плановый период устанавливаются объемы и интенсивность
развития горных работ, расстановка и загрузка горного и тран-
спортного оборудования, графики его планово-предупредитель-
ных ремонтов.
Расчет сменного плана добычи и отгрузки полезного иско-
паемого, распределение объемов работ по забоям, согласование
работы экскаваторов и средств транспорта путем управления
движением локомотивосоставов и автосамосвалов относятся
к подсистеме оперативно-диспетчерского управления.
При перспективном планировании горных работ использу-
ется накапливаемая и обобщаемая в процессе эксплуатации ге-
олого-маркшейдерская, технологическая и планово-экономиче-
ская информация. Информационное обеспечение задач плани-
рования определяется периодичностью и последовательностью
их решения, а также требуемой степенью точности получаемых
результатов (рис. 17.4). По частоте образования и изменения
используемые данные подразделяются па порматпвно-справоч-
пые и переменно-текущие.
Геолого-маркшейдерская информация вклю-
чает первичные журналы маркшейдерских съемок (замеров)
и основанных на них вычислений, основные и специальные гео-
логические и маркшейдерские планы и разрезы, материалы
учета запасов, потерь и разубоживания.
Планирование и учет горных работ производятся с исполь-
зованием генерального плана территории карьера в масштабе
1:2000—1:5000, сводного плана горных работ— 1:1000—1:2000,
поуступных планов— 1:800—1:500, вертикальных разрезов —
1:1000—1:2000, продольных профилей площадок уступов в го-
ризонтальном масштабе 1:2000 и вертикальном масштабе 1:200,
планов и разрезов отвалов в масштабе 1:1000.
При расчете плана добычных работ необходимы материалы
генерального подсчета запасов, выполненного при разведке ме-
сторождения, а также ряд сводных геологических документов,
составляемых в процессе эксплуатации: погоризонтные геоло-
гические планы, вертикальные геологические разрезы, послой-
ные качественные планы геометризации месторождения и др.
501
иен
-HBOIDOU
-онаоиэ/
иеГпЛм0_ц
ниПвпбофни
HBHVoxng
ниПеийофни нвниохд
Рнс. 17.4. Информационные связи задач планирования
На основе этих материалов определяются предельные контуры
горизонтов, а также положение фронта работ уступов.
В состав технологической информации входят
нормативные размеры рабочих площадок и длины экскаватор-
ных блоков, положение трасс капитальных траншей, располо-
жение отвалов и перегрузочных пунктов и их приемная способ-
ность, расстояния транспортирования горной массы по посто-
янным путям, данные о производительности комплексов
оборудования в различных горно-технических условиях, норма-
тивы вскрытых, подготовленных и готовых к выемке запасов.
Планово-экономическая информация включает
основные показатели задания для составления планов горных
работ: объем добычи полезного ископаемого и содержание
в нем полезных компонентов, объем реализуемой продукции,
фонд заработной платы, норму прибыли, рентабельность и др.
Такие же показатели используются для анализа выполненных
работ за каждый отчетный период производственной деятель-
ности предприятия.
При расчете планов горных работ учитываются режим ра-
боты отдельных участков и цехов, установленная структура
проведения профилактических ремонтов основного оборудова-
ния, нормы расхода материалов, взрывчатых веществ и др.
Планово-экономическая информация включает также капиталь-
ные затраты на приобретение и доставку единицы каждого обо-
рудования, эксплуатационные расходы по основным процес-
сам (стоимость машино-смены), цены на сырье и мате-
риала.
Примерное соотношение объемов геолого-маркшейдерской,
технологической и планово-экономической информации при пер-
спективном планировании составляет 0,5:0,Г.0,4.
17.7.	Содержание плана горных работ
Годовые планы горных работ составляются в соответствии
с утвержденным пятилетним планом и заданием по объему
добычи полезного ископаемого и содержанию в нем основных
компонентов. Годовое планирование включает: определение ин-
тенсивности перемещения фронта работ уступов; выбор схемы
вскрытия и подготовки новых горизонтов; расчеты объемов до-
бываемого полезного ископаемого и разрабатываемых вскрыш-
ных пород; определение необходимого числа горного и транспо-
ртного оборудования; расчеты обобщающих экономических по-
казателей техпромфинплана предприятия.
Основные разделы плана горных работ: ожидаемое выпол-
нение плана за предшествующий год; состояние горных работ
на начало планируемого года; производственная мощность ка-
рьера по полезному ископаемому и горной массе; эксплуата-
ционно-разведочные работы; буровзрывные работы; выемочно-
погрузочные работы; транспортирование горной массы; отваль-
503
ное хозяйство; график капитальных ремонтов горного обору-
дования; состав технологического оборудования; состав хозяй-
ственных машин и вспомогательных механизмов; расход основ-
ных материалов; производительность труда; мероприятия по
охране труда; план оргтехмероприятий; сводная таблица обоб-
щающих технико-экономических показателей; таблицы объемов
добычи полезного ископаемого по уступам, погашения запасов,
вскрытых и подготовленных к выемке запасов, распределения
объемов перевозок горной массы с различных горизонтов по
отвалам и др.
При разработке крутых залежей наиболее сложным явля-
ется расчет плана добычных работ. На первом этапе
составления плана определяется необходимость подготовки но-
вого горизонта, устанавливаются рациональные местоположе-
ние и схемы проведения вскрывающей и разрезной траншей,
уточняется расположение скользящих участков трассы с учетом
используемого выемочно-погрузочного и транспортного обору-
дования, быстрого доступа к залежи и др. На втором этапе оп-
ределяется перемещение фронта работ уступов, обеспечиваю-
щее вскрытие и подготовку нового горизонта, заданный объем
добычи полезного ископаемого требуемого качества. Интенсив-
ность подвигания отдельных участков фронта работ уступов
принимается различной и определяется условиями размещения
полезного ископаемого, числом экскаваторов и их производи-
тельностью на каждом уступе (рис. 17.5).
Планирование вскрышных работ заключается
в определении попутно разрабатываемых на добычных уступах
объемов некондиционного полезного ископаемого и пустых по-
род, установлении дополнительных объемов выемки вскрышных
пород на уступах, отрабатываемых с целью создания на конец
года вскрытых и подготовленных к выемке запасов полезного
ископаемого, а также выполнения объемов добычи, запланиро-
ванных на пятилетний и этапный периоды (в соответствии
с установленным режимом горных работ). Обязательный нор-
матив подготовки запасов устанавливается специальными от-
раслевыми инструкциями.
Годовой план горных работ разбивается поквартально с уче-
том режима работы карьера в зимний и летний периоды.
Планом геолого-разведочных работ предусмат-
ривается уточнение промышленных контуров залежей, опреде-
ление содержания основных и попутных полезных компонентов,
обоснование сети эксплуатационно-разведочных скважин, их
глубины и методики опробования. По этим данным определя-
ется необходимый объем буровых работ, потребное число стан-
ков, загрузка химических лабораторий.
План буровзрывных работ содержит расчет объе-
мов бурения и необходимого числа буровых станков. Сначала
при общем объеме взрываемых пород Об и распределении его
по видам бурения или типоразмерам буровых станков V*
504
Рис. 17.5. План горных работ карьера:
/ — конечный контур карьера на поверхности; 2 — контуры рудной залежи на горизон-
тах; 3 — годовые плановые контуры горных работ на горизонтах (заштрихованные
участки); в кружках — номер экскаватора, объемы добываемой руды, тыс. т (числи-
тель) и объемы горной массы, тыс. м3 (знаменатель)
Тв.об=£П) определяется общая длина скважин
(м/год), бурение которых осуществляется станками k-ro типа:
, _ V Уы(100 +W)
64 L iwgki
(17.14)
где Vki— годовой объем горной массы »-й категории по взры-
ваемости, подлежащий бурению в планируемом году станками
k-ro типа, м3; Хк>— потери пробуренных скважин в породах i-й
категории взрываемости: %; gki—выход взорванной породы
i-категории по взрываемости с 1 м скважин, буримых станком
k-ro типа, м3/м.
505
Далее при известных в объеме V/. доле Dkj пород j-й кате-
гории по буримости и среднегодовой производительности Qkj
одного станка k-ro типа в породах /-й категории определяется
требуемое число буровых станков k-ro типа N&c^LckEDkj/Qkj-
/
При определении общего парка буровых станков учитываются
и другие буровые работы, проводимые в карьере, например свя-
занные с обеспечением устойчивости его бортов. Необходимое
количество взрывчатых веществ определяется в соответствии
с распределением горных пород по взрываемости в годовых
контурах горных работ и удельным расходом ВВ, зависящим
в основном от взрываемости пород, диаметра скважин и требо-
ваний, предъявляемых к кусковатости взорванной горной
массы.
План выемочно-погрузочных и отвальных ра-
бот включают расчеты производительности забойных и от-
вальных экскаваторов, обоснование их числа и расстановки.
Выделяются отдельно экскаваторы, занятые на проведении
траншей, на перегрузочных пунктах, заоткоске погашаемых
участков бортов карьера и т. д. На основе достигнутых показа-
телей за предыдущий год и с учетом роста за счет внедрения
ряда оргтехмероприятий принимают увеличение коэффициента
использования оборудования во времени.
План транспортных работ составляется для каж-
дого вида транспорта. Основой для расчетов являются объемы
перевозок с каждого горизонта с выделением объемов тран-
спортирования внутри карьера (на перегрузочные пункты) и за
контур карьера. Определяются сменный (суточный) объем гру-
зоперевозок, часовые грузопотоки и в соответствии с возможной
и требуемой производительностью экскаваторов и расстояниями
транспортирования — необходимое число транспортных средств
в работе.
В целом по карьеру и по отдельным его производственным
участкам рассчитывается расход основных материа-
лов: долот, канатов, экскаваторных зубьев, кабеля, твердых
сплавов и др.
План организационно-технических меропри-
я т и й, являющийся обязательной частью годового плана гор-
ных работ, предусматривает меры по совершенствованию труда
и повышению производительности оборудования (замена уста-
ревших экскаваторов и станков; внедрение новых схем экска-
вации, схем путевого развития, новых взрывчатых веществ; ре-
конструкция контактной сети и др.), по снижению потерь и ра-
зубоживания полезного ископаемого, обеспечению безопасности
проводимых работ. Определяются место внедрения мероприя-
тия (горизонт, отвал, участок), сроки проведения работ, плано-
вые затраты, ожидаемая эффективность.
Завершают составление годового плана горных работ рас-
четы производительности труда, себестоимости добычи полез-
506
ного ископаемого, затрат на вскрышные работы, стоимости реа-
лизуемой продукции, прибыли.
При разработке горизонтальных и пологих месторождений
исходными показателями для составления плана горных работ
являются длина фронта, производительность комплексов обору-
дования, провозная способность транспортных коммуникаций.
Возможная годовая производительность карьера по полезному
ископаемому рассчитывается с учетом длины, скорости подви-
гания фронта добычных работ, высоты добычных уступов, вы-
хода кондиционного полезного ископаемого (например, товар-
ного угля) с 1 м3 горной массы.
Скорость подвигания фронта добычных работ в целом по
карьеру определяется скоростью подвигания участков уступа
с наиболее сложной технологией отработки (например, участ-
ков породоугольных уступов при раздельной выемке). Исходя
из длины фронта работ уступа, размера рабочей площадки и
условий обмена транспортных средств в забоях определяется
число экскаваторов, устанавливаемых на «ограничивающем»
уступе, их общая производительность и на основе этого — воз-
можная интенсивность подвигания фронта.
Необходимый годовой объем вскрышных работ определяется
условиями подвигания добычного фронта, создания вскрытых
запасов полезного ископаемого и регулирования режима горных
работ на перспективный период. Расчет производится по каж-
дому уступу с выделением объемов пород, подлежащих пере-
валке, перевозкам во внешние и внутренние отвалы. Возмож-
ность выполнения плановых объемов вскрышных работ прове-
ряется по производительности комплексов оборудования (при
железнодорожном транспорте — с учетом приемной способности
отвальных тупиков). Годовой объем добычных работ также
проверяется по транспортным условиям — рассчитываются про-
изводительность отдельных машин и потребное число горного
и транспортного оборудования. При применении нескольких
конвейерных линий рассчитывается производительность каждой
из них.
При составлении плана горных работ перед геолого-маркшей-
дерской службой стоят следующие основные задачи: выполне-
ние инструментальной съемки и на ее основе построение пого-
ризонтных планов, геологических разрезов и другой графиче-
ской документации; составление баланса запасов полезного
ископаемого на начало планового периода; разработка (вместе
с техническим отделом) нормативов потерь и разубоживания
полезного ископаемого; разработка мероприятий по охране со-
оружений и борьбе с оползнями; расчет извлекаемых запасов
полезного ископаемого в планируемых контурах горных работ;
расчет количества вскрытых, подготовленных и готовых к вы-
емке запасов полезного ископаемого на конец планируемого
периода; составление графических материалов, фиксирующих
запланированное развитие горных работ.
507
Учет движения запасов осуществляется раздельно
по отдельным рудным телам (угольным пластам), геологиче-
ским блокам, уступам. Производится он на основе обобщения
данных геологоразведочных, горно-капитальных, горно-подгото-
вительных и добычных работ. Используются также материалы
оперативного учета добычи, потерь и разубоживания. Устанав-
ливаются прирост запасов в результате проведения геологораз-
ведочных и горно-эксплуатацпоиных работ, количество добы-
того и потерянного полезного ископаемого (полезного компо-
нента, например металла), количество запасов на конец отчет-
ного периода.
При обосновании уровня потерь и разубо-
живания нормированию подлежат зависящие от технологии
и организации горных работ потери полезного ископаемого
в почве или лежачем боку залежи, в целиках внутри выемоч-
ного участка, в местах погрузки, разгрузки, складирования и
сортировки, а также потери кондиционного полезного ископае-
мого, складируемого в отвал вместе с породами или неконди-
ционным полезным ископаемым.
При добычных работах качество полезного ископаемого сни-
жается от примешивания к нему пустых пород в зонах кон-
такта их с залежами. Так как потери и разубоживание взаимо-
зависимы, рациональное их соотношение определяется специ-
альными технико-экономическими расчетами в соответствии
с отраслевыми инструкциями по каждому блоку и участку за-
лежи или рудного тела.
Подсчет запасов полезного ископаемого и
составляющих его компонентов в планируе-
мых контурах горных работ предусматривает опре-
деление его массы (объема), качества, условий залегания. При
подсчете используются все материалы, полученные при разведке
месторождения и изучении его в период эксплуатации.
В зависимости от графического изображения горных работ
подсчет запасов производят в основном способами вертикаль-
ных и горизонтальных сечений. При этом залежь полезного ис-
копаемого представляется рядом подсчетных блоков, каждый
из которых заключен между двумя сечениями. Объем блока
(м3), ограниченного двумя параллельными сечениями с площа-
дями Si и Sz, при расстоянии между ними h определяется как
объем усеченного конуса:
V=A(S1 + S2 + T/S^)-	(17.15)
о
Если площади сечений отличаются друг от друга в преде-
лах 10—20 %, объем подсчетного блока V~0,5/i(Si + S2).
На рудных месторождениях расчет массы добываемой руды
и металлов в ней производят по погоризонтным планам на ос-
нове данных опробования скважин. Группы однородных сква-
508
жин объединяются в самостоятельные блоки. С применением
планиметра определяют площади отдельных блоков. На основе
опытных данных устанавливают плотности каждого сорта
РУДЫ.
Среднее содержание металла в руде отдельного блока опре-
деляется как среднеарифметическое содержание по включен-
ным в блок скважинам с учетом потерь и разубоживания.
Среднее содержание металла в руде по горизонту и в целом
по карьеру определяется методом средневзвешенного по бло-
кам, сортам и горизонтам.
Расчеты с помощью ЭВМ облегчают определение объемов
горных работ по отдельным блокам, уступам и в целом по ка-
рьеру, но выдвигают специфические требования к форме пред-
ставления горно-геологической документации.
Гипсометрические планы изолиний дневной поверхности,
кровли и почвы залежей, геологические разрезы и профили со-
ставляют графическую модель месторождения, на
которую наносят фактическое и планируемое положение горных
работ, производят вычисление объемов вскрышных и добычных
работ, а также показателей качества полезного ископаемого-
При проведении горно-геометрических расчетов на ЭВМ в па-
мяти машины должна быть записана модель месторождения,
отображающая геометрические и качественные свойства зале-
жей и толщи вскрышных пород. В отличие от графической такая
модель называется математической или числовой мо-
делью месторождения.
По всем геологическим блокам составляется справочник
(табл. 17.3 и 17.4), в котором приводятся сведения о сорте руды,
категории запасов, содержании металлов в руде, коэффициенте
рудоносности.
Таблица 17.3. Характеристика рудных тел на горизонте
Горизонт, м	Характеристика клеток					
	1		2		3	
	Номер геологичес- кого блока	Шифр типа горной массы	Номер геологичес- кого блока	Шифр типа горной массы	Номер геологичес- кого блока	Шифр типа горной массы
650	17	01	17	01	17	01
	17	01	17	01	17	02
	17	02	17	02	17	02
	19	02	19	02	19	02
509
Таблица 17.4. Информация по скважинам эксплуатационной разведки (1)
и взрывных работ (2) гор. 553 м
Номер скважины	Кате- гория скважины	Координаты устья сква- жины		Данные опробования					
				1-й слой			2-й слой		
		X	У	медь, %	моли- бден, %	золото, г/т	медь, %	моли- бден, %	золото, г/т
2120	2	0100	4070	2,2	0,041	1,2	3,9	0,06	2,1
0191	1	0104	4071	1,8	0,01	0,7	2,8	0,03	1,8
2122	2	0108	4070	1,2	0,02	0,6	2,2	0,03	1,4
17.8.	Основы динамического планирования горных работ
Динамический расчет текущих планов горных работ произво-
дится в следующей последовательности:
1.	Выбирают управляющие технологические параметры, оп-
ределяющие в конкретных условиях эксплуатации мощность
карьера и основные его технико-экономические показатели, на-
пример среднее содержание металла а в разрабатываемой за
планируемый период горной массе и долю труднообогатимых
сортов руды р в общем объеме ее добычи за год. Исходя из
возможного диапазона изменения, выделяют т вариантов зна-
чения а и k вариантов значения р.
2.	В соответствии с принятым критерием эффективности со-
ставляют множество вариантов плана горных работ па первый
год, каждый из которых характеризуется одним из возможных
сочетаний параметров ат и pft; таким образом, число составляе-
мых вариантов плана M = mk. В качестве критерия эффективно-
сти при составлении каждого варианта плана в данном случае
может быть принят минимум эксплуатационных расходов на
выемочно-погрузочные и транспортные работы.
3.	На основе полученных вариантов плана горных работ на
первый год составляются варианты плана на второй год вновь
при различных сочетаниях значений параметров ат и Рд. Для
оценки полученного множества вариантов в целом с начала
этапа планирования (за два года) вычисляются средние значе-
ния управляемых параметров (в данном случае аир) для каж-
дой пары вариантов плана за два года.
4.	Выделяется группа оптимальных планов работ: все пары
вариантов планов первого и второго года, имеющие одинаковые
значения а и р за два года, сопоставляются по экономическому
критерию (например, суммарной приведенной прибыли) и для
дальнейших расчетов оставляется одна пара вариантов, харак-
теризуемая максимумом критерия.
5.	На основе оставленных для рассмотрения планов горных
работ на первый и второй годы составляется множество воз-
510
можных вариантов плана на третий год при разных сочетаниях
ат и р/. для каждого опорного варианта плана на второй год.
Далее опять выполняется процедура отбора вариантов плана
с одинаковыми значениями а и [’ уже за три года.
6.	Расчеты продолжаются аналогично до конца пятилетки.
В результате формируется определенное число отобранных ва-
риантов плана горных работ на пятилетку (в развитии по го-
дам) при различных значениях а и р. Оптимальные планы
горных работ на каждый год пятилетки определяются вариан-
том пятилетнего плана, характеризуемым максимумом приве-
денной прибыли.
При заданной мощности карьера по руде и металлу выбор
оптимального значения среднего содержания металла в руде а
связан с обоснованием мощности карьера по горной массе и
необходимого числа горного и транспортного оборудования,
в первую очередь числа забойных экскаваторов 2V.
Так как ежегодные объемы разрабатываемой горной массы
зависят от интенсивности подвигания фронта уступов и углуб-
ления горных работ, весьма важно определить, в каком году
производить подготовку новых горизонтов. Поэтому при усло-
вии обеспечения заданной добычи полезного ископаемого среди
прочих необходимо рассмотреть варианты годовых планов гор-
ных работ как с подготовкой, так и без подготовки нового гори-
зонта. Для расчетов на пятилетний период в известном интер-
вале (по максимальному темпу углубления за пятилетку) зада-
ется п вариантов числа вводимых горизонтов по годам.
В этом случае по динамической схеме (позиции 1—6) вари-
анты плана с начала пятилетки до конца рассматриваемого
года рассчитываются для разных значений а, п и N. При этом
определяется эффективность работы карьера ft за каждый f-й
год при различном сочетании значений основных параметров,
т. е. f/(ai, Mi, Wj, a2> n2, Nt), где ab а2— средние содержания
металла в горной массе, разрабатываемой с начала пятилетки
соответственно за период, предшествующий f-му году и вклю-
чающий f-й год; П1, и2 —число введенных в эксплуатацию с на-
чала пятилетки горизонтов соответственно на начало и конец
f-го года; М, N% — число забойных экскаваторов соответственно
на начало и конец t-ro года.
Далее вычисляется приведенная прибыль за t лет работы
Ft и выбирается наилучшее сочетание параметров а, п и N.
Таким образом, правило построения «дерева» вариантов го-
довых планов горных работ и выбора из них наилучшего запи-
сывается рекуррентной формулой
F((a, п, /V) = max	пъ + пъ Nlt п2, Ns)].
(17.16)
Блок-схема динамического планирования (рис. 17.6) вклю-
чает формирование следующих циклов расчета: 1 — по годам
511
Рис. 17.6. Блок-схема динамического
планирования горных работ
пятилетки; 3 и 7 — по вариан-
там числа горизонтов, вводи-
мых в эксплуатацию с начала
пятилетки соответственно
к концу и началу рассматри-
ваемого года; 5 и 9 — по ва-
риантам значений среднего со-
держания металла в горной
массе соответственно за пе-
риод, включающий рассматри-
ваемый год, и до рассматри-
ваемого года; 11 — по вариан-
там числа экскаваторов, каж-
дый из которых определяется
вариантом числа введенных
в эксплуатацию новых гори-
зонтов, и вариантам среднего
содержания металла в горной
массе. Блоки 2, 4, 6, 8, 10, 12
предназначены для проверки
условия «Произведены ли рас-
четы для всех вариантов».
В блоке 13 решается задача годового планирования для рас-
сматриваемого набора параметров, а в блоке 14 производится
выбор вариантов плана работ по рекуррентной формуле (17.16)
за период, включающий рассматриваемый год. Формирование
оптимальных планов горных работ по годам и в целом за пяти-
летку и их выдача осуществляются в блоке 15.
Аналогична в принципе схема поиска оптимальных результа-
тов при годовом планировании в разрезе по кварталам, при
квартальном планировании в разрезе по месяцам и т. д.
Экономико-математическая модель годового плана включает:
условия, определяющие порядок развития фронта уступов; за-
висимости, согласующие планируемые объемы горных работ
с производительностью карьерного оборудования; требования
к количеству и качеству добываемого полезного ископаемого;
требования к выполнению основных технико-экономических
показателей производственно-хозяйственной деятельности карь-
ера.
На первом этапе подготавливается информация об
ожидаемом положении фронтов уступов па начало планируе-
мого года, числе смен работы каждого экскаватора в течение
года с учетом праздничных и выходных дней, продолжительно-
сти планово-предупредительных ремонтов и простоев по техно-
логическим, климатическим и другим причинам. Устанавлива-
ется возможная производительность имеющегося парка средств
транспорта, бурового оборудования, вспомогательных машин
и механизмов. Определяется среднеэксплуатационная произво-
дительность вскрышного и добычного экскаватора каждого
512
типоразмера (расчетами производительности комплекса обору-
дования или на основе достигнутой за отчетный год с учетом
повышения ее при внедрении ряда организационно-технических
мероприятий). Рассчитываются требования к качеству добыва-
емого полезного ископаемого исходя из директивно установлен-
ного плана выпуска конечного продукта и мощности перераба-
тывающего предприятия.
Для определения эффективности составляемых планов гор-
ных работ подготавливается основная экономическая информа-
ция: затраты по основным технологическим процессам, цены на
оборудование, отпускные цены на минеральное сырье и концент-
раты металлов, нормы рентабельности и прибыли и др.
На втором этапе производится моделирование развития
фронта уступов. Согласно приведенным правилам моделирова-
ния выбирается схема разбивки горизонтов на участки. Приме-
нительно к используемому комплексу оборудования и системе
разработки устанавливаются минимальные размеры площадок
0<И>, Ьгк И Flik-
С использованием ЭВМ вычисляются значения параметров
[x'ik] по модели перемещения уступов. Вводятся ограничения
на максимально возможное перемещение (м) фронта работ за
год на каждом участке x"ik
x’ik С Ах» С xik-	(17.17)
Величина х"ц, определяется скоростью подвигания фронта
работ или положением граничных контуров карьера. Если на
каком-либо участке уступа не должны производиться работы
(временная консервация борта карьера, расположение постоян-
ных пунктов примыкания к рабочим горизонтам и т. д.), то
X ik~ X ik.
На третьем этапе по модели месторождения рассчиты-
ваются погоризонтно извлекаемые объемы в контурах отдель-
ных участков (секторов и полос) при перемещении фронта ра-
бот уступа. Для этого отрезок линии фронта уступа, положение
которого на начало планируемого периода характеризуется ве-
личиной x'ih, параллельно и дискретно перемещается в секторе
(или полосе) с определенным шагом. При этом подсчитывается
количество руды по типам и видам, объем вскрышных пород,
количество основного и сопутствующих металлов в руде, раз-
рабатываемой на каждом шаге и нарастающим итогом. Таким
образом, определяются функции:
Vihsfx'ik, Xjk) —объем горной массы 5-го типа, разрабатываемой
на k-м участке i-ro горизонта при перемещении фронта работ
ОТ X 7ft ДО Xik,
Mikstfx'tk, Xih), Mtksttx’ik, Xik) — соответственно количество #-го
металла в объеме рудной массы Viks и после извлечения при
ее переработке.
Так как полезное ископаемое в контурах горизонта, от-
дельного сектора или полосы в общем случае размещено
513
неравномерно, функции Vihs, Mihst, Mihst носят кусочно-линей-
ный характер.
На четвертом этапе составляется план горных работ
решением задачи математического программирования.
В экономико-математическую модель кроме условий, опреде-
ляющих порядок развития фронта уступов, включается также
ряд зависимостей, характеризующих баланс мощности парка
выемочно-погрузочного оборудования, баланс мощностей пар-
ков транспортных средств, буровых станков и другого гор-
ного оборудования, необходимость создания подготовленных
к выемке запасов полезного ископаемого, требуемые количе-
ство и качество добываемого полезного ископаемого.
В качестве критерия оптимальности плана принимается ми-
нимум приведенных затрат, максимум годового эффекта и др.
Применение экономико-математических моделей и ЭВМ для
расчета плана горных работ позволяет за минимальное время
исследовать различные варианты направления выемки в плане,
места заложения траншей, схем подготовки горизонтов, схем
временной консервации отдельных участков рабочих бортов
карьера и т. д.
Продолжительность расчетов оптимального плана горных
работ на ЭВМ ЕС-1033 составляет:
подсчет извлекаемых запасов полезных ископаемых при пе-
ремещении орронта уступов — 20 мин на один горизонт пло-
щадью 6 км2;
Таблица 17.5. План горных работ на 1985 г. (гор. 240 м)
1Номер участка	Подвигание фронта, м	Руда балансовая					
		Руда 1-го сорта		Руда 2-го сорта		Всего	
		объем и масса РУДЫ	содержа- ние и масса металла	объем и масса РУДЫ	содержа- ние и масса металла	объем и масса РУДЫ	содержа- ние и масса металла
1	0	—	—	—	—	—	—
2	111	48,3	7,99	94,0	6,00	142,3	6,67
		125,8	1005,1	244,0	1464,0	369,8	2466,6
3	144	—	—	—	—	—	—
4	142			321,1	2,31	321,1	2,31
				835,0	1928,9	835,0	1928,9
				202,5	5,00	202,5	5,00
5	134	—	—				
				526,5	2632,5	526,5	2632,5
Итого		48,3	7,99	617,6	3,75	665,9	4,29
по горизонту		125,8	1005,1	1605,5	6025,4	1731,3	7027,9
514
Продолжение табл. 17.5
га		Руда забалансовая			
	0)				
				Пустая	Горная
	л -	объем н масса	содержание	порода.	масса.
СХ	К t-	РУДЫ	и масса металла	тыс. м3	тыс. м3
	«о				
к					
1 2	0 111	—			8,7	151,0
3	144	79,1	1,00	859,7	938,8
		205,8	205,8	1379,8	1700,9
	142				
4					
				408,4	610,9
					
5	134				
				—	—
Итого		79,1	1,00	2656,6	3401,6
по горизонту		205,8	205,8	—	—
Примечание. Объем и масса руды — соответственно тыс. м3 н тыс. т, содержа-
ние и масса металла в руде — соответственно г/т и кг.
расчет коэффициентов матрицы ограничений экономико-ма-
тематической модели— 10 мин;
поиск оптимального плана методом кусочно-линейного
программирования-— 10 мин.
Составленный план выдается по необходимой форме на ал-
фавитно-цифровую печать (табл. 17.5) и вычерчивается на
графопостроителе.
18.	КАЧЕСТВО ПРОДУКЦИИ ГОРНЫХ ПРЕДПРИЯТИЙ
18.1.	Общие сведения
Придавая проблеме качества продукции предприятий госу-
дарственное значение, ЦК КПСС, Совет Министров СССР и
Верховный Совет СССР приняли ряд специальных постановле-
ний и законодательных актов о мерах по улучшению использо-
вания природных ресурсов и повышению качества получаемой
продукции.
Уровень качественных характеристик минерального сырья
оказывает большое влияние на экономические показатели по-
требляющих и перерабатывающих предприятий. Во всех случаях
ухудшение качественных характеристик исходного сырья отри-
515
цателыю сказывается на работе потребляющих и перерабатыва-
ющих предприятий — обогатительных фабрик, металлургических
заводов и т. д. Например, качество щебня влияет на прочност-
ные свойства бетона. Поврежденные в процессе горных работ
мраморные блоки не могут быть использованы для производства
продукции высшего сорта. Аналогичное положение имеет место
при добыче поделочного и технического камня: агата, алмаза,
хрусталя, яшмы и др. При низком качестве руд снижаются из-
влечение металла и выход концентрата (рис. 18.1), повышаются
потери основных компонентов в хвостах, увеличиваются за-
траты на переработку руды. В целом степень влияния свойств
минерального сырья на качество продукции снижается по мере
возрастания уровня (стадий) производства; например, качество
медной руды в значительной степени влияет на сортность мед-
ного концентрата, но в гораздо меньшей степени оказывает
влияние на качественные характеристики черновой меди и в еще
меньшей степени — на качество рафинированного металла.
Резкий рост потребности в сырье обусловил во многих гор-
нодобывающих отраслях вовлечение в разработку запасов по-
лезных ископаемых с более низкими качественными характери-
стиками. Снижение качества добытых ископаемых, в свою оче-
редь, приводит к увеличению объемов их добычи. Вместе с тем
достижение высокого качества минерального сырья ие является
самоцелью. В конкретных условиях стремление обеспечить
только высокое качество продукции неизбежно приводит к боль-
шим потерям полезных ископаемых в недрах, ограничению сро-
ков существования горных предприятий, их производственной
мощности, увеличению удельных капитальных вложений и со-
кращению общего объема промышленной продукции. Поэтому
при оценке месторождений и технологии горных работ необхо-
димо учитывать, что достичь одинакового качества многих видов
продукции (концентрата, металла, цемента, минеральных удоб-
рений и т. д.) можно при переработке минерального сырья
с большим диапазоном качественных характеристик. При этом
происходит перераспределение затрат на добычу и переработку
сырья, обычно при снижении первых возрастают вторые. Кри-
терием оценки является минимум затрат общественного труда
на производство и эксплуатацию конечной продукции. Опти-
мальный для народного хозяйства уровень качества добывае-
мого полезного ископаемого устанавливается с учетом показа-
телей всей цепи горных и перерабатывающих производств.
При оценке горных работ природное качество полезного ис-
копаемого в границах определенного участка (в данном объеме)
не повышается. Но, изменяя объемы добычи полезного ископа-
емого на разных участках месторождения в различные периоды
разработки, можно управлять процессом формирования каче-
ства полезного ископаемого, поставляемого потребителю.
Качество горных работ обычно оценивается относительным
отклонением качества добытого полезного ископаемого от его
516
Рис. 18.1. Зависимости извлечения
в концентрат ек (сплошные линии) и
выхода концентрата ук (штриховые) от
содержания железа Чг в исходной руде:
1, 2 и 3 — соответственно для Магнитогор-
ского, Оленегорского и Абаканского место-
рождений
естественного состояния и достигнутыми при этом технико-эко-
номическими показателями, основными из которых являются:
качественные и количественные потери полезного ископаемого
при добыче, степень стабилизации качества минерального сырья
в грузопотоке, производительность комплексов оборудования,
затраты на горные работы, извлекаемая ценность и прибыль
предприятия.
В общем случае теоретическая ценность 1 т опреде-
ленного вида минерального сырья ZT (руб/т) выражается ко-
личественным и качественным составом и совокупной потреби-
тельской стоимостью всех п полезных компонентов минераль-
ного сырья при теоретически полном их извлечении:
Z^tqiCc,	(18.1)
i=i
где q, — количественное выражение в ископаемом сырье i-ro
полезного компонента, доли единицы; Ct — потребительская
стоимость 1 т i-ro конечного продукта, руб.
На современном уровне развития техники и технологии пере-
рабатывающих предприятий представляется возможным извле-
кать из минерального сырья только т полезных компонентов.
Совокупность ценностей всех возможных промышленно извлека-
емых компонентов представляет собой валовую (промыш-
ленную) ценность 1 т полезного ископаемого, руб/т:
tn
i=l
где ai и pi — содержание i-ro извлекаемого компонента (или
используемого свойства) соответственно в полезном ископаемом
и конечной продукции, доли единицы; Цг — оптовая цена 1 т
продукции, получаемой из i-ro компонента, руб.
Данная категория ценности минерального сырья имеет боль-
шое значение для народного хозяйства; ее учет предопределяет
комплексное использование минеральных богатств.
Практически далеко не всегда извлекается и используется
максимально возможное число полезных компонентов минераль-
517
ного сырья, которые экономически выгодно и технологически
возможно получать. Кроме того, при добыче и переработке
имеют место количественные и качественные потери. С учетом
этих обстоятельств стоимость 1 т минерального сырья выража-
ется в виде извлекаемой ценности, руб/т
i
(18.3)
i=l
где I — число фактически извлекаемых компонентов; eci —
сквозной коэффициент извлечения i-ro полезного компонента
при добыче и переработке полезного ископаемого,
Cci = Kufinlt
где Ли/ —• коэффициент извлечения i-ro компонента из недр;
бПг — достигнутое на перерабатывающем предприятии извлече-
ние i-ro полезного компонента.
Извлекаемую ценность обычно определяют для балансовых
запасов полезного ископаемого.
Ценность полезного ископаемого может также выражаться
в виде эффективной ценности, руб/т:
i
Z3 = £ еС1/Л—(Ср + СД + Ст + Сп),	(18.4)
1=1
где Ср, Сд, Ст и Сп — соответственно затраты на разведку, до-
бычу, транспортирование и переработку 1 т полезного ископае-
мого, руб/т.
Эффективная ценность по своему значению близка при-
были, получаемой при добыче и переработке 1 т полезного
ископаемого.
Для добывающего предприятия важна не только извлекае-
мая и эффективная ценность добытого полезного ископаемого,
но и наиболее полная ее реализация. Учитывая материальную
заинтересованность горных предприятий, при экономических
расчетах целесообразно использовать категорию реализуе-
мой ценности полезного ископаемого Zp (руб),
которая определяет часть извлекаемой ценности, оплачиваемой
горному предприятию:
f
Zp-Х^Лп,	(18.5)
i=l
где f — число качественных характеристик, учитываемых при
взаимных расчетах с добывающим предприятием.
Учет реализуемой ценности стимулирует перерабатывающие
предприятия комплексно использовать минеральное сырье.
Области практического использования вышеприведенных ка-
тегорий ценности полезных ископаемых следующие:
518
категории «теоретической» и «промышленной» ценности мо-
гут применяться при перспективном планировании и прогнози-
ровании развития отраслей народного хозяйства;
категории «извлекаемой», «эффективной» и «реализуемой»
ценности применяются прн оценке месторождений, проекти-
ровании горных, горно-обогатительных и горно-металлургиче-
ских предприятий, нормировании количественных и каче-
ственных потерь, анализе деятельности предприятий.
18.2.	Требования к качеству полезных ископаемых
В настоящее время требования к качеству полезных иско-
паемых определяются обычно категорией «потребительского
качества» через уровень символизирующего или расширенного
качества (единичные показатели). Доброкачественное мине-
ральное сырье, имеющее один несоответствующий техническим
требованиям показатель, часто относится к некондиционному и
бракуется, хотя во многих случаях этот нестандартный пока-
затель перекрывается другими, более высокими качественными
свойствами. Поэтому одной из первоочередных задач при раз-
работке является установление обоснованных критериев оценки
качества и оптимальных требований к минеральному сырью.
На большинство видов полезных ископаемых (за исключе-
нием некоторых ископаемых углей, бокситов, строительных гор-
ных пород и асбеста) отсутствуют государственные стандарты.
Это объясняется исключительным разнообразием вещественного
состава одного и того же вида полезного ископаемого на раз-
ных месторождениях, разнообразием типов оруденения, струк-
турно-текстурных особенностей и технологических свойств
ископаемых. Многие виды минерального сырья отличаются мно-
гофункциональностью, что предопределяет совершенно различ-
ные требования к одному и тому же ископаемому. Поэтому
требования к качеству полезного ископаемого часто выража-
ются в виде технических условий (кондиций) или технических
норм. При этом в зависимости от назначения полезных иско-
паемых их качество определяется по содержанию основных по-
лезных и вредных компонентов, минералогическому составу,
физико-техническим характеристикам, структурным и текстур-
ным особенностям, гранулометрическому составу, флотацион-
ным свойствам, влажности и т. п.
Основные требования промышленности к полезным иско-
паемым зависят от вида ископаемого, его назначения, сущест-
вующего уровня техники и технологии его переработки. Напри-
мер, повышенные требования к содержанию металла в сили-
катных никелевых рудах (не менее 1,1—1,3%) по сравнению
с сульфидными никелевыми рудами (не менее 0,3%) объяс-
няются тем, что для силикатных никелевых руд пока отсут-
ствует эффективная технология обогащения. Для железных руд
и концентратов нижний предел содержания Fe в зависимости
от месторождений и технологических свойств руды изменяется
519
в широких пределах: 16 %—для легкообогатимых руд, 25—
30 %—для руд с самоплавкой пустой породой, 50—65 % —
для концентратов и высококачественных руд, направляемых
в плавку без обогащения. С развитием науки и совершенство-
ванием технологии переработки полезных ископаемых требова-
ния к его качеству меняются.
С позиции потребляющего производства свойства добытого
полезного ископаемого подразделяются на полезные, вредные и
малозначимые.
Полезные свойства выражаются процентным содер-
жанием металла или других элементов в руде, теплотой сгора-
ния угля, прочностью щебня, длиной и прочностью волокон ас-
беста, огнеупорностью магнезитов и доломитов, крупностью и
чистотой кристаллов пьезокварца и т. п.
Вредные свойства полезного ископаемого усложняют
процесс его переработки, удорожают стоимость конечного про-
дукта, часто обусловливают ухудшение эксплуатационных ка-
честв последнего. Например, зольность угля ухудшает показа-
тели работы теплоэлектростанций; вредными примесями для
железных руд являются фосфор и сера. Очень часто качество
минерального сырья в первую очередь характеризуется вред-
ными свойствами. Например, при наличии кремнезема даже
в долях процента в магнезите огнеупорный кирпич теряет ме-
ханическую прочность, а при попадании окиси кальция резко
снижаются его огнеупорные свойства. Обогащение песков для
производства стекла заключается главным образом в удалении
красящих веществ (окислов железа, титана и др). В медной
и свинцово-цинковой руде строго регламентируется содержание
окисленных разностей и т. д.
К малозначимым свойствам относятся те, которые не ис-
пользуются перерабатывающим предприятием и существенно
не влияют на процессы переработки.
Такое деление важно только для определенного вида про-
изводства и уровня его развития. Для химической промышлен-
ности, использующей каменные угли в качестве сырья для про-
изводства синтетических материалов, теплота сгорания углей
не имеет большого значения. При использовании доломита в си-
стемах очистки вод ценны иные качества, чем в огнеупорной
промышленности. С развитием техники и технологии перера-
ботки начинают использоваться многие ранее малозначимые
качества полезных ископаемых: извлекаются попутные эле-
менты, используются отходы производства и т. д.
По совокупности свойств полезное ископаемое одного ме-
сторождения (чаще руда) разделяется во многих случаях на
отдельные технологические типы и сорта.
Тип полезного ископаемого определяется различной техно-
логией переработки, что обусловливает особенности его подго-
товки к переработке. Тип руды может различаться по химико-
минералогическому составу, структурно-текстурным особенно-
520
Таблица 18.1. Пример технологических типов и сортов железной руды
Характеристика типов и. сортов руды	Среднее содержание железа. %	Отклонение от среднего содержания, %
Сернистая мартеновская влажноетьгс до 4 % и крупностью 10—100 цм	60	±0,5
Сернистая доменная влажностью до 4 % и круп- ностью 8—70 мм	57	±0,5
Малосернистая влажностью до 4 % и крупно- стью 8—70 мм	55	±0,5
Окисленная (рядовая) влажностью до 6 % и крупностью менее 350 мм	55	±1,5
Видная	45	±1,5
Убогея	25	—-
стям, физико-техническим характеристикам. На каждом экс-
плуатируемом месторождении обычно действует своя класси-
фикация типов руд, устанавливаемая в соответствии с конкрет-
ными различиями свойств руд и принятой технологией их пе-
реработки (табл. 18.1).
Сорт полезного ископаемого определяется его промышлен-
ной ценностью — для руд обычно содержанием основного ме-
талла (штуфпые, богатые, рядовые, бедные, убогие руды).
В некоторых случаях сорта полезного ископаемого выделяются
по содержанию вредных компонентов. Различные сорта руд мо-
гут перерабатываться как совместно, так и раздельно, что оп-
ределяется в первую очередь их назначением, например, сор-
тов железных руд — для мартеновского и доменного производ-
ства, сортов фосфоритовых руд — для производства желтого
фосфора и суперфосфатных удобрений и т. д.
Полезные ископаемые являются в основном продукцией ра-
зового потребления и могут быть использованы в одном или
большем числе производства. Поэтому в общем случае целесо-
образно определять значение комплексного показателя каче-
ства полезного ископаемого:
Gn	tn	\
L —Е	(18.6)
где и qBj — количественные фактические показатели соот-
ветственно i-ro полезного и /‘-го вредного качественных свойств
полезного ископаемого; а{ и bj — удельная экономическая зна-
чимость соответственно i-ro полезного и /'-го вредного свойства;
Z — ценность конечного продукта; п и m — число учитываемых
соответственно полезных и вредных свойств.
Качество полезного ископаемого оптимальное, если сумма
затрат па его добычу и переработку минимальная. Задача оп-
тимизации качества полезного ископаемого практически реша-
ется следующим образом:
17 Заказ № 624	521
1.	Выявляются качественные показатели полезного ископае-
мого исходя из требований предприятий, непосредственно пере-
рабатывающих полезное ископаемое, и последующих произ-
водств, для которых сырьем является промпродукт, концентрат
и т. д. Для объективного выбора регламентируемых качествен-
ных показателей целесообразно методами корреляционного ана-
лиза установить значимость каждой качественной характери-
стики. Необходимо по возможности выбирать минимальное
число качественных характеристик, так как увеличение их зна-
чительно усложняет управление горными работами.
2.	Устанавливается комплексный показатель качества по-
лезного ископаемого qK.
3.	Выявляются зависимости полных затрат на добычу и пе-
реработку 1 т руды при изменении комплексного показателя q!;.
4.	На основе этих зависимостей строится суммарный график
и определяются оптимальное и максимальное значения комп-
лексного показателя качества qK. При необходимости строят
графики (или таблицы), расшифровывающие содержание ком-
плексного показателя через единичные показатели качества.
Качество полезных ископаемых в недрах оценивается кон-
дициями *. Оценка каждого месторождения производится на
стадиях геологоразведочных работ, проектирования и эксплуа-
тации. Уточняются кондиции на отдельных стадиях оценки. По-
этому необходимо различать геологические, проектные и экс-
плуатационные кондиции.
Геологические кондиции представляют собой совокупность
требований к качеству полезных ископаемых в недрах, горно-
геологическим и иным условиям разработки, при соблюдении
которых правильно выделяют балансовые запасы полезных ис-
копаемых. Основными показателями кондиций руд и нерудного
сырья являются: бортовое (контурное) и минимальное промыш-
ленное содержание полезных компонентов; максимально допус-
тимое содержание вредных примесей в подсчетном блоке; вы-
деляемые типы и сорта полезного ископаемого; минимальный
коэффициент рудоносности в блоке для сложных месторож-
дений с прерывистым распределением ценных компонентов
(когда кондиционные руды не могут быть оконтурены и подсчет
запасов производится статистически); минимальные мощности
тел полезных ископаемых или соответствующий метропроцент;
максимально допустимая мощность находящихся внутри кон-
тура полезного ископаемого и включаемых в подсчет запасов
прослоев пустых пород или некондиционных руд; граничный ко-
эффициент вскрыши. Для угольных месторождений обосновы-
ваются: минимальная мощность отдельно отрабатываемых пла-
стов; максимальная мощность породных прослоев, включаемых
в пласт сложного строения при валовой выемке; минимальная
* Кондиция — условие договора или норма, которой должна соответство-
вать поставляемая продукция.
522
мощность породных прослоев, подлежащих раздельной выемке;
максимальная зольность угля, а для пластов сложного строе-
ния— также максимальная среднепластовая зольность; гранич-
ный коэффициент вскрыши; специальные требования к каче-
ству (спекаемость, выход смол, содержание серы, фосфора и
т. д.).
Проектные кондиции определяют требования к качеству по-
лезных ископаемых в недрах (только в контуре карьера), при
соблюдении которых обеспечивается рентабельная разработка
месторождения. Эти кондиции включают уточненные показатели
геологических кондиций на стадии детальной разведки и ха-
рактеризуются в первую очередь текущим бортовым, средним
и граничным содержанием полезного компонента.
Эксплуатационные кондициии определяют требования к ка-
честву добываемого полезного ископаемого, обеспечивающие
наилучшие технико-экономические показатели работы добываю-
щего и перерабатывающего предприятий при определенных их
мощностях (например, карьера по горной массе и обогатитель-
ной фабрики по перерабатываемой руде), заданном объеме
конечной продукции требуемого качества, принятой системе
разработки, комплексах оборудования, технологии переработки
и др. Основным показателем эксплуатационных кондиций руд
является среднее содержание полезного компонента, исходя из
которого определяются текущее бортовое и минимальное сред-
нее содержание полезных компонентов в эксплуатационных кон-
турах рудных тел. Кондиции эти определяют на основе дан-
ных эксплуатационной разведки и с учетом реальных горно-
геологических условий разработки устанавливают оптимальные
границы эксплуатационных контуров рудных тел, а также до-
пустимые объемы пустых пород, забалансовых и балансовых
руд, соответственно включаемых в эксплуатационный контур и
исключаемых из него.
Контуром (бортом) промышленного рудного
тела является топографическая поверхность, образованная
единичными краевыми пробами с минимально допустимым (или
большим) содержанием полезного компонента и отделяющая
балансовые запасы от забалансовых или от пустой породы.
Минимальное промышленное содержание ха-
рактеризуется минимально допустимым содержанием полезных
компонентов (по их совокупной ценности) в подсчетном блоке
внутри контура промышленного рудного тела, при котором еще
рентабельна промышленная разработка при данных конкрет-
ных условиях. Такое содержание является критерием, по кото-
рому запасы в подсчетном блоке относятся к балансовым или
забалансовым.
Эксплуатационный контур рудного тела —
это контур промышленного рудного тела в границах конечного
контура карьера, ограничивающий промышленные запасы по-
лезного ископаемого.
17*	523
Текущее бортовое содержание — это минимальное
содержание полезного компонента на эксплуатационном кон-
туре рудного тела в границах расчетного этапа (периода).
Текущее среднее содержание — это среднее содер-
жание полезного компонента в добываемой руде в границах
расчетного этапа (периода).
Граничное содержание — это среднее содержание
полезного компонента в руде, поступающей на переработку в те-
чение расчетного этапа (периода), при котором обеспечивается
нормативная рентабельность разработки месторождения. В экс-
плуатационном контуре рудного тела такое содержание па го-
ризонте характеризует минимальное содержание полезного ком-
понента в объеме (дозе) рудной массы, поступающей на пе-
реработку; оно характерно при отработке контактных участков
рудных тел с вмещающими породами.
На месторождениях, где содержание полезных компонентов
закономерно уменьшается от центра к периферии (многие пла-
стообразные и штокверковые залежи), бортовое содержание
предопределяет как среднее, так и минимальное промышленное
содержание.
Бортовое содержание полезных компонентов устанавливается
на основе вариантных (обычно не менее трех-четырех) технико-
экономических расчетов. С уменьшением его возрастает объем
запасов, уменьшаются объемы вскрышных работ и глубина се-
лекции, снижаются удельные затраты на добычу, но увеличива-
ются затраты на переработку полезного ископаемого. Поэтому
существует оптимальное значение бортового содержания. Так
как содержание одного полезного компонента часто не может
быть однозначным показателем качества полезного ископае-
мого, целесообразно в общем случае устанавливать бортовой
комплексный показатель качества полезного ископаемого-
18.3.	Потери полезных ископаемых, их экономическая
оценка и нормирование
Потери полезного ископаемого — часть запасов
кондиционного полезного ископаемого, оставленная при раз-
работке в недрах, местах погрузки, складирования и на транс-
портных коммуникациях, вывезенная в отвалы.
Потери качества полезного ископаемого
(разубоживание)—снижение содержания полезного ком-
понента в добытом полезном ископаемом по сравнению с со-
держанием его в массиве.
Основными показателями полноты и качества извлечения
полезного ископаемого являются:
коэффициент извлечения полезного ископаемого (полезного
компонента) из недр
Ки = Пад/(За3) или Ки = (П—В)/3;
(18.7)
524
коэффициент изменения качества полезного ископаемого
Лк = ал/а3 или Кк = (1 — рд)/(1 — Рэ),	(18.8)
где D — объем добытого полезного ископаемого, т (м3); 3 —
объем погашенных при добыче запасов, т (м3); ад и а3 — сред-
нее содержание полезных компонентов соответственно в добы-
том полезном ископаемом и погашенных при добыче запасах, %
(кг/т, кг/м3); В — объем разубоживающей породы (или некон-
диционных сортов) в добытом полезном ископаемом, т (м3);
Рд и р3 — соответственно зольность добытого угля и зольность
его в погашенных запасах, доли единицы.
Коэффициент Кк может также выражаться отношением ва-
ловой ценности 1 т (1 м3) полезного ископаемого в добытом
виде и в кондиционных запасах.
Величина D=A + B, где А— объем полезного ископаемого,
извлеченного из погашенных запасов. Последние включают до-
бытое и потерянное полезное ископаемое. Количественные по-
тери полезного ископаемого в недрах Д=3—А, а коэффициент
потерь Лп=Д/3.
Коэффициент разубоживания полезного ископаемого
7? = (аэ—ад)/аз= 1—Кк,.	(18.9)
Коэффициент засорения полезного ископаемого некондици-
онными его сортами или пустой породой K3 = BID.
Все количественные и качественные потери делятся на два
класса: общекарьерные и эксплуатационные.
Общекарьерными являются потери балансовых запасов по-
лезных ископаемых, которые проектами не предусматривается
в дальнейшем отрабатывать: в охранных целиках около капи-
тальных горных выработок, других горно-технических соору-
жений и коммуникаций; в барьерных целиках между карьерами
и т. п. Потери этого класса исчисляются в натуральных еди-
ницах или в процентах от общих балансовых запасов карьера.
Эксплуатационными являются потери кондиционного полез-
ного ископаемого в процессе разработки. Этот класс потерь
разделяется на две группы:
потери полезного ископаемого в массиве: в целиках внутри
карьерного поля, оставляемых в соответствии с принятой систе-
мой разработки; в лежачем и висячем боках (почве, кровле)
залежи; в бортах карьера; в прпконтактных зонах залежей
сложной конфигурации и местах их выклинивания; в пожарных,
затопленных и заваленных участках, а также в зонах ополз-
ней; в целиках геологических нарушений;
потери отделенного от массива (отбитого) полезного иско-
паемого: в забоях при совместной выемке и смешивании по-
лезного ископаемого с вмещающими породами; в выработан-
ном пространстве карьера при оставлении отбитого ископае-
мого на площадках уступов, в неровностях почвы пласта и
в плотике при производстве взрывных работ; в местах обру-
525
шений н завалов, в пожарных и затопленных участках; в ме-
стах погрузки, разгрузки, складирования и сортировки.
Основным является прямой метод определения,
количественных и качественных потерь полез-
ного ископаемого путем непосредственных натурных за-
меров объемов потерянного кондиционного полезного ископае-
мого и примешиваемой массы его некондиционных сортов или
пустой породы, а также их опробования. В отдельных случаях
эти объемы могут устанавливаться с применением планов, раз-
резов и фотографий.
При разработке горизонтальных и пологих залежей потери
в их кровле и почве определяются средней мощностью зачи-
щаемого или оставляемого слоя полезного ископаемого. При
наклонных н крутых залежах относительно правильной формы
объем потерянного полезного ископаемого А (м3) и объем при-
мешиваемой породы В (м3) на одном контакте залежи в пре-
делах уступа составляют:
при подвигании фронта работ от висячего бока залежи к ле-
жачему (рис. 18.2, а):
А = 0,5 (Ну—a)2 (ctgP—ctga)LK;	(18.10)
В = 0,5a2 (ctg 0—ctga) LK;	(18.11)
при подвигании фронта работ от лежачего бока к висячему
(рис. 18.2, б):
А = 0,5 (Ну—a)2 (ctg р + ctg a) LK;	(18.12)
В — 0,5a2 (ctg p -f- ctg a) LK,	(18.13)
где Hy — высота уступа, м; а — высота породной треугольной
призмы, включаемой в добытое полезное ископаемое, м; р—
угол падения залежи, градус; а — угол откоса уступа, градус;
Ьк — длина контакта залежи на уступе, м.
При а<р в формулах (18.10) и (18.11)) выражение
(ctg р—ctga) следует заменить на (ctga—ctgp). Отношение
В/А=а2/(ЯУ—а)2. При By=const рациональная величина а оп-
ределяется при нормировании потерь. Величины А и В возра-
стают с уменьшением ,р и увеличением Ну, что учитывается
при выборе параметров системы разработки (см. п. 18.4).
Сущностью определения потерь косвенным методом
является их расчет по разности между погашенными запасами
Рис. 18.2. Схемы к определению объемов потерь полезного ископае-
мого и примешиваемой породы
526
и добытым полезным ископаемым. При этом для Определения
количественных потерь при отсутствии разубоживания (В = 0)
применяется коэффициент потерь Лп==Л/3=1—D/З или в об-
щем случае коэффициент количественных потерь полезного ком-
понента
Лп. к= 1-—Ли. к= 1—	(18.14)
3 (а3 — ап)
где Ли. к—коэффициент извлечения полезного компонента;
ап — среднее содержание полезного компонента в примешанных
породах, % (кг/т, кг/м3).
При косвенном методе невозможно установить конкретное
время и место возникновения потерь, не обеспечивается опе-
ративность расчетов и требуемая их точность, а поэтому его
применяют только в исключительных случаях.
С ростом потерь основными факторами увеличения себестои-
мости полезного ископаемого являются рост амортизации за-
трат на горно-капитальные работы и увеличение текущего ко-
эффициента вскрыши. В большинстве случаев экономический
ущерб непосредственно предприятия от потерь незначительный.
Гораздо большее значение обычно имеет экономический ущерб
от потерь для народного хозяйства в целом из-за дополнитель-
ных затрат на геологоразведочные работы, снижения чистой
прибыли при неиспользовании потерянной части запасов, не-
обходимости досрочного привлечения новых капитальных вло-
жений на строительство горных предприятий.
Вместе с тем допущенные потери во многих случаях пол-
ностью или частично экономически возмещаются снижением
затрат по процессам добычных работ, уменьшением разубожи-
вания и зависящих от него расходов на транспорт и перера-
ботку, снижением потерь в процессе переработки, увеличением
ценности продукции и т. д.
Экономическая оценка последствий эксплуатационных коли-
чественных и качественных потерь полезного ископаемого яв-
ляется основой их нормирования по выемочным участкам (бло-
кам), уступам и карьеру в целом. Сравниваемые варианты дол-
жны различаться как размерами потерь и разубоживания, так
и их соотношением (в одних вариантах потери выше разубо-
живания, а в других — наоборот). Граница технической и эко-
номической целесообразности снижения потерь в результате
увеличения разубоживания и наоборот определяется при проек-
тировании и на различных стадиях планирования горных работ
путем технико-экономического сравнения вариантов применяе-
мых комплексов оборудования, систем разработки и их пара-
метров, способов взрывания и выемки (валовых и раздельных),
контуров добычных блоков и т. д.
При валовой выемке потери по сравниваемым вариантам оп-
ределяются только по контактам залежи, а примешивание вме-
щающих пород — по контактам залежи, прослоев и включений
527
Пустых пород внутри добычного блока. При раздельной выемке
потери и примешивание пород определяются в приконтактных
зонах как залежи, так и отдельно разрабатываемых прослоев
пустых пород и некондиционных сортов полезного ископаемого.
Экономическая оценка последствий потерь является также
основой для определения эксплуатационных кондиций на по
лезные ископаемые.
18.4.	Связь технологических комплексов и качества
полезного ископаемого
Направление развития горных работ необходимо выбрать
таким, чтобы обеспечить в начальные периоды работы карьера
более высокие эксплуатационные кондиции на полезное иско-
паемое. Для месторождений с закономерным ухудшением каче-
ства от центра залежи к периферии (например, штокверко-
вого типа) при одновременном росте объемов вскрышных
пород рациональному направлению работ соответствует мак-
симум показателя, руб/м3
W^ZJ^ + Kt),	(18.15)
где — извлекаемая ценность, руб/т; Лт —текущий коэффи-
циент вскрыши, м3/т.
Участки залежей с высокой извлекаемой ценностью полез-
ного ископаемого могут иметь и повышенные объемы вскрыш-
ных работ. Поэтому в общем случае критерием рационального
развития горных работ является максимальная приведенная
суммарная прибыль за этап разработки (8—12 лет). Технико-
экономическая оценка вариантов производится на основе гра-
фиков режима горных работ с учетом фактора времени вло-
жения государственных средств и их эффективности.
При раздельной разработке наклонных и крутых залежей не-
большой и средней мощности практически обязательна подго-
товка фронта работ со стороны висячего бока залежи, что позво-
ляет существенно снизить потери и разубоживание полезного
ископаемого (см. рис. 18.2).
При разработке относительно мощных пологих залежей с ис-
пользованием комплексов оборудования ЭТО и внешним отвало-
образованием также возможна двухбортовая система разра-
ботки с проведением разрезной траншеи по контакту с висячим
боком залежи, разделением по бортам карьера вскрышных и до-
бычных работ и концентрацией последних. Выемку полезного
ископаемого при этом производят продольными или попереч-
ными заходками.
Тип экскаватора для раздельной разработки определяется
с учетом кусковатости разрушенных пород, геолого-морфологи-
ческих особенностей месторождения, производственной мощно-
сти карьера по полезному ископаемому и горной массе. На до-
бычных работах для лучшей селекции во многих случаях при-
528
меняются экскаваторы с меньшей емкостью ковша, чем на
вскрышных. При разработке небольших месторождений строи-
тельных горных пород (в основном карбонатных), руд цветных
металлов (ртутных, оловорудных и др.) и горно-химического
сырья перспективно применение одноковшовых пневмоколесных
погрузчиков; при этом породы должны быть легковзрываемые.
Оптимальная кусковатость взорванного полезного ископае-
мого меньше, чем вскрышных пород. С увеличением диаметра
скважин существенно возрастают потери и разубоживание
в приконтактпой зоне. Поэтому для руд четвертого-пятого клас-
сов по взрываемости в целом рациональны меньшие диаметры,
чем для аналогичных по физико-техническим характеристикам
вскрышных пород.
При рациональном управлении процессом транспортирования
удается достичь в грузопотоке и на конечных пунктах (бункера,
склады) заданного и стабильного качества полезного ископае-
мого даже в условиях резкой изменчивости качественных харак-
теристик его в недрах.
При сложной конфигурации залежей важным является обос-
нование высоты добычного уступа Яу; ее уменьшение связано
с более точным выявлением контуров рудных тел или пластов,
достижением стабильности и улучшением качества добытого
полезного ископаемого. Для обеспечения возможности раздель-
ной выемки высота развала Нр не должна превышать высоты
черпания экскаватора Нч.
При уменьшении высоты уступа происходит некоторое удо-
рожание добычных работ за счет снижения эксплуатационной
производительности буровых станков, увеличения объема буре-
ния, уменьшения сетки скважин, увеличения затрат на транс-
портирование горной массы. Уменьшается угол откоса рабочего
борта карьера и увеличиваются текущие объемы вскрышных ра-
бот. Вместе с тем возрастает содержание полезного компонента
в добытом полезном ископаемом, снижаются затраты на его
переработку и повышается ценность конечного продукта горного
предприятия. При уменьшении высоты добычного уступа с 15
до 5 м потери и разубоживание руды снижаются в 1,5—2,5 раза.
Для ориентировочных расчетов можно пользоваться следую-
щими зависимостями коэффициента потерь Дп (%) и коэффи-
циента разубоживания руды R (%) от высоты добычного
уступа Ну-.
Кп«3,5 + 0,5/7у;	(18.16)
Д»8 + 0,5Ду.	(18.17)
Высота сложноразнородных добычных уступов принимается
в пределах 10—12 м и только в отдельных случаях—15 м.
Часто эти уступы или отдельные их блоки отрабатываются
с разделением их на подуступы высотой соответственно 5—6 и
7,5 м. Такое разделение производят в приконтактных зонах в том
529
Висячий, бок Лежачий бок
Л I	1’Е'
Рис. 18.3. Схема к установлению
границ разделения уступа на под-
уступы в приконтактных зонах
месте фронта (рис. 18.3, положение I—/), где содержание полез-
ного ископаемого в отбитой горной массе достигает минимально
допустимого значения. До контура I—I горная масса является
промышленной рудой и здесь применяют валовую выемку. Да-
лее контура I—I уступ делят па подуступы высотой в и
Ну.н- Раздельную отработку этих подуступов производят до
контура II — II*, после чего их высоту изменяют или прекра-
щают раздельную отработку. В последнем случае производят
валовую выемку горной массы за контуром II— II и отправ-
ляют ее на склад некондиционных руд или в отвалы.
Основными группами вариантов технологических комплексов
при раздельной разработке, которые определяются сочетанием
способов взрывания и выемки, являются:
валовое (совместное) взрывание и простая раздельная вы-
емка;
валовое взрывание и сложная раздельная выемка;
раздельное взрывание и валовая выемка;
раздельное взрывание и простая раздельная выемка.
Валовое взрывание сложноструктурных блоков производится
на подобранный откос уступа или в зажатой среде с подпорной
стенкой из взорванной горной массы.
Способы простой раздельной выемки при валовом взрывании
связаны с созданием однородных заходок по развалу и простых
забоев в разнородных заходках и различаются типами заходок,
порядком их отработки и т. д. В зависимости от вида раздель-
ной выемки снижается эксплуатационная производительность
добычных экскаваторов по сравнению с валовой выемкой; при
сложной сортировке — на 20—25%; при простой раздельной вы-
емке и простой сортировке — на 10—15%.
Раздельная подготовка скальных пород к выемке осущест-
вляется посредством разновременного взрывания разнотипных
пород горизонтальными и крутыми слоями, выборочного взры-
вания и взрыворазделения компонентов. Параметры блоков
определяются положением в пределах уступа контактов вскрыш-
ных пород с полезным ископаемым, а также различными типо-
сортами последнего. Ширина взрываемого блока при раздель-
ной отработке горизонтальными слоями (см. рис. 18.3) должна
быть не более расстояния между контурами I—I и II—II. При
* Определяется по тому же принципу, что и контур I—I.
530
Рис. 18.4. Схемы к определению
рациональной ширины взрывае-
мого блока при раздельной под-
готовке к выемке:
а и б — при залегании полезного ис-
копаемого соответственно в верхней
и нижней частях уступа
Рис. 18.5. График зависимости
ширины взрываемого блока Шв.б
от угла наклона контакта вскрыш-
ных пород с полезным ископае-
мым р при различной мощности
рудной залежи т
взрыворазделении компонентов ширина блока устанавливается
из соотношений (рис. 18.4):
/n/(ZZ/B.64-a) = tg₽; 2mcp/(ZZ/B.6-)-o:) = tg₽.	(18.18)
Ширина блока (м) по условию наиболее полного извлечения
полезного ископаемого (рис. 18.5)
ШЕ 6 = (2mcp — mA)/tg Р,	(18.19)
где mR — минимально допустимая мощность залежи при взры-
воразделении компонентов, м.
Ширина рабочей площадки разнородных и сложноразнород-
ных уступов обычно включает в себя резервную полосу подго-
товленных к разработке запасов; могут также предусматри-
ваться площадки для внутризабойной сортировки, использова-
ния фронтальных забоев при раздельной выемке и т. д.
Валовое взрывание и раздельная выемка широко применя-
ются на железорудных карьерах, а в последние десятилетия и
на мощных карьерах цветной металлургии. При раздельном
взрывании с использованием метода наклонных скважинных за-
рядов диаметром менее 200 мм эффективно отрабатывать кру-
тые пласты мощностью до 2—2,5 м. В целом при раздельной
разработке, несмотря на усложнение организации и удорожание
531
Добычных работ, в 2 раза снижаются качественные и количест-
венные потери полезного ископаемого.
Целесообразность раздельной разработки руд определяется
их качеством, а также количеством отдельных разновидностей,
запасами месторождения, требованиями потребителей, расстоя-
нием транспортирования к пункту назначения, ценностью полу-
чаемого сырья для промышленности. При разработке богатых
руд необходимо обеспечивать максимальное извлечение и мини-
мальное разубоживание их. Для бедных руд, подлежащих обя-
зательному обогащению, допускаются относительно' большие
потери. Целесообразность раздельной разработки в последнем
случае устанавливается по увеличению выхода металла в ре-
зультате уменьшения разубоживания руды (см. п. 18.3).
Специфика установления производительности, качественной
и количественной комплектации добычного оборудования опре-
деляется: требованиями, предъявляемыми к качеству полезного
ископаемого; часто неоптимальными параметрами забоев при
валовой выемке; степенью влияния организации вскрышных ра-
бот; возможным применением для перевозок полезного ископае-
мого непосредственно от забоев транспортом МПС.
При валовой разработке и отсутствии межзабойного усред-
нения, а также погрузке полезного ископаемого в вагоны МПС
на прикарьерных складах методика определения производитель-
ности комплексов добычного оборудования за любой интервал
времени и количественной комплектации оборудования принци-
пиально не отличается от таких методик для комплексов
вскрышного оборудования. При погрузке полезного ископае-
мого (в основном угля) в вагоны МПС эксплуатационная про-
изводительность добычных экскаваторов зависит в первую оче-
редь от степени равномерности поступления на станцию «До-
бычная» маршрутных поездов, которые затем делятся на части
(«подачи»), направляемые под погрузку. Неравномерность по-
ступления на карьер поездов обусловливает в большинстве слу-
чаев как снижение возможной производительности экскаваторов
и увеличение их числа по этой причине, так и дополнительный
рост экскаваторного парка (или мощности экскаваторов) для
сокращения простоев вагонов под погрузкой; последнее усло-
вие играет роль и при равномерной подаче поездов.
18.5.	Стабилизация качества добытого полезного ископаемого
Под стабилизацией качества добытого полезного ископае-
мого понимается комплекс мероприятий, обеспечивающий по-
стоянство (однородность) химического состава и технологиче-
ских свойств сырья (гранулометрического состава, текстуры
и т. д.) в определенном его объеме (суточная, сменная или ча-
совая добыча, состав, маршрут и т. д.).
При резких изменениях качества сырья нарушаются техно-
логические процессы использования и переработки полезных ис-
532
копаемых (выплавка металла, сжигание, коксование, перегонка
угля и др.), что приводит к перестройке технологического про-
цесса, изменению режима работы и численности персонала, сни-
жению производительности перерабатывающего комплекса и по-
вышению себестоимости металла, угля, электроэнергии, химиче-
ского продукта и т. д. Стабилизация качества добытого полез-
ного ископаемого обусловливает существенное улучшение тех-
нико-экономических показателей переработки и качества конеч-
ной продукции. Например, уменьшение колебания железа в руд-
ной шихте на 1 % ведет к росту производительности доменных
печей на 4—6 %, уменьшению расхода кокса на 3 % и извест-
няка на 6—8 % •
При обогащении стабильных по качеству руд цветных метал-
лов увеличивается относительное извлечение металлов в кон-
центрат: для свинцовых руд — на 6—10%, медных — на 10—
15%, редкоземельных — на 10—20 %.
В практике переработки (обогатительного производства, ме-
таллургического передела, сжигания угля на электростанциях)
распространенным показателем оценки однородности качества
сырья в определенном объеме (например, содержания металла)
является доля отклонений от среднего содержания, уклады-
вающихся в фиксированные интервалы, т. е. частость таких
случаев (%):
P=W0(N—N1)/N,	(18.20)
где W— общее число анализов (измерений); Ni — число изме-
рений, показывающих отклонение от среднего значения выше
установленных пределов.
Изменение содержания полезных компонентов в добытой
руде связано как с распределением качества руды в недрах, так
и с колебаниями сменной и суточной производственной мощно-
сти карьера. При переходе в расчетах от сменной добычи к су-
точной колебания мощности карьера, как правило, снижаются
и улучшается в некоторой степени усреднение качества руды.
Например, на большинстве железорудных карьеров в сменных
объемах добычи в интервал отклонения ± 1 % от среднего со-
держания железа укладывается от 50 до 80 % всех отклонений.
В интервал отклонения ±2 % от среднего в сменных объемах
добычи практически на всех железорудных карьерах укладыва-
ется более 60 % отклонений.
Основным способом стабилизации качества полезных иско-
паемых является усреднение. Поэтому и степень стабилиза-
ции качественных показателей на карьерах оценивается ко-
эффициентом усреднения
Куср = 01/^2,	(18.21)
где <Т1 и 02 — средние квадратичные отклонения показателей ка-
чества от среднего значения соответственно до и после усред-
нения.
533
Для стабилизации качества полезного ископаемого в первую
очередь необходимо установить такой порядок развития горных
работ в карьере, при котором обеспечивается не только дости-
жение плановых объемов вскрышных и добычных работ, но и
происходит сглаживание качественных характеристик полезного
ископаемого при длительных календарных сроках (не менее
года или квартала). Порядок развития горных работ устанав-
ливается в пределах этапного контура карьера, определяющего
эксплуатационные кондиции полезного ископаемого. Основными
методами стабилизации качества полезного ископаемого явля-
ются при этом выбор системы разработки, управление ее пара-
метрами на отдельных участках карьерного поля (длиной
фронта, скоростью его подвигания, шириной рабочих площадок
параметрами панельных блоков, типами и параметрами заходок
и др.), выбор технологии усреднения, обоснование моделей экс
каваторов и их шихтовочного резерва. Дальнейшее сглажива-
ние качественных характеристик возможно за счет детального
планирования добычи.
Основными видами (стадиями) усреднения рудного сырья
являются: забойное и межзабойное усреднение; усреднение на
складах различного типа и местоположения. Сочетания усред-
нения забойного, межзабойного и на внутрикарьерных (при-
карьерных) складах характеризуют в целом стадии внутри-
карьерного усреднения.
Одностадийное внутрикарьерное усредне-
ние характеризуется наличием только межзабойного или одно-
временно забойного и межзабойного усреднения. В большинстве
случаев при усреднении руды по одному компоненту попутно
стабилизируется ее качество и по другим компонентам. При
этом обычно /<уср=1,3^1,5 (иногда 2-к2,5). Одностадийное ус-
реднение обусловливает необходимость создания шихтовочного
резерва добычных экскаваторов и дополнительного фронта до-
бычных работ. При использовании в качестве выемочно-погру-
зочного оборудования пневмоколесных погрузчиков шихтовоч-
ный резерв их может отсутствовать, а межзабойное усреднение
достигается за счет создания резервных добычных забоев.
На рудных карьерах при одностадийном усреднении шихто-
вочный резерв добычных экскаваторов составляет 18—50%.
Технологическими нормами проектирования рекомендуется ших-
товочный резерв: 100 %—при одном добычном экскаваторе,
50 % — при двух, 33 % — при трех, 25 % — при четырех и более
экскаваторах.
В общем случае этот резерв экскаваторов зависит от измен-
чивости качества полезного ископаемого в плановых контурах
отработки (чаще всего — в объеме сменной добычи карьера),
допустимого отклонения о качества добытого полезного ископае-
мого от требуемого, заданной вероятности Р обеспечения необ-
ходимого усреднения, производственной мощности карьера, ти-
поразмера добычных экскаваторов. С уменьшением типоразмера
534
экскаваторов увеличивается их число, а следовательно, и число
действующих забоев, вследствие чего уменьшается шихтовочный
резерв. Поэтому необходимо для конкретных условий одновре-
менно определять по экономическим критериям (приведенным
затратам или прибыли) рациональный типоразмер добычных
экскаваторов и их шихтовочный резерв. Например, для условий
фосфоритных месторождений Каратау при мощности карьера
по руде 3, 6, 9 и 15 млн. т/год рациональными с учетом усредне-
ния являются соответственно экскаваторы ЭКГ-2, ЭК.Г-3,2,
ЭКГ-5 и ЭКГ-8И (с ковшом емкостью 6 м3), в то время как при
отсутствии учета усреднения на карьерах мощностью 3 млн.
т/год рациональными являются экскаваторы ЭКГ-5, а на более
мощных карьерах — экскаваторы с ковшом емкостью 8 м3 и бо-
лее. В этих же условиях при п=0,6%, Р=0,95 и при числе до-
бычных экскаваторов No. д=6 требуемый шихтовочный резерв
их составляет 40%, а при /Уэ.д=8 он снижается более чем
в 2 раза.
Двухстадийное внутрикарьерное усредне-
н и е характеризуется наличием прикарьерных подшихтовочных
складов или внутрикарьерных усреднительных складов, выпол-
няющих также перегрузочные функции при комбинированном
транспорте.
При наличии подшихтовочного склада руда на перера-
ботку поступает одновременно непосредственно из забоев и
со склада. Последний, таким образом, выполняет как функ-
ции дополнительных одного или нескольких добычных забоев,
так и функции второй стадии усреднения.
Параметры прикарьерных складов определяются числом от-
дельно складируемых типо-сортов руд и производственной мощ-
ностью карьера. Сменная производительность складских экска-
ваторов на 20—40 % выше, чем забойных, но годовая произво-
дительность вследствие низкого использования обычно, наоборот,
на 30—50 % ниже. Вместе с тем при двухстадийном усред-
нении резко сокращается или полностью исключается шихтовоч-
ный резерв забойных экскаваторов и увеличивается их произво-
дительность вследствие отсутствия жесткой связи между режи-
мами работы карьера и перерабатывающих цехов. Степень
усреднения на складах равна 2—3.
Организационной основой внутрикарьерного усреднения на
большинстве предприятий являются декадно(недельно)-суточ-
ные и сменно-суточные графики работы и гибкое оперативное
управление работой добычных (забойных и складских) экскава-
торов и транспорта.
Наиболее эффективно усреднение сырья на штабельных
складах дробильно-сортировочных и обогатительных фабрик,
рудных дворов металлургических заводов. При кусковатости
руды от 3 до 150 мм и использовании одноковшовых экскавато-
ров /<уСр=3,5-е-5,5, а при загрузке сырья крупностью 10—80 мм
конвейерными отвалообразователями и разгрузке его машинами
535
с роторным исполнительным органом степень усреднения дости-
гает 7. Поэтому, несмотря на высокие капитальные и эксплуа-
тационные расходы, указанные способы усреднения находят все
большее применение, особенно при высокой изменчивости каче-
ства полезного ископаемого в недрах.
Изменчивость качества характерна и для многих угольных
месторождений. Генезис угленосных формаций обусловливает
значительную разницу качества углей в отдельных пропластках,
разную зольность, теплоту сгорания, влажность, физико-механи-
ческие свойства. Вместе с тем потребители угля (электростан-
ции, химические предприятия) рассчитываются на однородное и
постоянное качество угля. Поэтому угли одного и того же ме-
сторождения при значительном изменении качества в разных
пропластках не могут быть использованы потребителями без
предварительного усреднения их качества. Усреднение может
осуществляться для выравнивания зольности, теплоты сгорания
и крупности. При транспортировании угля из забоев железно-
дорожными вагонами МПС усреднение углей производится на
складах потребителей и только в редких случаях—на усредни-
тельных комплексах карьеров. Оно производится: конусованием
с применением одноковшовых экскаваторов; суммированием
угольных потоков с двух-трех конвейеров (питателей) на одном
общем питателе, подающем смешанный уголь непосредственно
в приемный бункер электростанции или химического завода;
перемешиванием угля в штабелях и бункерах.
18.6.	Опробование. Связь горной технологии и обогащения
На месторождениях ряда полезных ископаемых (уголь, не-
которые строительные горные породы и др.) качественные ха-
рактеристики их в контурах карьера или в крупных блоках из-
меняются незначительно, что позволяет относительно просто до-
бывать минеральное сырье достаточно однородного состава.
В большинстве же случаев показатели качества полезного иско-
паемого в пространстве залежей варьируются в значительных
пределах. Они устанавливаются опробованием — отбором и ана-
лизом проб полезного ископаемого для определения химического
состава и других качественных характеристик. Опробование вы-
полняют на стадиях детальной и эксплуатационной разведки
и в процессе добычных работ для выявления и уточнения
контуров залежей, определения характера распределения
в массиве типов полезного ископаемого и их качественных
характеристик, а также для контроля изменения качества по-
лезного ископаемого в технологических процессах.
Данные проводимой до эксплуатации месторождения деталь-
ной разведки о форме залежей и отдельных рудных тел, их раз-
мерах, запасах и химико-минералогическом составе полезного
ископаемого в целом и раздельно по крупным участкам и бло-
кам являются основой для проектирования и перспективного
планирования горных работ,
530
Повышение достоверности геологических данных достигается
при проведении эксплуатационной разведки. Сеть эксплуата-
ционных разведочных выработок (100X100, 50 x 50, 25 x 25 м)
гуще сети детальной разведки; например, на карьерах цветной
металлургии, горно-химического сырья и железорудных соответ-
ственно в 6—8, 4т—6 и 2—4 раза. Данные эксплуатационной
разведки, а также экстраполируемые данные опробования
взрывных скважин являются основой составления годового и
квартального планов горных работ.
В целом промышленные контуры полезного ископаемого
с разделением по типо-сортам и отдельные их блоки выделя-
ются посредством: бурения разведочных скважин с последу-
ющим опробованием шлама или керна; опробования шлама
взрывных скважин; бороздового опробования; опробования
с помощью различных геофизических средств.
Керновый способ отбора проб является наиболее
представительным, так как позволяет проследить характер из-
менения качества руды в любой точке по глубине скважин;
в то же время он наиболее трудоемкий и дорогой. Поэтому
керновое опробование эксплуатационно-разведочных скважин
экономически выгодно применять при добыче высокоценных
РУД-
11] ламовый способ отбора проб из разведочных и
взрывных скважин, широко применяемый на карьерах, является
одним из наиболее удобных и экономичных. Интервал взятия
шламовых проб из скважин составляет в контактных зонах 2—
3 м на железорудных карьерах, 1—2 м на карьерах цветной ме-
таллургии, 3—5 м на фосфоритовых и флюсовых карьерах. На
однородных участках из взрывных скважин обычно отбирается
одна проба.
Бороздовое опробование проводится, как правило,
по кровле уступа поперек фронта работ на ширину взрываемого
блока или всю мощность залежи. Разновидностью этого способа
является задирковое опробование, проводимое вруч-
ную или с помощью экскаватора через 4—12 м по высоте уступа.
Ширина бороздовых проб составляет 20—30 см, а глубина 10—
20 см. При этом способе достигается более полное представле-
ние о положении контактов на обнаженных поверхностях ус-
тупа, но без выявления контуров рудного тела в объеме блока;
применяется он в основном при разработке пластовых <и жиль-
ных месторождений. Возможно сочетание бороздового и шламо-
вого опробования.
Бурение эксплуатационно-разведочных скважин обязательно.
Другие способы опробования (шламовый из взрывных скважин,
бороздовый) являются дополнительными, уточняющими конфи-
гурацию залежи и качество полезного ископаемого. Достовер-
ность информации при опробовании эксплуатационно-разведоч-
ных скважин зависит от густоты их сетки, но с ее увеличением
возрастают затраты на процесс опробования. Общим недостат-
ку
ком рассмотренных способов опробования является снижение
достоверности информации из-за разделения операций отбора и
анализа проб, большая трудоемкость и отсутствие оператив-
ности.
Внедряются физико-технические методы опробования, при
которых используются ядерно-физические, магнитные, электри-
ческие и прочие физические свойства пород и элементов: каро-
таж магнитной восприимчивости, радиоактивный каротаж,
гамма-гамма-методы, рентгено-радиометрический, нейтронные
методы, спектрофотометрический, флуорометрический, эмиссион-
ный, масс-спектральный и др. При этих методах без отбора и
лабораторных анализов проб определяют качество полезного
ископаемого непосредственно в местах его залегания, в резуль-
тате чего повышается оперативность опробования.
Основными документами опробования полезного ископае-
мого в массиве являются сортовые планы отдельных уступов.
Опробование должно производиться как в эксплуатационно-
разведочных и взрывных скважинах, так и в развале взорван-
ной горной массы, в экскаваторных забоях, в транспортных со-
судах и на складах полезного ископаемого.
После проведения взрыва производится опробование по всей
поверхности развала, после чего составляется план фактиче-
ского размещения разнотипного полезного ископаемого (пород)
и определяется порядок выемочно-погрузочных работ, обеспечи-
вающий получение требуемого качества полезного ископаемого
в грузопотоке.
Рациональное сочетание добычи и обогащения и увязка тех-
нологии горных работ с технологией обогащения при условии
обеспечения максимального экономического эффекта всего ком-
плекса является задачей первостепенной важности. При добыче
и обогащении допустимы только такие потери, при которых
дальнейшее повышение извлечения полезных компонентов эко-
номически не оправдано при современном состоянии технологии
разработки и обогащения. При одинаковых допустимых потерях
операции отделения пустой породы и вредных примесей, а также
дробления должны распределяться между предприятиями (или
участками) по добыче и обогащению так, чтобы это было де-
шевле и обеспечивало более высокую производительность труда,
приведенную к конечному продукту и его ценности.
На крупных обогатительных фабриках с высоким уровнем
механизации и автоматизации обеспечение высоких показателей
качества и извлечения полезных компонентов часто может быть
достигнуто при меньших затратах и более высокой производи-
тельности труда, чем при раздельной разработке сложнострук-
турных месторождений. Выполнение этих операций на обогати-
тельных фабриках в ряде случаев позволяет использовать на
карьерах высокопроизводительное оборудование, эксплуатация
которого обычно сопровождается увеличением качественных
или количественных потерь.
538
Вопросы комплексного сочетания открытой разработки и
обогащения решают индивидуально применительно к каждому
карьеру таким образом, чтобы создать лучшие условия для из-
влечения балансовых и значительной части забалансовых запа-
сов месторождений.
Основные варианты сочетания добычи и обогащения:
валовая добыча в карьере с обогащением всей горной массы;
раздельная разработка с обогащением разубоженного по-
лезного ископаемого;
раздельная разработка с отгрузкой полезного ископаемого
потребителям непосредственно либо после частичного обогаще-
ния и сортировки.
Основные положения о рациональном сочетании добычи и
обогащения справедливы при открытой разработке всех видов
полезного ископаемого. Затраты и потери при обогащении руд
также увеличиваются с уменьшением крупности. Дробление и
измельчение их необходимы и оправданы только в случае, если
они производятся с целью раскрытия сростков или достижения
кондиционной крупности для металлургического передела или
химического процесса.
Обычно при обогащении руд с мелкой вкрапленностью тех-
нологической схемой предусматривается дробление и измельче-
ние всей руды. При этом разубоживание может привести к та-
ким дополнительным затратам на обогащение, которые превы-
шают экономию от совершенствования открытых работ. Рекон-
струкция обогатительных фабрик с установкой высокопроизво-
дительного оборудования для отделения крупных кусков по-
роды позволяет снизить затраты на обогащение.
При наличии разновидностей руд, требующих применения
различных схем и режимов обогащения их, раздельная разра-
ботка оправдывается до тех пор, пока совершенствование тех-
нологии обогащения не позволит освоить их совместную пере-
работку. Подобные вопросы решаются на основании конкрет-
ных экономических расчетов.
Благоприятные условия для реализации преимуществ соче-
тания добычи и обогащения создаются, когда карьер и обога-
тительная фабрика входят в состав горно-обогатительного
комбината. Как карьер, так и обогатительная фабрика в этом
случае заинтересованы в определении оптимальной степени
разубоживания, крупности и других показателей в зависимо-
сти от изменяющихся горно-геологических условий. Для объ-
единенного предприятия высокой производственной мощности
возможно существенно улучшить технико-экономические пока-
затели работы по сравнению с независимой эксплуатацией
карьера и фабрики.
Список литературы
1.	Арсентьев А. И. Вскрытие и системы разработки карьерных полей.
М., Недра, 1981.
2.	Астафьев Ю. П. Добыча руд открытым способом за рубежом. М.,
Недра, 1983.
3.	Бастан П. П., Волошин 11. И. Усреднение руд па горно-обогатитель-
ных предприятиях. М„ Недра, 1981.
4.	Беляков Ю. И. Проектирование экскаваторных работ. М, Недра,
5.	Васильев М. В., Штукатуров К. М., Ткачев А. Ф. Железорудные
карьеры. М., Недра, 1982.
6.	Васильев М. В., Смирнов В. П, Кулешов А. А. Эксплуатация карь-
ерного автотранспорта. М, Недра, 1979.
7.	Васильев М. В. Транспорт глубоких карьеров. М., Недра, 1983.
8.	Венцель Е. С. Исследование операции. М., Советское радио, 1972.
9.	Виницкий К- Е. Управление параметрами технологических процессов
на открытых разработках. М., Недра, 1984.
10.	Грачев Ф. Г. Теория и практика управления качеством минераль-
ного сырья. М., Недра, 1983.
11.	Единые нормы выработки на открытые горные работы для пред-
приятий горнодобывающей промышленности. Экскавация и транспортирова-
ние. М., Недра, 1971.
12.	Единые правила безопасности при разработке месторождений полез-
ных ископаемых открытым способом. М., Недра, 1972.
13.	Красников А. С. Научные аспекты применения оборудования непре-
рывного действия на открытых разработках. М., Наука, 1966.
14.	Кумачев К- А., Майминд В. Я. Проектирование железорудных
карьеров. М., Недра, 1983.
15.	Пешков В. Г. Теория и практика разработки россыпей многоковшо-
выми драгами. М., Недра, 1980.
16.	Ломоносов Г. Г. Формирование качества руды при открытой добыче.
М., Недра, 1975.
17.	Мельников Н. В. Краткий справочник по открытым горным работам.
М., Недра, 1982.
18.	Научные основы использования полезных ископаемых и охрана недр.
М., Наука, 1977.
19.	Новожилов М. Г., Ройзен Я. Ш., Эрперт Л. М. Качество рудного
сырья черной металлургии. М., Недра, 1977.
20.	Нормы технологического проектирования горнодобывающих пред-
приятий черной металлургии с открытым способом разработки. Л., Гипро-
руда, 1977.
21.	Нормы технологического проектирования предприятий промышленно-
сти нерудных строительных материалов. Л., Стройиздат, 1977.
22.	Нурок Г. А. Процессы и технология гидромеханизации открытых гор-
ных работ. М., Недра, 1979.
23.	Определение главных параметров карьеров/ А. И. Арсентьев, О. В.
Шпанский, Г. П. Константинов и др. М., Недра, 1976.
24.	Правила технической эксплуатации при разработке угольных и слан-
цевых месторождений открытым способом. М., Недра, 1972.
25.	Производство щебня из карбонатных пород/ Б. И. Шлайн, Р. А. Ро-
дии, Л. М. Нисневич и др. М., Стройиздат, 1971.
26.	Ракишев Б. Р. Прогнозирование технологических параметров взор-
ванных пород на карьерах. Алма-Ата, Наука, 1983.
27.	Рахимов В. Р„ Шифрин Ё. И.. Фазылов С. С. Совершенствование
технологии добычи блоков облицовочного камня. Ташкент, Узбекистан, 1983.
540
28.	Реентович Э. И. Обоснование оптимальных решений для открытых
разработок. М., Недра, 1982.
29.	Ржевский В. В. Открытые горные работы. Ч. I. Производственные
процессы. М., Недра, 1985.
30.	Русский И. И. Технология отвальных работ и рекультивация на карь-
ерах. М., Недра, 1979.
31.	Симкин Б. А. Технология и процессы открытых горных работ. М.,
Недра, 1970.
32.	Спиваковский А. О., Потапов М. Г. Транспортные машины и комп-
лексы открытых горных разработок. М., Недра, 1984.
33.	Теория и практика открытых разработок. Под ред. Н. В. Мельни-
кова. М., Недра, 1979.
34.	Технический прогресс на марганцевых карьерах! И. И. Яровой,
Г. Л. Середа, М. Г. Гергель и др. М., Недра, 1977.
35.	Технологические параметры глубоких карьеров. Под ред. М. Г. Ново-
жилова. М., Недра, 1982.
36.	Томаков П. И. Интенсификация использования оборудования на карь-
ерах. М., Недра, 1980.
37.	Филатов С. С. Вентиляция карьеров. М., Недра, 1981.
38.	Фисенко Г. Л., Ревазов М. А., Галустян Э. Л. Укрепление откосов
на карьерах. М., Недра, 1974.
39.	Хохряков В. С. Проектирование карьеров. М., Недра, 1982.
40.	Шешко Е. Ф. Основы теории вскрытия карьерных полей. М., Угле-
техиздат, 1957.
41.	Шешко Е. Ф., Ржевский В. В. Основы проектирования карьеров. М..
Углетехиздат, 1958.
42.	Шорохов С. М. Технология и комплексная механизация разработки
россыпных месторождений. М., Недра, 1973.
43.	Щелканов В. А. Подземные выработки на карьерах. М., Недра, 1982.
44.	Юматов Б. П., Бунин Ж. В. Строительство и реконструкция рудных
карьеров. М., Недра, 1978.
Алфавитно-предметный указатель
Бестраншейное вскрытие 172
Безотказность машинная 154
Блок панели 94
Бульдозерная разработка 258
Бульдозерно-автомобильный комплекс
521
Бульдозерно-конвейерный	комплекс
263
Бульдозерно-экскаваторный комплекс
261
Валовая (промышленная) ценность
517
Веерная центральная система 109
Виды грузопотоков 33
Виды карьерных полей 17
Внешние групповые траншеи 173
Внешние общие траншеи 173
Внешние отдельные траншеи 173
Внутренние траншеи 173
Внутрнкарьерное усреднение 534
Вредные свойства 520
Временный нерабочий борт 87
Вскрывающие горные выработки 39
Вскрытие рудоспусками 63
Вскрытие уступа 105
Вскрытые запасы 104
Вскрышные работы 20
Выемочные слои 75
Высота уступа 77, 195
Вытянутое карьерное поле 16
Геометрический анализ карьера 456
Геологические кондиции 529
Геолого-маркшейдерская информация
501
Гидромеханизированный комплекс
268
Горно-капитальные работы 20'
Горно-строительные работы 20
Готовые к выемке запасы 104
Граничный коэффициент вскрыши 29
График формирования грузопотока
32
Грузооборот карьера 35
Грузопоток 22
Грузопоток жесткозависимый 35
Грузопоток зависимый 35
Грузопоток карьера 34
Грузопоток независимый 35
Грузопоток разнородный 34
Грузопоток рассредоточенный 35
Грузопоток расходящийся 34
Грузопоток сосредоточенный 35
Грузопоток сходящийся 34
Грузопоток уступа 34
Грузопоток элементарный 33
Групповая траншея 42
Действительная длина траншеи 46
Добывание граничных блоков 324
Добывание мраморных блоков 325
Добычные работы 20
Дражный технологический комплекс
275
Естественные препятствия 27
Заходка уступа 93
Звенья механизации 128, 129
Извлекаемая ценность 518
Искусственные сооружения 27
Календарный график горных работ
487
Капитальная траншея 41
Карьерное поле 11
Каскадное взрывание 344
Качество полезных ископаемых 8
Комплекс оборудования 116, 123
Комплектность механизации 116
Комбинированный транспорт 426
Комплексный показатель качества 521
Комбинированный способ осушения
28
Конечная глубина 11
Консольный отвалообразователь 238
Коэффициент запаса устойчивости 80
542
Коэффициент удлинения трассы 56
Коэффициент готовности 144
Коэффициент кратности перевалки
191
Коэффициент переэкскавации 191
Кратная перевалка 189
Крутая траншея 72
Крутая залежь 6
Крутонаклонная залежь 6
Крутая траншея 42
Мощность залежи 7, 8
Надежность машины 154
Наклонные слои 76
Наклонная траншея 42
Наклонная залежь 6
Объем горной массы карьера 15
Объем капитальной траншеи 68
Обширное карьерное поле 15
Общая траншея 42
Одноковшовые погрузчики 418
Округлое карьерное поле 16
Опробование 536, 537
Осушение породного массива 20
Отдельная траншея 42
Охрана природы 18
Панель уступа 93
Парные выработки 43
Папильопирование 274
Параметры взрываемых блоков 342
Период затухания горных работ 21
Перевалка горной массы 90
Петлевая трасса 349
Плавучие земснаряды 273
Плановые запасы горной массы 107
План пути 43
Плановый коэффициент вскрыши 24
Пологая залежь 6
Порядок развития горных работ 22
Поверхностный способ осушения 28
Подземный способ осушения 28
Подъем капитальных траншей 40
Полутраншея 41
Подготовка поверхности карьерного
поля 19
Погрузка горной массы
— нижняя 90
—	верхняя 90
Подготовленные запасы 104
Показатель трудности разработки 119
Породы
—	легкоразрабатываемые 119
— средней трудности разработки 119
— трудноразрабатываемые 119
Поперечная однобортовая система
169, 183
Подготовка котлованом 185, 379
Полезные свойства 520
Потери полезного ископаемого 524
Проектная мощность карьера 21
Профиль пути 43
Примыкание на площадках 55
Примыкание на руководящем подъ-
еме 58
Призма обрушения уступа 80
Протяженность фронта работ 96, 340
Продольная одиобортовая система
167
Продольная двухбортовая система
169, 183
Простая перевалка 189
Предохранительные бермы 335
Простая трасса 349
Проектные кондиции 523
Пункты примыкания 54
Рабочая зона карьера 100
Размер дна (подошвы) карьера 14
Размеры карьера 14, 17
Разрезные траншеи 73
Разработка
—	поверхностного вида 9
—	глубинного вида 9
—	нагорного вида 9
—	нагорно-глубинного вида 9
—	подводного вида 11
Реализуемая ценность 518
Регулирование режима горных работ
476
Ремонтопригодность машины 154
Режим горных работ 24, 457
Реконструкция карьерного хозяйства
21
Рельеф поверхности месторождения 5
Руководящий подъем
Система вскрывающих трасс 49, 118
543
Система осушения месторождения 27
Система открытой разработки 108
Системы разработки зависимые 109
Системы разработки
— полузависимые 109
— независимые 109
— сплошные 109
— углубочные 109
— продольные ПО
— поперечные 110
— веерные 110
— кольцевые 110
Система планирования горных работ
497
Скользящие съезды 59
Скорость подвижки фронта 97, 195,
337
Скреперно-бульдозерный комплекс
261
Скиповой подъем 447
Сложное залегание 6
Сменная производительность 156
Сорт полезного ископаемого 521
Спиральная трасса 354
Способ вскрытия рабочих горизонтов
41, 212
Строение залежи 7
Структура звена механизации 130,
131
Схема вскрывающих трасс 48, 176
Схема вскрытия 48
Схема экскавации 233, 288
Схема скреперования 249
Темп углубления 337
Теоретическая ценность сырья 517
Теоретическая длина трассы 46
Технологический комплекс 161
Тип месторождения 5
Типы пород месторождения 8
Тоннельное вскрытие 65
Трасса траншеи 43
Трассирование 43
Транспортные бермы 334
Трактовка графиков режима 471
Трансформация графиков режима 473
Тупиковая трасса 349
Угол откоса нерабочего борта 82, 83,
84
Угол откоса рабочего борта 87
Угол откоса уступа 81
Углубочные системы разработки 328
Управление состоянием массива 84
Устойчивость уступа 77
Фланговая траншея 43
Форма трассы 46
Форма залежи 5
Формирование грузопотоков 29, 35
Фронт работ уступа 88
Фронт горных работ 363
Фронт работ
—	однородный 90
—	разнородный 90
—	сложно разнородный 90
—	одинарный 92
—	сдвоенный 92
—	тупиковый 92
—	сквозной 92
—	фланговый 93
—	центральный 93
—	отвальный 380
Центральная траншея 43
Часовая производительность 155
Ширина бермы 195
Широкая заходка 216
Экскаватор—карьер 223
Эксплуатационные кондиции 523
Элементы системы разработки 192
Эксплуатационные горные работы 20
Эксплуатационная производитель-
ность 151
Эффективная производительность 151
Эффективная ценность 518
ОГЛАВЛЕНИЕ
Предисловие .
Раздел первый.
ТЕОРИЯ ТЕХНОЛОГИИ И КОМПЛЕКСНОЙ МЕХАНИЗА-
ЦИИ
1. Принципы открытой разработки месторождений полезных ископаемых
1.1.	Типы разрабатываемых месторождений и залежей
1.2.	Виды открытых горных разработок..............
1.3.	Виды и размеры карьерных полей...............
1.4.	Использование и охрана недр. Охрана природы .
1.5.	Виды и периоды горных работ..................
1.6.	Порядок развития открытых горных работ .
1.7.	Понятие о режиме и этапах горных работ
1.8.	Подготовка карьерного поля к разработке
5
5
9
11
18
19
22
23
27
2.	Теория вскрытия рабочих горизонтов.............................
2.1.	Порядок формирования грузопотоков .	....	..........
2.2.	Виды грузопотоков..................... ......................
2.3.	Предпосылки формирования грузопотоков........................
2.4.	Начальные этапы развития горных работ .	...................
2.5.	Вскрывающие горные выработки.................................
2.6.	Способы вскрытия рабочих горизонтов карьера	. . .
2.7.	Трассы вскрывающих выработок............................  .	.
2.8.	Формы трасс капитальных выработок . . . .	...............45
2.9.	Схемы и системы вскрывающих трасс.............................47
2.10.	Технологическое значение руководящего подъема................51
2.11.	Схемы развития железнодорожных путей карьера.................52
2.12.	Пункты примыкания капитальных траншей к горизонтам при желез-
нодорожном транспорте..............................................54
2.13.	Схемы автомобильных дорог карьера и их основные параметры . . 57
2.14.	Скользящие и полустацнонарные съезды.........................59
2.15.	Вскрытие с использованием рудоспусков........................63
2.16.	Возможности тоннельного вскрытия	рабочих горизонтов..........65
2.17.	Объемы капитальных траншей и полутраншей.....................68
2.18.	Разрезные траншеи и котлованы................................73
3.	Теория систем разработки месторождений..........................75
3.1.	Разделение карьерного поля на выемочные слои...................75
3.2.	Высота и устойчивость уступов..................................77
3.3.	Конструкции и устойчивость бортов карьеров.....................82
3.4.	Основные понятия о фронте горных работ ....	... 88
3.5.	Направления перемещения фронта работ...........................93
3.6.	Протяженность и скорость подвигания фронта работ	. . 97
3.7.	Рабочая зона карьера................................... ......	100
3.8.	Подготовленные, вскрытые и готовые к выемке запасы............104
3.9.	Классификация систем открытых горных работ....................108
3.10.	Классификации систем разработки по направлению перемещения и
способу производства вскрышных работ...............................114
545
4.	Теория комплексной механизации открытых горных работ...............Но
4.1.	Общие сведения ....	...	’ !!?
4.2.	О разработке горных пород ...		ion
4.3.	Принципы комплексной механизации.................................*2’'
4.4.	Технологическая классификация комплексов оборудования.............123
4.5.	Структурная	классификация звеньев	механизации ....	.	.	128
4.6.	Структурная	классификация комплексов оборудования .... .	.	131
4.7.	Взаимосвязь	выемочно-погрузочного	и транспортного оборудования	.	136
4.8.	Основы комплектации оборудования	для подготовки пород к выемке	141
4.9.	Основы комплектации выемочного и транспортного оборудования . .145
4.10.	Комплектация отвального и вспомогательного оборудования . . . 147
4.11.	Готовность к работе машин и комплекса оборудования...............149
4.12.	Показатели производительности комплекса оборудования . .	.151
4.13.	Определение эксплуатационной производительности комплекса . .155
4.14. Область применения комплексов оборудования.......................158
Раздел второй.
ТЕХНОЛОГИЯ И КОМПЛЕКСНАЯ МЕХАНИЗАЦИЯ
ПРИ СПЛОШНЫХ СИСТЕМАХ РАЗРАБОТКИ
5.	Системы разработки и способы вскрытия............................163
5.1.	Условия применения сплошных систем разработки ...	.... 163
5.2.	Продольные и поперечные системы разработки.......................167
5.3.	Веерные и кольцевые системы разработки...........................169
5.4.	Возможности внутреннего отвалообразовании........................171
5.5.	Вскрытие рабочих горизонтов при сплошных системах................172
5.6.	Связь параметров систем разработки и комплексов оборудования .179
5.7.	Особенности разработки россыпей..................................182
5.8.	Особенности гидромеханизации горных работ . .	...........186
6.	Экскаваторно-отвальные технологические	комплексы................188
6.1.	Общие сведения. Порядок выемки.................................188
6.2.	Основы расчета технологического комплекса......................191
6.3.	Высота вскрышного уступа и отвала..............................196
6.4.	Конструкция отвальной стороны вскрышного технологического ком-
плекса .............................................................200
6.5.	Конструкция забойной стороны вскрышного технологического ком-
плекса при использовании мехлопат...................................202
6.6.	Конструкция забойной стороны вскрышного технологического ком-
плекса при использовании драглайнов ............................... 204
6.7.	Организация работы вскрышного и добычного комплексов оборудо-
вания ..............................................................208
6.8.	Способы вскрытия .	 212
6.9.	Проведение траншей.............................................213
6.10.	Области применения экскаваторно-отвальных технологических комп-
лексов ............................................................ 222
7.	Технологические комплексы с консольными отвалообразователями и
транспортно-отвальными	мостами....................................228
7.1.	Общие сведения................................................228
7.2.	Характеристика технологических комплексов с консольными отвало-
образователями .....................................................231
7.3.	Технологические расчеты схем экскавации с консольными отвало-
образователями .....................................................238
546
7.4.	Характеристика технологических комплексов с транспортно-отваль-
ными мостами . . . ..................................................
7.5.	Производительность выемочно-отвальных комплексов оборудования . /чо
8.	Скреперные, бульдозерные и гидромеханизированиые комплексы . . . 249
8.1.	Общая характеристика скреперных комплексов ....................249
8.2	Параметры систем разработки при скреперных комплексах .... 253
8.3.	Бульдозерные технологические комплексы.........................257
8.4.	Комбинированные вскрышные комплексы с использованием скреперов
и бульдозеров.......................................................^60
8.5.	Бульдозерно-гидромеханизированные комплексы при разработке россы-
пей .....................................................
8.6.	Гидромеханизированиые комплексы горных работ...................268
8.7.	Особенности разработки плавучими земснарядами...................273
8.8.	Дражные технологические комплексы...............................275
9.	Транспортные технологические комплексы..............................279
9.1.	Общие положения................................................279
9.2.	Технологические комплексы, с конвейерным перемещением горной
массы .	......................................................285
9.3.	Параметры технологических комплексов с конвейерным перемещением
пород...............................................................290
9.4.	Технологические комплексы с перемещением породы железнодорож-
ным транспортом во внутренние отвалы................................293
9.5.	Технологические комплексы при перемещении горной массы автотран-
спортом ........................................................... 298
9.6.	Комбинированные технологические комплексы......................304
10.	Технологические комплексы добычи строительных горных пород 308
10.1.	Технологические комплексы добычи и переработки песчано-гравий-
ных пород.............................................................308
10.2.	Технологические комплексы	производства щебня..................315
10.3.	Технологические комплексы	добычи природного	камня...........323
Раздел третий.
ТЕХНОЛОГИЯ И КОМПЛЕКСНАЯ МЕХАНИЗАЦИЯ
ПРИ УГЛУБОЧНЫХ СИСТЕМАХ РАЗРАБОТКИ
11.	Системы разработки............................................328
11.1.	Условия применения углубочных систем разработки.............328
11.2.	Варианты развития горных работ..............................332
11.3.	Конструкции и параметры берм................................334
11.4.	Темп углубления и скорость подвигания фронта горных работ .	. 337
11.5.	Протяженность фронта работ..................................340
11.6.	Параметры взрываемых блоков.................................342
12.	Вскрытие рабочих горизонтов при углубочных системах разработки 344
12.1.	Вскрытие внешними капитальными	траншеями....................344
12.2.	Простые, тупиковые и петлевые	трассы....................... 349
12.3.	Спиральные трассы...........................' 354
547
12.4.	Характеристика схем и систем вскрывающих трасс .............358
13.	Технологические комплексы при железнодорожном транспорте . . . 363
13.1.	Фронт горных работ..........................................363
13.2.	Ширина блока панели и рабочей площадки......................367
13.3.	Проведение траншей при железнодорожном транспорте .... 372
13.4.	Конструкция и порядок развития отвального фронта............380
13.5.	Производительность комплексов оборудования при железнодорожном
транспорте........................................................383
13.6.	Основы комплектации оборудования при железнодорожном транс-
порте ............................................................386
13.7.	Вскрытие в особо мощных и глубоких карьерах.................391
14.	Технологические комплексы при автомобильном и конвейерном тран-
спорте .......................................................... 401
14.1.	Особенности производства горных работ при автомобильном тран-
спорте ...........................................................401
14.2.	Формирование схем вскрывающих трасс при автомобильном тран-
спорте .........................................................  405
14.3.	Параметры	систем	разработки.................................409
14.4.	Проведение	траншей	при	автомобильном н конвейерном транспорте 414
14.5.	Производительность и комплектация оборудования при автомобиль-
ном транспорте....................................................415
14.6.	Технологические комплексы с использованием одноковшовых по-
грузчиков ........................................................418
14.7.	Технологические комплексы при конвейерном транспорте ... 421
15.	Технологические комплексы при комбинации средств транспорта . . 426
15.1.	Виды комбинированного транспорта............................426
15.2.	Особенности технологии н комплексной механизации при комбинации
железнодорожного и автомобильного транспорта......................429
15.3.	Особенности технологии и комплексной механизации при комбина-
ции автомобильного и конвейерного транспорта......................436
15.4.	Технологические комплексы при скиповом подъеме..............447
15.5.	Особенности разработки месторождений на косогорах .... 450
L
Раздел четвертый.
ПЕРСПЕКТИВНОЕ И ТЕКУЩЕЕ ПЛАНИРОВАНИЕ
ГОРНЫХ РАБОТ. КАЧЕСТВО ПРОДУКЦИИ
16.	Исследование режима горных работ..............................456
16.1.	Принципы геометрического анализа карьерных полей ..... 456
16.2.	Геометрический анализ вытянутых карьерных полей при наклонном
и крутом падении залежей..........................................458
16.3.	Геометрический анализ	округленных карьерных полей...........465
16.4.	Геометрический анализ карьерных полей при горизонтальных и по-
логих залежах.....................................................468
16.5.	Трактовка и трансформация графиков объемов горных работ . . . 471
16.6.	Регулирование режима горных работ...........................476
17.	Экономические основы и планирование горных работ .............481
17.1.	Экономические показатели планирования.......................481
17.2.	Связь режима горных работ и экономических показателей карьера . 485
548
17.3.	Зависимость экономических показателей от технологии, механизации
и организации горных работ..........................................489
17.4.	Изменение экономических показателей по мере развития горных
работ...............................................................493
17.5.	Критерии экономической эффективности перспективного планиро-
вания ..............................................................495
17.6.	Система планирования горных работ.............................497
17.7.	Содержание плана горных работ.................................503
17.8.	Основы динамического планирования горных работ................510
18.	Качество продукции горных предприятий...........................515
18.1.	Общие сведения . . .	 515
18.2.	Требования к качеству полезных ископаемых.....................519
18.3.	Потери полезных ископаемых, их экономическая оценка и нормиро-
вание ..............................................................524
18.4.	Связь технологических комплексов и качества полезного ископаемого 528
18.5.	Стабилизация качества добытого	полезного	ископаемого ... 532
18.6.	Опробование. Связь горной технологии	и	обогащения.............536
Список литературы...................................................540
Алфавитно-предметный указатель......................................542
Владимир Васильевич Ржевский
ОТКРЫТЫЕ ГОРНЫЕ РАБОТЫ
ЧАСТЬ
ТЕХНОЛОГИЯ и КОМПЛЕКСНАЯ МЕХАНИЗАЦИЯ
Редактор издательства В. Т. Винокуров
Технический редактор Л. И. Шиманова
Корректор Л. В- Сметанина
ИБ № 6578
Сдано в набор 20.03.85. Подписано в печать 11.10.85. Т-20730. Формат бОХЭО’Ле. Бумага
типографская № 2. Гарнитура «Литературная». Печать высокая. Усл. печ. л. 34,5. Усл.
кр.-отт. 34,5. Уч.-изд. л. 36,77. Тираж 8700 экз. Заказ № 624/729—10. Цена 1 р. 50 к.
Ордена «Знак Почета» издательство «Недра». 103633, Москва. К-12,
Третьяковский проезд, 1/19.
Ленинградская типография № 4 ордена Трудового Красного Знамени Ленинградского
объединения «Техническая книга» им. Евгении Соколовой Союзполиграфпрома при Го-
сударственном комитете СССР по делам издательств, полиграфии и книжной торговли.
191126, Ленинград, Социалистическая ул., 14.
ВНИМАНИЮ ЧИТАТЕЛЕЙ!
В ИЗДАТЕЛЬСТВЕ «НЕДРА»
ГОТОВЯТСЯ К ПЕЧАТИ НОВЫЕ КНИГИ
АСТАФЬЕВ Ю. П, ПОЛИЩУК Г. К-, ГОРЛОВ Н. И. Планиро-
вание и организация погрузочно-транспортных работ иа карьерах.
13 л. 65 к.
Освещено состояние и сформулированы направления совершен-
ствования организации и планирования погрузочных и транспортных
работ на крупных карьерах. Рассмотрены методы подготовки инфор-
мации по этим работам и предложены способы оценки ее достовер-
ности. Изложены принципы формирования графиков проведения мас-
совых взрывов и планово-предупредительных ремонтов оборудования,
установления его технологических и эксплуатационных возможностей,
формирования транспортных потоков в динамике производства.
Для инженерно-технических работников карьеров, научно-иссле-
довательских и проектных организаций горной промышленности.
ВАСИЛЬЕВ М. В. Транспортные процессы и оборудование иа
карьерах. 17 л. 1 р. 20 к.
Приведены классификация, характеристика, состояние и разви-
тие основных видов карьерного транспорта, а также ме-
тодические положения по его выбору. Рассмотрены транспортные
процессы на карьерах, устройство и развитие транспортных комму-
никаций. Описаны конструкции действующего и вновь создаваемого
транспортного оборудования для основных и вспомогательных ра-
бот, условия применения и эффективного использования. Изложены
принципы организации и управления транспортными процессами на
карьерах. Освещены направления совершенствования карьерного
транспорта и его технических средств.
Для инженерно-технических работников карьеров, научно-яссле-
довательских и просктно-конструкторских организаций горно-добы-
вающих отраслей промышленности.