П.И.ТОМАКОВ И.К.НАУМОВ
Т5£
ТЕХНОЛОГИЯ,
МЕХАНИЗАЦИЯ
И ОРГАНИЗАЦИЯ
ОТКРЫТЫХ
ГОРНЫХ РАБОТ
Допущено
Министерством высшего и среднего
специального образования СССР
в качестве учебника
для студентов вузов, обучающихся по специальностям
«Технология и комплексная механизация
подземной разработки месторождений
полезных ископаемых» и «Маркшейдерское дело»
Издание второе, переработанное и дополненное
! Научно - техническая
5 п.поиэролсТаенного
| стгединэния .Апатит®
МОСКВА „НЕДРА" 1986
библиотека
Хибинский технический
колледЖ.
УДК 622.271(075.8)
'1
Томаков П. И., Наумов И. К- Технология, механизация и организация
открытых горных работ: Учебник для вузов. — 2-е изд., нерераб. и доп.— М.:
Недра, 1986. — 312 с.
Даны общие сведения об открытых горных работах. Описаны техноло-
гические процессы па карьерах — подготовка горных пород к выемке, выемоч-
но-погрузочные работы, транспортирование горной массы, отвалообразова-
ние вскрышных пород, рекультивация нарушенных земель. Рассмотрены спо-
собы вскрытия месторождений, системы разработки, структуры комплексной
механизации, технологические схемы разработки, а также организация про-
изводства. Даны особенности разработки месторождений строительных гор-
ных пород. Во втором издании (1-е изд.— 1978) обновлено содержание всех раз-
делов, изложены вопросы режима горных работ и качества полезного ископае-
мого.
Для студентов горных вузов и факультетов, обучающихся по специально-
стям «Маркшейдерское дело» и «Технология и комплексная механизация под-
земной разработки месторождений полезных ископаемых».
Табл. 53, ил. 139, список лит. — 41 назв.
Рецензенты: кафедра открытых горных работ Свердловского горного
института и проф., д-р техн, наук Ю. П. Астафьев
~ 2504000000—400
Т-------------- 278—87
© Издательство «Недра», 1986
043(01)—86
ПРЕДИСЛОВИЕ
Основными направлениями экономического и социального раз-
вития СССР па 1986—1990 годы и на период до 2000 года пре-
дусмотрено опережающими темпами развивать добычу угля от-
крытым способом. Открытый способ разработки полезных иско-
паемых является наиболее перспективным в техническом, эконо-
мическом и социальном отношениях. Благодаря мощной инду-
стриальной базе и значительным запасам полезных ископаемых,
расположенных близко к земной поверхности, этим способом
в настоящее время добывается примерно 3Д общего объема твердого
минерального сырья, потребляемого народным хозяйством на-
шей страны. Прогрессивный открытый способ разработки место-
рождений полезных ископаемых получит дальнейшее развитие
при значительном улучшении экономических показателей па ос-
нове совершенствования техники,технологии и организации гор-
ного производства.
Для специальности 0202 учебным планом предусмотрен пред-
мет «Технология, механизация и организация открытых горных ра-
бот», который органически связан с рядом смежных дисциплин,
обеспечивающих подготовку студентов к его изучению. Такие дис-
циплины, как «Геология», «Физика горных пород», «Разрушение
горных пород взрывом», «Переработка и качество полезных иско-
паемых» и «Горные машины» непосредственно примыкают к нему
и способствуют более глубокому его изучению.
Теоретические положения основных разделов учебника бази-
руются на трудах акад. В. В. Ржевского, проф. Е. Ф. Шешко, акад.
Н. В. Мельникова и других ученых, работающих в области от-
крытой разработки месторождений. Основные разделы учебника
переработаны с учетом замечаний читателей на первое издание,
а также введены новые главы «Режим горных работ карьера» и
«Качество полезных ископаемых».
Разделы 2, 3, 8, 9, 10 написаны проф. П. И. Томаковым, раз-
делы 1, 4, 5, 6, 7 — доц. И. К- Наумовым.
Авторы будут глубоко признательны читателям за замечания,
направленные на улучшение учебника.
1.	ОБЩИЕ СВЕДЕНИЯ ОБ ОТКРЫТЫХ ГОРНЫХ
РАБОТАХ
1.1.	СУЩНОСТЬ ОТКРЫТЫХ ГОРНЫХ РАБОТ
И ОСНОВНЫЕ ПОНЯТИЯ
Горные работы, производимые непосредственно с земной поверх-
ности в открытых горных выработках (в траншеях или полутран-
шеях), носят название открытых горных работ. Основной целью
открытых горных работ является разработка месторождений по-
лезных ископаемых. Способ разработки месторождений полезных
ископаемых с применением открытых горных работ называется от-
крытым способом. Горное предприятие, осуществляющее добычу
полезного ископаемого открытым способом, называется карьером.
В практике открытой разработки угольных и россыпных месторож-
дений вместо термина «карьер» применяются названия «разрез»
и «прииск».
В процессе производства открытых горных работ земная по-
верхность месторождения нарушается и образуется выработанное
пространство, ограниченное искусственно созданной поверхностью.
Это выработанное пространство, представляющее собой совокуп-
ность горных выработок, также носит название «карьер». Таким
образом, понятие «карьер» может употребляться в хозяйственном
и технического значениях. При значительных размерах выработан-
ного пространства (современные карьеры имеют объем выработан-
ного пространства сотни миллионов кубометров и достигают глу-
бины нескольких сотен метров) нарушается естественное равно-
весие массива горных пород, окружающих карьер. Это может при-
вести к деформациям боковой поверхности карьера (оползни и об-
рушения), к нарушению нормального ведения горных работ и
к авариям. Во избежание таких последствий боковым поверхно-
стям карьера придают определенный наклон, обеспечивающий их
устойчивость. В связи с этим возникает необходимость выемки
значительных объемов покрывающих и вмещающих полезное ис-
копаемое горных пород, которые называются вскрышными, или
вскрышей. Годовые объемы вскрыши, перемещаемые в современ-
ных карьерах, составляют десятки миллионов кубометров и часто
во много раз превышают объемы добываемого полезного ископае-
мого. Полезное ископаемое и вскрыша вывозятся из карьера на
поверхность. В благоприятных условиях залегания полезного ис-
копаемого вскрыша, отделенная от массива, может и не выво-
зиться из карьера, а размещаться в его выработанном прост-
ранстве.
Разработка массива горных пород (вскрыши и полезного иско-
паемого) в границах карьера производится горизонтальными или
слабонаклонными слоями. Слои обычно отрабатываются парал-
лельно с некоторым отставанием работ в пространстве и во вре-
4
мени на лежащем ниже слое. Таким образом, боковая поверхность
карьера приобретает ступенчатую форму. Необходимость разде-
ления разрабатываемого массива горных пород на слои опреде-
ляется следующими факторами:
ограниченными параметрами горных машин, осуществляющих
выемку (разработку) горных пород в пределах слоя;
наличием в разрабатываемом массиве слоев, имеющих различ-
ные физико-технические и качественные характеристики;
порышенной опасностью обрушения обнаженного массива гор-
ных пород значительной высоты.
Значительные размеры открытых горных выработок в плане и
отсутствие ограничений по высоте создают благоприятные условия
для применения на открытых горных работах мощного горного и
транспортного оборудования, обеспечивающего высокие технико-
экономические показатели. Эффективное использование оборудо-
вания возможно только при четкой организации работы всех зве-
ньев горного производства и наличии высококвалифицированных
кадров.
По виду применяемого оборудования различают экскаваторный
и гидравлический способы производства открытых горных работ.
Экскаваторный способ является универсальным. При экскаватор-
ном способе применяется различное оборудование — буровые
станки, рыхлители, экскаваторы, погрузчики, скреперы, бульдо-
зеры, колесный и конвейерный транспорт. При гидравлическом
способе основные производственные процессы осуществляются
энергией движущейся воды. Для этой цели применяется специаль-
ное оборудование — гидромониторы, землесосы и др. Гидравличе-
ский способ разработки применяется только в благоприятных гор-
но-геологических и климатических условиях (в основном при раз-
работке рыхлых пород, наличии достаточного количества воды и
площадей для размещения пород в гидроотвалах).
1.2.	ОСОБЕННОСТИ И ТЕХНИКО-ЭКОНОМИЧЕСКИЕ
ПОКАЗАТЕЛИ ОТКРЫТОГО СПОСОБА РАЗРАБОТКИ
Открытый способ разработки по сравнению с подземным характе-'
ризуется следующими особенностями:
необходимостью удаления из карьера (или перемещения в его
контурах) значительных объемов вскрышных пород, па разра-
ботку которых затраты па угольных и рудных карьерах состав-
ляют основную часть общих затрат па добычу полезного иско-
паемого;
необходимостью соблюдения определенной последовательности
отработки слоев (выемку лежащего ниже слоя горных пород
можно начинать только с некоторым отставанием во времени от
начала выемки лежащего выше слоя);
практически неограниченной возможностью создания и исполь-
зования высокопроизводительного крупногабаритного горного и
транспортного оборудования, способного обеспечить наиболее вы-
сокие технико-экономические показатели.
5
 К преимуществам открытого способа разработки по сравнению
с-подземным относятся возможность обеспечения более высокого
уровня комплексной механизации и автоматизации горных работ,
более высокая (в 3—5 раз) производительность труда и меньшая
стоимость продукции, более безопасные и гигиеничные условия
труда, более полное извлечение полезного ископаемого, меньшие
удельные капитальные затраты. Недостатками открытого способа
являются некоторая зависимость его от климатических условий,
необходимость отчуждения значительных площадей земель и на-
рушение водного баланса недр.
Для открытого способа разработки месторождений полезных
ископаемых, характерно не только дальнейшее увеличение его доли
в общей добыче полезных ископаемых, но и строительство мощных
карьеров производительностью 100—150 млн. т горной массы в год
и глубиной 500 м и более. Капитальные затраты на строительство
такого мощного карьера составляют несколько сот миллионов руб-
лей, аюбщие затраты на выемку горной массы за весь срок
существования карьера достигают миллиарда рублей и более. По-
этому принимаемые решения о строительстве новых и реконструк-
ции действующих карьеров должны быть экономически обосно-
ваны. Значение экономической обоснованности принимаемых ре-
шений с каждым годом возрастает.
Уровень экономической эффективности открытых горных работ
определяется годовой производительностью карьера по полезному
ископаемому н вскрыше, условиями залегания полезного ископае-
мого, физико-техническими характеристиками разрабатываемых
пород, климатическими условиями района разработки. Для оценки
экономической эффективности открытых горных работ использу-
ются такие технико-экономические показатели, как месячная про-
изводительность труда рабочего по полезному ископаемому, зат-
раты на I м3 вскрыши, себестоимость полезного ископаемого, ка-
питальные затраты па 1 т (м3) полезного ископаемого, годовая
прибыль и рентабельность карьера.
Месячная производительность труда рабочего по полезному ис-
копаемому (по добыче) характеризует общий уровень механиза-
ции, организации и энерговооруженности на карьерах и определя-
ется отношением месячного объема добычи полезного ископаемого
к списочному составу рабочих. Производительность труда рабо-
чего на карьерах Минугленрома СССР за последние 40 лет воз-
росла в- 5 раз.
Производительность труда на рудных карьерах за последние
15 лет выросла более чем в 2 раза. В целом по стране производи-
тельность труда рабочего на открытых разработках возросла на
4—6 % в год.
Себестоимость полезного ископаемого включает затраты па до-
бычные и вскрышные работы. Производственная себестоимость по-
лезного ископаемого не включает затраты, связанные с его реали-
зацией.
На открытых разработках страны средняя себестоимость
6;.
1 т полезного ископаемого изменяется 0,5—4 руб. и более. Непо-
средственные затраты на добычу 1 т полезного ископаемого со-
ставляют 0,5- 1,2 руб., а затраты на 1 м3 вскрыши -—0,1 — 1 руб-:
В себестоимости полезного ископаемого доля затрат на вскрыш-
ные работы достигает 70 % и более.	. ' -
Экономические показатели открытых работ зависят от капи-
тальных затрат (затраты па изыскательские, геологоразведочные'
и подготовительные работы, строительство зданий и сооружений,
приобретение н монтаж оборудования и др.), эксплуатационных
затрат' (текущие затраты) и прибыли от реализации (продажи)
добытого полезного ископаемого. Эксплуатационные затраты вклю-
чают затраты на амортизацию, заработную плату, электроэнергию,
материалы и др.
Капитальные затраты оцениваются удельными капитальными
затратами, которые равны отношению капитальных затрат к го-
довой производительности карьера по полезному ископаемому,-
Удельные капитальные затраты на угольных п.рудных карьерах
в среднем составляют 10—25 руб./т. Срок окупаемости капиталь-*
пых затрат не более 7—10 лет.
Производственно-хозяйственная деятельность карьера осущест-
вляется на основе хозяйственного расчета, при котором возмеще-
ние затрат предприятия происходит за счет их собственных дохо-
дов (путем реализации добытого полезного ископаемого). Работа
карьера в системе хозяйственного расчета оценивается по двум
показателям — прибыли и рентабельности. Годовая прибыль карь?
ера определяется разницей между доходом от реализации добы-
того полезного ископаемого и его себестоимостью. Рентабельность
карьера определяется отношением годовой прибыли к общей ве-
личине средств (руб.), имеющихся в распоряжении карьера (ос-
новные производственные фонды и нормируемые оборотные сред-
ства).
Рентабельность отечественных карьеров колеблется в преде-
лах 5—20%. По своей сущности рентабельность характеризует
доходность карьера и может быть показателем для сравнительной
оценки хозяйственной и экономической деятельности действующих
карьеров.
Производительность горного и транспортного оборудования за-
висит от его мощности, физико-технических характеристик разра-
батываемых пород и степени использования оборудования во вре-
мени. В результате технического прогресса этот показатель систе-
матически возрастает.
1.3.	КОЭФФИЦИЕНТ ВСКРЫШИ
Для количественной оценки перемещаемых объемов вскрыщных
пород используется специальный показатель, называемый коэффи-
циентом вскрыши. Коэффициент вскрыши k показывает, сколько
единиц вскрышных пород необходимо переместить в границах
карьера или за его пределы, чтобы добыть единицу полезного
7
ископаемого (например, выражение & = 4,5 м3/м3 означает, что для
добычи 1 м3 полезного ископаемого требуется переместить 4,5 м3
вскрышных пород). В зависимости от единицы измерения разли-
чают коэффициент вскрыши весовой (т/т), объемный (м3/'м3) и
смешанный (м3/т); (вскрыша выражена в кубометрах, а полезное
ископаемое — в тоннах). Для перевода коэффициента вскрыши из
одной единицы измерения в другую необходимо вскрышу и полез-
ное ископаемое выразить в соответствующих единицах с использо-
ванием множителей, приведенных в табл. 1.1.
Пример. Требуется перевести весовой коэффициент вскрыши
6 = 6,3 т /т в объемный при •ув= 1,3 т/м3 и уи= 1,3 т/м3. Для этого
необходимо значение весового коэффициента вскрыши умножить
2 6
на отношении ук/ув, т. е. k ==6,3—!— = 12,6 м3/м3.
1.3J	>
Различают средний, текущий, контурный, граничный и другие
виды коэффициентов вскрыши.
Средний коэффициент вскрыши равен отношению объема
вскрыши Рв к объему полезного ископаемого ]/и в конечных кон-
турах карьера (рис. 1.1), т. е.
^cp-Vb/Vh.
Если запасы полезного ископаемого определены по данным гео-
логической разведки, то в этом случае коэффициент вскрыши на-
зывается средним геологическим. Если при определении коэффи-
циента вскрыши использованы промышленные запасы, то коэффи-
циент вскрыши называется средним промышленным. К моменту
сдачи карьера в эксплуатацию объемы вскрыши и полезного иско-
паемого уменьшаются, так как в период строительства карьера
удаляется объем вскрыши Ув. с и попутно добывается объем полез-
ного ископаемого Ей. с (см. рис. 1.1). Коэффициент вскрыши, опре-
деленный в этом случае, называется средним эксплуатацион-
ным, т. е.
/гср = (Кв-Кв.с)/(Уи-Ки.с).
При горизонтальном залегании полезного ископаемого на не-
большой глубине (30—45 м), значительных размерах карьера
в плане, выдержанной мощности вскрыши hR и полезного ископае-
Таблица 1.1
Коэффициент вскрыши, который требуется получить	Множители для перевода коэффициента вскрыши		
	весового	объемного	смешанного
Весовой	1	Тв/Ти	Ув
Объемный	УИ/Ув	1	Уи
Смешанный	1/Тв	1/Уи	1
Примечание. ув — плотность вскрыши; уи — плотность полезного ископаемого.
8
Рис. 1.1. Схема к определению среднего геологического (а) и среднего экс-
плуатационного (б) коэффициентов вскрыши:
5--6-4 -- объем вскрыши в конечных контурах карьера; 5—2—3—6 — объем Уи по-
лезного, ископаемого в конечных контурах карьера; 1—9—10—4 — объем VB; 1—9—7—8 —
объем с строительной вскрышн; 9 -2—5-6 — объем Vц сполезного ископаемого, до-
бытый при строительстве карьера (попутная добыча)
Рис. 1.2. Схема к определению текущего (а) и контурного (б) коэффициентов
вскрыши:
V'i+VZ2=V'B т; 1—2—3—7—6~i5 — объем	10—8—4—9 — объем У2; 3—7—10—9 — объем Уи т;
уз+1/4=Увк; /-5 10—5 - объем V3; 11-12-4-8 — объем У4; 10—9—2—3—12—11—
7—6 — объем V7и к; flp. fl н — угол откоса соответственно рабочего и нерабочего борта
карьера
мого hK средний коэффициент вскрыши приближенно определяется
по формуле
Ц-р — hji///и •
' Текущий коэффициент вскрыши kT равен отношению объема
Пв.т вскрыши, перемещенного из карьера или в пределах его гра-
ниц за какой-либо промежуток времени (год, квартал, месяц),
к объему Пи. т полезного ископаемого, добытого за тот же проме-
жуток времени (рис. 1.2), т. е.
~ Г в. т/Г и. т*
В отличие от среднего коэффициента вскрыши, величина кото-
рого не изменяется при заданных конечных контурах карьера, ве-
личина текущего коэффициента вскрыши, как правило, изменяется
как по годам, так и в течение одного года (летом он, как правило,
увеличивается, а осенью и зимой уменьшается).	щ,,.
9
v Контурный коэффициент вскрыши kK равен отношению объема
вскрыши Кв. к'к объему полезного ископаемого Уи. к, извлекаемому
при изменении конечных контуров карьера (см. рис. 1.2), т. е.
~ Vв. к/КII. к*
Граничный коэффициент вскрыши Лгр характеризует удельный
(на единицу полезного ископаемого) максимальный объем пере-
мещаемых вскрышных пород, при котором затраты С'„ па добычу
единицы полезного ископаемого открытым способом не превышают
аналогичных затрат С„ при подземном способе, т. е. СТсС,,. Ве-
личина С'о определяется по формуле
со — Со ktCK,
где Со — затраты на добычу 1 т или 1 м3 полезного ископаемого
без учета затрат на вскрышные работы, руб.; Св — затраты па раз-
работку 1 м3 вскрышных пород, руб.; kT — текущий коэффициент
вскрыши, м3/м3 (м3/т).
Открытые работы целесообразны при соблюдении условия
Со -Г Си, или Со -Г &гСв Сп•
Так как максимально допустимый текущий коэффициент вскрыши
равен граничному коэффициенту вскрыши krp, то
Со ;* ^трСв Сп*
Тогда
kro (Си— - Со)/Св*
При обосновании граничного коэффициента вскрыши необхо-
димо учитывать технический прогресс в горной промышленности.
Изменения показателей Сп, С„ и С3 за время I приведут к измене-
ниям граничного коэффициента вскрыши. Так как снижение годо-
вых затрат при открытом способе разработки чаще происходит
более интенсивно, чем при подземном, то при прочих равных ус-
ловиях граничный коэффициент вскрыши имеет тенденцию к уве-
личению.
Значения коэффициентов вскрыши являются важными показа-
телями открытых разработок. Они служат для определения эко-
номически эффективных границ открытых горных работ и пре-
дельной глубины карьеров при разработке наклонных и крутых
залежей,, залегающих на значительной глубине, а также для пла-
нирования производительности карьера и себестоимости полезного
ископаемого.
1.4.	ЭЛЕМЕНТЫ КАРЬЕРА И РАСЧЕТ ИХ ПАРАМЕТРОВ
Месторождение пли его часть, намеченная для разработки одним
•карьером, называется карьерным полем. Так как объектом разра-
ботки в карьере являются полезное ископаемое и вскрышные по-
роды, то под термином «карьерное поле» следует понимать гсомет-
40
рическое тело сложного очертания, заключенное в конечных кон-
турах карьера (рис. 1.3). Сверху карьер ограничен земной поверх-
ностью. Ступенчатая поверхность, ограничивающая карьер с бо-
ков, называется бортом, а поверхность, ограничивающая карьер
снизу, - подошвой. Липин пересечения борта карьера с дневной
поверхностью и подошвой образуют соответственно верхний и ниж-
ний контуры карьера. Условная поверхность, проходящая через
верхний и нижний контуры карьера, называется откосом борта
карьера. Угбл, образуемый откосом борта карьера и горизонталь-
ной плоскостью, проходящей через его подошву, называется углом
откоса борта карьера. Борт карьера, па котором производятся гор-
ные работы, называется рабочим. Соответственно этому различают
угол откоса рабочего или нерабочего борта карьера. Вертикальное
расстояние между подошвой и усредненной отметкой земной по-
верхности называется глубиной карьера. Положение верхнего и
нижнего контуров карьера, а также глубина карьера при разра-
ботке наклонных и крутых залежей в процессе ведения горных
работ постоянно изменяются. Контуры карьера, соответствующие
моменту окончания открытых горных работ, называются конеч-
ными. Им соответствуют конечная глубина и конечные размеры
карьера в плане. Конечный контур карьера на дневной поверхно-
сти называется также технической границей карьера. Участок зем-
ной поверхности, занимаемый карьером, его службами и цехами
называется земельным отводом (рис. 1.4). Площадь земельного
отвода в 5-10 раз превышает площадь карьера и составляет 10—
15 тыс. га.
Г Главными параметрами карьера являются объем горной массы,
конечная глубина, размеры по подошве, углы откосов бортов, за-
пасы полезного ископаемого, объем вскрыши и размеры на уровне
дневной поверхности^
1.	Объем горной массы (м3) в контурах карьера, характери-
зующий масштаб горных работ, определяется по формуле акад.
В. В. Ржевского
К..-.: -S'/Л; ^-pzXctgM- ’ ^H^ctgpcp,
где S -площадь подошвы АВС ДЕ карьера (рис. 1.5), м2;Як —
глубина карьера, м; — угол откоса п-то участка борта карьера,
градусы; 1„ — длина n-го участка борта, м; |3Ср — средний угол от-
коса борта, градусы;
Рср-~ (Pi^i -)• 1^2 ~Г • • • + PnK)/(/i-!-/2 + • • • In)-
Если углы откосов всех бортов карьера равны или различаются
между собой незначительно, то формула акад. В. В. Ржевского
примет вид
Г -A-BA/;ctgpcP лЯ'к ctg2pCp,.	(1.1)
йде Р — периметр подошвы карьера, м.	....
1 i-
Рис. 1.3. Поперечный разрез (а) и план (б) карьера:
/ — конечный контур карьера; 2 -- линия откоса рабочего борта карьера; 3 — добычной
уступ; 4 — вскрышные рабочие уступы; 5 — вскрышные нерабочие уступы; 6 -- предохра-
нительная берма; 7 - транспортная берма; 8- рабочие площадки; 9 — подошва карьера;
10 — полезное ископаемое; рн-угол откоса нерабочего борта карьера; 0О—угол откоса
рабочего борта карьера; //к~ текущая глубина карьера; //к к-конечная глубина
карьера
Рис. 1.4. Земельный отвод карьера:
/ - карьерное поле; 2 — отвал вскрышных
пород; 3 — железнодорожная станция; 4-
административиый корпус; 5 — дробильно-
сортировочная фабрика; 6 - граница земель-
ного отвода
I
I
2.	При разработке пологих и горизонтальных месторождений
конечная глубина карьера определяется отметкой почвы пласта
полезного ископаемого или суммой мощностей вскрыши hB и по-
лезного ископаемого h», т. е.
//к.к = /1в	(1.2)
Экономическая целесообразность разработки горизонтальных и
пологих месторождений открытым способом решается путем срав-
нения среднего и граничного коэффициентов вскрыши. Месторожде-
ние целесообразно разрабатывать открытым способом при kKp^kTp.
При разработке наклонных и крутых залежей все главные па-
раметры карьера, масштабы горных работ и их технология (спо-
соб вскрытия и система разработки) определяются конечной глу-
биной карьера. За последние три десятилетия, когда были созданы
12
Рис. 1.5. Схема к определению объема
горной массы Уг.м в контурах карьера:
и - общий вид; б-- геометрические тела, из
которых состоит объем карьера
Рис. 1.6. Схема к определению конечной
глубины карьера
научные основы проектирования карьеров, различными авторами
было предложено несколько принципов определения конечной глу-
бины карьера. Все предложенные принципы различаются между
собой порядком сопоставления некоторых экономических показа-
телей открытой я подземной разработки. В последние годы все
большее применение находит принцип, основанный на сопоставле-
нии текущего и граничного коэффициентов вскрыши. Сущность
этого принципа заключается в следующем. Увеличение глубины
карьера, разрабатывающего крутую залежь, вызывает постоянное
возрастание текущего коэффициента вскрыши. При достижении
некоторый промежуточной глубины 11к. „ (рис. 1.6) значение теку-
щего коэффициента вскрыши станет равным граничному, т. е. kT =
= Агр. Дальнейшее увеличение глубины карьера при обеспечении
экономической целесообразности открытых горных работ воз-
можно только без дальнейшего увеличения текущего коэффици-
ента вскрыши, что достигается при производстве горных работ без
расширения контуров карьера на поверхности. Горные работы па
верхних уступах по мере углубки карьера последовательно (сверху
вниз) прекращаются, угол откоса рабочего борта |3Р постепенно
увеличивается и при конечной глубине карьера /7К. к достигает
13
значения угла погашения, который соответствует конечной глубине
карьера.
Решить задачу определения конечной глубины карьера при раз-
работке наклонных и крутых залежей можно аналитическим ме-
тодом. Для этого сначала определяется промежуточная глубина
карьера Нк. „ по условию равенства текущего и граничного коэф-
фициентов вскрыши (kT = krp). В простейших горно-геологических
условиях значение текущего коэффнцента вскрыши определяется
следующим образом. Пусть в какой-то момент времени карьер
имеет глубину IIк! и ограничен контуром I (рис. 1.7). За время А/
глубина карьера увеличится па величину А//к и карьер будет ог-
раничен контуром II, а объем его горной массы увеличится на ве-
личину AVr. m=AVb+AV„. Согласно определению текущего коэф-
фициента вскрыши (отношение приращения объема вскрыши ЛРВ
к приращению объема полезного ископаемого AV„ за время А/)
можно записать
kT = \VB/\VH	(1.3)
или
^-(АУг.м—AV„)/AV„.
(1-4)
Исходя из объема горной массы карьера, рассчитываемого по
формуле акад. В. В. Ржевского, приращение объема горной массы
(м3) может быть выражено в виде
АРг. ы =АДК —
к
rP№Ketg Рр+-у-
х АЯк (S |- РЯк etg ₽р-!-л^ etg2 рср) А//к>	(1.5)
где рр — угол откоса рабочего борта карьера, градусы.
Приращение объема полезного ископаемого
АРи-тДдАДк,	(1.6)
где тг—горизонтальная мощность залежи, м; £д — длина дна
карьера, м.
Из выражений (1.2), (1.3) и (1.4) получим
ДУДН-ДЦИ S у PtfKctgpp у л//2к etg рср - тДд
/с j —	—		.	1. / j
Л V и
Преобразуем выражение (1.5) к виду
Kctg2pp//K-|£ctgPp//K-T-S —тг£д(1 Агр) -= 0.	(1.8)
Решив квадратное уравнение (1.6) относительно Нк, получим
формулу для определения промежуточной глубины карьера (м),
при которой текущий коэффициент вскрыши будет равен гранич-
ному коэффициенту,
/Д. п = (- Р  I - У?2—4л [S —mrLR (1 4- йгр)1 )/(2п etg ₽р).	(1.9)
14
Рис. 1.7. Схема к определению те-
кущего коэффициента вскрыши:
7-6—1—8 и 3—4—10—9 — объем Л Ув
вскрыши;	1—2—3—4—5—6 -- объем ЛУН
полезного ископаемого; I, 77 — контуры
карьера
Конечная глубина карьера определяется из равенства (см.
рис. 1.6)
Вд-г2//к. nctg рр = Вд + 2//к. к ctg рн,	(1.10)
где Вд = 30—40 — ширина дна карьера, м.
Из выражения (1.10) найдем, что
Як. к = Як. и ctg Pp/ctg Р„,	(1.11)
где Вд — угол откоса нерабочего борта карьера, градусы.
' Подставив в формулу (1.8) значение Нк. п, получим
//к. к = (— р 4- д/Р2—4л [7—тгВд (1 + АГр)]/(2л ctg ри).	(1.12)
Аналитический метод расчета конечной глубины карьеров яв-
ляется приближенным, так как оп не учитывает всех горно-геоло-
гических, топографических и других особенностей месторождения.
Для более точного решения этого вопроса применяют методы гра-
фический, графоаналитический и метод вариантов.
3.	Размеры дна карьера в конечных границах при разработке
горизонтальных месторождений определяются контурами залежи
в плайе па отметке подошвы. При разработке наклонных и крутых
месторождений минимальная ширина дна карьера определяется
условием безопасного ведения горных работ и составляет 30—40 м.
Длина дна карьера принимается равной протяженности заложило
простиранию (при незначительной ее длине). В случае большой
протяженности залежи длина дна карьера по техническим сообра-
жениям принимается 3—4 км. Минимальная длина дна карьера
должна находиться в пределах 70—100 м.
При разработке наклонных и крутых залежей значительной
мощности объем извлекаемого полезного ископаемого в конечных
контурах карьера зависит от положения дпа карьера относительно
боков залежи, что в конечном счете оказывает влияние па тех-
нико-экономические показатели открытой разработки. Так, при из-
вестной длине дна карьера объем запасов полезного ископаемого
(м3) определяется по формуле
V„ = [fflr//K-(S1-|S2)]I,4,	(1.13)
где тг — горизонтальная мощность залежи, м; £д —длина дна
карьера, м; Si, Зг— соответственно площадь оставляемого со сто-
роны висячего и лежачего бока полезного ископаемого при распо-
ложении дпа карьера внутри залежи (рис. 1.8), м2.
15
Рис. 1.8. Схема к выбору поло-
жения дна карьера
Таким образом, оптимальное по-
ложение дна карьера, обеспечиваю-
щее извлечение максимального объ-
ема полезного ископаемого, имеет
место, если
Si-|-S2^>-min,	(1-14)
_ _ (тг -_Х ДдВ tff Рз 1g Ри
1- '	~ 2(tgp3-! tgp„)
__ ___Х~ 1g Рз lg Pll
2 (tg Рз — tg Р„) ’
(1-15)
где х -- расстояние от дна карьера до лежачего бока залежи, м;
Рз — угол падения залежи, градусы.
Примем в качестве переменной величины расстояние х. Тогда
рассматриваемая целевая функция выразится в виде
! -S2)--:0	(1.17)
$ли
,,	Г(тг х ~ ^д)2Ф Рз 1g Рн . X2 1g Рз 1g pH ~1_Q /| | g\
dx L 2tg p3 tgP„	2(tgp3 -tgp„) J
_ Выполнив необходимые преобразования и решив полученное
Уравнение относительно х, получим
1	Вд)(1ёрз-1ерн)]/(21брз).	(1-19)
< Из выражений (1.15), (1.16), (1.17) и (1.19) получим формулу
для определения минимального объема (м3) педовынутого полез-
ного ископаемого
Vи. И. min ~ (/И| ВА)2 tg Р1Хд/4.	(1.20)
Максимальный объем (м3) извлекаемого полезного ископае-
мого при оптимальном положении дна карьера определяется по
формуле
Ин. max = [гИГЯк -	(1.21)
Приведенные выше формулы для определения оптимального
положения дна карьера относительно боков залежи и объема пе-
довынутого полезного ископаемого применимы для простейших
горно-геологических условий (углы откосов нерабочих бортов
карьера со стороны висячего и лежачего боков залежи равны, ви-
сячий и лежачий бока залежи параллельны, мощность залежи не-
значительно изменяется по длине карьерного ноля и др.).
4.	Углы откосов бортов карьера на момент погашения горных
работ определяются конструкцией бортов и условиями устойчи-
вого равновесия слагающих его пород. В конструктивном отно-
16
Рис. 1.9. Схема к определению
угла откоса нерабочего борта карь-
ера:
6П- 1>т — соответственно ширина предо-
хранительной и транспортной бермы;
Ьк т ширина основания капитальной
траншей
Рис. 1.10. Схема к определению
ширины Ьт транспортной бермы
шспип борта карьера могут включать откосы уступов, предохра-
нительные и транспортные бермы, основания капитальных тран-
шеи (рис. 1.9). Угол откоса борта карьера (градусы) определяется
но формуле

Sftyctga -I.	_i_ 2&к. т
где //к - глубина карьера, м; hy — высота уступа, м; а — угол от-
коса уступа, градусы; i2/zyctga, Sbn, SfrT, 2Ж. т — соответственно
суммарная ширина Горизонтальных заложений откосов уступов,
предохранительных берм, транспортных берм, оснований капи-
тальных траншей.
Ширина (м) транспортной бермы (рис. 1.10) определяется по
формуле
6т = 2|-Т-(-/г,
z = Лу (ctg ae—ctgap),
где z—ширина основания призмы возможного обрушения, м; ае—
угол естественного откоса уступа, градусы; <хр — угол откоса ра-
бочего уступа, градусы; Т = 4-4-7,5—ширина транспортной полосы,
м; й = 0,54-0,7 — ширина кювета, м.
Величина Ьт зависит от вида и интенсивности движения карьер-
ного транспорта. При автотранспорте она принимается в пределах
5—10 и 8—20 м соответственно для одно- и двухполосиого дви-
жения. Для железнодорожного транспорта при однопутном дви-
жении она равна 8 м, при двухпутном — 12—14 м.
Ширина основания капитальных траншей при одно- и двухпут-
ном движении принимается 7,6 и 11,5 м соответственно.
Максимально возможный угол откоса борта карьера по фак-
тору безопасности зависит в основном от физико-технических
5 Неумно - техническая I 17
характеристик и степени однородности пород, слагающих борт, на-
правления плоскостей напластования относительно борта, глубины
карьера и формы борта в плане. С увеличением глубины устойчи-
вость борта изменяется. Вогнутый борт более устойчив, чем плос-
кий или выпуклый. Угол откоса борта карьера зависит также от
обводненности и фильтрационных свойств пород, слагающих борт,
времени стояния борта и климатических условий. Угол откоса
борта карьера, определенный расчетным путем, является ориенти-
ровочным и уточняется в процессе ведения горных работ. При ори-
ентировочных расчетах можно пользоваться данными Гппроруды
(табл. 1.2).
Из значений угла откоса, определенных исходя из конструкции
борта и условий устойчивого равновесия слагающих его пород,
принимается минимальное значение, которое обеспечивает нужную
степень безопасности н минимальный объем вскрышных работ
в конечных границах карьера. Следует отметить, что уменьшение
угла откоса борта только на один градус при глубине карьера
200 м и угле откоса 35—45е вызывает увеличение объема вскрыши
па 0,8—1 млн. м3 на 1 км борта.
Угол откоса рабочего борта карьера находится в пределах 10—
20°. Колебание угла откоса рабочего борта во времени не вызы-
вает изменения объема вскрыши в конечных контурах карьера, од-
нако оно приводит к изменениям текущих объемов вскрыши, что
может быть использовано для регулирования распределения годо-
вых объемов вскрыши за длительный период.
5.	Запасами полезного ископаемого определяются возможный
масштаб добычи, срок существования карьера и экономические по-
казатели разработки. Запасы полезного ископаемого, разведанные
в контурах месторождения, называются геологическими. Геологи-
ческие запасы полезного ископаемого по их народнохозяйствен-
ному значению разделяются па балансовые и забалансовые. Ба-
лансовыми называются запасы, удовлетворяющие требованиям
кондиций. Их разработка в данное время экономически целесооб-
разна. Забалансовыми называются запасы, разработка которых
Таблица 1.2
Породы	Коэффициент крепости пород по шкале проф. М. М. Прото- дьяконова	Угол откоса борта (градусы) при глубине 'карьера, м				
		<90	<180	<240	-<00	>300
В высшей степени креп-	15 20	60 -68	57— 65	53—60	48—54	43-49
кие и очень крепкие Крепкие и довольно	8 14	50- 60	48- -57	45- 53	42—48	37-43
крепкие Средней крепости	3—7	45—50	41—48	39—45	36—43	32—37
Довольно мягкие и мяг-	1-2	30—43	28—41	26—39	26—36	—
кие Мягкие и землистые	0,6 0,8	21—30	20 -28	—	—	—
18
в данное время экономически нецелесообразна вследствие малого
количества, малой мощности залежи, сложных условий эксплуа-
тации и др.
По степени разведанности и изученности запасы полезного ис-
копаемого делятся на категории А, В, С. Составление проектов и
выделение капитальных затрат иа строительство новых и рекон-
струкцию действующих карьеров осуществляются при наличии за-
пасов определенных категорий, утвержденных Государственной ко-
миссией по запасам полезного ископаемого при Совете Министров
СССР. Списание с баланса карьера запасов (утвержденных ГКЗ),
которые в процессе эксплуатации или доразведки оказались не-
пригодными для эксплуатации (некондиционными), производится
в порядке, установленном инструкцией Министерства геоло-
гии СССР.
V Промышленные запасы- - это часть балансовых запасов, под-
лежащая извлечению из недр за время существования карьера.
Промышленные запасы карьера определяются путем исключения*
проектных потерь из балансовых запасов. Проектные потери — это
часть балансовых запасов, проектируемая к безвозвратному остав-
лению в недрах. На карьерах потери составляют 3—10%. Часть
промышленных запасов, извлеченная из недр в период строитель-
ства карьера, называется попутной добычей, а разность между
промышленными запасами и попутной добычей — эксплуатацион-
ными запасами (рис. 1.11).
Объем запасов полезного ископаемого (м3) в контурах карьера
определяется по следующим формулам:
при разработке горизонтальной залежи с относительно посто-
янной мощностью
Ги = ShK + —’ - Phi etg рк g- лЛ'и etg pK;
при разработке наклонных и крутых залежей с относительно
постоянной мощностью
+	(1.22)
где /гн — мощность наносов, м; S|, S2 — то же, что и в формуле
(1.13).
при разработке наклонных и крутых залежей со сложной непо-
стоянной конфигурацией в плане и сечении
V. =	Vr +  Sl | 52 -	+ , . ,	h^,
(1-23)
где So, Si, ... , S„ — площадь залежи в параллельных поперечных
(горизонтальных) сечениях, м2; h0 ь . . ., ht~n — расстояние
между соседними сечениями, м.
При разработке горизонтальных залежей с переменной мощ-
ностью запасы полезного ископаемого определяются методом гео-
метрического анализа.
14
Рис. 1.11. Классификация запа-
сов полезного ископаемого
6. Объем вскрыши в ряде слу-
чаев во много раз превышает
объем добываемого полезного ис-
копаемого и является основным
фактором, определяющим технико-
экономические показатели .разра-
ботки месторождений открытым
способом. Объем вскрыши в кон-
турах карьера определяется по
формуле
Vb = K.m-V„.	(1.24)
7. Размеры карьера на уровне
дневной поверхности зависят от
размеров дна карьера, его глу-
бины и углов откосов его бортов.
Они являются основанием для определения границ горного от-
вода п проектирования комплекса промышленных сооружений
карьера. Размеры карьера па уровне дневной поверхности опре-
деляются по аналитическим формулам (при равнинном характере
поверхности) или графическим способом. Первая производная
объема горной массы карьера по переменной глубине Н пред-
ставляет собой не только приращение объема, по и площадь (м2)
сечения
sn=s -I •PH ct§ V 1 л//2 cfg2 V
(1-25)
Подставив в уравнение (1.25) глубину карьера, получим фор-
мулу для определения площади карьера па уровне дневной по-
верхности.
Длина L (м) и ширина Вк (м) карьера в конечных контурах
карьера на уровне дневной поверхности определяются по фор-
мулам:
Лк = ~Ь 2/7к ctg Рк5
Вк — Вд-| -2Z7Kctg рк-
1.5. УСТУП И ЕГО ЭЛЕМЕНТЫ
Слой горных пород, имеющий форму ступени, называется уступом
(рис. 1.12). Поверхность, ограничивающая уступ сверху пли снизу,
называется верхней или нижней площадкой уступа. Вертикальное
расстояние между верхней и ппжпей площадками называется вы-
сотой уступа. Площадка уступа, на которой расположены транс-
портные пути, является транспортным горизонтом уступа
(рис. 1.13). Уступ является одним из основных технологических
элементов карьера. От правильного определения высоты уступа
в значительной степени зависит эффективность производственных
20
Рис. 1.12. Схема уступа:
/ — верхняя площадка уступа; 2--нижняя
площадка уступа; 3 - откос уступа; 4 — верх-
няя бровка уступа; 5 — нижняя бровка уступа;
6 — забой уступа; а — угол откоса уступа
Рис. 1.13. Поперечное сечение карьера:
1 — рабочая площадка верхнего уступа; 2 -- рабочая площадка нижнего уступа; 3 —
транспортные средства; йу—высота уступа; /?п —высота подступа
процессов. При делении толщи разрабатываемого массива на ус-
тупы необходимо учитывать как рабочие параметры горного обо-
рудования, так п физико-технические характеристики слагающих
пород, условия их залегания, горно-геологические и климатические
условия месторождения. Определяющим признаком рабочего ус-
тупа является положение транспортного горизонта. Каждый уступ
имеет один транспортный горизонт. При расположении транспорт-
ного горизонта в середине уступа последний разделяется на два
подустуна — верхний и нижний (см. рис. 1.13). Площадка уступа,
па которой располагается основное оборудование для его отра-
ботки, называется рабочей площадкой уступа. Ширина рабочей
площадки в 2—4 раза превышает высоту уступа.
Площадка небольшой ширины, на которой работы не произво-
дятся, называется бермой. В зависимости от назначения разли-
чают предохранительные и транспортные (соединительные) бермы.
Предохранительные бермы оставляются иа нерабочем борту в пе-
риод строительства карьера или прекращения горных работ на ус-
тупе (при погашении уступа). Ширина берм принимается не менее
одной трети расстояния по вертикали между смежными бермами.
Бермы должны оставляться не более чем через каждые три ус-
тупа. Ширина берм во всех случаях должна обеспечивать их меха-
ническую очистку. Для очистки таких берм используются бульдо-
зеры, небольшие экскаваторы, погрузчики. Транспортные бермы
предназначены для расположения транспортных коммуникаций
карьера. Ширина транспортных берм зависит от тина транспорт-
ных средств п интенсивности их движения.
21
Наклонная поверхность, ограничивающая уступ со стороны вы-
работанного пространства, называется откосом уступа. Линии пе-
ресечения откоса уступа с его верхней и нижней площадками на-
зываются соответственно верхней и нижней бровками. Угол, обра-
зуемый откосом уступа п горизонтальной плоскостью (см.
рис. 1.12), называется углом откоса уступа. В зависимости отугла
откоса уступа откос может иметь устойчивое или неустойчивое по-
ложение. Устойчивость откоса уступа имеет решающее значение
в обеспечении безопасных условий ведения горных работ. Разли-
чают углы кратко- и долгосрочной устойчивости. Угол кратко-
срочной устойчивости обеспечивает устойчивое положение откоса
уступа в течение короткого периода (несколько месяцев), чтЛ до-
статочно для безопасности работ на рабочих (постоянно переме-
щающихся) уступах. Угол долгосрочной устойчивости должен обес-
печить устойчивость откосов в течение всего срока существования
карьера (нерабочие уступы). При обеспечении долгосрочной ус-
тойчивости откосов необходимо учитывать длительное воздействие
па породы внешних факторов (осадки, ветер, переменная темпера-
тура и др.), вызывающих интенсивное уменьшение их механиче-
ской прочности.
Откос уступа, находящийся в состоянии краткосрочной устой-
чивости, с течением времени обрушается и приобретает угол от-
коса, соответствующий состоянию долгосрочной устойчивости для
данного тина пород и условий их залегания. Плотность, сцепление
н коэффициент внутреннего трения пород являются основными фи-
зико-техническими свойствами, определяющими устойчивость от-
коса уступа. Угол откоса уступа зависит также от его высоты
(табл. 1.3). Большое влияние на устойчивость откоса уступа ока-
зывает положение плоскостей напластования пород, слагающих
уступ.
Если плоскости напластования расположены под некоторым
углом к горизонту, то для повышения устойчивости откоса уступ
необходимо отрабатывать таким образом, чтобы плоскости напла-
стования падали в противоположную сторону от откоса. При раз-
работке разрыхленных пород для обеспечения устойчивости откоса
его угол не должен превышать угла естественного откоса (при от-
сутствии воды в породах). Наличие воды в породах уступа вызы-
вает необходимость уменьшения угла откоса уступа на 10—20° и
более (табл. 1.4).
При аналитическом определении угла откоса уступов принима-
ется некоторый запас их устойчивости, который учитывается коэф-
фициентом запаса устойчивости, равным отношению удерживаю-
щих сил к сдвигающим для верхней части уступа (призма обру-
шения), склонного к обрушению. Коэффициент запаса устойчиво-
сти принимается равным 1,1—1,2 и 1,5—2 соответственно при крат-
косрочной (рабочие уступы) и долгосрочной (нерабочие уступы)
устойчивости.
Часть откоса уступа, служащая объектом воздействия горного
оборудования, является забоем уступа (см. рис. 1.12).
22
Таблица 1.3
tfodo		Породы	Высота уступа, м	Угол откоса уступа, градусы		
				рабочего	нерабочего	
	Группа п				одиноч- ного	сдвоенного ил и строенного
	1	Весьма крепкие осадочные, метаморфические и извержен-	15—20	s£90	70-75	65—70
		пые породы Крепкие, слаботрещинова- тые, слабовыветрелые оса- дочные, метаморфические и	15—20	5790	60--65	55-60
с		изверженные породы Крепкие трещиноватые и слабовыветрелые осадочные, метаморфические и извержен-	15—20	^75	55-60	50—55
		пые породы				
L						
F •i	11	Осадочные, метаморфические и изверженные породы зоны выветривания (известняки,	10—15	70—75	50—55	45—50
		песчаники, алевролиты и другие осадочные породы с кремнистым цементом, кон- гломераты, гнейсы, порфи- риты, граниты, туфы) Значительно выветрелые оса- дочные, метаморфические и изверженные породы и все породы, интенсивно выветри-	10—15	60—70	35—45	35—40
		вающиеся в откосах (аргилли- ты, алевролиты, сланцы и др.)				
	111	Глинистые породы, полно- стью дезинтегрированные разности всех пород	10-15	50—60	40—45	35—40
		Песчано-глинистые породы	10—15	40 50	35- -45	30 -40
		Песчано-гравийные породы	10-15	5^40	30 -40	25—35
Таблица 1.4
Порода	Угол естественного откоса (градусы) пород		
	сухих	влажных	обводненных
Крупнозернистый песок	32—35	32-40	20 -27
Средпезернистый песок	28—32	32—35	20-25
Мелкозернистый песок	25—30	30—35	12—20
Суглинок	40-50	35—40	20—30
Глина	40—45	35	12 20
Гра вин	35- 40	35	15 -20
Торф без корней	40	25	10 — 15
23
1.6. ЗАВИСИМОСТЬ ОТКРЫТЫХ ГОРНЫХ РАБОТ
ОТ ПРИРОДНЫХ ФАКТОРОВ
При современном уровне развития технологии, средств механиза-
ции и организации открытых горных работ возможность их приме-
нения не ограничивается пи физико-техническими характеристи-
ками вскрышных пород п полезного ископаемого, ни условиями за-
легания полезного ископаемого, пи климатическими особенностями
района месторождения. Однако обоснование экономической целе-
сообразности применения открытого способа разработки, выбор
технологии, механизации и организации горных работ определя-
ются рельефом поверхности месторождения, положением. залежи
относительно земной поверхности, углом падения, мощностью, фор-
мой и строением залежи, климатическими и гидрогеологическими
условиями района месторождения и др. Рельеф поверхности ме-
сторождения может быть равниной, склоном, возвышенностью,
холмистой и водной поверхностью (рис. 1.14). Он оказывает влия-
ние на выбор направления развития горных работ, типа выемочно-
погрузочного и транспортного оборудования, способа вскрытия,
места складирования вскрышных пород и др.
В зависимости от положения залежей относительно земной по-
верхности они могут быть поверхностными (мощность покрываю-
щих пород до 20—30 м), глубинными (мощность покрывающих
пород более 40 м), высотными (выше господствующего уровня
местности) и глубинно-высотными. Поверхностные залежи всегда
разрабатываются открытым способом. Выбор способа разработки
глубинных и высотных залежей требует технико-экономического
обоснования. При значительной мощности и больших запасах по-
лезного ископаемого открытый способ разработки эффективнее,
чем подземный. Глубинно-высотные залежи могут разрабаты-
ваться одновременно или последовательно подземным и открытым
способами.
По углу падения различают залежи пологие, наклонные и кру-
тые. Пологими называются залежи с углом падения 0—10°. При
разработке таких залежей имеется возможность использования
выработанного пространства для складирования вскрышных пород
(рис. 1.15).
Наклонными называются залежи с углом падения 8—30°. При
разработке таких залежей после выемки полезного ископаемого
борт карьера со стороны лежачего бока сохраняет устойчивое рав-
новесие без выполаживапия (разрабатываются только породы ви-
сячего бока). Выработанное пространство, как правило, не исполь-
зуется для складирования вскрышных пород из-за их неустойчи-
вого положения на наклонной поверхности (см. рис. 1.15).
Крутыми называются залежи с углом падения более 30°. При
разработке таких залежей разрабатываются породы лежачего и
висячего боков с целью придания бортам карьера устойчивого угла
наклона. Выработанное пространство для складирования вскрыш-
ных пород, как правило, не используется.
24
Рис. 1.14. Виды рельефа поверхности месторождений:
а - равнина; б — склон; в — возвышенность; г — холмистая поверхность; б —водная по-
верхность (залежь находится под водой)
Рис. 1.15. Схемы поперечного сечения карьера:
а, б, в — соответственно при разработке пологой, наклонной и крутой залежи
Рис. 1.16. Схемы выемки наклонных и крутых залежей весьма малой и ма-
лой (а), средней (б) и большой (в) мощности:
горизонтальная мощность залежи
Мощностью залежи определяется способ ее выемки. Различают
залежи большой, средней, малой и весьма малой мощности. По-
логие залежи характеризуются вертикальной мощностью, а нак-
лонные и крутые — горизонтальной мощностью.
Пологие залежи весьма малой мощности (2—3 м) целесооб-
разно разрабатывать погрузчиками, шнекобуровыми машинами
и др. Пологие залежи малой мощности (4—20 м) разрабатыва-
ются одним уступом, залежи средней мощности (15—40 м) —
двумя уступами и залежи большой мощности (более 40 м)—тремя
уступами и более.
При разработке наклонных и крутых залежей весьма малой
(10—20 м) и малой мощности (20—70 м) начинать выемку оче-
редного слоя залежи возможно только после полной выемки лежа-
щего выше слоя (рис. 1.16). Для залежей средней мощности (60—
100 м) начинать выемку очередного слоя возможно и при непол-
25
ной выемке лежащего выше слоя. При большой мощности залежи
(100—150 м) одновременно можно вынимать несколько слоев.
По форме различают изометрические, плитообразные и трубо-
образные (столбообразные) залежи.
Изометрические залежи имеют примерно одинаковые размеры
во всех направлениях (массивные залежи, штоки и др.).
Плитообразные залежи — вытянутые преимущественно в двух
направлениях пласты и пластообразпые залежи относительно не-
большой мощности.
Трубообразные залежи вытянуты, как правило, в одном нап-
равлении.
Форма залежей существенно влияет на форму карьерных по-
лей. По форме и размерам различают обширные, вытянутые и ок-
руглые карьерные ноля.
Обширные карьерные поля характеризуются небольшой глуби-
ной (до 100 м) при больших размерах в плане (площадь карьера
в плане достигает 40 км2). Обширные карьерные поля характерны
для поверхностных залежей. Отношение длины карьера к его ши-
рине составляет 2:1.
Вытянутые карьерные поля имеют большие размеры по прости-
ранию (Тк до 3—5 км) и значительно меньшие вкрест простира-
ния. Такие карьеры характерны для наклонных и крутых пласто-
образных залежей. Глубина карьеров до 300 м и более.
Округлые карьерные ноля имеют небольшую площадь дпа и
значительную глубину (до 800 м).
По строению различают простые, сложные и рассредоточенные
залежи.
Простые залежи имеют однородное строение (не содержат зна-
чительных прослойков пустой породы и некондиционных включе-
ний), что позволяет разрабатывать залежь на всю мощность наи-
более простым валовым способом.
Сложные залежи содержат прослойки пустых пород и неконди-
ционные включения. Такие залежи целесообразно разрабатывать
селективным (раздельным) способом.
Рассредоточенные залежи содержат полезное ископаемое в виде
тел, распределенных в массиве вмещающих пород без определен-
ной закономерности и четко выраженных контактов. Для разра-
ботки этих залежей применяются специальные методы и ведется
тщательная эксплуатационная разведка.
На производство открытых горных работ существенное влияние
оказывают климатические факторы (осадки, ветер). Обильные сне-
гопады (для северных районов страны продолжительность снеж-
ного покрова сохраняется в течение 230—250 дней в году) в зна-
чительной степени затрудняют работу карьерного транспорта.
Наличие снега в транспортируемой горной массе приводит
к примерзанию ее к стенкам транспортных средств, что затрудняет
разгрузку и ведет к недоиспользованию их вместимости. При низ-
ких температурах металлические конструкции горных машин стано-
вятся хрупкими. Это вызывает рост аварий и простоев горного обо-
26
рудования. Сильные ветры затрудняют ведение горных работ и пе-
редачу энергии, снижают устойчивость оборудования и усложняют
осуществление связи. Сочетание низких температур и сильного
ветра вызывает повышение жесткости погоды, что неблагоприятно
сказывается на работоспособности человека. Жесткость погоды
оценивается показателем жесткости (баллы), определяемым по
формуле
kx. = ta Ч" 2Пв,
где /а — абсолютное значение температуры воздуха, СС; va — ско-
рость ветра, м/с.
Жесткостью погоды определяется режим работы карьера. При
жесткости погоды от 10 до 30 баллов через каждый час работы
целесообразно организовывать 10-мипутный перерыв для обогрева
рабочих. В случае жесткости погоды от 30 до 40 баллов помимо
периодического обогрева рабочих продолжительность рабочего дня
сокращается на 1 ч. При жесткости погоды >40 баллов продол-
жительность работ, связанных с пребыванием человека па откры-
том воздухе, уменьшается до минимума.
Наличие подземных водоносных горизонтов в пределах карьер-
ного поля оказывает существенное влияние на выбор технологии
и механизации открытых горных работ. Месторождения с незна-
чительной обводненностью более благоприятны для разработки от-
крытым способом. Однако при современном уровне технической
оснащенности карьеров обводненность месторождения не является
препятствием для организации открытой разработки, а при гид-
равлическом способе обводненность является даже положитель-
ным фактором. Обводненность месторождения характеризуется ко-
эффициентом водообильности (м3/т), определяемым по формуле
^вод — V вод/Qu,
где Увод — объем воды, откачанный из карьера за некоторый пе-
риод, м3; Qlt — количество полезного ископаемого, добытого за тот
же период, т.
Коэффициент водообильности показывает, какое количество от-
качиваемой из карьера воды приходится на единицу добытого по-
лезного ископаемого. Для сильнообводненных месторождений со
слабыми вмещающими породами, характеризуемыми большим ко-
эффициентом фильтрации, он достигает 10 м3/т. Для обеспечения
устойчивости бортов карьера в таких условиях осуществляют спе-
циальные мероприятия.
1.7. ПЕРИОДЫ И ПРОИЗВОДСТВЕННЫЕ
ПРОЦЕССЫ ОТКРЫТЫХ ГОРНЫХ РАБОТ
Разработка месторождений полезных ископаемых открытым спо-
собом включает четыре периода.
В первом периоде, называемом подготовительным, создаются
благоприятные условия для безаварийной и высокопроизводитель-
27
ной работы горного и транспортного оборудования в последующих
периодах. Задачами этого периода являются подготовка поверх-
ности месторождения, осушение месторождения и ограждение его
от вод поверхностного стока. Подготовка поверхности месторож-
дения заключается в вырубке леса и кустарника, удалении слоя
торфа (задерживающего воду), корчевке пней, осушении болот и
озер, отводе в новые русла рек и ручьев (пересекающих карьерное
поле пли протекающих в непосредственной близости от него), пе-
реноске дорог, силовых и осветительных липин, сносе зданий, со-
оружений и др.
Осушение месторождения состоит в удалении воды, поступаю-
щей из водоносных горизонтов и в результате выпадения атмос-
ферных осадков. Породы, насыщенные водой, менее устойчивы
в откосах и имеют пониженную несущую способность, что небла-
гоприятно сказывается на ведении открытых горных работ. Коли-
чество воды, поступающее в карьер, изменяется от нескольких
единиц до нескольких тысяч кубометров в час. Различают пред-
варительное и параллельное (текущее) осушение. Предваритель-
ное осушение производится до начала разработки месторождения
и служит для создания благоприятных гидрогеологических усло-
вий на участках, разрабатываемых в первую очередь. Параллель-
ное осушение производится в период эксплуатации карьера одно-
временно с производством вскрышных и добычных работ, опере-
жая их в пространстве.
В зависимости от гидрогеологических условий месторождения,
типа применяемого горного и транспортного оборудования, фи-
зико-технических характеристик вмещающих пород и степени из-
менения их при повышенной влажности осушение может осущест-
вляться поверхностным, подземным и комбинированным спосо-
бами.
Поверхностный способ осушения заключается в проведении
специальных горных выработок (водопонижающие и водопогло-
щающие скважины, горизонтальные дрены), вода из которых от-
качивается или самотеком отводится за пределы карьерного ноля.
Поверхностный способ осушения применяется при расположении
водоносных горизонтов на небольшой глубине (80—100 м) в поро-
дах с хорошей водоотдачей (пески, супеси и др.). Он экономичнее
подземного способа.
> Подземный способ осушения предусматривает проведение сети
подземных выработок (шахт, штреков, штолен и др.) и специаль-
ных водосборных устройств (забивные и дренажные фильтры, дре-
нажные колодцы и др.). Вода поступает в специальные подземные
водосборники, а затем откачивается па поверхность.
Комбинированный способ осушения является сочетанием по-
верхностного и подземного способов.
Ограждение карьера от вод поверхностного стока осуществля-
ется путем проведения на незначительном расстоянии от его бор-
тов (главным образом со стороны повышающихся отметок) нагор-
ной канавы с целью перехвата и отвода стекающих вод.
28
Во втором периоде, который называется строительным, созда-
ется начальный фронт добычных п вскрышных работ, обеспечи-
вающий планомерную отработку месторождения и безопасность
ведения горных работ. В задачи этого периода входят проведение
специальных горных выработок, удаление определенного объема
горной массы из карьера в строительство транспортных коммуни-
каций, обеспечивающих доступ к рабочим горизонтам. Горные ра-
боты первого и второго периодов, называемые капитальными, фи-
нансируются и контролируются Стройбанком в соответствии со сме-
той капитальных затрат. По окончании строительного периода
карьер сдается в эксплуатацию и начинает функционировать как
хозрасчетная производственная единица. При разработке горизон-
тальных месторождений горно-капитальные работы заканчиваются
в строительный период. В условиях крутых и наклонных место-
рождений по мере развития горных работ в глубину требуется про-
ведение тщательно оборудованных выработок, обеспечивающих
транспортную связь нижних горизонтов с лежащими выше. Эти
выработки также относятся к капитальным. Сроки и затраты на
строительство карьера зависят от объема горно-капитальных работ
и применяемого в период строительства оборудования. Объем
горно-капитальных работ при строительстве современных карье-
ров достигает нескольких сотен миллионов кубометров. Кроме на-
чального фронта добычных и вскрышных работ, необходимого для
обеспечения начала регулярной добычи полезного ископаемого
в объеме полной проектной производительности карьера либо ча-
стичной (30—60 %), к моменту сдачи карьера в эксплуатацию не-
обходимо иметь вскрытые запасы полезного ископаемого, обеспе-
чивающие плановую добычу в течение нескольких месяцев,
ъ Третий период — эксплуатационный. Горные работы этого пе-
риода подразделяются па вскрышные работы, обеспечивающие си-
стематическое удаление вскрышных пород с целью создания до-
ступа к полезному ископаемому и требуемой длины фронта работ
(по назначению вскрышные работы являются подготовительными),
н добычные работы, заключающиеся в извлечении полезного иско-
паемого в соответствии с государственным планом но объему и
кондиции (по назначению добычные работы являются очистными).
В течение четвертого периода осуществляется рекультивация
(восстановление) земель, нарушенных горными работами.
Рассмотренные работы в начальной стадии разработки место-
рождения выполняются, как правило, последовательно, а затем
параллельно с некоторым опережением одних по отношению к дру-
гим. Например, работы подготовительного периода опережают
горно-капитальные работы, а вскрышные работы — добычные
н т. д.
Как следует из изложенного выше, основными при открытой
разработке месторождений являются горно-капитальные, вскрыш-
ные и добычные работы. Целью этих работ является выемка опре-
деленного объема пород из массива. Содержание и объем работоп-
ределяются рядом производственных процессов, которые характе-
29
ризуются технологией и применением определенного оборудова-
ния. Ведущими производственными процессами, определяющими
характер открытых горных работ, являются подготовка горных
пород к выемке, выемочно-погрузочные работы, перемещение гор-
ной массы, отвалообразование вскрышных пород, складирование
добытого полезного ископаемого.
Процесс подготовки горных пород к выемке включает широкий
перечень мероприятий, направленных на изменение естественного
состояния горных пород с целью обеспечения эффективной их вы-
емки. В практике открытых горных работ при подготовке горных
пород к выемке наибольшее применение нашел буровзрывной
способ, предназначенный для отделения полускальных и скаль-
ных пород от массива и дробления их до кувков заданных
размеров.
Выемочно-погрузочные работы предназначены для извлечения
горной массы непосредственно из массива или из навала и пог-
рузки их в транспортные средства. Выемка и погрузка обеспечи-
ваются одной машиной.
Сущность процесса перемещения горной массы состоит в орга-
низации четкой п бесперебойной работы транспортных средств,
обеспечивающих своевременную перевозку значительных объемов
в пределах карьера и за его границами.
В задачу отвальных п складских работ входит организация
приемки и размещения на специально отведенных площадях
вскрышных пород и полезного ископаемого. При этом должна
обеспечиваться высокопроизводительная и безопасная работа гор-
ного и транспортного оборудования.
Работы, связанные с обеспечением нормальных и безопасных
условий выполнения основных производственных процессов на
карьере, называются вспомогательными. К ним относятся пере-
движка железнодорожных путей, линий связи п электроснабже-
ния, ремонт транспортных коммуникаций, доставка материалов и
запасных частей, зачистка вскрытого полезного ископаемого,
оборка откосов уступов от кусков породы и др. Эти работы, как
правило, выполняются специальным оборудованием.
Все рассмотренные производственные процессы являются вза-
имосвязанными и составляют звенья единого непрерывного техно-
логического комплекса открытых горных работ. В определенных
условиях отдельные звенья этого комплекса могут отсутствовать.
Например, при разработке рыхлых необводнепных пород может
отсутствовать процесс подготовки горных пород к выемке, а при
разработке горизонтальных месторождений с перевалкой вскрыши
в выработанное пространство—процесс транспортирования
вскрышных пород.
В табл. 1.5 приведены данные, характеризующие удельные за-
траты по отдельным производственным процессам при производ-
стве вскрышных работ с перемещением пород за пределы карьера
(по проф. В. С. Хохрякову).
Как видно из табл. 1.5, более 50 % всех затрат приходится на
30
Таблица 1.5
Породы	Затраты на разработку 1 м' породы, коп.	Доля затрат по процессам.				
		Буро- взрыв- н ые работы	Выемка и погруз- ка пород	Содер- жание забойных путей	Переме- щение пород	Отвало- образо- ван не
Мягкие	20—30	0	18—20	12—16	40—50	18—22
Средней крепости	40—50	13 -18	16—23	10—12	38 -45	15-18
Крепкие	70—90	18-28	20—25	8—10	35—40	6--15
перемещение пород, что свидетельствует о его наибольшей трудо-
емкости и сложности в организационном отношении.
Пример. Определить конечную глубину карьера, балансовые и промышлен-
ные запасы полезного ископаемого, объем вскрыши и средний промышленный
коэффициент вскрыши при разработке пластообразной залежи (мощность за-
лежи т=56 м; Р=70°; Вд=40 м; Вд = 2000 м; &гр = 9,2 м3/м3; р„=39°; плотность*
полезного ископаемого ри=2,8 т/м3; /гн = 18 м).
Решение 1. Определяем горизонтальную мощность залежи
тг - mffin Рз — 56 : sin 70° — 60 м.
2.	Определяем периметр дна карьера
Р = (ЛД-; Вд) 2 = (2000 ; 40)2 =4080 м.
3.	Определяем площадь дна карьера
S = ВдВд 2000-40 = 80 000 м2.
4.	По формуле (1.12) определяем конечную глубину карьера
„	— 4080+ д/40802 —4-3,14 [80 000 —60-2000(1+9,2)]
//к- к	--------------------------------------= 20о М.
2-3,14 etg 39°
5.	По формуле (1.19) определяем расстояние от дна карьера до лежачего
бока залежи
(60 —40) (2,7 —0,8)
2-2,7
= 7 м.
6.	По формуле (1.15) определяем площадь полезного ископаемого со сто-
роны висячего бока залежи
В, = - №0-7 -40) 2,7-0,8	52Jm2
2(2,7 + 0,8)
7.	По формуле (1.16) определяем площадь полезного ископаемого со сто-
роны лежачего бока залежи
S2 =
72-2,7-0,8
2-(2,7 —0,8)
28,1 м2.
8.	По формуле (1.22) определяем объем запасов полезного ископаемого
V„ = 60 • 2000 (203 — 18) — (52,7 — 28,1) 2000 = 22 038 000 м3.
9.	Определяем балансовые запасы полезного ископаемого, которые прини-
маем равными геологическим запасам:
Зб = Зг = УиРи = 22 038 000-2,8 = 61 708 000 т.
31
10.	Определяем промышленные запасы полезного ископаемого (эксплуата-
ционные потери принимаем равными 4 %)
Зп - 61 708 000-0,96 — 59 239 000 т.
11.	По формуле (1.1) определяем объем горной массы в контурах карьера
(принимаем Рср = Рн)
Цг м = 80 000-203 --— 4080-2032 —- — 3.14-2033-1,242 - 129 728 000 м3.
2	'	3
12.	По формуле (1.24) определяем объем вскрыши в конечных контурах
карьера
VB = 129 728 000 — 22 038 000 = 107 690 000 м3.
13.	Определяем средний промышленный коэффициент вшфыши
йср = 107 690 000 : 59 239 000 ~ 1,82 м3/т.
2. ПОДГОТОВКА ГОРНЫХ ПОРОД К ВЫЕМКЕ
2.1. ГОРНЫЕ ПОРОДЫ — ОБЪЕКТ ОТКРЫТЫХ
ГОРНЫХ РАЗРАБОТОК
Горные породы, слагающие месторождения полезных ископаемых,
разделяются на коренные (магматические, метаморфические и
осадочные), залегающие в толще земной коры по месту своего об-
разования, и наносы (переотложенные или перенесенные измель-
ченные породы), покрывающие коренные породы. Горные породы
могут находиться в естественном (нетронутый массив) или искус-
ственно измененном (посредством взрыва, механическим или хи-
мическим способом и др.) состоянии. При разработке горные по-
роды подвергаются различного рода воздействиям (удару, сдвигу,
уплотнению, перемещению и др.), в результате чего изменяется их
состояние.
К физико-техническим характеристикам горных пород, характе-
ризующих их как объект открытой разработки, относятся плот-
ность, пористость, влажность, сопротивление различным усилиям,
абразивность, вязкость, хрупкость, устойчивость, увеличение объ-
ема при разрушении и др. При воздействии на нетронутый массив
пород горному инженеру необходимо знать свойства пород в их
естественном состоянии. Для выполнения других процессов (по-
грузка, перемещение, складирование, дробление и др.) необходимо
знать свойства искусственно измененных пород, которые зависят
от свойств пород в их естественном состоянии, от способа воздей-
ствия па них и от стадии разработки.
Свойства горных пород изменяются в большом диапазоне, по-
этому породы принято объединять в группы, категории и классы
с определенным диапазоном свойств, обусловливающих условия
их разработки. При открытой разработке все горные породы раз-
деляются на следующие группы: неразрушенные, скальные и по-
32
лускальные (в естественном состоянии), разрушенные (искусст-
венно или естественно измененные) скальные и полускальные,
плотные, мягкие (связные) и сыпучие. В зависимости от группы
пород используются различные способы их разработки и техниче-
ские средства.
К скальным относятся породы, характеризующиеся пределом
прочности при одноосном сжатии в куске в насыщенном водой со-
стоянии (до 3—5%) более 50 МПа. Сюда относятся большинство
пород изверженных и метаморфических (кварциты, граниты, ба-
зальты, габбро и др.), а также некоторые осадочные (прочные
известняки, песчаники, песчанистые сланцы, кремнистые конгломе-
раты и др.).
К полускальным относятся породы, характеризующиеся преде-
лом прочности при одноосном сжатии в куске в насыщенном водой
состоянии в интервале 20—50 МПа. Сюда относятся породы из-
верженные выветрелые, метаморфические и коренные осадочные
(глинистые и песчано-глинистые сланцы, глинистые и известкови-
стые песчаники, руды, гематитовые, мергели, известняк-ракушеч-
ник, аргиллиты, алевролиты, гипс, каменная соль, каменные и
прочные бурые угли и др.).
Для погрузки и перемещения скальных и полускальных пород
обычными техническими средствами необходимо их предваритель-
ное разрушение взрывным или механическим способом.
Разрушенные породы характеризуются степенью связности и
кусковатостью.
Связность отражает характер связей между кусками породы.
Она зависит от степени разрыхления породы, ее кусковатости и ха-
рактеризуется сцеплением kc (связи природного характера), за-
цеплением k3 (связи механического характера разрушения) и уг-
лом внутреннего трения пород р. Степень разрыхления пород
характеризуется коэффициентом разрыхления kv, равным отноше-
нию объема разрыхленной породы к объему, занимаемому в мас-
сиве.
По степени связности разрушенные породы делятся на три
категории.
1.	Сыпучие разрушенные породы (fep= 1,44-1,65), характери-
зующиеся наличием многочисленных воздушных промежутков
между кусками (возможно зажатие отдельных кусков и зацепле-
ние между ними). Они склонны к осыпанию и образованию четко
выраженных откосов.
2.	Связно-сыпучие разрушенные породы (£р= 1,24-1,3), харак-
теризующиеся наличием небольших воздушных промежутков (пу-
стот) между отдельными блоками и кусками (куски зажаты
между собой и между ними сохраняется зацепление и сцепление по
ненарушенным природным трещинам в кусках). Насыпь таких по-
род не имеет четко выраженных откосов.
3.	Связно-разрушенные породы (£р= 1,034-1,05), представлен-
ные не полностью разделенными между собой отдельностями. Есте-
ственная трещиноватость массива при этом увеличивается, но со-
2 Заказ № 1433	33
гфайяётёя в значительной степени сцепление между блоками. На-
сыпь имеет крутой откос.
Кусковатость разрушенных пород с достаточной степенью точ-
ности может быть оценена по среднему размеру кусков dcp. По
кусковатости разрушенные породы подразделяют па пять кате-
горий.
1.	Очень мелко разрушенные породы с dcp< 10 см (размер наи-
более крупных кусков 40—60 см).
2.	Мелкоразрушенные породы с <7Ср = 154-25 см (размер наибо-
лее крупных кусков 60—100 см).
3.	Среднеразрушенные породы с df.p = 25-4-35 см (размер наибо-
лее крупных кусков 100—140 см).
4.	Крупноразрушенные породы с dCp = 40-r-60 см (размер наи-
более крупных кусков до 150—200 см).
5.	Весьма крупноразрушенные породы с <7ср = 70-4-90 см (раз-
мер наиболее крупных кусков 250—300 см).
Взорванные породы могут быть связными, связно-сыпучими и
сыпучими в зависимости от условий взрывания и местонахождения
после взрыва. Куски, имеющие размер больше допустимого по тех-
нологическим условиям разработки, называются негабаритными.
Негабаритные куски подлежат дополнительному дроблению.
Плотные породы характеризуются пределом прочности на одно-
осное сжатие в интервале 5—20 МПа. Сюда относятся твердые
глины, мел, бурые и каменные угли средней плотности и др. Они
способны сохранять в массиве откосы под углом 60—70° при
высоте уступов 10—20 м. Их можно разрабатывать горными
машинами без предварительного рыхления при усилиях копания
^0,3—0,4 МПа.
Мягкие породы имеют предел прочности на одноосное сжатие
в интервале 1—5 МПа и представлены песчаными глинами, суглин-
ками, супесями, мягкими углями и др. Они разрабатываются без
предварительного рыхления выемочными машинами при усилиях
копания 0,2—0,3 МПа и способны сохранять откосы под углом
50—60° при высоте уступов 7—15 м.
Сыпучие породы представлены однородными песками, угол от-
коса которых в насыпях не превышает угла внутреннего трения
р= 194-37°. Они разрабатываются при усилиях копания 0,03—
0,05 МПа.
Сопротивление горных пород разрушению акад. В. В. Ржев-
ский предлагает оценивать показателем трудности разрушения по-
роды, определяемым по формуле
/7р=5-10-8((гсж4-(Тсдв |-огг,..с)^тр ! 5 10~6у,	(2.1)
где /гтр— коэффициент, учитывающий трещиноватость пород; у —
плотность пород в естественном состоянии, г/см3; оСж, оСДв, (Трас —
предел прочности пород соответственно сжатию, сдвигу, растяже-
нию, Па.
По трудности разрушения породы разделяются па пять клас-
сов. Каждый класс включает пять категорий.	э
34	£
I класс — полускальные, плотные и связные мягкие породы
с 1-й по 5-ю категорию (77р=14-5).
II класс — легкоразрушаемые скальные породы с 6-й по 10-ю
категорию (77р = 5,14-10).
Ill класс — скальные породы средней трудности разрушения
с 11-й по 15-ю категорию (77р= 10,1 —15).
IV	класс — трудноразрушаемые скальные породы с 16-й по
20-ю категорию (Пр= 15,14-20).
V	класс — весьма трудноразрушаемые скальные породы с 21-й
по 25-ю категорию (77р = 20,14-25).
Редко встречающиеся породы с показателем 77р>25 относятся
к впекатегорным.
2.2.	СПОСОБЫ ПОДГОТОВКИ ГОРНЫХ ПОРОД
к выемке
Подготовка горных работ к выемке осуществляется с целью соз-
дания технической возможности и наилучших условий для выпол-
нения последующих процессов выемки и погрузки горной массы,
транспортирования, отвалообразования и переработки. В зависи-
мости от типа и состояния пород подготовка их к выемке может
в основном осуществляться следующими способами: предохране-
нием от промерзания, оттаиванием мерзлых пород, гидравлическим
ослаблением или разупрочепием, механическим или взрывным рых-
лением.
Предохранение пород от промерзания вызвано тем, что при
отрицательных температурах их невозможно или нерационально
разрабатывать без предварительного рыхления. Расчеты показы-
вают, что удельные' усилия копания при промерзании пород па глу-
бину до 2 м увеличиваются для мягких и плотных пород в 5—
5,5 раза, для бурых углей в 3—3,5 раза. Крепость промерзших по-
род соответствует крепости полускальных пород. По данным прак-
тики, карьерные мехлопаты с ковшом вместимостью 4 м3 могут
разрабатывать без предварительного рыхления слой мерзлой по-
роды мощностью 0,5—0,6 м. Бульдозерами, скреперами и цепными
многоковшовыми экскаваторами в большинстве случаев невоз-
можно или нерационально разрабатывать мерзлые породы без
предварительного рыхления. Для предохранения пород от промер-
зания применяются вспашка, рыхление, боронование и утепление
(теплоизоляционными материалами) поверхностного слоя, созда-
ется снеговой или искусственный льдовоздушный покров, устраи-
ваются специальные навесы и тепляки. Вспашка, рыхление и
боронование значительно уменьшают теплопроводность поверхност-
ного слоя пород благодаря образованию в нем пустот, заполнен-
ных воздухом. Вспашка и рыхление производятся специальными
плугами и рыхлителями на глубину 40—50 см, а боронование —
на глубину до 20 см. Снегозадержание осуществляется путем об-
разования снежных валов или установки снегозадерживающих
щитов. В качестве теплоизоляционных материалов для предохра-
нения поверхностного слоя от промерзания используются мох,
2*	35
опилки, минеральная вата. Устройство навесов и тепляков прак-
тикуют на карьерах по добыче глин для кирпичных и керамиче-
ских заводов.
Оттаивание пород осуществляется паром, водой, глубинным
или поверхностным электрообогревом, поверхностным пожогом
и др. При глубинном электрообогреве электроды размещаются
в шпурах, пробуренных на глубину промерзания на расстоянии
0,5—0,7 м друг от друга. Электрическая цепь замыкается по та-
лой породе и ее оттаивание осуществляется снизу вверх. Расход
электроэнергии на оттаивание 1 м3 породы составляет 8—20 кВт-ч.
При поверхностном электрообогреве электроды в виде полос или
металлических сеток располагаются па поверхности оттаиваемого
участка. Питание осуществляется от высокочастотного генера-
тора.
При оттаивании паром применяются стальные трубы внутрен-
ним диаметром 19—22 мм и длиной 1,5—3 м, которые помещаются
в шпуры (расстояние между шпурами 2—2,5 м) или забиваются
в породу по мере ее оттаивания. Продолжительность оттаивания
4—6 ч при расходе пара 24—27 кг на оттаивание 1 м3 породы.
Аналогично осуществляется оттаивание холодной и горячей во-
дой. Оттаивание водой и паром (гидрооттанвапие и парооттаива-
ние) широко применяется при разработке многолетнемерзлых
пород.
Сущность оттаивания поверхностным пожогом заключается
в сжигании слоя угля, торфа или дров па поверхности мерзлых по-
род. Примерный расход топлива на оттаивание 1 м3 породы со-
ставляет 30—60 кг угля, 120—140 кг торфа и 0,14—0,17 м3 дров.
Поверхностный пожог используется при оттаивании небольших
объемов глины.
Ь Гидравлические способы подготовки пород к выемке основаны
на свойствах пород пропускать воду и растворы. При этом ослаб-
ление прочности пород при просачивании воды проявляется в сни-
жении сил сцепления отдельных частиц и вымывании скрепляю-
щего их цемента. Гидравлическое разупрочнение используется при
разработке плотных глин способом гидромеханизации.
'J''. Механическое рыхление пород осуществляется специальными
рыхлителями (см. раздел 2.13).
Сущность взрывного рыхления состоит в отделении пород от
массива и дроблении их до заданной крупности. Взрывное рыхле-
ние нашло широкое применение при подготовке полускальпых
пород к выемке. Оно является практически единственным спосо-
бом при подготовке скальных пород к выемке на карьерах.
2.3.	ТЕХНОЛОГИЧЕСКИЕ ТРЕБОВАНИЯ К КАЧЕСТВУ
ВЗРЫВНОГО РЫХЛЕНИЯ ПОРОД И МЕТОДЫ
ВЗРЫВНЫХ РАБОТ
Взрывные работы производятся в тех случаях, когда непосред-
ственная выемка пород невозможна или затруднена без предвари-
тельного их отделения от массива и рыхления. От качества дроб-
36
лепия пород в значительной степени зависят производительность
погрузочного и транспортного оборудования и затраты на разра-
ботку. К взрывным работам па карьерах предъявляются следую-
щие основные требования. Взрывание массива должно обеспечи-
вать требуемую степень дробления. Максимальный допустимый
размер кусков (м) взорванной породы /к может быть ограничен:
вместимостью Е ковша (м3) экскаватора
/к <(0,7 ч-0,8)|/Т;	(2.2)
вместимостью VT транспортного сосуда (м3)
Zk<0,5>/Vt;	(2.3)
меныпим размером (м) приемного отверстия Ад бункера или
дробильной установки
/к < (0,75-т- 0,85) Ад;	(2.4)
шириной Вк ленты (м) конвейера
/к<0,5Вк —0,1.	(2.5)
Куски взорванной породы, не удовлетворяющие приведенным
выше ограничениям, называются негабаритными. Число негабарит-
ных кусков горной массы должно быть минимальным, а дробле-
ние— равномерным. Развал взорванной горной массы должен быть
кучным, а его размеры и форма должны соответствовать парамет-
рам применяемого погрузочного и транспортного оборудования.
Площадки и откосы уступов должны иметь заданные отметки и
форму. Объем взорванной горной массы должен быть достаточным
для бесперебойной работы погрузочных машин при обеспечении
их безопасности и высоких технико-экономических показателей.
Выполнение этих требований достигается правильным выбором
методов ведения и параметров разрывных работ, а также рацио-
нальной их организацией.
Различают следующие методы взрывных работ: метод скважин-
ных зарядов, метод котловых зарядов, метод шпуровых зарядов,
метод камерных зарядов, метод накладных зарядов.
Метод скважинных зарядов (рис. 2.1) заключается в разме-
щении зарядов взрывчатых веществ (ВВ) в скважинах диаметром
75—400 мм и глубиной 5—30 м (иногда до 50 м). Он в наиболь-
шей степени удовлетворяет требованиям, предъявляемым к взрыв-
ным работам на карьерах.
Метод котловых зарядов (см. рис. 2.1) заключается в разме-
щении сосредоточенных зарядов ВВ массой 400—2000 кг в котлах,
образуемых при бурении скважин с помощью специальных буро-
вых расширителей и последовательных взрывов небольших заря-
дов. Этот метод применяется при невозможности размещения
в скважинах заряда ВВ, наличии трудновзрываемых пород (осо-
бенно в нижней части уступа), обрушении высоких уступов полу-
37
б
Рис. 2.1. Типы зарядов, применяемых, при ведении взрывных работ на карь-
ерах:
а — скважинный заряд; б котловой заряд; в ~ шпуровые заряды; г, д — камерный за-
ряд соответственно в шурфе и штольне; е~ накладной заряд; / -заряд ВВ; 2 — за^Ьй-
ка; h - высота уступа; W линия сопротивления по подошве
скальных пород и при проведении полутрапшей на косогоре.
Метод шпуровых зарядов (см. рис. 2.1) заключается в разме-
щении зарядов ВВ в шпурах (шпуры — цилиндрические полости
диаметром до 75 мм и глубиной до 5 м). Он применяется при ма-
лом объеме взрывных работ, раздельной выемке руд различного
качества, добыче особо ценных полезных ископаемых (с целью
сохранения их структуры и исключения переизмельчепия), дроб-
лении негабарита, ликвидации порогов на подошве уступов, за-
откоске уступов и др.
 Метод камерных зарядов (см. рис. 2.1) предусматривает разме-
щение сосредоточенных зарядов ВВ массой от нескольких до сотен
тонн в специальных камерах. Его применяют при массовых взры-
вах на выброс и сброс (в гористых условиях), при создании тран-
шей, котлованов, плотин, насыпей.
'Метод накладных зарядов (см. рис. 2.1) заключается в разме-
щении зарядов ВВ на поверхности разрушаемых объектов. Он
применяется при дроблении негабаритных кусков и на вспомога-
тельных работах в труднодоступных условиях.
2.4.	ВЗРЫВНЫЕ СКВАЖИНЫ И ИХ ПАРАМЕТРЫ
Взрывные скважины представляют собой горные выработки ци-
линдрической формы, предназначенные для размещения в них за-
рядов ВВ. Параметрами скважин являются их диаметр dc, глу-
бина Lc, псребур /„ и угол наклона рс (рис. 2.2).
Диаметр скважин должен выбираться с учетом физико-техни-
ческих характеристик пород, требуемой степени их дробления и
объемов горных работ. На карьерах в основном применяются сква-
жины диаметром 100—320 мм. Скважины малого диаметра приме-
няются в крепких трудновзрываемых породах, а скважины боль-
38
шого диаметра — в породах легко- и
срсдпевзрываемых при использовании
мощного погрузочного оборудования.
Глубина скважин (м) зависит от
высоты уступа, угла их наклона и
определяется по формуле
£с=—+/п.	(2.6)
sin рс
Перебур скважин необходим для
хорошей проработки ПОДОШВЫ ус- Рис. 2.2. Параметры взрывных
тупа при взрыве заряда ВВ с целью скважин
создания нормальных условий для ра-
боты погрузочного оборудования и перемещения транспортных
коммуникаций на уступе. Величина перебура устанавливается
в зависимости от высоты уступа, линии сопротивления но подо-
шве, диаметра скважин, свойств применяемого ВВ, физико-техни-
ческих свойств пород, условий их залегания. Ориентировочно"*
перебур (м) определяется по формуле
Zn = (10-г-15) dc.
(2-7)
В легковзрываемых породах принимается минимальное значе-
ние перебура (иногда /n<10dc). В трудновзрываемых породах
при использовании многорядного короткозамедленного взрывания
/п> 15 dc. Если лежащий ниже уступ представлен топким пластом
полезного ископаемого, необходимость в перебуре отпадает (или
скважина даже несколько не добуривается до подошвы уступа).
h/гол наклона скважин. Наибольшее применение па карьерах
получили вертикальные скважины, при бурении которых обеспечи-
ваются высокая производительность буровых станков и хорошие
условия для механизированного заряжания скважин. Наклонные
скважины бурятся под углом рс = 60~85°. При рс = а (где а—
угол откоса уступа) сопротивление породы взрыванию постоянно по
высоте уступа, что обеспечивает высокую степень дробления и хо-
рошую проработку подошвы уступа. Наклонные скважины наибо-
лее эффективны при взрывании трудновзрываемых пород, а также
при раздельном рыхлении полезного ископаемого и пустых пород
или различных сортов полезного ископаемого. Горизонтальные
скважины (₽с==0) применяются в комбинации с вертикальными
при взрывании высоких уступов, в основании которых залегают
породы небольшой крепости.
2.5.	БУРИМОСТЬ ГОРНЫХ ПОРОД
Бурение взрывных скважин заключается в разрушении пород бу-
ровым инструментом и удалении образовавшегося бурового шлама,
на поверхность. Эффективность бурения скважин зависит от мно-
гих факторов, основным из которых является буримость горных
пород — способность пород разрушаться под действием бурового
39
инструмента. В соответствии с буримостью горных Пород выбира-
ются технологические параметры буровых станков. Буримость по-
род существенно зависит от способа бурения, конструкции буро-
вого инструмента и других факторов, которые влияют па характер
разрушения пород, т. е. на форму и размеры отделяемых частиц
породы. Акад. В. В. Ржевский рекомендует сопоставлять породы
по буримости (зависящей только от свойств пород) при механиче-
ском бурении по относительному показателю По трудности буре-
ния породы. Методологическая основа определения этого показа-
теля следующая.
1	. Для разрушения породы в процессе бурения решающее зна-
чение имеют развиваемые усилия сжатия и скола. При ударном
бурении преобладает разрушение от усилий сжатия, а при вра-
щательном— от усилий скола (сдвига). При определении По сте-
пень участия усилий сжатия и скола можно принимать равной.
2.	Трещиноватость породы можно не учитывать, если экспери-
ментально установлены в образце пределы прочности породы на
сжатие стСж и сдвиг (усдв, которые учитывают трещиноватость, ока-
зывающую влияние на бурение.
3.	Разрушение породы возможно только при постоянном уда-
лении бурового шлама из забоя скважины. Поэтому при оценке
буримости необходимо учитывать плотность у породы.
При соблюдении указанных условий показатель буримости оп-
ределяется по формуле
Пб = 7 • 10-8 (осж + осдв) + 7 • 10-5у.	(2.8)
По показателю буримости горные породы разделяются па пять
классов. Каждый класс включает пять категорий.
I класс — лсгкобуримыс породы с 1-й по 5-ю категорию (77в =
= 1-5).
II	класс — породы средней трудности бурения с 6-й по 10-ю ка-
тегорию (77б = 5,14-10).
I	II класс — труднобуримые породы с 11-й по 15-ю категорию
(77б=10,14-15).
IV	класс — весьма труднобуримые породы с 16-й по 20-ю кате-
горию (77б= 15,14-20).
V	класс — исключительно труднобуримые породы с 21-й по
25-ю категорию (77б = 20,14-25).
Породы с показателем 77б>25 относятся к внекатегорным.
При термическом (огневом) бурении буримость пород зависит
от склонности их к хрупкому термическому разрушению, что оп-
ределяется структурой, текстурой, прочностными, упругими, теп-
лофизическими показателями пород. Высокие показатели скорости
огневого бурения достигаются в породах, имеющих кристалличе-
скую структуру с плотным контактным цементом, массивную тек-
стуру с незначительным числом тугоплавких минералов. Эффек-
тивность огневого бурения значительно снижается при увеличении
трещиноватости массива, что объясняется возможностью свобод-
40
кого теплового расширения отдельных структурных блоков в забое
скважины, уменьшением теплопроводности и упругопрочностных
характеристик пород.
2.6. БУРОВЫЕ СТАНКИ И ТЕХНОЛОГИЯ
БУРЕНИЯ ВЗРЫВНЫХ СКВАЖИН
Для бурения взрывных скважин используются станки, которые по
характеру воздействия разрушающих напряжений на забой сква-
жин можно разделить на три группы.
К первой группе относятся буровые станки, обеспечивающие
механическое воздействие на забой скважины. Эта группа пред-
ставлена станками вращательного бурения режущими коронками
(станки типа СБР), вращательного бурения шарошечными доло-
тами (станки типа СБШ), ударно-канатного бурения (станки типа
СБК), с погружным пневматическим молотком (ппевмоударные
станки типа СБУ).
Ко второй группе относятся буровые станки, обеспечивающие
термическое или гидравлическое, или взрывное воздействие на за-
бой скважины. Из этой группы на карьерах применяются только
станки огневого бурения (станки типа СБО). Гидравлическое,
взрывное и другие виды бурения находятся в стадии экспери-
ментов.
К третьей группе относятся буровые станки, обеспечивающие
комбинированное воздействие па забой скважины (комбинация ме-
ханического и термического воздействия).
На карьерах наибольшее применение получили станки типа
СБШ и СБР, которыми выполняется соответственно около 65 и
26 % объема буровых работ. В ближайшие годы бурение взрыв-
ных скважин с использованием шарошечных станков останется
преобладающим.
Для всех видов буровых станков последовательность выполне-
ния операций определяется технологией бурения. При обуривании
взрываемого блока выполняются следующие операции: установка
бурового станка на место бурения скважины, собственно бурение,
наращивание бурового става по мере углубки скважины, разборка
бурового става, замена изношенного бурового инструмента, пе-
реезд станка к месту бурения следующей скважины.
Техническая скорость бурения скважин — это объем бурения
за чистое время бурения. Она зависит от буримости горных по-
род, конструкции и типа бурового инструмента, режима буре-
ния. Последний характеризует величину развиваемых усилий,
частоту ударов, частоту вращения бурового инструмента и эф-
фективность удаления буровой мелочи. Каждый вид бурения ха-
рактеризуется параметрами режима бурения.
При бурении Скважин буровыми станками типа СБР ис-
пользуются коронки с резцами, армированными твердым сплавом.
В плотных пластичных породах с показателем /7б^4 использу-
ются резцы, армированные пластинками твердого сплава с наклон-
41
ным расположением породоразрушающих лезвий для лучшего
центрирования коронки. В более крепких породах (/7б = 6) исполь-
зуются резцы с прерывистым лезвием в виде впаянных штырей
твердого сплава. Возможность бурения более крепких пород этими
резцами достигается в результате уменьшения общей площади
контакта резца с породой. Недостатком таких резцов является од-
нократное их использование. Этого недостатка лишены коронки со
сменными резцами из твердого сплава. Такие резцы изготавлива-
ются промышленностью и их легко заменить. Стойкость сменных
резцов составляет 2—3 тыс. м скважин. В процессе бурения ин-
струмент вращается вокруг оси и одновременно с определенным
усилием подается па забой скважины. Продукты разрушения уда-
ляются с помощью шнеков.
Станки типа СВР обеспечивают наиболее интенсивное разру-
шение породы при большой частоте вращения коронки. Однако
в крепких породах большая частота вращения приводит к пере-
греву коронки и быстрому выходу ее из строя. Поэтому в крепких
породах частота вращения должна находиться в пределах 80—
120 мин-1. При увеличении показателя /7б с 1 до 5 осевое усилие
на инструмент должно возрастать с 0,4—0,5 до 4—5 кН на
1 см диаметра резца. Станки вращательного бурения скважин
с коронками режущего типа просты по устройству, маневренны,
имеют небольшую массу. Наибольшее применение нашли станки
СБР-125 и СВР-160 (табл. 2.1). Станок СВР-125 (рис. 2.3) целе-
сообразно применять в породах с показателем /7б=С4. Продолжи-
тельность чистого бурения станка в течение смены составляет 35—
40 % продолжительности смены. Сменная производительность
в породах с показателем /7б = 24-4 составляет 130 м и более. Ста-
нок СВР-160 (рис. 2.4) применяется в породах с показателем
/7Г,£46. Продолжительность чистого бурения станка в течение
смены составляет 50—55 % продолжительности смены. Сменная
производительность станка в породах с показателем П-, = 34-5 со-
ставляет 120 м и более (по углю она достигает 150 м и более).
Таблица 2.1
Показатели	Буровые станки	
	СБР-125	СБР-160
Номинальный диаметр скважин, мм Глубина скважин, м Угол наклона скважин к горизонту, гра- дусы Максимальное осевое усилие, кН Частота вращения бурового става, мин-1 Установленная мощность электродвигате- лей, кВт Ходовое устройство Скорость передвижения, км/ч Масса (с буровым инструментом), кг	ПО 125 25 60—90 10 200 24,8 Шагающее 0,3 2300	160, 200 25 60—90 80 80, 124, 160, 248 90 Гусеничное 0,66 16 770
42
2
Рис. 2.4. Схема станка СБР-160:
/—рама; 2- гусеничный ход; 3 — кабина;
4- мачта; 5 — вращатель
Рис. 2.3. Схема станка СБР-125:
/ — рама; 2 — мачта; 3 — вращатель; 4 —
механизм шагания; 5 — кассетирующее
устройство для штанг
Станки СБР-125 и СБР-160 наибольшее применение нашли на
угольных карьерах (при бурении угля, аргиллитов, алевролитов) и
па карьерах строительных горных пород (при бурении пород с по-
казателем /7б=Сб). На угольных карьерах такими станками обу-
ривается около 35 % горной массы.
На шарошечных станках типа СБШ в качестве породоразру-
шающего инструмента используются долота с зубьями или шты-
рями, армированными твердым сплавом. При вращении долота
зубья или штыри скалывают частицы породы, которые выносятся
из забоя скважины сжатым воздухом или водовоздушной смесью.
Шарошечные станки наиболее перспективны для бурения скважин
в породах с показателем Пб=64-15. Сменная производительность
шарошечных станков составляет 50—60 м при бурении скважин
в породах с показателем /7g= 12ч-15. При бурении скважин в ме-
нее крепких породах сменная производительность станков возра-
стает до 100 м и более. Производительность станков и стойкость
шарошечных долот зависят от осевого усилия, частоты вращения
долота и количества воздуха, подаваемого в скважину для очи-
стки ее от бурового шлама. С увеличением осевого давления и ча-
стоты вращения долота скорость бурения возрастает. Однако при
большой частоте вращения в крепких породах наблюдается ин-
тенсивный износ шарошечных долот. Поэтому в крепких породах
ориентируются па большое осевое усилие при небольшой частоте
43
вращения долота. Затраты на буровой инструмент в общих зат-
ратах на шарошечное бурение скважин составляет 20—45 %. От
правильного выбора типа долот и режима бурения в значитель-
ной степени зависят их стойкость, скорость бурения и затраты
па бурение.
В зависимости от массы и развиваемого осевого усилия ша-
рошечные станки разделяются на легкие (масса до 40 т, осевое
усилие до 200 кН, диаметр скважин 150—220 мм), применяемые
в породах с показателем /7б = б4-10, средние (масса до 65 т, осе-
вое усилие до 350 кН, диаметр скважин 220-- 270 мм), применяе-
мые в породах с показателем /7б= 104-14, тяжелые (масса до
120 т, осевое усилие до 700 кН, диаметр скважин 295—320 мм),
применяемые в породах с показателем П$= 14-ь 17.
Характеристика шарошечных станков, широко применяемых на
карьерах страны, приведена в табл. 2.2.
Станок 2СБШ-200Н (рис. 2.5) предназначен для бурения сква-
жин в породах с показателем /7б = б4-12 (используется в комп-
лексе с экскаваторами ЭКГ-5 и ЭКГ-8). Станок СБШ-250МН
предназначен для бурения скважин в породах с показателем Пб =
= 10-ь15. Станок СБШ-320 предназначен для бурения скважин
в породах с показателем Ло = 124-18 (используется в комплексе
с мощными экскаваторами ЭКГ-12,5 и ЭКГ-20).
Шарошечные станки получили широкое применение па карье-
рах всех отраслей горнодобывающей промышленности. На карье-
рах железорудной промышленности и цветной металлургии ими
обуривается более 80 % горной массы, а на карьерах угольной
промышленности — около 60%.
Бурение скважин пневмоударными станками (рис. 2.6) осно-
вано на разрушении породы посредством погружного ппевмоудар-
Таблица 2.2
Показатели	Буровые станки		
	2СБШ-200Н	СВШ-250МН	СБШ-320
Диаметр скважин, мм	214	243	320
Глубина скважин, м	24	32	40
Угол наклона скважин к горизонту,	60-90	60—90	90
градусы Максимальное осевое усилие на до-	173	300	600
лото, кН Частота вращения бурового става,	30—300	30—150	30—150
мин-1 Скорость подачи бурового става на за-	0—1,8	0—0,75	0—0,7
бой, м/мин Скорость передвижения, км/ч	0,7	0,7	0,7
Установленная мощность элсктродви-	300	384	550
гателей, кВт Расход сжатого воздуха на очистку	25	25	50
скважин, м3/мин Масса, т	50	60	120
44
Рис. 2.5. Шарошечный станок
2СБШ-200П


ного механизма, работа которого состоит в следующем. Сжатый
воздух, поступающий по буровой штаиге, приводит в возвратно-
поступательное движение поршень с бойком, который наносит
удары по хвостовику буровой коронки. Разрушение породы проис-
ходит как в момент удара по хвостовику, так и в интервалах
между ударами в результате скалывания породы лезвиями вра-
щающейся буровой коронки. Частота ударов поршня в минуту
по хвостовику буровой коронки составляет 1700—2500. Буровой
шлам удаляется из скважины сжатым воздухом или водовоздуш-
ной смесью. Пыль подавляется сухим способом или водовоздушной
смесью. Так как пневмоударник погружается в скважину, то при
любой ее глубине сила его ударов практически не меняется. В ре-
зультате скорость бурения с увеличением глубины скважины прак-
тически не меняется.
Пневмоударпые станки предназначены для бурения скважин
в труднобуримых породах. Расширению применения пневмоудар-
ного бурения скважин способствует появление мчогошпипдельных
станков на пневмоколесном ходу. Для бурения скважин исполь-
зуются коронки (с опережающим лезвием) диаметром 85—200 мм.
В слаботрещиноватых породах применяются трехперые коронки,
а в трещиноватых породах — крестовые коронки (рис. 2.7).
Производительность ппевмоударпых станков зависит от ре-
жима бурения, который характеризуется энергией единичного
удара, осевым давлением на коронку, частотой ударов пневмоудар-
45
Рис. 2.7. Трехперая (п) и кресто-
вая (б) буровые коронки для пнев-
моударпых станков
ника в минуту, частотой враще-
ния бурового става. На произво-
дительность станков существен-
ное влияние оказывают бури-
мость пород, давление сжатого
воздуха, полнота удаления буро-
вого шлама из скважины, форма,
степень притупления и угол за-
острения лезвий буровой корон-
ки. На карьерах страны пневмо-
ударными станками обуривается
6—8 % горной массы.
Характеристика пневмоудар-
ных станков типа СБУ приведена
в табл. 2.3.
При бурении скважин стан-
ками огневого бурения типа СБО
(табл. 2.4) разрушение породы
происходит за счет напряжений,
возникающих в горной породе
под воздействием высокой тем-
пературы газовой струи. В каче-
стве породоразрушающего инст-
румента служит вращающийся
термобур, работа которого состоит в следующем. В камере сгора-
ния огпеструйпой горелки смешивается горючее и окислитель и
образуется высокотемпературная газовая струя, которая, проходя
через сопловый аппарат, приобретает сверхзвуковую скорость. Ох-
лаждение горелки и пылеподавление осуществляются водой и сжа-
тым воздухом. Основными технологическими операциями при бу-
рении скважин являются зажигание горелки, собственно бурение
(заключающееся в подаче вращающегося термобура на забой),
расширение скважины (в нижней ее части), очистка скважины.
В качестве горючего используются керосин и дизельное топливо,
окислителем является кислород или сжатый воздух. Использова-
ние сжатого воздуха позволяет существенно упростить организа-
цию работ и снизить затраты па бурение. Так, при замене кис-
лорода сжатым воздухом затраты на бурение 1 м скважины
уменьшаются с 14 до 8 руб. (хотя при этом несколько уменьшается
скорость бурения).
Наиболее эффективно применяется огневое бурение в окислен-
ных и неокислепных монолитных железистых кварцитах, мелко-
зернистых гранитах. В этих породах и рудах разрушение происхо-
дит с образованием мелкой крошки, т. е. без плавления. Скорость
огневого бурения неокисленных железистых роговиков составляет
8—10 м/ч, а сменная производительность станка достигает 35 м.
Затраты на бурение 1 м скважины изменяются в пределах 9—
15 руб.
Достоинством термического бурения является возможность соз-
46
Таблица 2.3
Показатели	Буровые станки		
	СБУ-125	СБУ-160	СБ У-200
Диаметр скважин, мм	105—125	155	200
Глубина скважин, м	22	36	34
Угол наклона скважин к горизонту, градусы	15—104	60—90	60—90
Максимальное осевое усилие на ко- ронку, кН	12	24	30
Частота вращения бурового става, мин-1	26, 40, 80	25, 50	50
Скорость подачи бурового става, на забой, м/мин	0—1,2	0—1,1	0—0,2
Скорость передвижения, км/ч	0,7	0,8	1
Установленная мощность электродви- гателей, кВт	30	197	256
Расход воздуха на очистку скважин, м’/мин	8	13	20 4»
Масса, т	,	4,6	29	45
Таблица 2.4
Показатели	Буровые станки	
	СБО-2	СБО-5
Диаметр скважин, мм	180—220	180—220
Диаметр расширенных скважин, мм	До 500	До 400
Глубина скважин, м	20	16
Угол наклона скважин к горизонту, градусы]	90	90
Частота вращения бурового става, мин-1	18	18
Скорость подачи бурового става на забой, м/мин	0—0,4	0—0,4
Установленная мощность электродвигателей, кВт	40	22
Расход дизельного топлива или керосина, кг/ч	83	80
Расход сжатого воздуха, м3/ч	1000	1000
Расход воды, м3/ч	1	1
Масса, т	40	20
Дания котловых полостей, обеспечивающих большой выход гор-
ной массы с 1 м скважины в трудновзрываемых породах (50—
60 м3).
Область применения станков огневого бурения ограничена (3—
4 °/о пород от общего объема горной массы, разрабатываемого гор-
ными предприятиями). Целесообразно применять огневое бурение
в комбинации с шарошечным (сначала шарошечным станком бу-
рится скважина, затем нижняя часть скважины, предназначенная
для размещения заряда ВВ, расширяется станком огневого буре-
ния).
47
Комбинированное бурение скважин. Различают комбинирован-
ное механическое бурение и комбинированное бурение с термоме-
ханическим разрушением. К комбинированному механическому
бурению скважин относят ударно-шарошечное и режуще-шарошеч-
ное бурение. В ударно-шарошечном буровом инструменте совме-
щаются два различных породоразрушающих органа, работающих
одновременно и независимо друг от друга. Ударные нагрузки соз-
даются пневмоударником и передаются породе через коронку с од-
ним лезвием. Статические нагрузки передаются породе через ша-
рошечное долото. В этом случае используются преимущества каж-
дого вида бурения и производительность станка увеличивается без
дополнительных энергетических затрат. В то же время ударно-
шарошечный буррвой инструмент получается более сложным. Из-
вестные опытные конструкции такого бурового инструмента не
позволяют изменять осевое усилие на коронку пневмоударника при
изменении свойств пород. Неравномерно изнашиваются ударное и
шарошечное долота, возникают значительные вибрации пневмо-
ударника. Все это не позволяет широко применять ударно-ша-
рошечное бурение па карьерах.
В режуще-шарошечном буровом инструменте объединены ре-
жущее и шарошечное долота. Испытания такого бурового инстру-
мента показали, что в породах с показателем 77б^1О он обеспечи-
вает более высокую скорость бурения, чем шарошечное долото.
Принцип термомехапического бурения состоит в том, что по-
рода в забое скважины предварительно нагревается, а затем раз-
рушается с помощью различных долот.
К новым способам бурения, которые находятся на стадии экс-
периментальных разработок, относятся взрывное бурение (с по-
мощью зарядов ВВ), плазменное, ультразвуковое и др.
Сущность взрывного бурения заключается в последовательной
подаче па забой скважины малых порций ВВ и их взрывании. Из-
вестны два способа взрывного бурения: ампульное (или патрон-
ное) и струйное. При ампульном способе с помощью воды или
воздуха на забой скважины подается заряд жидкого или твердого
ВВ в оболочке. Заряд инициируется в результате его удара о за-
бой или от инерционного детонатора иакольного типа. При струй-
ном способе к дозирующим устройствам взрывобура, расположен-
ного над забоем, по трубкам подаются горючее и окислитель,
образующие при смешивании в процессе подачи их на забой взрыв-
ную смесь. В струю подается инициатор, который вызывает взрыв
жидкого заряда па забое. Взрыв каждого заряда как при ампуль-
ном, так и при струйном бурении разрушает породу, которая про-
мывочной жидкостью или воздухом выносится из скважины.
Сущность плазменного бурения состоит в том, что между
двумя электродами создается устойчивая электрическая дуга, ко-
торая выдувается из сопла с помощью сжатого воздуха и воздей-
ствует на забой скважины. В факеле разряда дуги температура
достигает 6000 °C, а скорость истечения газов равна 2000 м/с.
При воздействии плазменной струи порода плавится и частично
48
испаряется. Для эффективного бурения скважин необходимо обес-
печить точную фиксацию расстояния между забоем скважины и
срезом плазмобура (несколько миллиметров).
2.7. РАСЧЕТ ПРОИЗВОДИТЕЛЬНОСТИ БУРОВЫХ СТАНКОВ
К вспомогательным операциям при бурении скважин относятся
опускание, подъем, наращивание и разъединение бурового става,
очистка скважины от бурового шлама, замена породоразрушаю-
щего инструмента, перемещение станка па место бурения новой
скважины и др. Для данных условий бурения и принятого типа
станка с достаточной точностью можно считать, что время бурения
и выполнения вспомогательных операций, приходящееся на 1 м
скважины, является величиной постоянной. Тогда сменная произ-
водительность (м) бурового станка
/7б.см=—-------^и.б,	(2.9)*
То - Та
где Тем — продолжительность смены, ч; То, Тв— соответственно
продолжительность выполнения основных и вспомогательных опе-
раций, приходящаяся на 1 м скважины, ч; kH. б — коэффициент ис-
пользования сменного времени;
^н. б = Гсм—{Та. з Тр 4- Тв и)]/?^;	(2.10)
Тц.з, Тр, Тв,п — соответственно продолжительность подготовитель-
но-заключительных операций, регламентированных перерывов и
внеплановых простоев в течение смены, ч.
Величины Тп. з и Тр нормируются на карьерах в зависимости от
условий работы (продолжительность смены, климатические усло-
вия и др.) и в сумме составляют 0,5—1 ч.
Продолжительность основных операций, приходящаяся па 1 м
скважины,
То= 1/цб,
где ив—-техническая скорость бурения (определяется для каж-
дого типа станка расчетным методом или на основе хронометраж-
ных наблюдений), м/ч.
Для предварительных расчетов скорость Vq принимается по
справочникам, а затем уточняется на основе хронометражных на-
блюдений. Для ориентировочных расчетов значение Vq можно при-
нимать по табл. 2.5.
При огневом бурении скважин в породах средней буримости
скорость Пб составляет 3,5—9 м/ч. В трещиноватых породах ско-
рость Уб уменьшается на 25—30 %.
Величина Тв определяется на основании хронометражных на-
блюдении. В расчетах значение Тв можно принимать равным
2—6, 2—5, 8—16 и 4—5 мин соответственно для ставков типа СВР,
СБШ, СБУ и СБО. Величина Тв, „ на карьерах находятся в преде-
лах 1 —1,5 ч.
49
Таблица 2.5
Буровые станки СБР-125 СБР-160 2СБШ-200П	Показа- тель /7g 2—3 3—4 4—5 2—3 3—4 4—5 5—6 6—8 8- 10 10- 12	Техническая скорость бурения, м.ч 18—22 15—18 8-12 25—30 20—25 14—16 10—11 16—18 13—15 8—12	Буровые станки СБШ-250МН СБ Ш-320 СБ У-125 СБУ-160	Показа- тель /7 g 8-10 10—12 12—14 14-16 10—12 12—14 14—16 16—18 12—14 14—16 14—16 16—18	Техническая. скорость бурения, м ч 14—15 11 — 12  9—10 . 6—7 12—13 10—11 7—8	' 6-7 6-7 . 5-6 6 -7 5-6
Кроме внутрисмепных простоев, на карьерах имеют место и
целосменные простои станков (достигающие 20 °/о годового фонда
времени), вызванные ремонтами, отсутствием фронта буровых ра-
бот, перерывами при взрывных работах, перегонами станков и др.
Поэтому годовая производительность (м) станков рассчитыва-
ется с учетом предполагаемого числа рабочих смен по формуле
Пб. 1 - Пб. см^см^»
(2.11)
где ием—число рабочих смен в сутки (на большинстве карьеров
Псм=2); ./V = 280—290 — число рабочих дней станка в году.
Рабочий парк буровых станков определенного типа зависит от
запланированного объема Уг. м горной массы, подлежащего обури-
ванию, и рассчитывается по формуле
Л^б. Р-К. мЖ г7г. м>
(2.12)
Рис. 2.8. Схема расположения сква-
жин на уступе
где qr. м — выход взорванной гор-
ной массы с 1 м скважины, м3;
<7г. м = [IK + b (пр— 1)] hyaltipLz,
(2.13)
где W — линия сопротивления по
подошве уступа, м (рис. 2.8);
b — расстояние между рядами
скважип, м; а — расстояние ме-
жду скважинами в ряду, м;
ир — число рядов скважин; /гу —
высота уступа, м; Лс — длина
скважины, м,
50
0	2.8. ВЗРЫВАЕМОСТЬ ГОРНЫХ ПОРОД
И РАСХОД ВВ
Эффективное дробление горных пород в первую очередь достига-
ется на основе правильно установленного удельного расхода ВВ,
т. е. массы заряда взрывчатого вещества, необходимого для эф-
фективного дробления единицы объема породы. Эта величина за-
висит от взрываемости горных пород. Для сопоставимости резуль-
татов взрывания в качестве эталонного принимается взрыв на
дробление 1 м3 монолитной породы при шести свободных поверх-
ностях (свободно подвешенный куб) с расположением заряда эта-
лонного ВВ (аммонита № 6ЖВ) в центре куба и степенью дроб-
ления породы п=2. Эталонный удельный расход (г/м3) эталон-
ного ВВ определяется по эмпирической формуле
<7э = 2 ((Тсж 4* С^сдв'Ь (Трас) Ю—7-)-2у10 4.	(2-14)
Степень дробления породы п соответствует отношению сред-
него размера /ср отдельности в массиве к среднему размеру куска
взорванной породы dcp.
Рассчитанный по формуле (2.14) для большинства горных по-
род удельный расход ВВ изменяется от 5 до 50 г/м3 (для внека-
тегорных пород он составляет 70—100 г/м3).
Горные породы но эталонному удельному расходу ВВ разде-
ляются на пять классов. Каждый класс включает пять категорий.
1	класс — легковзрываемые породы с 1-й по 5-ю категорию
((frs^lO г/м3).
II	класс — средневзрываемые породы с 6-й по 10-ю категорию
(<?э= 10,14-20 г/м3). -
III	класс — трудновзрываемые породы с 11-й по 16-ю катего-
рию (дэ=20,14-30 г/м3).
IV	класс — весьма трудновзрываемые породы с 16-й по 20-ю ка-
тегорию (дэ= 30,14-40 г/м3).
V	класс — исключительно трудновзрываемые породы с 21-й по
25-ю категорию (<7Э=40,14-50 г/м3).
Для конкретных условий расчетный удельный расход ВВ
(г/м3) определяется по формуле
Q = (/э^пер&д&т&с.з^об&с. п,	(2.15)
где ^цер — коэффициент перевода от аммонита № 6ЖВ к фактиче-
ски используемому ВВ (для алюмотола, акватола 35/65, грануло-
тола, гранулитов, граммонитов, игданитов, ифзапитов он равен
соответственно 083; 1,1; 1,2; 0,89—1,19; 1,01—1,26; 1,134-1,08—
1,2); ka —коэффициент, учитывающий необходимую степень дроб-
ления породы (fefl = 0,5/dcp);	— коэффициент, учитывающий
влияние трещиноватости пород (feT~ 1,2Zcp + 0,2); kc. 3 — коэффи-
циент, учитывающий степень сосредоточенности зарядов ВВ
(в легко-, средне- и трудноразрушаемых породах при dc=100 мм
он равен соответственно 0,95—1; 0,8—0,9; 0,7—0,8; при dc =
= 300 мм — 1,05—1,1; 1,2—1,25; 1,35—1,4; при dc = 200 мм kc. 3~1;
51
ko6 — поправочный коэффициент, учитывающий объем взрываемой
породы (&об =	15/Лу— для уступов высотой 15—18 м; /гОб =
= У Лу/15—для уступов высотой >18 м); kc. п — коэффициент, учи-
тывающий местоположение заряда и число свободных поверхно-
стей (при одной, двух, трех, четырех, пяти и шести свободных по-
верхностях он равен соответственно 10, 8, 6, 4, 2, 1).
Расчетный удельный расход ВВ корректируется с учетом фак-
тического удельного расхода ВВ при предыдущих взрывах (опре-
деляемого делением массы израсходованного ВВ на объем взор-
ванной породы).
2.9.	РАСПОЛОЖЕНИЕ И ПОРЯДОК ВЗРЫВАНИЯ
СКВАЖИН
Расположение скважин па уступе может быть однорядным и мно-
горядным. Основными параметрами расположения скважин явля-
ются расстояние а между скважинами в ряду, расстояние b
между рядами и линия сопротивления по подошве уступа W (см.
рис. 2.8). Большое влияние па результаты взрыва оказывает ве-
личина W, которая зависит от диаметра скважин, высоты уступа
и угла наклона его откоса, мощности ВВ, плотности заряжания.
При завышении величины W плохо прорабатывается подошва
уступа, а при ее занижении энергия взрыва в большей степени
тратится на выброс, а не на^дробление породы. В практике W—
= (0,б4-1)Лу. Минимальное значение линии сопротивления по по-
дошве уступа (м), удовлетворяющее условию безопасного буре-
ния, определяется по формуле
l^min > ЛуС1§а-|-/д,	(2.16)
где /д = 3—минимальное допустимое расстояние от оси скважины
до верхней бровки уступа, м.
Практика показывает, что для легковзрываемых пород W=
= (404-45)dc, для пород средней взрываемости (35^-40)dc,
для трудновзрываемых пород W= (254-35)dc.
Значения а и b подбирают таким образом, чтобы наиболее рав-
номерно распределить ВВ в массиве. Они зависят от взрываемо-
сти пород, диаметра скважин, требуемой кусковатости, высоты
уступа, схемы взрывания. Их подбор осуществляется с учетом ве-
личины m = a:w, называемой коэффициентом сближения скважин,
который па карьерах колеблется в пределах 0,75—1,4. По усло-
вию дробления для легковзрываемых пород т= 1,14-1,4, для по-
род средней взрываемости т= 1-=-1,1; для трудновзрываемых по-
род т = 0,754-1. При шахматном расположении скважин
~0,85а (при квадратном расположении Ь~а).
Взрывание скважинных зарядов может быть мгновенным и ко-
роткозамедленным. Короткозамедленное взрывание позволяет уве-
личить расстояние между скважинами (за счет изменения направ-
52
’хДДШ
в
Рис. 2.9. Схемы короткозамедлепного взрывания скважинных зарядов, распо-
ложенных в один ряд (цифрами показана последовательность взрывания за-
рядов) :
а, б, в — схемы взрывания соответственно поочередная, через скважину, волновая
Рис. 2.10. Схемы, поясняющие действие зарядов при мгновенном (а) и корот-
козамедлепном (б) взрывании (цифрами показана очередность взрывания ря-
дов)
Рис. 2.11. Схемы инициирования миогорядпых скважинных зарядов при ко-
роткозамедлешюм взрывании (цифрами показана очередность взрывания ря-
дов) :
а — порядная; б — врубовая с продольным врубом; в — врубовая с поперечным врубом
лсння отрыва пород от массива и более полного использования
энергии взрыва) и снизить сейсмическое действие взрыва.
При короткозамедленном взрывании скважин, расположенных
в один ряд, применяют три схемы инициирования зарядов: пооче-
редную, схему взрывания через скважину и волновую (рис. 2.9).
По сравнению с мгновенным взрыванием короткозамедленное
53
взрывание обеспечивает повышение равномерности дробления,
уменьшение выхода негабарита, снижение расхода ВВ па 10—
15%, сокращение ширины развала в 1,2—1,3 раза. Наибольший
эффект достигается при короткозамедленном взрывании много-
рядно расположенных скважин. В случае мгновенного взрывания
основное действие зарядов первого ряда направлено в сторону от-
коса уступа, а действие зарядов следующих рядов — вверх
(рис. 2.10), в результате чего подошва уступа плохо прорабаты-
вается. При короткозамедленпом взрывании улучшаются качество
взрыва и проработка подошвы за счет последовательного взрыва-
ния рядов скважин, которое улучшает условия работы зарядов по-
следующих рядов и обеспечивает наивыгодпейшее использование
энергии взрыва. В этом случае инициирование зарядов осущест-
вляют по схемам: порядной, врубовой (рис. 2.11), с клиновым вру-
бом и диагональной. Порядная схема наиболее проста. Врубовая
схема более совершенна. Она позволяет создать дополнительные
свободные поверхности и вызвать соударение кусков породы, что
обеспечивает лучшее дробление породы.
Интервал замедления при однорядном расположении скважин
т (мс) ориентировочно определяется по формуле
T = feB3r,	(2.17)
где feB3 — коэффициент, зависящий от взрываемости породы (для
трудновзрываемых пород feB3 = 1,54-2,5, для средневзрываемых
&вз = Зч-4, для легковзрываемых feB3 = 5—6), мс/м.
Интервал замедления прй короткозамедленном взрывании из-
меняется в пределах 5—250 мс (практически используемый интер-
вал замедления т= 154-75 мс). При многорядном взрывании зна-
чение т увеличивается па 25 %.
2.10.	КОНСТРУКЦИЯ и ПРИНЦИПЫ РАСЧЕТА
СКВАЖИННЫХ ЗАРЯДОВ
В связи с разнообразием условий ведения горных работ на карье-
рах используется широкий ассортимент непредохранительных сы-
пучих гранулированных, водонаполненпых и порошкообразных
аммиачно-селитрснных ВВ. Для
Рис. 2.12. Скважинные заряды:
а — сплошной; б— рассредоточенный воз-
душным промежутком
необводнепных скважин преиму-
щественно применяются сыпучие
гранулированные ВВ (граммо-
ниты, гранулиты, игданиты).
По своей конструкции сква-
жинные заряды ВВ могут быть
сплошными и рассредоточенными
(рис. 2.12). Сплошной заряд,
расположенный в нижней части
скважины, воздействует в ос-
новном на нижнюю часть уступа.
Поэтому при взрывах сплошных
„54
зарядов (особенно в крепких трудподробимых породах) образу-
ется негабарит. Рассредоточенные заряды с воздушными проме-
жутками (конструкция заряда разработана в ИГД им. А. А. Ско-
чинского) позволяют улучшить дробление породы благодаря
дополнительному использованию части энергии взрыва, затрачива-
емой при сплошном заряде на переизмельчение породы, нахо-
дящейся в непосредственной близости к заряду.
Масса скважинного заряда ВВ (кг) определяется по формуле
Зз = <7Уп,	(2.18)
где q — удельный расход ВВ, кг/м3; Уп—объем породы, взрывае-
мой зарядом, м3.
Удельный расход ВВ зависит от взрываемости пород и необхо-
димой степени их дробления (см. раздел 2.8). На карьерах он из-
меняется в значительных пределах (0,15—1,9 кг/м3 и более). Для
ориентировочных расчетов можно пользоваться следующими дан-
ными.
Породы	q, кг/м3
Легковзрываемые (суглинки тяжелые, крепкие глины, гипс, каменные
угли, сланцы, алевролиты, аргиллиты) .........................0,2—0,4
Средневзрываемые (аргиллиты весьма плотные, песчаники на глини-
стом цементе, известняки, апатитонефелиновая руда, сланцы песчани-
стые мраморизованные, кварциты ожелезненные пористые, доломиты
оруденелые, базальты пористые) ...............................0,4—0,6
Трудновзрываемые (граниты, гранодиориты, базальты, андезиты, квар-
циты, окремненные скарны) ....................................0,6—0,9
При разработке полускальпых и скальных пород буровзрывные
работы оказывают влияние на экономичность и безопасность вы-
емочно-погрузочных работ, па процесс транспортирования и меха-
нического дробления. Может оказаться, что повышенные затраты
на производство буровзрывных работ в трудновзрываемых поро-
дах за счет увеличения удельного расхода ВВ окупятся благодаря
более эффективной работе экскаваторов, транспортного, отваль-
ного и дробильно-сортировочного оборудования. Поэтому оцени-
вать экономичность буровзрывных работ (в первую очередь рас-
ход ВВ) следует во взаимосвязи со всеми технологическими про-
цессами.
В практике масса заряда (кг) определяется по формулам:
для скважин первого ряда
Q3^qWhya-,	(2.19)
для скважин последующих рядов
Q3 = qbhya.	(2.20)
При проектировании взрывов на карьерах величины W, а, Ь
устанавливаются в соответствии со взрываемостью горных пород.
Уточнение этих величин осуществляется по практическим данным
ведения взрывных работ в рассматриваемых условиях.
55
Для рассредоточенных зарядов масса нижней части заряда (кг)
определяется по формуле
Сз.н = (0,65-г0,75)Сз.	(2.21)
Длина забойки сплошного заряда (м) ориентировочно опреде-
ляется по эмпирической формуле
/заб=р^,	(2.22)
где ц = 0,44-0,7 •— коэффициент забойки.
Длина воздушного промежутка (м)
/в.п = (0,17 4-0,35) /в. в	(2.23)
где /в. в—длина заряда, м;
/в. в = <2з/Рв. в;	(2.24)
Рв. в’—вместимость ВВ в 1 м скважины, кг*
PB.B=7,85d2A;
dc — диаметр скважины, дм; Z — плотность заряжания ВВ в сква-
жине, кг/дм3.
При ручном и механизированном заряжании значение А
равно соответственно 0,9 и 1 кг/дм3, а при использовании водона-
полненных ВВ А= 1,44-1,6 кг/дм3.
Значение /в. в, определенное по формуле (2.24), должно удов-
летворять условию
/в.в	Lc — (/заб“Ь 1в. п).	(2.25)
2.11.	ВТОРИЧНОЕ ДРОБЛЕНИЕ
Под вторичным дроблением' горных пород понимают разрушение
негабаритных кусков действием взрыва, термическим, электротер-
мическим и механическим способами. Дробление негабаритных
кусков осуществляется методами шпуровых и накладных зарядов.
Метод накладных зарядов применяется при хрупких и легкодро-
бимых породах и небольшом объеме работ, если затраты на повы-
шенный расход ВВ (2—2,5 кг/м3) меньше затрат па бурение шпу-
ров. Накладной заряд толщиной /г3 = 44-5 см располагается на по-
верхности негабарита и прикрывается слоем глины или песка
толщиной йзаб^^з (рис. 2.13). Для повышения эффективности
накладных зарядов используют специальные заряды мощных ВВ
с кумулятивной выемкой (см. рис. 2.13), которые позволяют сни-
зить расход ВВ в 5—7 раз.
При шпуровых зарядах диаметр шпуров изменяется в преде-
лах 25—60 мм, а глубина шпуров hm= (0,25-г-0,5) hu (йн — толщина
негабарита). Удельный расход ВВ составляет 0,1 =-0,3 кг/м3. Для
бурения шпуров используются ручные и колонковые перфораторы.
56
Рис. 2.13. Схемы расположения зарядов при дроблении негабарита:
а - накладной заряд обычной конструкции; б — накладной заряд с кумулятивной выем-
кой; в — шпуровой заряд с гндрозабойкой; / — негабарит; 2 — заряд ВВ; 3 — слой песка
или глины; 4 — детонатор;* 5 — детонирующий шнур; 6 — промежуточный детонатор; 7 —
вода
С целью уменьшения разлета кусков и расхода ВВ в шпуры поме-
щают малые заряды высокобризантного ВВ (заряды в 8—12 раз
меньше, чем обычные) и заполняют их жидкостью (гидрозабойка)
(см. рис. 2.13). Вследствие малых потерь давления в жидкости
(вода, водные растворы солей) ударная волна сохраняет высокую
энергию па сравнительно большом расстоянии от заряда. Мини-
мально допустимый уровень воды в шпуре 10—12 см, минималь-
ная глубина шпура 30—35 см. Зимой используют 10—15 %-пый
раствор поваренной соли или аммиачной селитры, который зали-
вают в шпуры непосредственно перед взрывом.
Механический способ дробления негабарита основан па исполь-
зовании силы тяжести падающего груза массой 1,5—5 т, который
подвешивается к подъемному канату крана или экскаватора. Груз
имеет форму шара или цилиндра. Эффективность дробления по-
вышается при направленных ударах с помощью специальных буто-
боев.
Термические и электротермические способы дробления негаба-
ритных кусков основаны на местном их нагреве с использованием
различных источников тепла (реактивные горелки, электрическая
дуга и др.). На карьерах применяется низкочастотный нагрев то-
ком промышленной частоты при низком напряжении.
2.12.	МЕХАНИЗАЦИЯ ВСПОМОГАТЕЛЬНЫХ РАБОТ
ПРИ БУРЕНИИ И ВЗРЫВАНИИ СКВАЖИН
К вспомогательным работам при бурении и взрывании скважин
относятся планировка площадок уступов для передвижения и ус-
тановки буровых станков, доставка к месту работ бурового ин-
струмента и материалов, перемещения бурового оборудования
с уступа на уступ, погрузочно-разгрузочные работы па складах
взрывчатых материалов (ВМ); подготовка компонентов и приго-
товление простейших ВВ, транспортирование ВВ к месту заряжа-
ния, заряжание и забойка скважин.
Для планировки площадок уступов используются бульдозеры.
При выравнивании площадок уступов, сложенных крепкими поро-
дами, иногда применяют небольшие буровые установки для обу-
ривания неровностей.
Доставка бурового инструмента, запасных частей и материа-
лов осуществляется на специальных автомашинах или железнодо-
рожных платформах, оборудованных погрузочно-рагрузочными
средствами (краны-укосины, тали и др.).
Погрузочно-разгрузочные работы на складах ВМ (выгрузка
мешков и ящиков ВВ из вагонов, транспортирование их на склад
и укладка на стеллажи и в штабели, снятие мешков и ящиков
с ВВ со стеллажей и транспортирование их к узлам растаривания
или погрузки на средства транспорта для доставки к месту
взрыва) осуществляются с использованием самоходных аккумуля-
торных тележек (называемых электрокарами) и малогабаритных
аккумуляторных погрузчиков.
Подготовка компонентов для приготовления простейших ВВ
включает в себя растаривание аммиачной селитры (АС) и ее из-
мельчение. Растаривание АС производится с помощью специаль-
ных растарочных установок, а ее измельчение — с помощью ще-
ковых дробилок, рабочие органы которых армируются материа-
лами, исключающими возникновение искр при ударах и трении,
а привод выполнен во взрывобезопасном исполнении. Для измель-
чения слежавшейся АС могут применяться измельчители удобре-
ний (например, измельчитель ИСУ-4).
Приготовление простейших ВВ при суточном их использова-
нии на карьерах более 20 т осуществляется на механизированных
комплексах различных конструкций, включающих хранилища для
АС, стационарную смесительную установку и транспортно-заряд-
ные машины. При небольших объемах работ используются смеси-
тельно-зарядпыс машины, с помощью которых приготовление про-
стейших ВВ осуществляется на месте производства взрывных
работ.
Для заряжания скважин применяются зарядные машины раз-
личных конструкций. Для гранулированных ВВ используются од-
нобункерные машины, доставляющие ВВ от пункта приготовле-
ния до места заряжания, и двухбункерные *(под тротил и аммиач-
ную селитру) для приготовления на месте заряжания различ-
ных но составу граммонитов. Из бункера в скважину ВВ пода-
ется сжатым воздухом, шнеком или под действием силы тяжести.
Масса заряда в скважине регулируется дозатором. На карьерах
применяются универсальные ппевмозарядные машины СУЗН-5А,
СУЗН-5АМ с двумя бункерами общей вместимостью 7 м3, смон-
тированные на шасси КрАЗ-222. Они могут заряжать скважины
как гранулированным тротилом, так и граммопитом. Для при-
готовления игданита и заряжания скважин применяются также
смесительно-зарядные машины МЗ-З, МЗ-4 и др. Подаваемая из
бункера шнеком-дозатором аммиачная селитра в смесительном
устройстве опрыскивается соляровым маслом, поступающим через
форсунки под давлением 0,3 МПа.
58
Рис. 2.14. Машина СУЗН-1 для забойки скважин
Для забойки скважин применяются забоечные машины
СУЗН-1 (рис. 2.14), СУЗН-1В, ЗС-1Б и др. В качестве забойки
используются песок, отходы обогатительных фабрик, мелкий ще-
бень.
2.13.	ПРИМЕНЕНИЕ НАВЕСНЫХ РЫХЛИТЕЛЕЙ
Для рыхления пород, на карьерах применяются навесные рыхли-
тели (рис. 2.15), которые позволяют использовать массу тягача
для заглубления рабочего органа (зубьев). Зубья снабжаются
наконечниками из износостойкого материала. Навесной рыхли-
тель крепится к раме базового трактора при помощи трех или
четырех шарниров и управляется одним или двумя гидроцилинд-
рами. На карьерах эффективно используются рыхлители на базе
мощных тракторов и средней мощности (табл. 2.6).
Рыхлители эффективно применяются для послойного рыхле-
ния полускалытых и сильнотрещиноватых скальных пород и руд,
известняков, мергелей, песчаников с коэффициентом крепости
и мерзлых пород. Сущность рыхления состоит в следующем.
При опускании рыхлителя в процессе движения трактора происхо-
дит заглубление зубьев, а при последующем его перемещении —
послойное рыхление. В полускальпых и силыютрсщиноватых
скальных породах используются однозубые рыхлители, а в по-
родах небольшой крепости — многозубые (с целью увеличения
их производительности). На эффективность механического рыхле-
ния оказывает влияние трещиноватость массива. При сильной
трещиноватости или развитой слоистости эффективность рыхления
возрастает. Наиболее эффективным является рыхление поперек
направления основной трещиноватости.
59
Рис. 2.15. Конструктивная схема навес-
ного рыхлителя:
I — базовый трактор; 2 — гидроцилиндры уп-
равления; 3 — рабочий орган (зуб)
Рис. 2.16. Схема рыхления массива при
параллельных смежных ходах рыхли-
теля
Рыхление массива производится параллельными смежными хо-
дами рыхлителя (рис. 2.16). Расстояние С между смежными хо-
дами определяется по условию обеспечения требуемой кускова-
тости и эффективной глубины /гя рыхления, которая меньше ве-
личины заглубления h3 зуба, так как между смежными ходами
в нижней части сечения образуются зоны неразрыхленной по-
роды. Величина С находится в пределах ПО—160 см. Для уве-
личения глубины h9 и обеспечения лучшей кусковатости горной
массы применяются дополнительные перекрестные ходы. Расстоя-
ние между дополнительными ходами С'= (1,2-:-1,5) С. Угол а на-
клона боковых стенок борозды (см. рис. 2.16) изменяется в преде-
Таблица 2.6
Иоказател и	Рыхлител и		
	ДП-26С	ДН-22С	ДП-9С
Базовый трактор	Т-130	Т-180КС	ДЭТ-250М
Мощность двигателя, кВт	118	132	228
Максимальное тяговое усилие, кН	94	167,6	220
Максимальное заглубление зубьев, мм	450	550	700
Число зубьев	1	1- -3	1- 3
Максимальная ширина полосы рых- ления, м	0,7	1,68	2,145
Скорость движения, км/ч Масса, т:	3,6—12,25	2,9—12	2,3—19
навесного оборудования	1,4	3,2	5,92
общая	17,75	18,38	38,35
60
лах 40—60° в зависимости от крепости породы и параметров на-
конечника. Глубина эффективного рыхления (м) при параллель-
ных ходах рыхлителя определяется по формуле
Лэ = ^-[Мз- -^(С-6В)1,	(2.26)
«2 L	2	J
где k\ — коэффициент, учитывающий форму поперечного сечения
борозды; k2 — коэффициент, учитывающий влияние состояния мас-
сива на размеры неразрушенных гребней; Ьк — ширина основания
борозды, м.
Ориентировочные значения kh k2 и Ьв приведены в табл. 2.7.
При перекрестных ходах рыхлителя можно принимать ha^h3.
Величина h3 зависит от крепости породы и для мощных рыхли-
телей составляет 0,2—0,3 и 1 м соответственно в трудно- и легко-
рыхлимых породах.
Часовая производительность рыхлителя (м3) определяется по
формулам:
Прык =—ЗбООСМи. р .	(2.27)
1	। ^пер
vp L
при параллельно-перекрестных ходах
/7	___ ЗбООМи. р	/п по\
рых ~ и. < г , п ’ ( }
Vp I С + С ) ‘ пер1 CL + CL' )
где k„. р = 0,74-0,8 — йоэффициент использования рабочего вре-
мени рыхлителя; vp— рабочая скорость движения рыхлителя (для
легко-, средне- и труднорыхлимых пород она составляет 1 —1,5;
0,8—1,2 и 0,5—0,9 соответственно), м/с; /ПеР— продолжительность
переезда рыхлителя на следующую борозду (при челночных хо-
дах /,,ср = 30-ь50), с; L= 1004-300, 77=504-150— длина парал-
лельной и перекрестной борозды соответственно, м.
Часовая производительность рыхлителей в легкорыхлимых по-
родах достигает 1200 м3.
Рыхлители используются в комплексе со скреперами, буль-
дозерами и одноковшовыми погрузчиками, которые производят
послойную выемку разрыхленной горной массы.
Таблица 2.7
Массив	k,	fe.	Лв. м
Малотрещиноватый	0,8—0,9	0,95—1	(1,5—2) bt
Среднетрещиноватый	0,9—1	0,90—0,95	(2—3,5) Ьг
Сильнотрещиноватый	1	0,8—0,9	(3,5—6) bi
Примечание, bi — ширина наконечника зуба, м.
61
2.14.	МАРКШЕЙДЕРСКОЕ ОБЕСПЕЧЕНИЕ
БУРОВЗРЫВНЫХ РАБОТ
с Г.
Я
Задачами маркшейдерской службы при ведении буровзрывных ра-
бот являются обеспечение проекта взрыва горно-геометрической
информацией, контроль геометрических элементов взрывных вы-
работок (скважин), качественная и количественная оценка
взрыва.
В соответствии с календарным планом горных работ на каж-
дый очередной массовый взрыв главный инженер карьера или
его заместитель по буровзрывным работам выдает задание с ука-
занием размеров взрываемого блока и приложением выкопи-
ровки из маркшейдерского плана участка взрыва. При проек-
тировании массовых взрывов в карьере маркшейдерской службой
выполняется планово-высотная съемка и составляется план
участка взрыва (в масштабе 1:1000 или 1:500) с необходимыми
вертикальными разрезами (поперечными профилями) уступа,
перпендикулярными к его откосу. На план и разрезы наносятся
положение верхней и нижней бровки уступа, отметки нижней и
верхней площадок уступа, контакты пород с различными харак-
теристиками по буримости и взрываемости, направление трещи-
новатости (залегание слоев), положение транспортных и энер-
гетических коммуникаций в районе взрыва. При неоднородном
строении рудных залежей или сложном залегании пластов на
угольных карьерах одновременно с маркшейдерской съемкой про-
изводится геологическая съемка. Геологические особенности
обнаженной части откоса уступа наносятся на план. При этом
изучаются трещиноватость пород, слагающих уступ, частота и
элементы залегания трещин. На план и вертикальные разрезы
наносится проектное положение взрывных скважин, которое марк-
шейдер выносит в натуру и обозначает устья скважин. На основе
разбивки скважин на уступе составляется проект их бурения,
в котором для каждой скважины указываются ее элементы (глу-
бина с учетом перебура, угол наклона, линия сопротивления по
подошве). В процессе бурения скважин в необходимых случаях
отбираются пробы шлама, позволяющие уточнять контакты раз-
личных сортов руд и пород в блоке.
После обуривания взрываемого блока производится исполни-
тельная съемка' готовых скважин, которая служит основой для
составления паспорта взрываемого блока в масштабе 1 : 500 или
1 : 1000. Последний служит основой для выполнения техниче-
ского расчета взрыва. К паспорту взрываемого блока прилага-
ется в план (в масштабе 1 : 5000) взрывоопасной зоны с указа-
нием находящихся внутри зоны сооружений, горных машин,
железнодорожных путей, энергетических коммуникаций и др.
Маркшейдерская служба на всех этапах подготовки и выпол-
нения взрыва контролирует соблюдение геометрических элемен-
тов проекта, обеспечение безопасности сооружения и коммуника-
ций, находящихся вблизи от места взрыва. Маркшейдер обязан
62
браковать взрывные скважины, пробуренные с отступлением от
проекта. После взрыва маркшейдер выполняет съемку взорван-
ного блока с определением фактического выхода взорванной гор-
ной массы, коэффициента разрыхления, кусковатости взорванных
пород, элементов развала п т. д. На основании этих материалов
составляются графическая документация и дается заключение об
эффективности взрыва.
После отгрузки взорванной массы данного блока маркшейдер
осуществляет съемку нижней бровки и откоса уступа, на осно-
вании которой имеется возможность уточнить показатели взрыва
(выход горной массы, удельный расход ВВ и др.).
Пример 1. Выбрать буровой станок, рассчитать параметры буровзрывных
работ и потребный парк буровых станков при следующих условиях: годовая
производительность карьера по горной массе 14 млн. м3; высота уступов 15 м;
угол откоса уступов а—80°; на карьере породы средней трудности взрывания;
принято двухрядное расположение вертикальных скважин в шахматном порядке;
породы относятся к классу средневзрываемых с показателем буримости Пг,-
= 104-12; для погрузки горной массы используются экскаваторы ЭК.Г-8И.
Решение. 1. В соответствии с показателем буримости пород и типом по-
грузочных экскаваторов принимаем шарошечные станки 2СБШ-200Н, обеспечи-
вающие бурение скважин диаметром 214 мм (см. табл. 2.2).
2.	Определяем линию сопротивления по подошве уступа. Для средневзры-
ваемых пород 1F— (404-45)dc. Принимаем lF=37rfc=37-0,214«8 м. По фор-
муле (2.16) определяем минимальное значение IF по условию безопасного обу-
ривания уступа
lFmin — 15ctg 80° -|- 3 -- 5,65 м.
Полученное значение W удовлетворяет безопасному обуриванию уступа
(W> IFmln).
3.	Определяем расстояние между скважинами в ряду. Для средневзры-
ваемых пород принимаем- т— 1. Тогда a=mW= 1-8 = 8 м.
4.	Определяем расстояние между рядами скважин. При шахматном рас-
положении скважин & = 0,85а=0,85-8 —7 м.
5.	По формуле (2.10) определяем коэффициент использования сменного вре-
мени
ku. б=(8— 1,5)/8«0,8.
6.	По формуле (2.9) определяем сменную производительность бурового
станка (при 0б = Ю м/ч получим То=0,1 ч/м; принимаем 7’в=0,035 ч/м)
П&.сы - 8 0,8/(0,1 -0,035) ---47 м.
7.	По формуле (2.11) определяем годовую производительность станка (при-
нимаем М = 280 и псм = 2)
Пб.г — 47-2-280 = 26320 м.
8.	По формуле (2.13) определяем выход взорванной горной массы с 1 м
скважины (принимаем /п= 10ас = 10-2,14«2 м; Zc = /iy + /n = 15+2 = 17 м)
,0±	52,94 ~ 53 мз/м.
2-17
9.	По формуле (2.12) определяем рабочий парк буровых станков AZC =
= 14 000 000/26320-53=10.
При 20 %-ном резерве инвентарный парк составит 12 буровых станков.
Пример 2. Для условий предыдущего примера рассчитать массу сплошного
скважинного заряда.
63
Решение. 1. По формуле (2.19) определяем массу заряда для скважин
первого ряда (принимаем д = 0,5 кг/м3)
Q3 - 0,5-8-158 -- 480 кг.
2.	По формуле (2.20) определяем массу заряда для скважин второго ряда
Q3 — 0,5  7  15-8 — 420 кг.
Пример 3. Рассчитать рабочий парк рыхлителей ДП-9С для рыхления го-
ризонтального пласта среднетрещиноватых легкорыхлимых горючих сланцев
мощность пласта 0,6 м); годовой объем работ 2,4 млн. м3; п(.м—-1; ,V = 250;
рыхление осуществляется перекрестными ходами.
Решение. 1. По формуле (2.28) определяем часовую производительность
рыхлителя (принимаем /i3 = 0,6 м; ku. р = 0,6; ор=1 м/с; С = 0,6 м; С' = 0,9 м;
Е = Е'=100 м; <пеР = 50 с)
Ярых —
3600-0,6-0,6
310 м3/ч.
.0,6-100	0,9-100
2.	Определяем парк рыхлителей
2400000
Ярых - ------------ = 4-
Р 310-8-1-250
При 20°/о-иом резерве инвентарный парк составит пять рыхлителей.
3.	ВЫЕМКА И ПОГРУЗКА ГОРНЫХ ПОРОД
3.1.	ВЫЕМОЧНО-ПОГРУЗОЧНОЕ ОБОРУДОВАНИЕ
И ТЕХНОЛОГИЧЕСКИЕ СХЕМЫ ВЫЕМКИ
И ПОГРУЗКИ
Выемочно-погрузочные работы заключаются в выемке горной
массы из забоя и погрузке ее в средства транспорта или переме-
щении в отвал. В качестве выемочно-погрузочного оборудования
на карьерах используются экскавационные машины цикличного
и непрерывного действия (рис. 3.1). В машинах цикличного дей-
ствия (одноковшовые экскаваторы, погрузчики, колесные скре-
перы, бульдозеры и др.) рабочий орган состоит только из од-
ного ковша или режущего элемента (лемех бульдозера), перио-
дически выполняющего функции выемки и перемещения горной
массы. В машинах непрерывного действия (многоковшовые цеп-
ные и роторные экскаваторы и др.) ковши (черпаки) перемеща-
ются по замкнутой траектории и создают непрерывный поток
груза. Забой представляет собой торец, откос или площадку ус-
тупа. По структуре пород забои могут быть однородными (про-
стыми) и разнородными (сложными). В однородных забоях
горные породы имеют одинаковые свойства, а в разнородных —
различные (вскрышные породы с различными свойствами, вскрыш-
ные породы и полезное ископаемое, полезное ископаемое разных
сортов). Разработка простых забоев осуществляется валовым
(сплошным) способом. В сложных забоях выемка полезного
64
a
5
к
Рис. 3.1. Схемы выемочно-погрузочных машин:
а —прямая мсхлопата; б — обратная мехлопата; в — драглайн; г — грейфер; д — цепндй
многоковшовый экскаватор; е —роторный экскаватор; ж — колесный скрепер; э — буль-
дозер; и — шпекобуровая машина; « — погрузчик
ископаемого и вскрыши или полезного ископаемого различ-
ных сортов осуществляется раздельно (селективно).
В зависимости от взаимного расположения забоя и горизонта
установки выемочно-погрузочной машины различают выемку
верхним, нижним и смешанным (верхним и нижним) черпанием.
Аналогично различают и погрузку нижнюю, верхнюю и сме-
шанную (рис. 3.2).
Техническая возможность и экономическая целесообразность
использования на карьерах различного выемочно-погрузочного
оборудования зависит от крепости пород, условий залегания по-
лезного ископаемого, требуемой производительности одной
3 Заказ № 1433	65
Рис. 3.2. Схемы работы экскаваторов:
а —с верхним черпанием и нижней погрузкой; б — с верхним черпанием н верхней по-
грузкой; в — с верхним и нижним черпанием и с верхней н нижней погрузкой
машины и карьера в целом, вида механизации смежных процес-
сов (подготовка пород к выемке и транспортирование горной
массы), климатических условий, способа выемки (валовой или се-
лективной) и от других факторов.
3.2.	КЛАССИФИКАЦИЯ ЭКСКАВАТОРОВ
И ИХ ТЕХНОЛОГИЧЕСКАЯ ХАРАКТЕРИСТИКА
Для выемочно-погрузочных работ на карьерах наибольшее при-
менение получили экскаваторы. Черпание горной массы, ее пе-
ремещение к месту разгрузки, разгрузка и поворот к месту оче-
редного черпания осуществляется одноковшовым экскаватором
последовательно. В совокупности эти операции составляют ра-
бочий цикл экскаватора. Многоковшовыми экскаваторами эти
операции выполняются одновременно. Поэтому одноковшовые
экскаваторы являются машинами цикличного действия, а мно-
гоковшовые— машинами непрерывного действия.
Как одноковшовые, так и многоковшовые экскаваторы со-
стоят из рабочего, механического, ходового и силового оборудо-
вания, рамы, кузова и механизмов управления.
По признаку конструктивной связи ковша со стрелой разли-
чают одноковшовые экскаваторы с жесткой связью (прямая
мехлопата, обратная мехлопата, гидравлический экскаватор) и
одноковшовые экскаваторы с гибкой связью (драглайн, грей-
фер).
Многоковшовые экскаваторы разделяются на цепные (с ков-
шами, укрепленными на бесконечной цепи), скребково-ковшовые
со скребковым рабочим органом и ковшовой цепью для черпа-
ния горной массы и перемещения ее к месту разгрузки, фрезер-
ов
но-ковшовые с фрезерным рабочим органом и ковшовой цепью,
роторные, у которых рабочим органом является роторное колесо
с ковшами для черпания горной массы.
По типу ходового оборудования одноковшовые экскаваторы
разделяются на гусеничные, пневмоколесные, шагающие, плаву-
чие, а многоковшовые — на гусеничные, шагающе-рельсовые,
рельсо-гусеничные и на железнодорожном ходу.
В зависимости от силового оборудования как одноковшовые,
так и многоковшовые экскаваторы бывают электрические, ди-
зель-электрические и дизель-гидравлические. На карьерах в ос-
новном применяются электрические экскаваторы.
Прямые мехлопаты благодаря жесткой связи стрелы с ков-
шом развивают большие усилия черпания (до 3500 Н/см) и ха-
рактеризуются большой прочностью рабочего оборудования. Они
выпускаются различных типоразмеров с ковшом вместимостью
0,25—35 м3 (и более) и применяются при разработке мягких и
разрыхленных полускальных и скальных пород. По объемам вы-
полняемых работ на карьерах прямые мехлопаты занимают до-
минирующее положение. Применяются они как при погрузке
пород в транспортные средства, так и при перевалке пород в вы-
работанное пространство. Основной недостаток мехлопат—пре-
рывность (цикличность) рабочего процесса. На экскавацию
(черпание) затрачивается только 20—30 % времени цикла.В по-
следнее время как на зарубежных, так и на отечественных карь-
ерах получают применение гидравлические экскаваторы, имею-
щие определенные преимущства перед механическими лопатами
(см. раздел 3.5).
Драглайны благодаря гибкой подвеске рабочего органа обес-
печивают перемещение горной массы на большее расстояние,
чем мехлопаты. Однако они развивают меньшие усилия черпа-
ния, чем мехлопаты. На карьерах драглайны используются в ос-
новном для выемки и перевалки в выработанное пространство
мягких и разрыхленных полускальных пород. Более мощные
драглайны с ковшом вместимостью 10 м3 и более применяются
для разработки хорошо разрыхленных скальных пород. Драг-
лайны используются также для возведения насыпей, проведения
траншей, канав, зачистки полезных ископаемых и выполнения
Других работ. Небольшие и средние драглайны с ковшом вме-
стимостью <10 м3 иногда используются для погрузки горной
массы в транспортные средства.
Цепные многоковшовые экскаваторы используются для выемки
мягких и плотных пород в условиях мягкого климата. Непрерыв-
ность выемки и безударность загрузки позволяют применять их
в комплексе с ленточными конвейерами и облегченными ваго-
нами (с более низким коэффициентом тары). Удельная произво-
дительность цепных многоковшовых экскаваторов (на 1 т их
массы) на 25—30 % выше, чем у одноковшовых экскаваторов.
Недостатком многоковшовых экскаваторов является большой
износ направляющих устройств и черпаковой цепи. При этом
увеличивается энергоемкость экскавации. К недостаткам следует
отнести и небольшие усилия черпания (до 600 Н/см).
Роторные экскаваторы по сравнению с цепными обеспечи-
вают снижение массы экскаватора на единицу производительно-
сти примерно в 1,2—1,4 раза за счет разделения функций вы-
емки и транспортирования горной массы к месту разгрузки.
Большие усилия черпания (до 1800 Н/см) позволяют экскавиро-
вать плотные и мерзлые горные породы и угли. Роторные экска-
ваторы эффективно используются для раздельной выемки. Про-
цесс экскавации роторного экскаватора более легко поддается
автоматизации.
3.3.	ТЕХНОЛОГИЧЕСКИЕ ПАРАМЕТРЫ МЕХЛОПАТ
И ДРАГЛАЙНОВ
В зависимости от назначения и конструктивных особенностей
одноковшовые экскаваторы разделяются па пять типов: экска-
ваторы строительные гусеничные и пневмоколесные с ковшом
вместимостью 0,16—2,5 м3 (тип ЭС), экскаваторы карьерно-стро-
ительные гусеничные с ковшом вместимостью 1,25—8 м3 (тип
ЭКСГ), экскаваторы карьерные гусеничные с ковшом вместимо-
стью 2—20 м3 (тип ЭКГ), экскаваторы вскрышные гусеничные
с ковшом вместимостью 4—100 м3 (тип ЭВГ) и шагающие драг-
лайны с ковшом вместимостью 4—120 м3 (тип ЭШ).
Строительные экскаваторы характеризуются универсаль-
ностью оборудования и большой маневренностью. Они оборудо-
ваны дизельным или дизель-электрическим приводом и имеют
гусеничный или пневмоколесный ход. Используются преимущест-
венно па земляных работах в строительстве. На открытых раз-
работках строительные экскаваторы применяют на небольших
карьерах по добыче глины, песка, гравия и других строительных
горных пород (производительностью до 2 млн. м3 горной массы
в год). На крупных карьерах их иногда используют для раз-
дельной выемки полезного ископаемого и вскрышных пород или
полезного ископаемого различных сортов, а также для вспомо-
гательных работ.
Экскаваторы карьерно-строительного типа являются проме-
жуточными между строительными и карьерными. Они в основ-
ном найдут применение при выполнении больших объемов зем-
ляных работ в строительстве.
Карьерные экскаваторы (рис. 3.3) являются основным одно-
ковшовым погрузочным оборудованием на открытых разработ-
ках. Они имеют рабочее оборудование прямой мехлопаты с ков-
шом вместимостью 2—20 м3, гусеничный ход, многомоторный
электрический привод. Карьерные экскаваторы изготовляются
из высокопрочных материалов, обеспечивающих их надежную
работу в любых климатических условиях при разработке тяже-
лых скальных пород.
У вскрышных экскаваторов стрела и рукоять имеют увели-
68
Рис. 3.3. Мехлопата ЭКГ-12,5
Рис. 3.4. Драглайн ЭШ-15/90
пенную длину. Они предназначены в основном для перемещения
породы в отвал. Экскаваторы с ковшом вместимостью до 15 м3
применяются для погрузки горной массы в транспортные сред-
ства, расположенные выше горизонта установки экскаватора.
69
Шагающие драглайны (рис. 3.4) в нашей стране выпуска-
ются с ковшом вместимостью 4—100 м3 и стрелой длиной до
125 м. Они предназначены для разработки забоев, расположен-
ных как ниже, так и выше горизонта установки экскаватора, и
для перевалки породы в выработанное пространство. Шагаю-
щий ход обеспечивает перемещение драглайна по насыпной по-
роде. Давление драглайна на основание при работе около
0,1 МПа, а при шагании около 0,2 МПа.
Основными технологическими параметрами одноковшовых экс-
каваторов являются рабочие параметры, вместимость ковша, га-
бариты, масса, преодолеваемый уклон, давление на основание.
Рабочими параметрами мехлопат являются радиус и высота
черпания и разгрузки, зависящие от длины рукояти и стрелы,
угла наклона стрелы и размеров экскаватора.
Радиус Рч черпания — горизонтальное расстояние от оси вра-
щения экскаватора до режущей кромки ковша при черпании. Мак-
симальный радиус &тах черпания соответствует максимально
выдвинутой в горизонтальном положении рукояти (рис. 3.5). Ми-
нимальный радиус /?4min черпания соответствует подтянутой к гу-
сенице рукояти с ковшом на горизонте установки экскаватора.
Радиус R4.у черпания на горизонте установки экскаватора — мак-
симальный радиус черпания на горизонте установки экскаватора.
Высота Нч черпания — вертикальное расстояние от горизонта
установки экскаватора до режущей кромки ковша при черпании.
Максимальная высота //ЧШах черпания соответствует максимально
поднятой рукояти. Различают высоту Нч черпания при максималь-
ном радиусе черпания, а также максимальную глубину Нк чер-
пания ниже горизонта установки экскаватора.
Радиус Rp разгрузки — горизонтальное расстояние от оси вра-
щения экскаватора до центра ковша при выгрузке из него гор-
ной массы. Максимальный радиус /?ртах разгрузки соответствует
максимально выдвинутой горизонтально расположенной ру-
кояти при разгрузке.
Высота Нр разгрузки — вертикальное расстояние от горизонта
установки экскаватора до нижней кромки днища открытого
ковша при разгрузке. Максимальная высота //ртах разгрузки со-
ответствует максимально поднятому ковшу при разгрузке.
Радиус черпания и радиус разгрузки соответствуют определен-
ным значе’ния //ч и Нр. Максимальные значения радиусов черпа-
ния и разгрузки не совпадают с максимальными значениями вы-
соты черпания и разгрузки.
Рабочие параметры экскаватора ограничивают сферу его дей-
ствия и определяют размеры забоя.
Габариты экскаватора определяются радиусом /?к вращения
кузова и высотой Н3 экскаватора (см. рис. 3.5). Радиус враще-
ния кузова определяет возможное положение экскаватора в за-
бое и ширину проводимых траншей. Высота экскаватора соот-
ветствует вертикальному расстоянию от горизонта установки экс-
каватора до верхнего края наиболее выступающей вверх несъем-
70
Рис. 3.5. Рабочие параметры мехлопаты
Рис. 3.6. Рабочие параметры драглайна
ной его части. Она определяет возможность прохода экскаватора
под препятствием (перекрытие, эстакада, ЛЭП и др.) при сня-
том или опущенном в транспортное положение рабочем оборудо-
вании.
Мехлопаты массой до 1000 т преодолевают подъем до 12°,
а мехлопаты с большей массой —до 7°.
Основные технологические параметры карьерных и вскрышных
мсхлопат приведены в табл. 3.1.
71
Таблица 3.1
Показатели	Карьерные мехлолаты					Вскрышные мехлолаты		
	ЭКГ-3,2	ЭКГ-5	|	ЭКГ-8И	ЭКГ-12,5	ЭКГ-20	ЭВГ-15/40 (проект)	ЭВГ-35/65М	ЭВГ-100/70 (проект)
Вместимость ковша, м3	2,5; 3,2; 4	4‘.5; 6,3	6,3; 8; 10	10; 12,5; 16	20	15	35	100
Радиус черпания на уровне стояния, м	8,8	11,2	11,9	14,8	—	20,5	37	—
Максимальный ра- диус разгрузки, м	12	13,6	16,3	19,9	21,6	37,8	62	66
Максимальный ра- диус черпания, м	13,5	15,5	18,2	22,5	24	40	65	70
Максимальная вы- сота черпания, м	9,8	11	12,5	15,6	18	31	40	50
Максимальная высо- та разгрузки, м	6,1	7,5	9,1	10	11,6	26	45	40
Преодолеваемый по- дъем, градусы	12	12	12	12	12	7	5	5
Масса экскаватора, т	140	250	370	653	1060	1270	3790	12 000
Установленная мощ- ность ^двигателей, кВт	и	250	320	520	1250	1358	1400	5500	11 600
Продолжительность цикла (при угле по- ворота 90), с	23,3	25	28	32	32	50	56	55
Мехлопата устанавливается на рабочей площадке уступа и по
мере отработки заходки перемещается вперед. Рабочий цикл мех-
лопаты включает следующие основные операции: черпание (на-
полнение ковша), поворот к месту разгрузки, разгрузку породы
из ковша и поворот в забой. Выдвижение и опускание ковша для
разгрузки совмещаются с поворотом экскаватора. На повороты
экскаватора затрачивается примерно 55—60 % времени цикла.
Поэтому при уменьшении угла поворота экскаватора продолжи-
тельность его цикла уменьшается, а техническая производитель-
ность возрастает.
Рабочими параметрами драглайнов являются радиус R4 чер-
пания, глубина Нч черпания, радиус RP разгрузки, высота Нр раз-
грузки (рис. 3.6). Они зависят от длины стрелы и угла ее на-
клона. Различают радиус черпания без заброса ковша и ра-
диус Рч.з черпания с забросом ковша. Дальность заброса ковша
зависит от модели драглайна и квалификации машиниста и из-
меняется в пределах 2,5—15 м. Угол отклонения подъемного ка-
ната от вертикали при забросе ковша составляет 12—15°.
Глубина Нч черпания — вертикальное расстояние от горизонта
установки экскаватора до нижней площадки разрабатываемого
уступа (дна выработки). Глубина черпания зависит от длины и
72
Таблица 3.2
. .	Показатели	Драглайны					
	1 ЭШ-4/45	!	ЭШ-8/60	ЭШ-15.90 	1	ЭШ-25/100	ЭШ-80/100 		ЭШ-125/125 (перспектив- , ный)
Вместимость ковша, м3	4	8	15	25; 30	80; 100	125; 160
Длина стрелы, м	45	60	90	100	100	125
Максимальный радиус черпа- ния, м	46	57	81	95	97	120
Максимальная глубина черпа-	26	35	41	47	47	63
пия, м» Максимальная высота раз-	19,5	21	42	46	43	52
грузки, м Максимальный радиус раз-	46	57	83	95	97	120
грузки, м Масса экскаватора, м	210	540	1400	2500	10 300	16 000
Давление па основание (при работе), МПа	0,041	0,074	0,09	0,1	0,18	0,23 л
Преодолеваемый подъем, гра- дусы	12	10	7	7	7	7
Продолжительность	цикла (при угле поворота 135е), с	45	54	60	65	65	65
Установленная мощность дви- гателей, кВт	425	1150	2350	2X2350	4X3600	28 200
угла наклона стрелы, установки драглайна в забое, физических
свойств пород, длины канатов, квалификации машиниста. Угол
наклона стрелы составляет 30—35°. Уменьшение угла наклона ве-
дет к увеличению радиуса и глубины черпания драглайна.
Технологические параметры драглайнов приведены в табл. 3.2.
Операции рабочего цикла драглайна выполняются в следую-
щем порядке: заброс ковша в забой, установка ковша в рабочее
положение, черпание (наполнение ковша), выведение ковша из
забоя, поворот к месту разгрузки, разгрузка, поворот к забою.
Операции опускания ковша в забой и выведения его из забоя
совмещаются с поворотом экскаватора. При перемещении породы
в отвал возможна разгрузка ковша без остановки экскаватора,
который делает поворот па 360°. В этом случае продолжитель-
ность цикла уменьшается, так как разгрузка ковша совмеща-
ется с поворотом экскаватора и осуществляется без его остановки
для перемены направления поворота.
3.4.	ТЕХНОЛОГИЯ ВЫЕМКИ ГОРНОЙ МАССЫ
И ПАРАМЕТРЫ ЗАБОЕВ МЕХЛОПАТ И ДРАГЛАЙНОВ
Забой является рабочим местом экскаватора. Параметры и форма
забоя зависят от параметров экскаваторов и характеристики гор-
ной массы. При выемке горной массы мехлопатами различают
73
следующие типы забоев: торцовый (боковой), тупиковый (тран-
шейный) и фронтальный (рис. 3.7). Торцовый забой обеспечивает
максимальную производительность экскаватора, что объясняется
небольшим средним углом поворота к разгрузке (не более 90°),
удобной подачей транспортных средств под погрузку и минималь-
ными простоями при перемещении и наращивании транспортных
коммуникаций. Тупиковый (траншейный) забой применяется при
проведении траншей в основном при использовании автомобиль-
ного и конвейерного транспорта. В случае проведения траншей
с использованием железнодорожного транспорта экскаватор, как
правило, работает с верхней погрузкой. При фронтальном забое
средний угол поворота экскаватора составляет 120—140°. Из-за
малой ширины заходки возникает необходимость более частого
наращивания и перемещения транспортных коммуникаций, что
значительно снижает производительность экскаваторов. Поэтому
фронтальный забой применяется редко (при отработке разнород-
ных заходок с использованием автотранспорта). В торцевом и
траншейном забоях мехлопаты могут работать по схемам, пока-
занным на рис. 3.8 и 3.9.
Схемы разработки забоев, их форма и размеры при выемке
мягких и разрыхленных взрывом пород существенно различа-
ются.
В мягких породах профиль забоя соответствует траектории
движения ковша. Вследствие этого забой имеет крутой откос (угол
откоса 70—80°). Высота hy разрабатываемого уступа по .условию
обеспечения безопасности не должна превышать максимальной
высоты Ячшах черпания экскаватора, т. е. Лу^Ячтах- Если это
условие не соблюдается, в верхней части уступа будут созда-
ваться нависи, могущие при обрушепии вызвать повреждение экс-
каватора.
Высота разрабатываемого уступа в скальных и полускальных
породах не должна превышать максимальной высоты черпания
экскаватора Ячтах более чем в 1,5 раза. При этом высота раз-
вала при одно- и двухрядном взрывании не должна превышать
максимальную высоту черпания экскаватора, а при многорядном
взрывании — полуторную максимальную высоту черпания. При
экскавации взорванной горной массы должны приниматься до-
полнительные меры по предотвращению образования козырьков
и нависей. Минимальная высота уступа должна обеспечивать на-
полнение ковша за одно черпание. Для экскаваторов ЭКГ-5,
ЭКГ-8 она находится в пределах 2,5—3,5 м. При работе мехло-
паты с верхней погрузкой в транспортные средства высота уступа
ограничивается высотой и радиусом разгрузки (рис. 3.10). Вы-
сота уступа (м) определяется по формулам:
по условию использования максимальной высоты разгрузки
Йу —Яртах Йв Я,	(3-1)
где hB— высота транспортного средства, м; а=0,7э-1 — безопас-
ный зазор между кузовом и ковшом в момент разгрузки, м;
74
Рис. 3.7. Типы забоев мехлопаты:
а — тупиковый; б — торцовый; в — фронтальный
Рис. 3.8. Схемы работы мехлопат в торцовом забое с погрузкой горной массы
в средства транспорта на горизонте установки экскаватора (а), выше гори-
зонта установки экскаватора (б), с разгрузкой в отвал (в)
по условию полного использования радиуса разгрузки
/1у = (/?р—/?ч. у—C)tga;	(3.2)
RP — радиус разгрузки при максимальной высоте разгрузки, м:
С^З— минимальное расстояние от оси пути до верхней бровки
уступа, м; a — угол откоса уступа, градусы.
В устойчивых породах (а = 60-^70°) высота уступа ограничи-
вается высотой разгрузки, а в мягких неустойчивых породах —
радиусом разгрузки.
Схемы работы вскрышных экскаваторов с верхней погрузкой
широко применяются при проведении траншей и нарезке новых
горизонтов. Верхняя погрузка позволяет повысить скорость про-
75
Рис. 3.9. Схемы работы мехлопат в траншейном забое с погрузкой горной
массы в средства транспорта на горизонте установки экскаватора (а), выше
горизонта установки экскаватора (б), с разгрузкой на борт выработки (в)
Рис. 3.10. Схема к определению вы-
соты уступа при работе мехлопаты
с верхней погрузкой горной массы
в средства транспорта
Рис. 3.11. Схема разработки мягких
пород широкими заходками при ис-
пользовании автомобильного (а) и
конвейерного (б) транспорта:
1 — экскаватор; 2 — автосавдосвал; 3 — бун-
кер-питатель; 4 — забойный ленточный кон-
вейер
ведения траншей и улучшить использование оборудования (осо-
бенно при работе экскаваторов в комплексе с железнодорожным
транспортом). Однако при верхней иогрузке производительность
экскаваторов уменьшается па 20—30 %, а затраты на экскава-
цию увеличиваются примерно в 1,5 раза. Снижение производи-
тельности объясняется увеличением продолжительности цикла при
верхней погрузке, а увеличение затрат вызвано большими аморти-
76
зационными отчислениями при эксплуатации мощных экскава-
торов.
Максимальная ширина забоя определяется радиусом R4. у чер-
пания экскаватора на горизонте установки. При работе боковым
забоем по условиям черпания ширина внутренней части забоя
не должна превышать этого радиуса. Во внешней части забоя
порода эффективно захватывается ковшом при угле поворота 30—
456, т. е. ширина внешней части забоя должна находиться в пре-
делах (0,54-0,7) R4. у (см. рис. 3.7). Таким образом, по условиям
эффективного черпания ширина забоя в мягких породах должна
составлять (1,5—1,7)/?ч.у. Обычно ширина торцового забоявмяг-
ких породах принимается равной 1,5/?ч. у. Ширина тупикового за-
боя, «как правило, составляет 2R4. у. Если возникает необходи-
мость иметь более широкий тупиковый забой, экскаватор пере-
двигается зигзагообразно или забой разрабатывается короткими
поперечными заходками. При ширине тупикового забоя менее
2У?Ч. у проверяется возможность разворота экскаватора и разме-
щения транспортных средств в траншее.
В условиях мягких пород, разрабатываемых боковым забоем
с использованием железнодорожного транспорта, рельсовые пути
располагаются параллельно уступу на расстоянии (0,8ч-0,9) /?ртах
от оси экскаватора (см. рис. 3.8). В случае применения автомо-
бильного транспорта возможна работа заходками шириной 50 м
и более (панелями) (рис. 3.11). Автосамосвалы под погрузку мо-
гут устанавливаться сбоку от экскаватора и позади пего. По-
грузка на ленточные конвейеры осуществляется через бункер-пи-
татель, располагаемый сбоку или позади экскаватора (см.
рис. 3.11). В этом,случае ширина заходки Ак= 1,7/?ч. У + 2йР. Р/?Р
(где йР. Р=0,8—0,9—коэффициент использования радиуса раз-
грузки).
В разрыхленных скальных породах профиль забоя устанав-
ливается соответственно углу их естественного откоса. Забой
имеет неодинаковую высоту по ширине развала взорванных по-
род. Ширина развала зависит от высоты уступа, ширины заходки
по целику, взрываемости пород, параметров буровзрывных работ
и схем взрывания. В практике ширина развала изменяется в пре-
делах (1,3—5) hy.
Схемы выемки и погрузки скальных пород зависят от вида
применяемого транспорта. При использовании железнодорожного
транспорта применяются следующие схемы выемки и погрузки.
В случае сотрясательного взрывания сильнотрещиноватых полу-
скальных пород развал взорванной породы отрабатывается одной
заходкой (рис. 3.12). Взрывные работы производятся перед ук-
ладкой железнодорожного пути или после его укладки. Это воз-
можно при условии, если ширина (м) развала
B^R4.y + Rp-C',	(3.3)
где С' = 2,5-43 — расстояние между нижней бровкой развала и
осью пути, м.
77
При взрывании среднетрещиноватых полускальных и реже
скальных пород развал отрабатывается двумя заходками (см.
рис. 3.12). После отработки первой заходки путь переносится
на новую трассу и отрабатывается вторая заходка, затем взры-
вается новый блок. При этом ширина развала
В ^R4.y+Rp + A-C',	(3.4)
где А — шаг переукладки пути, м.
В условиях многорядного взрывания скальных пород ширина
развала составляет 50—-70 м. Развал в этом случае отрабатыва-
ется несколькими заходками. Пути перед взрывом убираются за
пределы предполагаемого развала или вывозятся за пределы взры-
ваемого блока.
При автомобильном транспорте отработка развала взорван-
ной породы может осуществляться узкими заходками шириной
Ау= (0,54-1)/?ч.у, нормальными заходками шириной Ан=(1,54-
4-1,7) R4.y, широкими заходками (панелями).
В случае использования конвейерного транспорта погрузка
взорванной горной массы осуществляется через буикера-питатели,
оборудованные колосниковыми грохотами. При значительной
крупности горной массы используются передвижные дробильные
Рис. 3.12. Схема отработки развала взорванных пород одной (а) и двумя (б)
заходками
Рис. 3.13. Схемы работы драглайна:
а, б, в —торцовым забоем с расположением драглайна соответственно на кровле уступа,
промежуточной площадке и почве уступа; г — тупиковым забоем с расположением драг-
лайна на кровле уступа
78
агрегаты. Для уменьшения числа передвижек забойных конвейе-
ров применяются конвейерные перегружатели.
Драглайн может разрабатывать породы торцовым и тупико-
вым забоями (рис. 3.13). При этом он может располагаться на
кровле уступа, промежуточной площадке и почве уступа.
В случае расположения драглайна на кровле уступа горная
масса разгружается в отвал или в транспортные средства. Забой
драглайна имеет криволинейный профиль, соответствующий тра-
ектории движения ковша. Возможная высота забоя определяется
паспортной глубиной черпания, углом откоса забоя и местом ус-
тановки драглайна. Максимальная ширина (м) заходки
Лтах = 7?ч (sin СО!sin (02),	(3.5)
где <01 = 30-^-45, 0)2 = 30-4-45 — угол поворота драглайна от оси его
хода соответственно в сторону массива и выработанного про-
странства (рис. 3.14), градусы.
Обычно при работе в отвал (щ = 0. Тогда общий угол поворота
драглайна при черпании (о = (о2 = 30-ь45°. Угол поворота драглайна
для разгрузки не превышает 90°. Тогда ширина (м) заходки
A = 7?4sin(o.
Для драглайнов ЭШ-4/45, ЭШ-8/60, ЭШ-15/90, ЭШ-90/100 ши-
рина заходки равна соответственно 23, 29, 42, 47 м.
79
Схема с расположением драглайна на промежуточной пло-
щадке применяется при использовании мощных драглайнов с ков-
шом вместимостью 8—10 м3 и более с целью одновременной от-
работки более высокого уступа, так как ось хода драглайна сме-
щается ближе к отвалу. Угол откоса забоя при разработке
верхнего подуступа для предотвращения скольжения ковша не дол-
жен превышать 25°. Высота верхнего подуступа должна удовлет-
ворять условию /гу. в< (0,74-0,8) Нр. Производительность драг-
лайна при верхнем черпании, как правило, на 10—15 % ниже,
чем при нижнем черпании.
На почве разрабатываемого уступа драглайн располагают
редко (в основном при разработке неустойчивых пород).
Драглайны составляют около 15 % парка одноковшовых экс-
каваторов в стране. Ими выполняется около 15 % объемов гор-
ных и земляных работ. На карьерах они в основном применяются
для перевалки породы в выработанное пространство.
3.5.	ТЕХНОЛОГИЧЕСКИЕ ПАРАМЕТРЫ ГИДРАВЛИЧЕСКИХ
ЭКСКАВАТОРОВ
В последние годы наметилась тенденция широкого внедрения
в практику открытых горных работ нового типа выемочно-по-
грузочных машин — гидравлических экскаваторов с рабочим обо-
рудованием прямой и обратной мехлопаты (наибольшую долю
будут составлять гидравлические экскаваторы с гидроприводом
рабочего оборудования, поворотной платформы, механизма хода).
В отечественной и зарубежной практике уже созданы гидравличе-
ские экскаваторы с ковшом вместимостью 2,5—20 м3, массой 60—
500 т, усилием копания 200—125 кН. Тенденция широкого внед-
рения гидравлических экскаваторов в практику открытых горных
работ объясняется наличием у этих экскаваторов конструктивных
и технологических преимуществ по сравнению с мехлопатами. Ос-
новными из них являются:
дополнительная степень свободы рабочего оборудования (од-
новременная подвижность стрелы, рукояти и ковша), обеспечиваю-
щая получение регулируемой траектории черпания и слоевую
(сверху вниз) разработку пород;
в 1,5—2,5 раза меныпая удельная (на 1 м3 вместимости ковша)
металлоемкость конструкции;
большее (реализуемое на зубьях ковша) усилие копания;
быстрый монтаж (демонтаж) рабочего оборудования, позво-
ляющий использовать на одной машине различные его конструк-
ции, что обеспечивает в заданный момент соответствие техноло-
гических параметров экскаватора условиям разработки.
Обратные гидравлические мехлопаты по сравнению с прямыми
мехлопатами имеют следующие преимущества:
большой радиус черпапия на уровне стояния экскаватора;
возможность верхнего и нижнего черпапия и погрузки транс-
портных средств на уровне стояния экскаватора, ниже и выше
него;	„	.. ,
80
Рис. 3.15. Гидравлический экскаватор ЭГ-12
лучшую возможность селективной выемки пород при уста-
новке экскаватора на кровле разрабатываемого уступа и возмож-
ность выемки из-под слоя воды.
Первый отечественный карьерный гидравлический экскаватор
ЭГ-12 (рис. 3.15) конструкции Уралмашзавода прошел промыш-
ленные испытания в 1979 г. на угольном разрезе «Кедровский»
(в Кузбассе). В стадии разработки находятся усовершенствован-
ная модель этого экскаватора ЭШ-12А с челюстным ковшом и
более мощная модель ЭГ-20 с-ковшом вместимостью 20 м3. На
угольном разрезе в Якутии работают экскаваторы 204-М фирмы
«Марион» с конструктивной системой «Суперфронт». Широкие
технологические возможности и конструктивные достоинства
мехлопат с гидроприводом говорят о настоятельной необходи-
мости серийного производства таких машин для открытых горных
работ.
3.6.	ТЕХНОЛОГИЧЕСКИЕ ПАРАМЕТРЫ МНОГОКОВШОВЫХ
ЭКСКАВАТОРОВ
Многоковшовые экскаваторы по конструкции рабочего органа
делятся на цепные и роторные. У цепных многоковшовых экска-
ваторов (рис. 3.16) рабочим органом является ковшовая цепь,
которая движется по направляющей раме. Рама одним концом
шарнирно соединена с корпусом, а другой ее конец подвешен
к укосине. Угол наклона рамы меняется с помощью канатной
подвески. При движении по забою ковши наполняются и пере-
мещают породу к верхнему барабану, где они разгружаются в буп-
81
/////У///'//У/777
4
2 ~ ков-
барабан;
б — под-
6 — канат
7 — тяги
10 —за-
11 — порталы
12 — кран-уко-
экскаватора
Рис. 3.16. Схема цепного
многоковшового экскаватора:
1 — направляющая рама;
шовая цепь; 3 — верхний
4 — планирующее звено;
вижной противовес;
для подвески стрелы;
для подвески рамы к стреле; 8 —
канат для управления планирую-
щим звеном; 9 — стрела;
грузочные люки;
под экскаватором;
сипа для ремонта
Рис. 3.17. Схема роторного экскаватора:
/—роторное колесо; 2 — стрела; 3--гусеницы; 4 — разгрузочная коисоль; 5 — противовес;
6 — поворотная платформа
кер. Из бункера порода поступает в вагоны или на разгрузочный
конвейер. Вместимость ковша 250—4500 л.
Цепные многоковшовые экскаваторы выпускаются на желез-
нодорожном, гусеничном и пневмоколесном ходу. Пневмоколес-
ным ходом снабжаются только малые модели. Рельсовые пути
для передвижения многоковшовых экскаваторов укладываются
совместно с путями для подвижного состава на общих шпалах.
При холостом ходе экскаваторы способны преодолевать уклон
до 5°/оо, а при рабочем — 2,5—3%о. Мощные цепные экскаваторы
выпускаются с электрическим приводом. Небольшие модели снаб-
жаются дизельным и дизель-электрическим приводом. Различают
цепные экскаваторы с одной ковшовой цепью для верхнего или
нижнего черпания, а также для последовательного верхнего и
нижнего черпания. При верхнем черпании уменьшается расход
энергии на подъем и резание породы. Экскаваторы нижнего чер-
пания рационально использовать при разработке плотных гли-
нистых пород.
Экскаваторы могут быть неповоротпыми, неполно- и полно-
поворотными. У полноповоротных экскаваторов верхняя часть
с направляющей рамой может поворачиваться на 360°, что обес-
печивает возможность попеременной разработки уступа верхним
и нижним черпанием с одной рабочей площадки.
По способу разгрузки различают экскаваторы с портальной
и боковой разгрузкой. Портальная разгрузка применяется при
погрузке в средства железнодорожного транспорта.
Направляющая рама может быть жесткой или шарнирной,
Экскаваторы с жесткой рамой применяются для валовой выемки,
а с шарнирной — для раздельной выемки. У большинства экска-
ваторов рама имеет планирующее звено.
Многоковшовые цепные экскаваторы изготавливаются в ГДР.
На отечественных карьерах многоковшовые цепные экскаваторы
применяются для разработки рыхлых пород (карьеры горнохи-
мического сырья, буроугольные карьеры Украины и др.).
Технологическая характеристика многоковшовых цепных экс-
каваторов приведена в табл. 3.3.
У роторных экскаваторов (рис. 3.17) рабочим органом явля-
ется роторное колесо с ковшами, установленное на конце ротор-
ной стрелы. При вращении роторного колеса ковши, срезая
стружку породы, заполняются и разгружаются на конвейер, рас-
положенный на стреле экскаватора сбоку от роторного колеса.
Далее порода поступает на разгрузочный конвейер и в транспорт-
ные средства.
Рабочий орган роторного экскаватора но сравнению с рабочим
органом цепного экскаватора имеет следующие преимущества.
Операции черпания и перемещения породы на разгрузку выпол-
няются раздельно, более высокие усилия черпания (в 1,5—2 раза
выше, чем у цепного), надежность и к. п. д. Па роторе устанав-
ливаются от 6 до 12 ковшей, которые снабжены зубьями, арми-
рованными твердыми сплавами.
83
Таблица 3.3
Показатели	Многоковшовые цепные экскаваторы			
	£>5=з800	L>s=1600	Ds=l 120	Ds=2240
Теоретическая производи-	1050	2100	1980	2800
телыюсть (в рыхлой массе), м3/ч Высота черпания, м	22	22	17	23
Глубина черпания, м	20,5—23,5	23—26,5	17—20	20—23 '
Вместимость ковша, л	800	1600	1120	2240	‘
Давление па основание,	1,38	1,46	1,89	1,5
МПа Скорость передвижения,	5—15	3—10	2,8—9	4—8 (12) ’
м/мин Масса, т	1100	2180	1210	2600	1
Продолжение табл. 3.3
Показатели	Многоковшовые цепные экскаваторы						
	3150	LO </) q	LO II со о:	1 СО о:	Д 1200	T со о:	04 сч II СО о:
Теоретическая производи- тельность (в рыхлой массе), м3/ч Высота черпания, м	7800	11 500	1000	1300	2850	3950	5500
	17	33	17	12,5	20	29	32
Глубина черпания, м	25—27	33	17,5	12,5	20	29	32
Вместимость ковша, л	3150	4500	560	700	1200	1600	2240
Давление па основание, МПа	1,7	1,7	1,35	1,5	1,32	1,25	1,25
Скорость передвижения, м/мин	2-6	3-9	3—8	5,5	2,5—8	2—6	2-6
Масса, т	3680	4100	950	1000	1600	2680	3500
Роторные экскаваторы выпускаются малой производительно-
сти (до 630 м3/ч), средней (630—2500 м3/ч), большой (2500—
5000 м3/ч и более).
По удельному усилию черпания (па 1 см режущей кромки
ковша) различают экскаваторы с нормальным усилием черпания
(600—900 Н/см) и с повышенным (1200—2100 Н/см). Экскаваторы
с повышенным усилием черпания используются для разработки
каменного угля, полускальных и мерзлых пород.
Различают роторные экскаваторы верхнего и нижнего чер-
пания. Максимальная высота черпания определяет высоту раз-
рабатываемого уступа. У современных экскаваторов она не пре-
вышает 50 м. Максимальная глубина черпания не превышает
10 м.
84
Роторные экскаваторы бывают с невыдвижной и выдвижной
стрелой. Экскаваторы с невыдвижной стрелой имеют на 20—
25 % меньшую массу и более надежны. Однако при раздельной
разработке забоев на добычных работах наиболее приемлемы
экскаваторы с выдвижной стрелой. Максимальное выдвижение
стрелы составляет 25—31 м.
Ход роторных экскаваторов бывает гусеничный, шагающе-
рельсовый, рельсово-гусеничный. Шагающе-рельсовый ход имеют
мощные экскаваторы с невыдвижной стрелой. Шагающе-рельсо-
вый ход по сравнению с гусеничным позволяет повысить проходи-
мость и улучшить маневренность экскаватора благодаря возмож-
ности .поворота на месте на любой угол. Малые экскаваторы,
большинство средних и некоторые мощные имеют гусеничный ход.
Малые и средние модели массой до 600 т имеют ход из двух
Таблица 3.4
Показатели	Роторные экскаваторы		
	ЭРГ-400	ЭР-1250	ЭР-1250Д
Теоретическая производительность (в рыхлой массе), м3/ч	1370	1600	1250
Высота черпапия, м	17	17	16
Глубина черпания, м	1,5	1,5	1,5
Диаметр роторного колеса, м	6,43	6,45	6,45
Вместимость ковша, м	0,4	0,4	0,4
Ширина ленты конвейера, м	1,2	1,2	1,2
Давление на основание, МПа	0,108	0,135	0,135
Скорость передвижения, м/мин	2,9—5,8	6,25	6,25
Масса, т	578	690	695
Установленная мощность электро- двигателей, кВт	580	670	670
Продолжение табл. 3.4
Роторные экскаваторы
Показатели	ЭРШР-1600	ЭРШРД-500	ЭРШР-12500
Теоретическая производительность (в рыхлой массе), м3/ч	5000	5000	12 500
Высота черпания, м	40	30	32
Глубина черпания, м	7	3	4
Диаметр роторного колеса, м	16,3	13	18
Вместимость ковша, м3	1,6	1	3,5
Ширина ленты конвейера, м	2	2	2,8
Давление на основание, МПа	0,12—0,17	0,125—0,175	0,25
Скорость передвижения, м/мин	2—3	2—3	2,1—2,7
Масса, т	4244	4200	5700
Установленная мощность электро- двигателей, кВт	9400	Н. д.	Н. д.
85
гусеничных тележек. Мощные экскаваторы выпускаются многогу-
сеничными.
Технологические параметры отечественных роторных экскава-
торов приведены в табл. 3.4. Значительное число роторных экс-
каваторов выпускаются за рубежом (ГДР, ЧССР, ПНР, ФРГ).
3.7.	ТЕХНОЛОГИЯ ВЫЕМКИ ПОРОД И ПАРАМЕТРЫ
ЗАБОЕВ МНОГОКОВШОВЫХ ЭКСКАВАТОРОВ
Многоковшовые цепные экскаваторы на рельсовом ходу разра-
батывают уступы фронтальными забоями, а экскаваторы на гу-
сеничном ходу — торцовыми. При разработке уступа фронталь-
ным забоем выемка горной массы может осуществляться парал-
лельными (одиночными и многорядными) и треугольными струж-
ками по вееру (рис. 3.18). Стружки образуются при движении
ковшей по откосу уступа и перемещении экскаватора вдоль ус-
тупа со скоростью иэ. Высота и угол откоса уступа, ширина и
толщина стружки находятся во взаимосвязи с технической про-
изводительностью экскаватора (м3/ч), определяемой по формуле
Дэ. тех = 60иэ/36;	(3.6)
/з = fry sin а,
где /3 — наклонная высота забоя, м; h — высота уступа, м; а —
угол откоса уступа, градусы; 6 — толщина срезаемой стружки, м.
Необходимое наполнение ковшей породой достигается путем
изменения рабочей скорости движения экскаватора или регули-
рованием толщины срезаемой стружки. Для современных цепных
экскаваторов иэ = 4-Ь12 м/мин. Величина б регулируется путем
поднятия или опускания направляющей рамы экскаватора.
Выемка горной массы параллельными одиночными и много-
рядными стружками обеспечивает постоянную производитель-
ность экскаватора и эффективное наполнение ковшей при постоян-
ных значениях иэ и б. При работе одиночными стружками после
снятия каждой стружки путевая решетка непрерывно перемеща-
Рис. 3.18. Схемы выемки горной массы ценными многоковшовыми экскавато-
рами:
?т™араллельнь,ми °ДИ110чнь!ми стружками; б — то же, многорядиымн; в ~ треугольными
ружками по вееру; ZB—величина выдвижения направляющей рамы
86
ется путепередвигателем непрерывного действия. Ширина за-
ходки равна толщине стружки. Максимальная толщина стружки
бтах определяется вместимостью ковша цепного экскаватора. При
вместимости ковша 400, 560, 800, 1120, 1600, 2240, 3150 л макси-
мальная толщина стружки равна соответственно 50, 56, 63, 71, 80,
90, 100 см.
Выемка горной массы многорядными параллельными струж-
ками наиболее рациональна в случае нижнего черпания и нали-
чия выдвижной рамы.
В случае разработки уступа фронтальным забоем с выемкой
горной массы треугольными стружками по вееру перед началом
выемки первой стружки (после передвижки экскаваторных пу-
тей) рама находится в горизонтальном положении. Для каждой
последующей стружки рама опускается. После отработки заходки
у подошвы уступа остаются гребни, которые отрабатываются пла-
нирующим звеном. Вследствие неодинаковой толщины стружки по
ее длине происходит неравномерное наполнение ковшей и не-
сколько снижается (на 5—8 %) производительность экскаватора.
Экскаваторные пути передвигаются после отработки всей заходки.
При разработке уступа фронтальным забоем с выемкой гор-
ной массы параллельными стружками верхним черпанием
порядок работы такой же, как и при нижнем черпании. Экскава-
торные пути перемещаются непрерывно на величину, равную тол-
щине стружки, или (при наличии планирующего звена) периоди-
чески па величину, равную длине планирующего звена.
При разработке уступа торцовым забоем применяется верх-
нее и нижнее черпание. Максимальная ширина забоя при выемке
горной массы серповидными стружками определяется длиной, уг-
лом наклона и углом поворота рамы (для мощных экскаваторов
она составляет 20—30 м).
Высота забоя цепных экскаваторов зависит от высоты черпа-
ния, длины направляющей рамы и угла ее наклона и изменяется
в пределах 5—40 м. Угол наклона рамы определяется устойчи-
востью разрабатываемых пород и не превышает 45°.
При раздельной выемке горизонтальных и пологих пластов
наиболее эффективны многоковшовые цепные экскаваторы с мно-
гошарнирпой рамой.
Роторные экскаваторы на гусеничном и шагающе-рельсовом
ходу разрабатывают уступы в основном торцовым забоем. Фрон-
тальный забой применяется при использовании экскаваторов на
рельсовом ходу, а также в случае раздельной выемки. При тор-
цовом забое экскаватор стоит па месте, а стрела с ротором пово-
рачивается относительно оси экскаватора на угол (>) = 90-4135°.
Применение торцовых забоев позволяет уменьшить затраты элек-
троэнергии на передвижение экскаватора.
Роторными экскаваторами можно вынимать горную массу вер-
тикальными и горизонтальными стружками (рис. 3.19). При гори-
зонтальных стружках уменьшается возможная высота разрабаты-
ваемого уступа, увеличиваются энергоемкость выемки (до 30%)
87
Рис. 3.19. Схемы выемки горной массы роторными экскаваторами (цифрами
показана очередность выемки стружек):
а — вертикальными однорядными стружками; б — то же, многорядными; в — горизонталь-
ными стружками; г — комбинацией вертикальных и горизонтальных стружек
и нагрузки па ротор (на 10—30%). Давление экскаватора иа ос-
нование при выемке горной массы вертикальными стружками
выше, чем горизонтальными. Поэтому в устойчивых породах при-
меняются вертикальные стружки. Горизонтальные стружки при-
меняются при экскавации рыхлых и сыпучих горных пород. Ком-
бинация вертикальных и горизонтальных стружек применяется для
создания пологих откосов в неустойчивых породах и при раздель-
ной выемке топких слоев.
Высота Ас срезаемого слоя при вертикальных стружках из-
меняется в пределах (0,44-0,7) Др (где Др— диаметр роторного
колеса). Так как при уменьшении числа слоев сокращается время
вспомогательных операций, следует стремиться работать с макси-
мальным значением Ас. При горизонтальных стружках ширина
ленты также изменяется в пределах (0,44-0,7) ПР. Толщина сре-
заемой стружки зависит от мощности экскаватора и экскавируе-
мости пород и колеблется в пределах 0,3—0,8 м.
Максимальная ширина заходки (м) роторного экскаватора при
торцовом забое определяется по формуле
А = l,57?rmax—Ayctga,	(3.7)
где а — угол откоса уступа, градусы.
3.8.	РАСЧЕТ ПРОИЗВОДИТЕЛЬНОСТИ ЭКСКАВАТОРОВ
Различают производительность экскаваторов теоретическую, тех-
ническую и эксплуатационную.
Теоретическая производительность—количество горной массы
(в тоннах или кубометрах), которое может быть вынуто в еди-
ницу времени при непрерывной работе экскаватора исходя из его
конструктивных параметров. Для мехлопат теоретическая произ-
водительность рассчитывается при угле поворота к разгрузке, рав-
ном 90°, высоте черпания, равной высоте напорного вала, и по-
минальной скорости поворота к разгрузке в отвал. Для драглайна
88
угол поворота принимается равным 135°. Для многоковшовых экс-
каваторов теоретическая производительность рассчитывается по
числу ковшей, разгружающихся в единицу времени, при номиналь-
ной скорости резания. Коэффициент наполнения ковша и коэффи-
циент разрыхления породы в ковше принимаются равными еди-
нице.
Теоретическая производительность (м3/ч) экскаватора в раз-
рыхленной массе определяется по формуле
Г/э. т=^ 60£nK,	(3.8)
где Е—вместимость ковша, м3; пк— число ковшей, разгружаю-
щихся в минуту.
Для многоковшовых экскаваторов значение пк дается в техни-
ческой характеристике, а для одноковшовых оно определяется
по формуле
пк — 60/Тц. т,
где Та, т — теоретическая продолжительность рабочего цикла, с*
Подставив в формулу (3.8) значение нк, получим формулу для
определения производительности одноковшового экскаватора
Пэ ,т = 3600Е/Тц.т.	(3.9)
Теоретическая производительность экскаватора приводится
в паспорте, поэтому она называется также паспортной.
Техническая производительность — максимальная часовая про-
изводительность экскаватора при непрерывной его работе в кон-
кретных горнотехнических условиях. Техническая производитель-
ность зависит от конструктивных параметров экскаватора, экска-
вируемости пород, коэффициента наполнения ковша, коэффициента
разрыхления породы в ковше, параметров забоя и условий
разгрузки (разгрузка в отвал или в транспортные средства). Па-
раметры забоя оказывают влияние на продолжительность вспомо-
гательных операций (передвижка и уборка негабарита для одно-
ковшовых экскаваторов, передвижка роторных экскаваторов и др.).
Часовая техническая производительность в плотной массе (м3)
для многоковшовых экскаваторов определяется по формуле
Пэ. тех ~ 60£Пк^эйз,	(3.10)
где k3 — коэффициент экскавации;
/?э = &н, к/&р. к,
k„. к — коэффициент наполнения ковша; k9. к — коэффициент раз-
рыхления породы в ковше; k3 — коэффициент забоя, учитывающий
влияние вспомогательных операций;
ks~ tpl(tp /в);
tP — продолжительность непрерывной работы экскаватора с од-
ного положения или при одном направлении движения ротора, с;
^—продолжительность одной передвижки или перемены направ-
ления движения ротора, с.
89
Часовая техническая производительность в плотной массе
(м3) для одноковшовых экскаваторов определяется по формуле
гт ___	3600 k#.K /р	3600 « »	/о 1
11Э. тех--	7 Г" “	—	«Э«з,	V3 • 1 ч
J ц. р кр- к !рт ‘в 1 ц. р
где Тц.р — расчетная продолжительность рабочего цикла экска-
ватора в данном забое, зависящее от типа разрабатываемых по-
род и угла поворота экскаватора к разгрузке, с.
Значения коэффициентов kH. к, &р. к, k3 определяются в зависи-
мости от свойств экскавируемых пород, вместимости и формы
ковша, квалификации машиниста и др. Для неразрыхленных по-
род значения этих коэффициентов зависят в основном от типа
породы. При разработке разрыхленных полускальпых и скальных
пород значения ku. к, kp. к, k3 зависят в основном от кусковатости
пород в развале и размеров ковша. Для ориентировочных расче-
тов при средней степени дробления породы взрывом они могут
быть приняты по табл. 3.5.
Расчетная продолжительность (с) рабочего цикла одноков-
шовых экскаваторов при совмещении вспомогательных операций
(опускание ковша для черпания и разгрузки, подтягивание и вы-
движение рукояти и др.) с основными операциями определяется
по формуле
Гц. р = t4 -|- /п. р + ^п. з +	(3.12)
где — продолжительность черпания, с; /р-—продолжительность
разгрузки ковша, с; tn. р, tn. 3 — продолжительность поворота экс-
каватора соответственно к месту разгрузки и к забою, с.
Значения Аг, tn. р, /р, ifn. з зависят от свойств пород, параметров
забоя и угла поворота экскаватора к разгрузке. Для ориентиро-
вочных расчетов продолжительность рабочего цикла в средних
условиях разработки при угле поворота экскаватора 135° можно
принимать по табл. 3.6.
Значения k3 изменяются в пределах 0,85—0,9.
Таблица 3.5
Породы	*р.к	*н.к	k3
Песок, супесь, легкая глина	1,1-1,18	1-1,1	0,95
Бурый и каменный уголь, плотные гли- ны, слабые глинистые слапцы, мел Плотные глинистые сланцы, мергель,	1,15-1,3	0,95—1,1	0,8
	1,25—1,35	0,85—1	0,75
слабые песчаники на глинистом цементе Песчаники на известковом цементе,	1,3—1,45	0,80—1	0,65
слабые известняки Песчаники на железистом и кварцевом цементе, крепкие известняки и доло- миты	1,45—1,5	0,75—0,9	0,55
90
Таблица 3.G
Экскаваторы	Значения Гц (с) при разработке				
	песка, супеси, легких глин	ПЛОТНЫХ глин, полу- скальных. хорошо взор- ванных пород	тяжелых глин, полу- скальных пород, взор- ванных на встряхивание	взорванных скальных пород средней крепости	взорванных крепких скальных пород
ЭКГ-3,2	23,8	25,5	29,8	31,9	34,1
ЭКГ-5	24,2	27,1	31,7	34	36,5
ЭКГ-8И	28,2	30,3	36,2	37,5	40,5
ЭКГ-12,5	32,4	34,7	38,3	41,4	44,1
ЭКГ-4У	32,1	34,8	38,8	41,9	44,5
ЭКГ-6,ЗУ	40,3	43,2	46,4	49,8	53,8
ЭВГ-35/65М	58,1	61,1	66,1	68,2	71,2
ЭШ-8/60	50,1	54	59,1	63,6	—
ЭШ-15/90	56,9	60	63	67,5	. # 
ЭШ-80/100	62,6	65	69	74,5	—
Эксплуатационная производительность экскаватора определя-
ется с учетом использования рабочего времени, что связано с не-
избежными организационными и технологическими простоями
(прием смены, осмотр и смазка узлов, ожидание подвижного со-
става и др.). Эксплуатационная производительность меньше тех-
нической. Она отражает степень совершенства организации вые-
мочно-погрузочных работ, смежных основных и вспомогательных
работ (транспортирование горной массы, подготовка горных по-
род к выемке и др.). Эксплуатационная производительность рас-
считывается за смену, сутки, месяц, год. При расчете произво-
дительности за месяц и год учитываются потери времени на ре-
монты. В наибольшей степени уровень организации работ харак-
теризует годовая производительность. Сменная эксплуатационная
производительность экскаватора (м3) приближенно определяется
по формуле
Пэ, см = Пэ. техТсм^и. э,	(3.13)
где Тем — продолжителность смены, ч; kK. э— коэффициент исполь-
зования экскаватора во времени, зависящий от типа применяемого
оборудования в смежных технологических процессах, организа-
ции производства и других факторов.
Более детально расчет сменной производительности экскава-
торов рассмотрен в разделе 8.7.
Приближенные значения kw. э приведены в табл. 3.7.
Годовая эксплуатационная производительность экскаватора
(м3) определяется по формуле
Пэ. г = Пэ. СмНдПсм,	(3-14)
где Мд— число рабочих дней экскаватора в году; псм — число ра-
бочих смей в сутки (па большинстве карьеров пСм=3).
91
Таблица 3.7
Транспорт	Схема подачи транспортных средств	*и.э
Железнодорожный	Тупиковая Сквозная	0,5—0,65 0,7—0,8
Автомобильный	Тупиковая Кольцевая	0,55—0,65 0,65—0,75
Конвейерный	Непрерывная	0,75—0,85
Перемещение в ковше в отвал	—	0,8—0,9
Число рабочих дней экскаватора в году зависит от режима ра-
боты карьера (круглогодовой, сезонный и др.). Одноковшовые
экскаваторы работают круглый год. При работе с выходными
днями Л''д = 240н-250. На вскрышных работах, где мощное обору-
дование работает без выходных дней, Уд = 280н-290. Число рабо-
чих дней для экскаваторов непрерывного действия па вскрышных
работах зависит от продолжительности вскрышного сезона и из-
меняется от 230 (для южных районов страны) до 175 дней (для
северных районов).
На угольных и железорудных карьерах годовая производитель-
ность вскрышных экскаваторов ЭКГ-4,6, ЭКГ-8И, ЭШ-15/90 со-
ставляет соответственно 1200—1400,2000-—2500,3500—3600 тыс. м3.
Лучшими экскаваторными бригадами достигнуты более высокие
показатели.
Удельные затраты на выемочно-погрузочные работы зависят от
свойств горных пород, качества подготовки их к выемке, органи-
зации работ. При использовании одноковшовых экскаваторов они
изменяются в пределах 5—12 коп/м3.
3.9.	ПРИМЕНЕНИЕ БУЛЬДОЗЕРОВ, СКРЕПЕРОВ
и одноковшовых погрузчиков
Бульдозеры, скреперы и одноковшовые погрузчики относятся
к выемочно-транспортным машинам, которые при производстве
вскрышных, добычных и вспомогательных работ на карьерах от-
деляют горную массу от массива или навала, перемещают (транс-
портируют) ее в рабочем органе и укладывают в отвал или гру-
зят в транспортные средства. Погрузка транспортных средств
бульдозерами и скреперами осуществляется с использованием спе-
циальных бункеров. Погрузчики производят непосредственную
погрузку транспортных средств.
Бульдозер представляет собой агрегат, состоящий из базового
гусеничного или колесного трактора (тягача) и навесного бульдо-
зерного оборудования (отвала, устройства для подвески отвала
92
к базовой машине, системы привода отвала). Некоторые конструк-
ции допускают поворот отвала в плане относительно трактора.
В зависимости от условий работы применяются отвалы различной
конструкции. Наиболее распространен сварной отвал коробчатой
формы, в нижней части которого закреплен нож. Для увеличения
прочности отвал снабжается ребрами жесткости, а при работе
в сыпучих породах — открылками-удлинителями. В условиях плот-
ных пород отвал снабжается съемными зубьями, позволяющими
рыхлить породу в процессе работы.
Бульдозеры имеют гусеничный или ппевмоколесный ход.
Колесные бульдозеры оснащены тинами низкого давления (0,15—
0,175 МПа), что обеспечивает их высокую проходимость и боль-
шую скорость передвижения (до 30 км/ч).
По мощности тягача бульдозеры разделяются на сверхмощные
(мощность более 250 кВт), мощные (150—250 кВт) средней мощ-
ности (75—150 кВт) и легкие (до 75 кВт).
Бульдозеры имеют гидравлическое и канатное управление. За-*
глублепие отвала у канатных бульдозеров происходит под дейст-
вием силы тяжести, а при гидравлическом управлении —с по-
мощью гидравлических систем.
На карьерах бульдозеры используются как для производства
вспомогательных работ (зачистка кровли пласта, планировка
трассы транспортных коммуникаций и рабочих площадок уступов,
понижение их высоты, сооружение насыпей и др.),так и вскрыш-
ных и добычных работ. В тяжелых условиях наибольшее примене-
ние получили гусеничные бульдозеры с неповоротным в плане
отвалом. Применение колесных бульдозеров целесообразно при
большой разбросанн'ости участков с малыми объемами работ.
Рабочий цикл бульдозера при разработке пород состоит из опе-
раций зарезки горизонтального или наклонного слоя, резания
этого слоя для получения призмы волочения и перемещения ее
к месту разгрузки. Для эффективной работы плотные, трещино-
ватые и мерзлые породы необходимо готовить к выемке механи-
ческим рыхлением. Производительность бульдозера зависит в ос-
новном от мощности базового трактора, размеров отвала, расстоя-
ния транспортирования и свойств разрабатываемых пород.
Часовая техническая производительность бульдозера (м3) при
выемке и перемещении породы определяется по формуле
Пб. тех = ЗбОООи. пАТц. p/fep. п),	(3.15)
где Vn — объем породы, перемещаемый бульдозером за один цикл,
м3; k». п — коэффициент изменения производительности бульдо-
зера, учитывающий уклон и расстояние перемещения породы
(табл. 3.8); kv. „—коэффициент разрыхления породы; Тц. р—про-
должительность рабочего цикла бульдозера, с.
Объем породы (м3), перемещаемый бульдозером за один цикл
(объем призмы волочения), можно определить с достаточной точ-
ностью как объем треугольной призмы. Приняв /гл~й1 (рис. 3.20),
найдем, что
93
Vn--=bnph„B„l2,	(3.16)
где Апр—ширина призмы волочения, м;
ЬпР -= Ал/tg а;
Ал— высота отвала (лемеха), м; а=
= 35ч-60° — угол откоса породы в призме
волочения; Вл — ширина отвала, м.
Подставив в формулу (3.16) вместо
ЬПр выражение Ад/tg а, найдем, что
Рис. 3.20. Схема к опреде-	- ^лАл/(21§а).	(3-17)
лочения°бЪеМа призмы в0’ Максимальный поперечный уклон при
2 — горная масса работе буЛЬДОЗероВ Не ДОЛЖвН ПРеВЫ-
шать 30 % • Бульдозер может преодоле-
вать подъем 15—18 и 35—40 % соответственно с грузом и без
груза, а также спуск 45 %.
Продолжительность (с) рабочего цикла бульдозера
Тц.р = /н /д. г + /д. П -Нв =-^~+	+ /в>	(3.18)
уд. г »д. п
где /н — продолжительность набора породы, е; /д. г—продолжи-
тельность движения бульдозера с грузом, с; /д. п— продолжитель-
ность движения бульдозера без груза, с; /в = 5=10—продолжи-
тельность переключения скоростей и опускания отвала, с; LK,
Ln. n — соответственно расстояние набора и перемещения породы,
м; t»H, Уд. г, 1»д. п — средняя скорость движения бульдозера соответ-
ственно при наборе породы, с грузом и без груза (табл. 3.9), м/с.
Таблица 3.8
Расстояние перемещения породы» м	Коэффициент kK п		при перемещении породы		
	иа горизонталь- ном участке	под уклон 10	%	под уклон 20 %	иа подъем 10 %
15	1	1.8		2,5	0,6
30	0,6	1.1		1.6	0,37
65	0,3	0,6		0,9	0,18
100	0,2	0,36		0,55	0,12
Примечание. По данным Ю. В. Дейнего.
Таблица 3.9
Породы	Скорость движения бульдозера» м с		
	при наборе породы	с грузом	без груза
Песчаные и мягкие Плотные, щебеночно-гравий- ные и слежавшиеся связные Мелковзорванные	0,6—1,2 0,55—0,9 0,15—0,35	1—2 1—1,3 0,6—0,8	.1,6—2,5 1,2—2,8 0,7—1,3
94
Сменная эксплуатационная производительность бульдозера
(м3)
Пв. см == 3600VX. пТ^см&и. б/(Гц. р&р. п),	(3.19)
где Гем —продолжительность смены, ч; kK. 6 = 07,4-0,8 — коэффи-
циент использования бульдозера во времени.
Работа бульдозеров эффективна при перемещении горной
массы па небольшое расстояние (до 80 м). При разработке россы-
пей и работе под уклон иногда рационально перемещать горную
массу на расстояние 100 м и более.
Производительность бульдозеров зависит в основном от их мощ-
ности, типа разрабатываемых породы и расстояния их перемеще-
ния. При расстоянии Лп. п перемещения пород 15—20 м сменная
производительность бульдозеров мощностью 75—200 кВт в мягких
породах составляет 800—1300 м3, при £п. п=Ю0 м она находится
в пределах 200—350 м3. Удельные затраты при бульдозерной вы-
емке изменяются в пределах 4—10 коп/м3.	'
Часовая техническая производительность бульдозера на пла-
нировочных работах (м2) определяется по формуле
гт	__ 3600 (&пол ГПл	/о
и б. тех. пл — ~	~
( Г-пл , .	\
"пр I	'Г чюв I
X ^пл	у
где Гпл — длина планируемого участка, м; &ПОл — ширина полосы
планировки за один проход бульдозера, м; а=0,34-0,4 — ширина
перекрытия полосы,-м; пп₽ — число проходов бульдозера по одной
полосе; пПл — скорость движения бульдозера при планировке (на
первой передаче цпл = 0,34-0,7), м/с; /Пов = 8-5-12 — продолжитель-
ность поворота бульдозера при каждом проходе, с.
Колесный скрепер — самоходный или прицепной к тягачу агре-
гат, служащий для зачерпывания, перемещения и разгрузки по-
роды. Рабочим органом скрепера является ковш, имеющий на пе-
редней кромке днища нож, с помощью которого срезается слой
породы. Ковш скрепера бывает телескопическим и грейферным.
По способу разгрузки ковша различают скреперы со свободной,
принудительной и полупринудительной разгрузкой породы. При
свободной разгрузке порода разгружается путем опрокидывания
ковша вперед или назад. Принудительная разгрузка состоит в вы-
талкивании породы задней стенкой ковша. Полупринудительная
разгрузка осуществляется опрокидыванием ковша вперед и ча-
стичным выталкиванием.
Скреперы бывают одноосные и двухосные. По способу управле-
ния различают скреперы гидравлические и с механическим (ка-
натным) управлением.
Наиболее перспективны для открытых разработок мощные са-
моходные или полуприцепные скреперы, созданные на базе колес-
ных одно- и двухосных тягачей и обладающие большой скоростью
95
(40—60 км/ч без груза и 20—30 км/ч с грузом) и маневренностью.
Скреперы с гусеничными тягачами используются лишь при плохих
дорожных условиях и небольшом расстоянии транспортирования
(до 300 м).
Скреперы используются при производстве вскрышных и до-
бычных работ, проходке траншей и сооружении насыпей, зачи-
стке пластов полезных ископаемых, производстве работ по рекуль-
тивации и при различных вспомогательных работах. Скреперы
в основном используются при разработке мягких пород. В послед-
ние годы мощные скреперы находят применение при разработке
мелкораздробленных скальных пород. В тяжелых условиях за-
грузка скреперов осуществляется, как правило, с подталкиванием
бульдозером-толкачом.
Разработка пород скрепером осуществляется следующим обра-
зом. При подходе скрепера к забою поднимается передняя его за-
слонка, а ковш опускается. В процессе дальнейшего движения
скрепера по забою его нож срезает слой породы, толщина кото-
рого в мягких породах составляет 0,2—0,3 м, а в плотных и хо-
рошо разрушенных — 0,1—0,15 м. После наполнения ковш подни-
мается, закрывается заслонка и скрепер перемещается к месту
разгрузки. На отвале ковш опускается, поднимается передняя за-
слонка и задняя стенка, перемещаясь по ковшу, выталкивает по-
роду. После разгрузки ковш поднимается, задняя стенка сдвига-
ется в исходное положение и опускается передняя заслонка.
В таком положении скрепер возвращается в забой и цикл повто-
ряется.
Разработка породы скрепером производится горизонтальными
слоями (при заполнении ковша на горизонтальной площадке) и
наклонными слоями (в основном при проведении траншей) с за-
полнением ковша на наклонной поверхности при движении скре-
пера под уклон. В последнем случае время загрузки ковша сокра-
щается на 20—30 % благодаря большей толщине срезаемого слоя.
Угол наклона забоя изменяется в пределах 10—20°. Длина на-
клонного забоя (м) определяется по формуле
/з = £^ск/(ЬкМ,	(3.21)
где Е— вместимость ковша скрепера, м3; kCK-—коэффициент скре-
перования (экскавации); Ьк— ширина режущей кромки ковша, м;
йск — толщина слоя, срезаемого скрепером, м.
Коэффициент скреперования равен отношению коэффициента
feu.к наполнения ковша (fe„.к= 1,1 <-1,4) к коэффициенту fep.K раз-
рыхления породы в ковше.
Часовая техническая производительность скрепера (м3) зави-
сит от свойств породы, вместимости ковша, расстояния и скорости
транспортирования и определяется по формуле
Дек. тех “ 60£йск/Тц. р,	(3.22)
где 7ц.р — продолжительность рабочего цикла скрепера, мин;
£ц. Р=-Дн-|-/д.г + ^р + /д.п + /Е,	(3.23)
96
/„=0,74-1,5— продолжительность наполнения ковша, мин; /д.г,
/д.п — продолжительность движения скрепера соответственно с гру-
зом и без груза, мин; /р = 0,34-1— продолжительность разгрузки,
мин; /в= 1 = 1,5— продолжительность вспомогательных операций
(повороты и переключение передач), мин;
/Д. г = Zr/t’r J
/г — расстояние движения скрепера с грузом, м; цг= 64-50—ско-
рость движения скрепера с грузом, м/мин;
*	п= /п/и„;
/п — расстояние движения скрепера без груза, м; нп= 104-80—
скорость движения скрепера без груза, м/мин.
Сменная эксплуатационная производительность колесного
скрепера (м3) определяется по формуле
Пск. См — бО^Тсм^СК^И. Ск/Тц. р,	(3.24),
где Тс„ — продолжительность смены, ч; ka. с„=0,7 = 0,85 — коэф-
фициент использования скрепера во времени.
Колесные скреперы выгодно отличаются от других выемочных
машин простотой конструкции, надежностью, небольшой массой
и стоимостью.
Производительность мощных колесных скреперов зависит от
расстояния транспортирования. Сменная эксплуатационная про-
изводительность скреперов с ковшом вместимостью 15 м3 при
расстоянии транспортирования 200 м составляет 1000—1500 м3
(при транспортировании на расстояние 1000 м она снижается до
300 м3). Удельные затраты при скреперной выемке изменяются
в пределах 0,1—0,7 руб/м3 (в зависимости от расстояния тран-
спортирования).
Рис. 3.21. Одноковшовый погрузчик ТО-18
4 Заказ № 1433	97
Одноковшовый погрузчик (рис. 3.21) представляет собой само-
ходное шасси с короткой стрелой, на конце которой шарнирно
закреплен ковш. Черпание породы происходит при опущенной
стреле под действием усилия ходового механизма или под дей-
ствием гидравлического напора при застопоренном ходовом меха-
низме. После наполнения ковш слегка поднимается и погрузчик
отъезжает к месту разгрузки. Разгрузка может быть передняя,
'задняя и боковая.
Различают погрузчики неповоротные (ковш при разгрузке не
поворачивается), иолуповоротные и полиоповоротные. Погрузчики
бывают на пневмоколесном и гусеничном ходу. Погрузчики на
пневмоколесном ходу обладают большой скоростью передвижения
и используются как для погрузки автосамосвалов в забоях, так
и в качестве самостоятельных транспортных средств. Скорость
их движения по дорогам с покрытием достигает 25 и 45 км/ч
соответственно с грузом и без груза, а по карьерным дорогам
она составляет 10—15 км/ч. Погрузчики на гусеничном ходу
используются для погрузки транспортных средств, удаленных
от забоя па 10—15 м.
Погрузчики могут быть с дизельным, дизель-электрическим
и дизель-гидравлическим приводом. По мощности привода раз-
личают погрузчики малой мощности (мощность до 75 кВт),
.средней (75—150 кВт) и большой (более 150 кВт). Управление
погрузчиком может быть канатно-блочным и гидравлическим.
Высота забоя погрузчика ограничивается высотой черпапия и
составляет 1—5 м. Для мощных погрузчиков с ковшом вмести-
мостью более 5 м3 она может достигать>9 м. Высота разгрузки
для мощных погрузчиков достигает 5 м.
Часовая техническая производительность погрузчика (м3) оп-
ределяется по формуле
/7п. тех = 60W7kP-	(3.251
V Рабочий цикл включает следующие операции: наполнение
ковша, подъем ковша в транспортное положение, перемещение
погрузчика к месту разгрузки, разгрузку ковша, возвращение
погрузчика в забой.
Погрузчики имеют небольшую массу (в 6—8 раз меньшую, чем
у экскаваторов с той же вместимостью ковша), простую кон-
струкцию, высокую маневренность и большую скорость движения,
что позволяет их использовать не только для погрузки в слож-
ных забоях, но и для транспортирования горной массы и мно-
гозабойного обслуживания. По сравнению с одноковшовыми эк-
скаваторами эксплуатационные затраты при использовании по-
грузчиков и их стоимость в 2—3 раза ниже.
Основными недостатками, ограничивающими применение по-
грузчиков, являются небольшие параметры рабочего оборудования
(что ограничивает высоту разрабатываемых уступов до 10 м) и
относительно небольшое напорное усилие (в моделях малой
-.98
и средней мощности), которое недостаточно для разработки круп-
нокусковых пород.
Погрузчики целесообразно применять на карьерах строитель-
ных материалов и цветных металлов, а также при разработке
сложных забоев небольшой высоты, сложенных рыхлыми и хо-
рошо раздробленными скальными и полускальными породами.
,	3.10. МЕХАНИЗАЦИЯ ВСПОМОГАТЕЛЬНЫХ РАБОТ ПРИ
ВЫЕМКЕ И ПОГРУЗКЕ ГОРНОЙ МАССЫ
*
При выемке и погрузке горной массы наиболее трудоемкими
вспомогательными работами являются:
очистка ковшей и ходовой части экскаваторов от налипания и
намерзания горной массы;
зачистка кровли полезного ископаемого от просыпей и недо-
бора вскрыши;
уборка просыпавшейся при погрузке горной массы;
обрушение козырьков в экскаваторных забоях и ликвидация
местных превышений уступов;
подавление пыли в экскаваторных забоях;
планировка трассы экскаваторов и выравнивание подошвы
уступов после отгрузки горной массы;
перемещение питающего кабеля вслед за движущимися экска-
ваторами;
мелкий ремонт и смазка оборудования.
Наиболее трудоемкими являются вспомогательные работы при
использовании одноковшовых экскаваторов. Их трудоемкость со-
ставляет 20—30 %" общей трудоемкости выемочно-пргрузочных
работ. Простои экскаваторов при выполнении вспомогательных ра-
бот составляют 10—12 % и более (например, при разработке
влажных глинистых пород в зимних условиях).
Очистка ковшей производится в основном механическим спо-
собом с помощью специальных скребков, отбойных молотков и др.
Скребки иногда устанавливают на бульдозерах. С целью избежа-
ния налипания при разработке влажных глинистых пород днище
ковшей роторных экскаваторов заменяют днищем из цепей.
Для предотвращения намерзания пород применяют подогрев
ковшей открытым пламенем и электроподогрев. Подогрев откры-
тым пламенем требует тщательного соблюдения режима нагрева.
Резкий подогрев, а затем резкое охлаждение приводят к выходу
ковша из строя из-за образования трещин в его стенках. При
электроподогреве суточный расход электроэнергии для ковша вме-
стимостью 4—8 м3 составляет 20—50 кВт-ч. Потребляемая мощ-
ность нагревательных элементов составляет 8—10 кВт. Подогрев
позволяет увеличить производительность экскаватора при разра-
ботке влажных глинистых пород на 5—7 %.
Зачистка кровли залежи осуществляется бульдозерами, скре-
перами, обратными мехлопатами и драглайнами с ковшом вме-
стимостью до 5 м3.
4*	99
Уборка просыпавшейся горной массы осуществляется отваль-
ными плугами со специальными лемехами, приспособлениями, на-
вешиваемыми на ковш экскаватора, и погрузчиками, снабженными
грейферным ковшом.
Ликвидация козырьков в экскаваторных забоях производится
скребками длиной более 2,5 м, навешиваемыми па зубья ковша
экскаватора, и навесными приспособлениями к тракторам.
Выравнивание подошвы уступов производится бульдозерами.
При разработке крепких пород бульдозеры используются только
после рыхления неровностей буровзрывным способом. Для буре-
нйя скважин и шпуров в этом случае используются легкие буровые
станки или колонковые перфораторы.
Перемещение отключенного кабеля на значительное расстоя-
ние производится с помощью тракторов. На небольшое расстояние
кабель одноковшовых экскаваторов перемещается ковшом экска-
ватора с использованием эластичных петель или специальных изо-
ляционных клещей. Перемещение кабеля при работе роторных и
цепных экскаваторов осуществляется с помощью кабельных бара-
банов, встроенных в экскаваторы. Навесные барабаны применя-
ются и на мощных одноковшовых экскаваторах.
Профилактические, а иногда и средние ремонты выполняются
непосредственно па уступах. Для этого применяются краны, пе-
редвижные механические мастерские, тракторы и др. Доставка ма-
лых и средних экскаваторов на ремонтную базу осуществляется
в разобранном и собранном виде. Строительные экскаваторы пе-
ревозятся на платформах и на специальных прицепах-трайлерах.
' Карьерные экскаваторы массой до 300 т возможно транспор-
тировать с использованием специальных многоосных вагонов.
Мощные экскаваторы массой более 300 т ремонтируют в карьерах
на специально оборудованных ремонтных площадках.
3.11. МАРКШЕЙДЕРСКИЕ РАБОТЫ ПРИ ВЫЕМКЕ
И ПОГРУЗКЕ ГОРНОЙ МАССЫ
Для эффективного и безопасного ведения открытых горных ра-
бот на карьерах должны соблюдаться установленные проектом или
паспортом работ геометрические параметры элементов системы
разработки и горных выработок. Маркшейдерская служба должна
осуществлять съемку выполненных выемочно-погрузочных работ
периодически с целью составления сведений о фактических отмет-
ках верхней и нижней площадок уступа, ширине транспортных
и предохранительных берм, величине углов откосов рабочих и
нерабочих уступов, ширине рабочих площадок, ширине траншей
по дну и др. Фактические данные о параметрах горных выработок
сравниваются с проектными с целью установления отступлений
от допустимых параметров. При производстве горных работ с пе-
ревалкой вскрыши непосредственно в отвал маркшейдером осуще-
ствляется контроль ширины заходки, высоты разрабатываемого
уступа, величины угла откоса уступа и при необходимости выно-
100
сится в натуру ось хода экскаватора. После выполнения работ
в каждой заходке осуществляется съемка навалов (и при их пере-
экскавации) .
При выполнении горных работ бульдозерами и скреперами
в задачи маркшейдерской службы входят не только замеры вы-
полненных объемов горных работ, но и определение среднего рас-
стояния транспортирования горной массы. Среднее расстояние
транспортирования определяется по результатам съемки в конце
месяца с использованием плана горных работ. Оно равно расстоя-
нию от центра тяжести выработанного пространства, образовав-
шегося за измеряемый период (обычно месяц), до места раз-
грузки. Объемы вынутой горной массы определяются маркшейде-
ром по результатам периодической съемки, па основе которой
уточняются данные оперативного учета. Маркшейдером осуществ-
ляется также периодический контроль за изменением остатков по-
лезного ископаемого на складах. С целью проверки достоверно-
сти отчетных данных о выполнении производственного плана ло
вскрышным и добычным работам один раз в год производится
контрольный подсчет объемов по всему карьеру.
Пример 1. Рассчитать потребное число экскаваторов ЭКГ-8И для выполне-
ния вскрышных работ в объеме 15 млн. м2 3 4 в год в породах средней крепости,
представленных песчаниками па известковом цементе и слабыми известняками.
Экскаваторы работают в комплексе с железнодорожным транспортом при тупи-
ковой схеме подачи локомотивосоставов. На карьере принят круглогодовой ре-
жим работы в три смены при непрерывной рабочей неделе.
Решение. 1. По формуле (3.11) определяем часовую техническую произ-
водительность экскаватора ЭКГ-8И в плотной массе (по табл. 3.5 и 3.6 нахо-
дим £э=0,65 и Тц. р=37,5 с)
П3 тех = 3600,8 -0,65-0,85  424,3 м3.
37,5
2. По формуле (3.13) определяем смеииую эксплуатационную производи-
тельность экскаватора (по табл. 3.7 находим &и. э=0,65)
Пэ. см =_= 424,3-8-0,65 = 2206 м3.
3. По формуле (3.14) определяем годовую производительность экскаватора
П3. г 2206-280-3 •= 1853 тыс. м3.
4. Определяем число экскаваторов в работе
N3. р = 15 000 000 : 1 853 000 =•= 8.
С учетом 20 %-иого резерва инвентарный парк составит 10 экскаваторов.
Пример 2. Рассчитать годовую эксплуатационную производительность ко-
лесного самоходного скрепера ДЗ-13, используемого па разработке мягких по-
род горизонтальными слоями при сезонной (200 рабочих дней в году) двух-
сменной (продолжительность смены 7 ч) работе и расстоянии транспортиро-
вания пород 400 м.
Решение. 1. По формуле (3.23) определяем продолжительность рабочего
цикла скрепера при /3=1 мин; /р=0,7 мии; /в = 1,5 мин; /д. г=10 мии; /д. п =
=6,7 мин (см. раздел 3.9)
;	Т’ц. р = 1 -|- 10 + 0,7 Ч- 6,7 + 1,5 --= 20 мин.
101
2.	По формуле (3.22) определяем часовую техническую производительность
скрепера
Пск. тех = 60-15-0,85 : 20 = 130 м3/ч.
3.	По формуле (3.24) определяем сменную эксплуатационную производи-
тельность скрепера
/7СК. см = 60 —-7-0,85-0,8 = 728 м3.
20
4.	Определяем годовую производительность скрепера
Пск. г = 728-2-200 — 291 тыс. м3.
4.	ПЕРЕМЕЩЕНИЕ КАРЬЕРНЫХ
ГРУЗОВ
4.1. ОСОБЕННОСТИ РАБОТЫ КАРЬЕРНОГО ТРАНСПОРТА.
ГРУЗООБОРОТ И ГРУЗОПОТОКИ КАРЬЕРА
Карьерный транспорт предназначен для перемещения горной
массы (вскрыши и полезного ископаемого) от забоев до пунктов
разгрузки. Он является связующим звеном в технологическом про-
цессе. От четкой работы карьерного транспорта зависит эффек-
тивность разработки месторождения. Трудоемкость процесса пе-
ремещения (транспортирования) весьма высока, а затраты на
собственно транспорт и связанные с ним вспомогательные работы
составляют 45—50 %, а в отдельных случаях 65—70 % общих за-
трат па добычу. Специфика горных работ обусловливает следую-
щие основные особенности работы карьерного транспорта:
значительный объем и сосредоточенная (односторонняя) на-
правленность перемещения карьерных грузов при относительно
небольшом расстоянии транспортирования;
периодическая передвижка транспортных коммуникаций
ft связи с постоянным изменением положения пунктов погрузки
(забоев) разгрузки горной массы;
движение в грузовом направлении происходит, как правило,
с преодолением значительных подъемов;
повышенные прочность и мощность двигателей транспортного
оборудования, что вызвано большой плотностью, повышенной кре-
постью, абразивностью, неоднородной кусковатостью горной
массы.
Интенсивность работы карьерного транспорта характеризу-
ется грузооборотом карьера, который определяется количеством
груза (в кубометрах или тоннах), перемещаемого в единицу вре-
мени (час, смена и т. д.). Масштаб горных работ на карьере опре-
деляется величиной грузооборота. Он слагается из объемов пере-
возок вскрыши, полезного ископаемого и хозяйственно-техниче-
ских грузов. Основной объем в грузообороте обычно составляет
102
вскрыша. Минимальный объем приходится па хозяйственно-тех-
нические грузы.
Грузооборот (или часть его), характеризуемый устойчивым
.во времени направлением перемещения, называется грузопотоком.
Грузопоток называется сосредоточенным, если все грузы переме-
щаются из карьера на поверхность в одном направлении по од-
ним транспортным коммуникациям, в противном случае грузо-
поток называется рассредоточенным. С точки зрения лучшего
использования транспортных коммуникаций и оборудования мини-
мальное число грузопотоков является более желательным. Од-
нако при значительном грузообороте, большой протяженности
карьерного поля, наличии нескольких пунктов разгрузки и их раз-
общенности, а также в некоторых других случаях рассредоточе-
ние потока является технически необходимым и экономически це-
лесообразным. При формировании грузопотоков обычно стремятся
к разделению грузов по качественному признаку (вскрыша и по-
лезное ископаемое) и пунктам назначения. Грузооборот карьера п
отдельные грузопотоки изменяются по мере развития горных ра-
бот. Вопрос о выделении отдельных грузопотоков решается при
проектировании карьера на основании технико-экономических рас-
четов (с учетом схемы вскрытия месторождения).
В зависимости от принципа действия различают транспорт
цикличного (прерывного) и непрерывного действия. Продолжи-
тельность цикла (оборота) складывается из продолжительности
погрузки, продолжительности движения с грузом к пункту раз-
грузки, продолжительности разгрузки, продолжительности дви-
жения к месту погрузки и продолжительности пауз между пере-
численными операциями. При цикличном транспорте (железно-
дорожный, автомобильный) погрузка, движение с грузом, раз-
грузка и движение без груза осуществляются последовательно.
При транспорте непрерывного действия (конвейерный, гидравли-
ческий) эти операции совмещаются.
4.2.	ОСНОВНЫЕ ВИДЫ КАРЬЕРНОГО ТРАНСПОРТА
И ИХ ТЕХНОЛОГИЧЕСКАЯ ХАРАКТЕРИСТИКА	'
На карьерах для перемещения горной массы и хозяйственно-тех-
нических грузов используются различные виды карьерного тран-
спорта, из которых основными являются железнодорожный, авто-
мобильный и конвейерный. Выбор рационального вида карьерного
транспорта для конкретных условий определяется физико-техни-
ческими и химическими свойствами разрабатываемых пород, ус-
ловиями залегания полезного ископаемого, климатом, грузообо-
ротом и расстоянием транспортирования, типом и параметрами
погрузочного оборудования, сроком существования карьера и др.
Для специфических условий работы транспорта на карьерах
наиболее характерными показателями его технических возможно-
стей являются экономически целесообразный максимальный пре-
одолеваемый подъем и минимальный радиус кривых. Эти показа-
тели в некоторой степени определяют объемы горно-капитальных
103
работ и возможность расположения транспортных коммуникаций
в пределах границ карьерного поля. Рациональная область при-
менения различных видов карьерного транспорта зависит от их
технических и технологических параметров и условий залегания
месторождений.
Железнодорожный транспорт целесообразно применять на
карьерах с большим годовым грузооборотом (25 млн. т и более)
при значительной длине транспортирования (4 км и более).
К основным достоинствам железнодорожного транспорта следует
отнести небольшой расход энергии, возможность обеспечения
практически любой величины грузооборота при любом расстоя-
нии перевозок, возможность применения автоматизированной си-
стемы управления (АСУ), надежность работы в различных кли-
матических и горно-геологических условиях и относительно не-
большие затраты па 1 т • км перевозок (в 4—6 раз меньше по
сравнению с автомобильным и конвейерным).
По. сравнению с другими видами карьерного транспорта же-
лезнодорожный требует наибольших радиусов кривых (100—
120 м), значительной протяженности фронта работ (500—600 м)
и допускает минимальные подъемы пути (40—60 %о). Эти условия
обеспечиваются при больших размерах карьера в плане. При
железнодорожном транспорте относительно велики объемы гор-
но-капитальных работ, капитальные затраты, затраты на содер-
жание транспортных коммуникаций и их эксплуатацию и наибо-
лее сложная организация движения.
Автомобильный транспорт применяется главным образом на
карьерах с небольшим годовым грузооборотом (15—20 млн. т)
при расстоянии транспортирования до 4—5 км. С появлением ав-
тосамосвалов большой грузоподъемности (75—180 т и более) их
применение стало эффективным при годовом грузообороте 50—
60 млн. т и более. Автотранспорт широко применяется на железо-
рудных карьерах и карьерах цветной металлургии. По сравнению
с железнодорожным транспортом он обладает большой гибкостью
и .маневренностью. Его особенно эффективно применять в период
строительства карьеров, при интенсивной разработке месторож-
дений с большой скоростью подвигания забоев и высоком темпе
углубки горных работ. Отсутствие рельсовых путей и контактной
сети, менее жесткие требования к плану и профилю автомобиль-
ных дорог (допустимый радиус кривых составляет 15—25 м, а
подъем 80—1ОО°/оо) обеспечивают уменьшение объема горно-ка-
питальных работ, сроков и затрат на строительство карьеров. К не-
достаткам этого вида транспорта относятся резкое снижение эф-
фективности при увеличении расстояния транспортирования,
зависимость от климатических условий, высокая стоимость боль-
шегрузных автосамосвалов, большие эксплуатационные затраты
и, как следствие, высокие затраты на транспортирование 1 т
горной массы.
Конвейерный транспорт (ленточные конвейеры) применяется
на карьерах для перемещения горной массы в рыхлом и раздроб-
104
ленном (размер кусков до 400 мм) состоянии. Широкий диапазон
изменения производительности карьерных установок (до
15 000 м3/ч) позволяет применять их на карьерах с различным
грузооборотом. Достоинствами конвейерного транспорта явля-
ются возможность преодоления подъемов до 18° и поточность пе-
ремещения грузов. Последнее обеспечивает возможность полной
автоматизации процесса транспортирования и позволяет более эф-
фективно использовать погрузочное оборудование. Широкое при-
менение ленточных конвейеров ограничивается быстрым износом
конвейерной ленты, жесткими требованиями к размерам транс-
портируемых кусков горной массы и способу погрузки. Эффек-
тивность конвейерного транспорта снижается при низких тем-
пературах и большой влажности транспортируемой горной массы.
Конвейерный транспорт целесообразно применять на карьерах
с мягкими породами при годовом грузообороте 2 млн. т и более.
С увеличением мощности грузопотоков эффективность использо-
вания конвейеров повышается. Наиболее эффективное расстояние
перемещения горной массы конвейерным транспортом составляет
4—6 и 10—15 км и более соответственно на равнинной и пересе-
ченной местности. Конвейерный транспорт весьма перспективен
(особенно в комбинации с автомобильным и железнодорожным).
В настоящее время создаются специальные конвейеры для транс-
портирования скальных пород при крупности кусков более
1000 мм, которые позволят значительно расширить область при-
менения конвейерного транспорта.
4.3.	характеристика пути и подвижного состава
ЖЕЛЕЗНОДОРОЖНОГО ТРАНСПОРТА
Средствами железнодорожного транспорта являются рельсовые
пути и подвижной состав.
Рельсовые пути. По условиям эксплуатации рельсовые карь-
ерные пути делятся на стационарные, сохраняющие свое поло-
жение постоянно или в течение длительного времени (пути на
поверхности, транспортных бермах и в капитальных траншеях),
и временные пути, периодически перемещаемые (на уступах и от-
валах).
На карьерах в основном применяется стандартная колея ши-
риной 1520 мм.
Минимальный радиус кривых определяется типом подвижного
состава и шириной колеи. Для всех стационарных карьерных пу-
тей при ширине колеи 1520 мм нормальный радиус кривых равен
не менее 200 м. Для временных путей он находится в пределах
100—120 м. Величину подъема i (уклона) пути в продольном на-
правлении принято выражать в промиллях (число тысячных еди-
ниц тангенса угла подъема, т. е. i=1000 tga, °/оо)- Так как при
малом угле подъема sin а = tga, то при известных значениях i
и высоты подъема можно определить длину участка подъема без
тригонометрических таблиц.
105
! < Максимальный подъем пути в грузовом направлении называ-
ется руководящим подъемом ip. По величине руководящего подъ-
ема рассчитывается масса поезда. Экономически эффективная ве-
личина руководящего подъема для железнодорожного электрифи-
цированного транспорта при однократной тяге не превышает 40
и 60 %о соответственно с использованием электровозов и тяговых
агрегатов.
Карьерный транспорт может быть одно- и многопутным. Рас-
стояние между осями путей составляет не менее 4,1 м. Для со-
единения или разветвления путей служит стрелочный перевод,
характеризуемый тангенсом угла его крестовины (маркой кре-
стовины). На постоянных путях устанавливаются стрелочные пе-
реводы с маркой крестовины 1/11 и 1/9, на временных — с маркой
крестовины 1/7 и 1/5.
Железнодорожный путь (рис. 4.1) состоит из нижнего и верх-
него строений. Нижнее строение представляет собой земляное
полотно с водоотводными и искусственными сооружениями. Зем-
ляным полотном выездных путей является основание траншеи,
земляным полотном забойных путей — рабочая площадка уступа,
отвальных путей — пасьшь отвалов. Верхнее строение пути со-
стоит из балласта, шпал, рельсов со скреплениями и противоуго-
нов. Балласт необходим для равномерного распределения давле-
ния и смягчения ударов от подвижного состава на земляное
полотно и защиты его от промерзания, отвод'а поверхностных вод.
Наилучшим материалом для балласта служит щебень крупностью
20—79 мм. В качестве балласта возможно использовать гальку и
гравий. Толщина балластного слоя должна быть равной 15—20
и 25—40 см соответственно на временных и стационарных путях.
Расход балласта составляет 600—1200 м3/км.
Шпалы служат для крепления к ним рельсов и передачи дав-
ления от подвижного состава на балласт. Применяются деревян-
ные, железобетонные и металлические шпалы. Наибольшее при-
менение получили деревянные (сосновые) шпалы. Стандартная
длина шпалы 270 см. С целью увеличения срока службы шпалы
пропитываются антисептиком (хлористый цинк, креозот и др.).
Число шпал на 1 км пути в зависимости от нагрузки на ось и
интенсивности движения поездов находится в пределах 1440—
2000. По условиям ремонта пути расстояние между шпалами при-
нимается не менее 25 см.
Рельсы служат для направления колес подвижного состава
и передачи давления на шпалы. Применяемые на карьерах типы
рельсов различаются между собой массой 1 м. Стандартная длина
рельса 12,5 и 25 м. На постоянных путях применяется сварка
рельсов в длинные плети. На криволинейных участках исполь-
зуются короткие отрезки рельсов требуемой длину. Тип рельсов
выбирается в зависимости от нагрузки на ось подвижного сос-
тава, назначения пути и интенсивности движения. На карьерах
широко применяются рельсы Р = 50 и Р^65 (масса I м рельса
50 и 65 кг соответственно). Рельсы Р-65 целесообразно использо-
106
)
8
7777777777777^7777,
Рис. 4.1. Схема строения железнодорожного пути;
/ — земляное полотно; 2 — балласт; 3 — шпала; 4 —подкладка; 5--рельс; 6 водоотвод-
ная канава; 7 —накладка; 8 — ширина колен
Рис. 4.2. Вагон типа «хоппер»
вать при нагрузке на ось более 280 кН и годовом грузообороте
20—25 млн. т. В особо тяжелых условиях при осевых нагрузках
свыше 300 кН используются рельсы Р-75. При тяжелых рельсах
воздействие подвижного состава па верхнее строение передается
более равномерно.
К шпалам рельсы могут прикрепляться костылями, шурупами
и болтами. Наибольшее применение получили костыли. Недо-
статками костыльного крепления являются быстрое снижение
прочности пути, сужение или уширение пути, перекос, что может
быть причиной аварий. При звеньевой переукладке путей кра-
нами возможен отрыв шпал от рельсов. При шурупном крепле-
нии в шпале просверливается отверстие, куда ввинчивается шу-
руй, головка которого прижимает рельс к шпале. Сопротивление
выдергиванию шурупов в 1,5—2 раза больше, чем костылей. Бол-
товое крепление, при котором используются сквозные болты, яв-
ляется наиболее прочным. Концы рельсов соединяются между
собой стыковыми накладками и болтами.
Конструкция верхнего строения зависит от грузооборота, на-
грузки на ось подвижного состава и скорости движения.
107
Скорость движения па стационарных и временных путях состав-
ляет соответственно 30—40 и 15—20 км/ч.
Подвижной состав на карьерах состоит из вагонов и локо-
мотивов. Для перевозки полезного ископаемого широко исполь-
зуются вагоны типа «гондола» грузоподъемностью 60—90 т и
частично типа «хоппер» грузоподъемностью 60 т (рис. 4.2).
У вагонов типа «гондола» дно составлено из отдельных щитов,
вращающихся на шарнирах у хребтовой балки. Опущенные щиты
образуют наклонные плоскости, по которым груз высыпается на
обе стороны от оси пути. Вагон типа «хоппер» имеет наклонные
торцовые стенки и разгружается через люки, расположенные
ниже рамы вагона. Груз ссыпается между рельсами или па сто-
роны.
Для перевозки вскрышных пород применяются саморазгружа-
ющиеся вагоны-думпкары с односторонней или двусторонней раз-
грузкой. Конструкция думпкаров рассчитана на восприятие зна-
чительных динамических нагрузок от падения крупных кусков
породы массой 3—5 т с высоты 1,5—3 м (при погрузке экскава-
торами). Думпкары широко применяются также и для транспор-
тирования руды. Думпкары характеризуются такими парамет-
рами, как грузоподъемность, вместимость, коэффициент тары,
нагрузка на ось, нагрузка на 1 м пути (табл. 4.1).
Грузоподъемность-—максимальная масса груза, которая мо-
жет быть погружена в вагон.
Таблица 4.1
Параметры	Думпкары				
	6BC-60	ВС-85	2 В С-105	В С-136	2 В С-180
Грузоподъемность, т	60	85	105	136	180
Вместимость, м3	26,2	38	48,5	68	58
Масса, т	29	35	48	67,5	68
Коэффициент тары	0,484	0,41	0,45	0,5	0,38
'Число осей	4	4	6	8	8
Нагрузка на ось, кН	218	294	250	249	304
Число разгрузочных цилинд- ров	4	4	6	8	8
Угол наклона (при разгрузке), градусы	45	45	45	45	45 >
Основные размеры, мм: ширина кузова (наружная)					
	3 215	3 250	3 750	3 460	3 460
высота вагона	2 680	3 236	3 240	3 620	3 285
длина кузова вверху	10 000	10 580	13 400	16 НО	16 216
(внутренняя)				15 51(Т	
то же внизу	9 480	10 120	13 000		15 556
ширина кузова вверху (вну-	2 910	3 120	3 150	—	3 300
тренняя)					2 740
то же внизу	2 600	2 620	2 630	—	
высота кузова (внутренняя)	960	1 280	1 300	1 580	1 315
Длина вагона (но осям авто-	И 830	12 170	14 900	17 630	17 580
сцепок), мм					
»08
Вместимость — объем кузова вагона. При погрузке с верхом
объем перевозимой насыпной горной массы может на 20—25 %
превышать объем кузова вагона.
Степень использования грузоподъемности вагона и его вмести-
мости зависит от плотности перевозимой породы. Масса (т) пере-
возимой породы в вагоне определяется по формуле
<7ср В'в'Ун&заг,	(4'1)
где Ев—-вместимость вагона, м3;	— плотность насыпной породы
в вагоне, т/м3; fe3ar— коэффициент загрузки вагона;
Тн = Тц/^р,	(4.2)
— плотность породы в целике, т/м3; kp — коэффициент разрых-
ления породы в вагоне.
При недогрузке вагона /гзаг< 1, при погрузке с верхом ^заг>1.
Так как масса породы в вагоне нс должна превышать его грузо-
подъемности qB, то коэффициент загрузки вагона определяется по
формуле
Езаг = Qb/(EbYh)-	(4-3)
При ун><7в/Ев вместимость вагона используется частично и вели-
чина Етаг<1. При ув<дъ1Еъ вагон может грузиться с верхом
(fe3ar^ 1,25).
Коэффициент тары вагона
Ег = <7т/<7в,	(4.4)
где q-L — масса вагона, т.
В равных условиях чем меньше коэффициент тары, тем эконо-
мичнее перевозки.
Часть общего веса вагона (тара и полезный вес), приходя-
щаяся на каждую ось, характеризует нагрузку на ось и опреде-
ляет требования, предъявляемые к верхнему строению пути.
Нагрузка па 1 м пути равна отношению общего веса вагона
к его длине. Она характеризует возможность проезда по искусст-
венным сооружениям (мосты, путепроводы и др.).
Локомотивы. В качестве локомотивов па карьерах применя-
ются электровозы, тепловозы и тяговые агрегаты. Достоинствами
электровозов являются относительно высокий к. п. д., равный 14—
16 %, высокая скорость движения на руководящем подъеме, спо-
собность преодоления подъемов до 40 %о, постоянная готовность
к работе, простое обслуживание и надежная работа в суровых
климатических условиях. Наибольшее применение получили кон-
тактные электровозы, работающие на постоянном токе напряже-
нием 1500 и 3000 В (табл. 4.2). Недостатками электровозов явля-
ются зависимость от источника энергии и значительные первона-
чальные затраты на строительство контактной сети и тяговой
подстанции.
Наличие контактной сети па забойных путях усложняет орга-
низацию взрывных и выемочно-погрузочных работ. Устройство,
109
Таблица 4.2 I f'l' 1 ’
Параметры	Электровозы постоянного тока				Электро- возы перемен- ного тока
	EL-2	EL-I	21Е	2GE	Д-94
Сцепной вес, кН	1000	1500	1500	1800	940
Осевая формула	2о+2о	2о"Ь 2од 20	2о' г20- 20	20 ;-20‘| 20	2q-|-2o
Напряжение сети, В	1500	1500	1500	1500	10 000
Мощность (при часовом режиме), кВт	1350	2020	1510	2480	1650
Тяговое усилие (при ча- совом режиме), кН	160	242	198	317	200
Скорость движения, км/ч	30	30	28	28,7	30
Нагрузка на ось, кН	250	250	250	300	235
Минимальный	радиус кривой, м	80	50	60	60	75 •г 1.
Высота (с опущенным пантографом), мм	4660	4660	4800	4960	5250 -
Длина, мм	13 820	21 320	20 960	21 470	16 400
содержание и передвижка забойных и отвальных железнодорожных
путей с контактной сетью сложнее по сравнению с путями без
контактной сети. Основным элементохМ контактной сети является
контактный провод. В качестве контактного провода используется
медный провод сечением 65, 85 и 100 мм2. Для подвески контакт-
ного провода применяются деревянные, металлические и железо-
бетонные опоры. С целью исключения контактной сети в пределах
передвижных путей на электровозах устанавливается дизель-гене-
раторный агрегат, который используется при движении и по пере-
движным путям. Такие локомотивы называются дизель-электро-
возами.
Тепловозы — локомотивы, оборудованные двигателями внут-
реннего сгорания (дизелями). Передача вращающего момента на
.колесные пары у тепловозов может осуществляться с помощью
электрической, гидромеханической и гидроэлектрической систем.
Двигатель внутреннего сгорания, установленный па тепловозе,
обеспечивает его автономность и исключает необходимость кон-
тактной сети, стоимость которой составляет 12—15% общей стои-
мости транспортирования. Тепловозы обладают высоким к. п. д.,
равным 24—26 %, и способны преодолевать значительные подъ-
емы. Большинство современных тепловозов имеют электрическую
передачу. Дизель и главный генератор на таких тепловозах соеди-
нены общим валом. От главного генератора электроэнергия посту-
пает к тяговым двигателям постоянного тока, установленным не-
посредственно на полуосях тепловоза. Применяемые на карьерах
тепловозы предназначены для работы па путях МПС и не отве-
чают специфическим особенностям работы карьерного транспорта.
Они резко снижают скорость при движении на подъем. К недо-
статкам тепловозов относится также сложность их ремонта.
НО
Тяговые агрегаты (рис. 4.3) представляют собой сочетание
электровоза управления, секции автономного питания (дизельная
секция) и несколько моторных думпкаров. Наличие моторных
думпкаров в составе тягового агрегата позволяет значительно уве-
личить сцепной вес и полезную массу поезда (в 2—2,5 раза по
сравнению с электровозами) или руководящий подъем (до 6О°/оО).
Наличие же дизельной секции в составе тягового агрегата обеспе-
чивает возможность исключения контактной сети на передвижных
путях. В некоторых тяговых агрегатах дизельная секция отсут-
ствует. Тяговые агрегаты (табл. 4.3) успешно эксплуатируются па
ряде карьеров страны. Область их применения в будущем будет
расширяться.
Локомотивы характеризуются сцепным весом, силой тяги, мощ-
ностью двигателя, нагрузкой на ось и проходимостью по кривым.
Сцепным весом локомотива называется часть его веса, при-
ходящаяся па движущие оси. Сцепной вес определяется по фор-
муле
Рсц = P^n'ln,	(4.5)
где Рл — вес локомотива, кН; п — число осей локомотива; п' — чи-
сло движущих осей.
У электровозов и тепловозов обычно все оси движущие (оси,
на которые передается вращающий момент от двигателя), т. е.
РСЦ = РЛ. Сцепной вес локомотива является важнейшей его харак-
Рис. 4.3. Тяговый агрегат ОПЭ-1 ,	•
111
XI Таблица 4.3
to
Параметры	Тяговые агрегаты постоянного тока		Тяговые агрегаты переменного тока				
	ПЭ-2М	пэ-зт	EL-10	опэ-1	ОПЭ-2	ОПЭ-1А	ОПЭ-1 Б
Сцепной вес, кН	3680	3720	3660	3600	3720	3720	3720
Состав тягового агрегата	эу -i- мд	ЭУ -г ДС 1	ЭУ  1- МД 4-	ЭУ + ДС 4	ЭУ-|- МД 4-	ЭУ-г ДС ;-	ЭУ 4- ДС +
	МД	Н-МД	4- мд	-- мд	-4 МД	-Г МД	4- МД
Осевая формула	з (20-20)	з (20-20)	з (20-20)	3 (20— 20)	3 (20 20)	3 (2q 20)	з (2о—20)
Напряжение сети, В	1500/3000	3000	10 000	10 000	10 000	10 000	10 000
Мощность (при часовом ре- жиме), кВт	2570/5460	5325	4770	6480	5325	5325	5325
Тяговое усилие (при часо- вом режиме), кН	694	662	681	810	662	662	662
Скорость движения, км/ч	13,6/28,9	29,5	25,7	30	29,5	29,5	29,5
Нагрузка иа ось, кН	310	310	305	300	310	310	310
Гру зоподъем ноет ь	.мотор - иого думпкара, т	44	44	55	45	44	44	44
Мощность дизеля автоном- ного питания, кВт	—	1470	550	1470	—	1100	1470
Минимальный радиус кри- вой, м	80	80	80	80	80	80	80
Длина (по осям автосцепок), мм	51 306	51 306	52 300	59 900	51 506	51 306	51 306
Примечание. ЭУ — электровоз управления; ДС — дизельная секция; МД — моторный думпкар.
теристикой, так как она создает силу сцепления между колесами
движущих осей и рельсами и обеспечивает преобразование усилия
на ободе движущих колес в силу тяги, необходимую для движе-
ния поезда.
Сила F тяги (Н) и мощность (кВт) двигателя Nn локомотива
находятся в прямой пропорциональной зависимости между собой,
т. е.
Nn - FtV3600,	(4.6)
где v — скорость движения, км/ч.
Различают следующие виды силы тяги:
касательную FK, т. е. силу тяги на ободе движущих колес ло-
комотива, которая для электровозов и тепловозов равна силе тяги
на ободе движущих колес, создаваемой двигателем локомотива за
вычетом потерь при работе без нагрузки;
упряжную Fy, т. е. силу тяги, которая приложена к сцепному
крюку и равна касательной силе тяги за вычетом силы, необходи-
мой для перемещения самого локомотива;
сцепную Feu, т. е. силу тяги, определяемую сцепным весом ло-
комотива и рассчитываемую по формуле
Гсц=10000Рсц^ц,	(4.7)
где &си = 0,18-4-0,34—коэффициент сцепления движущих колес
с рельсами.
Сцепная сила тяги является внешней силой. Она направлена
в сторону движения и создается двигателями локомотива при вза-
имодействии с реакцией опоры движущих колес. Сцепная сила
тяги ограничивает возможную величину тяги локомотива, что
имеет место при небольшой скорости движения.
4.4.	СХЕМЫ РАЗВИТИЯ ПУТЕЙ И ОРГАНИЗАЦИЯ
ОБМЕННЫХ ОПЕРАЦИЙ НА УСТУПАХ
На карьерах протяженность железнодорожных путей достигает
многих десятков, а иногда и сотен километров. Так, па железоруд-
ном карьере Южного горно-обогатительного комбината она со-
ставляет около 300 км.
Различают следующие виды карьерных железнодорожных пу-
тей (рис. 4.4); забойные и отвальные временные пути, периоди-
чески перемещаемые по мере подвигания фронта работ;
соединительные пути, связывающие забойные и отвальные пути
с постоянными путями в капитальных траншеях и на поверхности;
пути капитальных траншей и съездов, связывающие рабочие
горизонты карьера с путями на поверхности;
поверхностные пути (откаточные, хозяйственные и др.);
магистральные пути, соединяющие карьер с путями МПС.
Раздельными пунктами железнодорожный путь делится на от-
дельные участки (перегоны), что обеспечивает необходимую безо-
113
Рис. 4.4. Схема развития железнодорожных путей на карьере:
/—временные забойные пути; 2 — соединительные пути; 3 — пути капитальных траншей
и съездов; 4 — поверхностные пути; 5 — магистральные пути, соединяющие карьер с пу-
тями МНС; 6 — раздельный пункт; 7 — отвал; 8 — временные отвальные пути
пасность движения поездов и увеличивает пропускную способность
пути. В зависимости от назначения и сложности путевого развития
раздельные пункты подразделяются на посты, разъезды и
станции.
Пост — раздельный пункт, не имеющий путевого развития и
предназначенный для регулирования па прилегающем перегоне
движения поездов путем их остановки или пропуска. Согласно
правилам безопасности на перегоне может находиться только один
поезд. Разделение перегонов большой длины постами на более ко-
роткие обеспечивает возможность одновременного движения боль-
шого числа поездов, что ведет к увеличению пропускной способно-
сти пути. Обычно посты располагаются на подходах к карьеру пли
отвалу, а также в пунктах примыкания забойных путей к стацио-
нарным. При автоблокировке посты заменяются проходными ав-
томатическими светофорами.
Разъезд — раздельный пункт па однопутной железнодорожной
линии. Он имеет путевое развитие и предназначен для скрещения
(встречи), обгона и обмена поездов. Располагается он в непосред-
ственной близости от карьера или отвала с целью быстрейшего
обмена поездов. При значительной длине перегона разъезды уст-
раиваются и для увеличения пропускной способности. В простей-
шем случае разъезд, кроме главного пути, имеет одни приемно-
отправочный путь. Длина разъезда (м) определяется по формуле
ZP = /n-!-2Zn.c+15,	(4.8)
где /п — длина поезда, м; с — расстояние от начала стрелочного
114
перевода до предельного столбика*, м; 15 — расстояние, учиты-
вающее неточность установки поезда, м.
Станция — раздельный пункт, имеющий сложное путевое раз-
витие и предназначенный для обгона, скрещения, приема и от-
правления поездов, маневровой работы, технического осмотра и
мелкого ремонта, экипировки локомотивов, формирования и рас-
формирования поездов. На станциях располагаются диспетчер-
ские посты, где осуществляется управление движением поездов от
забоев до мест разгрузки. В зависимости от условий разрабаты-
ваемого месторождения па карьере возможно сооружение несколь-
ких станций (2—3 и более). В этом случае станции обычно спе-
циализируются либо по характеру грузов (порода или полезное
ископаемое), либо по назначению (станции для приема и отправ-
ления груженых и порожних поездов).
Эффективное использование горного и транспортного оборудо-
вания в определенной степени зависит от схемы развития путей и
организации обменных операций на уступах. Эксплуатационная
производительность экскаваторов в значительной степени опреде-
ляется коэффициентом их использования во времени. При наличии
неизбежных технологических простоев экскаватора, связанных
с обменом груженого состава на порожний, максимально возмож-
ное значение коэффициента использования экскаватора во времени
ограничивается определенным соотношением продолжительности
(ч) погрузки 1„ и продолжительности обмена /ог> состава. Соотно-
шение продолжительности погрузки и продолжительности обмена
состава характеризуется коэффициентом обеспечения забоя по-
рожними составами, который определяется по формуле
т]о ~ tn/(tn -)- /об) •	(4-9)
Продолжительность погрузки определяется по формуле
tn =- Qn/Пэ. тех,	(4.10)
где Qn — полезная масса поезда, т; Пя. тех — техническая произво-
дительность экскаватора, т/ч.
Продолжительность обмена состава в основном зависит от ско-
рости движения поезда, протяженности фронта работ па уступе и
схемы развития забойных путей. Путевая схема должна быть про-
стой, иметь минимальное число путей и стрелочных переводов и
учитывать специфику ведения буровзрывных работ. Решающее
значение при выборе схемы имеют тип, мощность и число экскава-
торов, расположенных на уступе.
В зависимости от числа транспортных выходов с уступа дви-
жение поездов в его пределах может быть организовано по маят-
никовой (тупиковой) схеме с одним выходом и поточной (сквоз-
* Предельные столбики устанавливаются посредине междупутья в том
месте, где расстояние между осями сходящихся путей составляет 4100 мм.
115
ной) с двумя выходами. При поточной схеме продолжительность
обмена состава уменьшается примерно в 2 раза. Раздельный об-
менный пункт (ОП), на котором происходит обмен поездов, может
находиться вне пределов фронта работ и в его пределах. При
стационарном положении ОП время обмена меняется в зависимо-
сти от положения экскаватора в пределах фронта уступа. На карь-
ерах наибольшее применение нашли схемы путевого развития, по-
казанные на рис. 4.5.
При известных значениях технологических параметров путе-
вых схем в каждом конкретном случае продолжительность обмена
состава может быть определена аналитически. Так, при обмене
поездов на ОП, расположенном за пределами фронта работ, про-
должительность обмена состава определяется по формуле
/o6--.= 2f-^-+-2^*--|-fcY	(4.11)
\	^3	J
где Lc — длина соединительных путей, км; цс, Уз— скорость дви-
жения поезда соответственно по соединительным и забойным пу-
тям, км/ч; Тф — длина фронта работ, км; /с — продолжительность
железнодорожной связи, ч.
При обмене поездов на обменном пункте, расположенном в пре-
делах фронта работ, продолжительность обмена
•	/об = 2-^ + -^^-+/с,	(4.12)
t’c	^3
Рис. 4.5. Схемы развития путей на уступе:
а. б, в, г — при работе одного экскаватора; д, е, ж, з — при работе двух экскаваторов;
/ — экскаватор; 2 — обменный пункт
116
4.5.	РАСЧЕТ ПОЛЕЗНОЙ МАССЫ ПОЕЗДА,
ПРОПУСКНОЙ СПОСОБНОСТИ ПУТИ И ПАРКА
ПОДВИЖНОГО СОСТАВА
Основные показатели использования железнодорожного тран-
спорта на карьере в значительной степени зависят от полезной
массы поезда, пропускной способности пути и числа единиц тран-
спортных средств.
Полезная масса поезда — масса груза, перевозимая одним по-
ездом (локомотивосоставом) за один рейс. Полезная масса по-
езда определяется по условию его равномерного движения на
участке пути с максимальным (руководящим) подъемом при мак-
симальном использовании тяговых возможностей локомотива. Это
условие характеризуется равенством силы F тяги локомотива и
сил Fconp сопротивления движению. Из тяговой характеристики
локомотива (рис. 4.6) следует, что касательная сила FK тяги хотя
и возрастает с уменьшением скорости движения, однако ее мак-
симальное значение ограничивается величиной сцепной силы Гсц
тяги. Скорость цр.м движения локомотива, отвечающая условию
FK = FCU, называется расчетно-минимальной. При движении со ско-
ростью, меньшей расчетно-минимальной, касательная сила тяги не
может реализоваться и происходит буксование колес. Скорость
Цр. м составляет 18—25 и 10—15 км/ч соответственно для электро-
возов и тепловозов широкой колеи. Таким образом, равномерное
движение на подъем возможно при условии Fca = Fc0np.
Силы сопротивления движению поезда возникают только
в процессе движения и противоположны ему по направлению.
В зависимости от причин возникновения этих сил различают ос-
новное и дополнительное сопротивление движению. Основное со-
противление движению возникает из-за наличия трения в подшип-
никах, трения качения и скольжения между колесами и рельсами
и сопротивления воздушной среды. Последнее принимается в рас-
чет при скорости движения свыше 40 км/ч. Дополнитель-
ное сопротивление движению от подъема (уклона) пути
возникает только на участках,
имеющих подъем (уклон). Оно
всегда направлено сверху вниз и
учитывается со знаком «плюс» при
движении поезда на подъем и со
знаком «минус» при движении по-
езда под уклон. Дополнительное
сопротивление движению от кри-
визны пути возникает при прохож-
дении составом кривых участков
вследствие трения гребней колес
о рельсы. Практически все силы
сопротивления движению поезда
пропорциональны массе подвижно-
го состава. Поэтому в расчетах
Рис. 4.6. Тяговая характеристика
локомотива
117
удобно пользоваться удельными сопротивлениями движению, от-
несенными к единице массы поезда. Общая сила сопротивления
движению поезда (Н) определяется по формуле
Рсопр = 0л((0о ± ю£-:-<Ок) + Рп(юо± ю£-г ®к),	(4.13)
где Q.n, Qn — масса соответственно локомотива и прицепной части
поезда, т; ®Т —основное удельное сопротивление движению
соответственно локомотива и вагонов, Н/т; ю£, юк— дополнитель-
ное удельное сопротивление движению соответственно от уклона
и кривизны пути, Н/т.
Основное удельное сопротивление юо движению различно для
локомотивов и вагонов и рассчитывается по эмпирическим форму-
лам. В приближенных же расчетах можно принимать
ю0 = ю0 — йо = 204-30 Н/т.	(4.14)
Следовательно,
РсОПр = (Q.4 + Qll) (®О i ®£ “h ®к).	(4.15)
Удельное сопротивление от уклона пути численно равно деся-
тикратной величине уклона, выраженного числом тысячных ю£ =
= 10£. Например, уклон пути г = 25%0, следовательно ю£ = 250 Н/т.
Удельное сопротивление движению от кривизны пути зависит
от радиуса jR кривой и определяется по эмпирическим формулам:
на постоянных путях
юк = 7000//?;	(4.16)
па временных путях
Юк = 13 000//?.	(4.17)
Таким образом, в общем виде условие равномерного движения
поезда па подъеме (уклоне) может быть выражено в виде
10 ОООРсцйсц = (ФлQn) (®о ± ®£ + ®к)-	(4-18)
При движении на руководящем подъеме и отсутствии кривой
10 000Рсц&ц = (Qfl + Qn) (ю0 + 10tp).	(4.19)
Так как масса прицепной части поезда определяется массой z?T
каждого вагона, массой qrp груза в нем и числом вагонов пв в по-
езде, то уравнение (4.19) примет вид
10 ОООРсц^сц = [Qn + п (qT -т- <7гр)] (®оЮ/р)•	(4.20)
Решив полученное уравнение относительно пв, получим
«В = (J0000PC^CU-----QЛ -----!---- (4,21)
ч (О0 10ip	J дг £Гр
Полезная масса поезда Qrp определяется по формуле
Qrp = nB£Z,.p = C lOOOO/Wcu--qA—(422)
\ w0 , lOip	J c/т j 7rp
118
При использовании тяговых агрегатов число вагонов в составе'
и полезная масса поезда определяются по формулам:
__	1	1 10
?Г + ?гр 1	10lp
[Рсц -"г (Тг. м + 7гр. м)] —
(4.23)
О — ?Г'Р (	10 000fecil г р _! „ 1П I и
Чгр	1	Ы сц , “м (7т. м I 7гр. м)1
<7тТ7гр ( Шо+ 10lp
Qi (7т. м" 7['Р- м) 1 : ^м7гр. MJ
(4.24)
где пм — число моторных вагонов в агрегате; qT. я, qrp. м -соответ-
ственно собственная масса моторного вагона и масса груза
в нем, т.
Пропускная и провозная способности пути. Интенсивность дви-
жения поездов характеризуется пропускной и провозной способно-
стями железнодорожных путей. Организация движения па карьер-
ных путях осуществляется в соответствии с Правилами технической
эксплуатации (ПТЭ) Министерства путей сообщения. Основ-
ные положения ПТЭ предусматривают возможность нахождения
на одном пути перегона только одного поезда. Поэтому отправле-
нию поезда на перегон должно предшествовать сношение (связь)
соседних раздельных пунктов (выпускающего и принимающего)
для установления возможности занятия перегона.
Пропускная способность перегона определяется числом поез-
дов, которое может быть пропущено по этому перегону в единицу
времени. Она зависит в основном от его длины и скорости движе-
ния поездов. Пропускная способность всего железнодорожного
пути соответствует перегону с минимальной пропускной способ-
ностью, который называется ограничивающим. Отличительными
признаками этого перегона являются максимальная его длина,
наиболее тяжелые план и профиль пути и минимальное число дей-
ствующих путей. Ограничивающий перегон обычно включает ка-
питальную траншею и примыкающие к ней пути до раздельных
пунктов. Пропускная способность перегона (пары поездов) опре-
деляется по формулам:
для однопутного перегона
Мп-60Т/(<гр + /пор + 2<с);	(4.25)
для двухпутного перегона в грузовом направлении
МП-6О77(/ГР + М;	(4.26)
для двухпутного перегона в направлении без груза
. ,5Ж< Mn = 60T/(U + Q.	(4-27)
119
Таблица 4.4
Связь между раздельными пунктами	Время	мин	
	Однопутный перегон	Двухпутный перегон
Жезловая	3—4	2—3
Телефонная	4-6	3—4
Полуавтоматическая	2-3	1—2
Автоматическая	0	0
где Т—интервал времени, за который определяется пропускная
способность (для суточной пропускной способности Т=22; для
сменной Т=74-7,5), ч; /Пор, trp—продолжительность движения по
перегону соответственно без груза и с грузом, мин; tc — интервал
времени, требуемый для связи между раздельными пунктами, мин
(табл. 4.4).
Если скорости движения с грузом и без груза равны (т. е.
trp = tnop = t), пропускная способность перегона
MI = 30T/(/ + Qnn,	(4.28)
где п„— число путей на перегоне.
Фактически перегон пропускает составов меньше возможной
величины за счет неравномерного движения поездов.
Провозная способность перегона М (в т) —это количество
груза, которое может быть перевезено по этому перегону в еди-
ницу времени. Провозная способность устанавливается по ограни-
чивающему перегону и определяется по формуле
М = МЩв^гр/^рез,	(4.29)
где nKqrp — полезная масса поезда, т; &рез= 1,2= 1,25— коэффици-
ент резерва провозной способности.
Расчет парка подвижного состава. Единицей на железнодорож-
ном транспорте является локомотивосостав (поезд), включающий
'локомотив и расчетное число вагонов. Потребное число локомоти-
восоставов зависит от продолжительности рейса локомотимосо-
става, его полезной массы и грузооборота карьера.
Число рейсов всех локомотивосоставов в сутки, обеспечиваю-
щее суточный грузооборот карьера, определяется по формуле
Np = kpcBWJnBqrp,	(4.30)
где Wc— суточный грузооборот карьера, т.
Возможное число рейсов одного локомотивосостава за сутки
nv = Tltp,	(4.31)
где Т = 22— продолжительность работы транспорта в сутки, ч;
/Р — продолжительность рейса локомотивосостава, ч;
^р -	' I' ^д. в ; ‘ ^раз “Г ^д. п ; ^ож,	(4.32)
120
Л, — продолжительность погрузки локомотивосостава, ч; /раз —
продолжительность разгрузки состава, ч; /ож— продолжитель-
ность простоя локомотивосостава в ожидании погрузки, разгрузки,
на обменных пунктах, ч; /д. в, tR. п — продолжительность движения
локомотивосостава соответственно по временным и стационарным
путям, ч;
А Ив<угр//7э тех;	(4.33)
Пэ. тех техническая производительность экскаватора, т/ч;
/д.в = -^-;	^д.ст = ——(4.34)
ив	уст
ЛЕ, Act — соответственно протяженность временных (забойных и
отвальных) и стационарных путей, км; ув, уСт — скорость движе-
ния соответственно по временным и стационарным путям
(ув = 15ч-20; уСт=354-40), км/ч.
Продолжительность разгрузки (ч) состава определяется по
формулам:
при одновременной разгрузке вагонов
*ра3 = *р. в/60;	(4.35)
при одиночной разгрузке вагонов
^раз= Лв^р.в/60,	(4.36)
где /р.в-—продолжительность разгрузки вагона (летом /р.в=1,5-т-
.4-5; зимой /р.в = Зч-5), мин.
Значение /0;к принимается в пределах 5—10 мин на рейс.
Число рабочих локомотивосоставов определяется по формуле
^-И7сйрезМ«в7грА).	(4.37)
Число рабочих локомотивов равно числу локомотивосоставов.
Число рабочих вагонов
NB = NcnB.	(4.38)
Инвентарный парк вагонов и локомотивов принимается на 20—
25 % больше рабочего парка.
При железнодорожном транспорте затраты на 1 т-км состав-
ляют 1—3 коп. С увеличением расстояния перевозок и полезной
массы поезда они уменьшаются. 40—45 % этих затрат приходится
на заработную плату и около 35 %—на амортизацию и мате-
риалы.
4.6.	ХАРАКТЕРИСТИКА ДОРОГ И ПОДВИЖНОГО СОСТАВА
КАРЬЕРНОГО АВТОТРАНСПОРТА
На отечественных карьерах и за рубежом автотранспорт исполь-
зуется как в качестве основного, так и в сочетании с железнодо-
рожным, конвейерным, скиповым и другими видами транспорта.
121
Рис. 4.7. Поперечный профиль автодо-
роги:
а — в рыхлых породах; б — в скальных по-
родах; в — на съездах; 1 — земляное по-
лотно; 2 — проезжая часть; 3 —обочнна;
4 — водоотводное сооружение; 5 — огражде-
ние
Рис. 4.8. Автосамосвал БелАЗ-549
грузоподъемностью 75 т
Карьерные автодороги. Эффективность работы автотранспорта
на карьерах в значительной степени определяется состоянием и ка-
чеством автодорог (рис. 4.7). По условиям эксплуатации автодо-
роги на карьерах делятся на стационарные и временные. Стаци-
онарные автодороги, сооружаемые в капитальных траншеях, на
поверхности и па соединительных транспортных бермах на дли-
тельный срок, имеют, как правило, дорожное покрытие и двухпо-
лоспое движение. Временные дороги (па уступах и отвалах) пе-
риодически перемещаются вслед за подвиганием фронта работ
и, как правило, не имеют дорожного покрытия.
Ширина проезжей части автодороги (м) зависит от габаритов
подвижного состава, скорости движения, числа полос движения
и определяется по формуле
Ша = 2у + ар (р— 1) х,
(4.39)
122
где а — ширина автосамосвала по скатам колес (примерно равна
ширине кузова), м; у — ширина предохранительной полосы, м;
р — число полос движения; х = 2у— зазор между кузовами встреч-
ных автосамосвалов, м;
z/ = 0,54~0,005n;	(4.40)
v — скорость движения автосамосвала, км/ч.
При двухполосном движении (р = 2)
Ша = 2(у+а) + х.	(4.41)
Ширина проезжей части двухполоспых дорог для автосамосва-
лов грузоподъемностью 27—40 и 75—120 т составляет 13—15 и
20—25 м соответственно. На кривых малого радиуса ширина про-
езжей части увеличивается в зависимости от радиуса кривой.
Уширение проезжей части характеризуется следующими данными.
Радиус кривой, м ....................... 250	100	50	30	20	15
Уширение, м ............................. 0,5	0,8	1,1	1,4	1,7	2,1
Ширина обочины составляет 1—2 м. Дороги, расположенные
в выемках, должны иметь боковые кюветы (глубиной 0,8—0,9 м)
трапециевидной формы с основанием шириной 0,4 м. В обычных
условиях дороги имеют двухскатный профиль с уклоном 10—
4О°/оо- При устройстве дорог на косогоре, бермах по борту карь-
ера и на кривых с радиусом менее 200 м поперечное сечение до-
роги имеет односкатный профиль с уклоном 20—40 %0 в сторону
косогора или внутрь кривой.
Тип дорожного покрытия выбирается с учетом срока эксплу-
атации дороги, интенсивности движения, типа подвижного со-
става и наличия местных дорожно-строительных материалов.
На стационарных дорогах мощных карьеров с большой интен-
сивностью движения (2000—3000 рейсов автосамосвалов в сутки)
применяется цементобетонное или асфальтобетонное покрытие.
При меныпей интенсивности движения (1000—1500 рейсов автоса-
мосвалов в сутки) используется щебеночное покрытие с пропит-
кой и поверхностной обработкой или покрытие, обработанное по
способу смешения. Временные дороги при скальном основании не
имеют покрытия. При рыхлом основании они имеют грунтовое
покрытие, улучшенное щебеночными добавками. Эксплуатация до-
рог с покрытием высокого качества позволяет значительно сокра-
тить затраты иа ремонт подвижного состава и шин, топливо,
смазку и др., что при большой интенсивности движения быстро
приводит к окупаемости затрат иа строительство дороги.
Подвижной состав автотранспорта должен обладать повышен-
ной прочностью, маневренностью и проходимостью, преодолевать
значительные подъемы и уклоны и обеспечивать быструю меха-
низированную разгрузку. В зависимости от конструктивного ис-
полнения подвижной состав карьерного автотранспорта можно
123
разделить на две группы: автосамосвалы (рис. 4.8) и полупри-
цепы. Автосамосвалы — это машины с кузовом, расположенным
на раме. Разгрузка автосамосвала производится в основном опро-
кидыванием назад. У полуприцепов кузов выполнен отдельно от
тягача и соединяется с ним специальным прицепным устройством.
Полуприцепы имеют одну или две ходовые оси и могут быть
с задней, боковой и донной разгрузкой. Основные их преимуще-
ства по сравнению с автосамосвалами — большая грузоподъем-
ность, меньшие расход горючего и эксплуатационные затраты.
Однако область применения полуприцепов ограничивается лишь
дорогами без подъемов или с небольшим подъемом (до 30 °/00)
из-за меньшей маневренности и меньшей удельной мощности дви-
гателя.
Основными параметрами карьерных автосамосвалов являются
грузоподъемность, мощность двигателя, объем кузова, колесная
формула и минимальный радиус поворота.
Колесной формулой называется цифровое обозначение числа
колес автосамосвала (например, 4x2). Первая цифра колесной
формулы показывает общее число колес, вторая — число ведущих
колес.
На карьерах наибольшее применение получили автосамосвалы
типа БелАЗ грузоподъемностью 27—75 т. Осваиваются более
мощные автосамосвалы грузоподъемностью НО и 180 т (рис. 4.9
и 4.10). Характеристика автосамосвалов отечественного производ-
ства приведена в табл. 4.5.
В качестве тягачей для полуприцепов используются базовые
модели автосамосвалов соответствующей мощности. В табл. 4.6
приведена характеристика полуприцепов с задней разгрузкой,
созданных Белорусским автозаводом на базе автосамосвалов
БелАЗ-540, БелАЗ-548 и БелАЗ-549. Увеличение грузоподъемно-
Таблица 4.5
Параметры	Автосамосвалы					
	КрАЗ-256Б	БелАЗ-540	Бел Л 3-548	БелАЗ-540	БелАЗ-7519	БелАЗ-7521
Колесная формула Грузоподъемность, т Масса (без груза), т Вмести.мость кузова, м3 Максимальная скорость движения, км/ч Ширина автосамосвала, м Длина автосамосвала, м Минимальный радиус поворота, м Мощность двигателя, кВт Расход топлива на 100 км пути, л	6X4 10 11,5 6 62 2,65 8,2 10,5 175 60	4X2 27 21 15,8 55 3,48 7,3 8,5 265 125	4X2 40 29 21,7 50 3,8 8,1 10,0 367 200	4X2 75 66 37,8 50 5,36 10,3 11,0 770 350	4X2 ИО 85 44 52 6,1 11,3 12 955	4X2 180 145 90 50 7,64 13,6 15 1690
124
Рис. 4.9. Автосамосвал БелАЗ-7519 грузоподъемностью 110 т
Рис. 4.10. Автосамосвал БелАЗ-7521 грузоподъемностью 180 т
Таблица 4,6
Параметры	Полуприцепы		
	Бел АЗ-540В-5271	Бел АЗ-548В-5272	БелАЗ-549В-5275
Колесная формула	6X2	6X2	6X4
Грузоподъемность, т	45	65	120
Масса (без груза), т	30,4	39,5	78,0
Вместимость кузова, м3	23,4	34	59,5
Максимальная скорость движе-	55	57	60
ния, км/ч Длина, м	10,9	12,48	13,95
Ширина, м Минимальный радиус поворота, м	3,48	4	4,7
	8,5	9,5	9,5
Расход топлива на 100 км пути, л	220	270	—
сти полуприцепов при неизменной мощности двигателя привело
к снижению удельной мощности (до 4,5 кВт/т) и к некоторому
снижению их тягово-динамических качеств.
Тягачи с полуприцепами меньшей грузоподъемности выпуска-
ются Кременчугским автозаводом и Могилевским заводом подъ-
емно-транспортного оборудования.
Для транспортирования угля Белорусским автозаводом соз-
даны полуприцепы-углевозы большой грузоподъемности (до 120 т)
с донной разгрузкой (рис. 4.11). Намечено создание углевоза гру-
зоподъемностью 300 т с кузовом вместимостью 220—240 м3
(табл. 4.7).
Рис. 4.11. Полуприцеп-углевоз грузоподъемностью 120 т с донной раз-
грузкой
126
Таблица 4.7
Параметры	Полуприцепы грузоподъемностью	
	120 т	300 т (проект)
Вместимость кузова, м3	112,5	220-240
Колесная формула	6X4	6X4 (8X4)
Удельная мощность (на 1 т грузоподъемности),	4,8	4,4
кВт Масса без груза, т	65	129
Минимальный радиус поворота, м	12—13	13—15
4.7. РАСЧЕТ ПАРКА ПОДВИЖНОГО СОСТАВА
АВТОТРАНСПОРТА И ПРОПУСКНОЙ СПОСОБНОСТИ ДОРОГ
Расчет парка подвижного состава. Как правило, число автосамо-
свалов рассчитывается для каждого экскаватора отдельно. Рабо-
чий парк автосамосвалов устанавливается по условию обеспечения
непрерывной работы рабочего парка экскаваторов при рит-
мичной подаче порожних автосамосвалов в забой. Число автоса-
мосвалов, которое может эффективно использоваться в комплексе
с одним экскаватором, определяется по формуле
ДГр.а = Тр//п,	(4.42)
где Тр — продолжительность рейса, мин; /п— продолжительность
погрузки автосамосвала, мин;
Тр — ta -р ^дв + tp -ф tK,	(4.43)
где /дв, tp, tM— соответственно продолжительность движения, раз-
грузки и маневров автосамосвала, мин.
Из выражений (4.42) и (4.43) получим
дгр а =	+ ^дв ~+~	= 1 । ^дв ~1~ tp -ф /м .	(4 44)
tn	tn
Продолжительность погрузки
tn Ик^ц,	(4.45)
где «к — число ковшей, разгружаемых экскаватором в кузов авто-
самосвала; /ц—продолжительность рабочего цикла экскаватора,
мин.
В зависимости от соотношения плотности уп перевозимой по-
роды, грузоподъемности qa автосамосвала, объема Фа его кузова
число «к ковшей может ограничиться либо объемом кузова
(упДр<<7а/Уа), либо грузоподъемностью автосамосвала (yn/fep^
^7а/Иа). Тогда продолжительность погрузки автосамосвала оп-
ределяется по формулам соответственно:
tn
Тарвер f .
0,9knE Ц’
U4-46)
127
"	(4.47)
f&nYn
где E — вместимость ковша экскаватора, м3; kp — коэффициент
разрыхления породы в ковше экскаватора; 0,9 — коэффициент,
учитывающий изменение коэффициента разрыхления породы в ку-
зове автосамосвала; kn— коэффициент, учитывающий наполнение
ковша экскаватора; feBep= 1,11,15 — коэффициент, учитывающий
загрузку самосвала с верхом.
Продолжительность движения автосамосвала определяется по
формуле
М	i—n.
\ ' h гр I \ ' h пор
(4.48)
/дв - Др “Ь Тпор  60
где Тгр, Тапр — продолжительность движения автосамосвала соот-
ветственно с грузом и без груза, мин; /г гр, //пор — длина участков
пути с одинаковыми условиями движения соответственно с грузом
и без груза, км; У/гр, У/пор— скорость движения автосамосвалов
соответственно с грузом и без груза, км/ч.
В табл. 4.8 приведены значения технической скорости движе-
ния автосамосвалов с грузом и без груза на отечественных карь-
ерах, которыми можно пользоваться при .ориентировочных рас-
четах.
Продолжительность разгрузки автосамосвала включает время
подъема кузова и время его опускания. Для автосамосвалов гру-
зоподъемностью до 40 т она составляет 60 с, при большей грузо-
подъемности автосамосвалов — 70—90 с.
Продолжительность маневров при погрузке автосамосвала за-
висит в основном от схемы подъезда и находится в пределах
0—10, 20—25, 50—60 с соответственно для сквозной, петлевой и
тупиковой схем. При разгрузке автосамосвала продолжительность
Таблица 4.8
Дороги	Скорость движения (км/ч) автосамосвалов		
	БелЛЗ-540	Бел А 3-548	БелЛЗ-549
Магистральные щебеночные	32 (42)	32 (38)	30 (42)
Магистральные бетонные	45 (48)	38 (47)	34 (50)
Дороги в карьерах	13(14)	П (И)	13 (15)
Дороги в отвалах	17 (19)	16 (18)	11 (13)
Дороги в наклонных выработках: бетонные с уклоном i — 20°/оо	30 (50)	25 (49)	24 (50)
бетонные с уклоном i — 60°/оо	18(35)	16 (34)	16(35)
щебеночные с уклоном 1 — 20%о	20 (50)	20 (48)	18 (48)
щебеночные с уклоном i — 800/оо	14 (30)	14 (30)	14 (30)
п р имечание. В скобках приведены значения скорости движения автосамосвалов
без груза.
128
манёвров составляет 40—50 с. Число рабочих автосамосвалов Для
обеспечения эффективной работы п экскаваторов определяется по
формуле
Nv.a = £ Ni-
1=1
(4.49)
Так как часть автосамосвалов постоянно находится в ремонте
и проходит техническое обслуживание, то инвентарный парк авто-
самосвалов
А/ин — (Vр. а/^г»
(4.50)
где тг = 0,7-ь0,8 — коэффициент технической готовности парка.
Техническая готовность автосамосвалов уменьшается по мере
увеличения срока их эксплуатации.
Пропускная и провозная способности автодорог. Пропускная
способность автодороги—-это максимально возможное число авто-
самосвалов, которые могут пройти через определенный участок
в единицу времени. Она зависит в основном от скорости и числа
полос движения. При однополосном движении автосамосвалов
в одном направлении часовая пропускная способность автодороги
определяется по формуле
 60йн. д  1000ийн. д
fa	1б
(4-51)
где 1ц — интервал времени между автосамосвалами, мин; v — ско-
рость движения автосамосвалов, км/ч; /б — безопасное расстоя-
ние между следующими друг за другом автосамосвалами, м;
kn. д=0,5н-0,8 — коэффициент неравномерности движения.
Безопасное расстояние между автосамосвалами складывается
из длины тормозного пути и длины автосамосвала и должно быть
не менее 50 м. Па горизонтальных прямолинейных участках это
расстояние определяется по формуле
/б = У + 0,04у2-|-6.
(4.52)
Провозная способность автодороги (т/ч) определяется по фор-
муле
Л4 — (V^cp/^рез:
(4.53)
где qrp — масса груза, перевозимая автосамосвалом, т; 6рез =
= 1,754-2 — коэффициент резерва.
Пропускная и провозная способности автодороги должны со-
ответствовать величине грузооборота для рассматриваемого
участка пути.
5 Заказ № 1433	1 29
:<	4.8. ОРГАНИЗАЦИЯ РАБОТЫ КАРЬЁРНОГО
АВТОТРАНСПОРТА
Эффективность использования автотранспорта па карьерах в зна-
чительной степени зависит от схемы подъезда автосамосвала к за-
бою и установки его у экскаватора. В зависимости от способа
вскрытия рабочих горизонтов, размеров рабочих площадок и ус-
ловии работы экскаваторов возможны сквозной подъезд автоса-
мосвалов к экскаватору, подъезд с петлевым и тупиковым разво-
ротом (рис. 4.12). Сквозной подъезд применяется при наличии
двух выездов с горизонта. Лвтосамосвалы в этом случае движутся
поточно, съезжая с магистральных дорог на забойные. Подъезд
с петлевым разворотом применяется при одном выезде с гори-
зонта. Он не требует сложных маневров. Обычно время обмена
автосамосвалов не превышает продолжительности рабочего цикла
экскаватора, чем достигается высокое использование экскавато-
ров во времени. Подъезд с тупиковым разворотом применяется
в стесненных условиях при невозможности осуществления петле-
вого разворота. В основном эта схема подъезда применяется в ту-
пиковых заходках при проведении траншей. При ширине рабочей
площадки (основания траншеи) меньше радиуса поворота автоса-
мосвала устраиваются специальные ниши для обеспечения более
свободного маневра при развороте (см. рис. 4.12). Подъезд с ту-
пиковым разворотом вызывает уменьшение производительности
автосамосвалов на 10—15 % (по сравнению с другими схемами
подъезда).
В зависимости от числа автосамосвалов, находящихся одновре-
менно в забое, применяется одиночная или спаренная установка
их под погрузку. Одиночная установка автосамосвалов может про-
изводиться параллельно оси забоя (при заходках небольшой ши-
рины) либо с разворотом (при более широких заходках). Уста-
новка автосамосвалов с разворотом позволяет уменьшить угол
поворота экскаватора. Спаренная установка автосамосвалов обес-
Рис. 4.12. Схемы подъезда антосамосвалов к экскаваторам:
а, б — сквозной подъезд; в, г — подъезд с петлевым разворотом; д, е — подъезд с тупи*
ковым разворотом
130
почивает более высокую производительность экскаваторов. При
спаренной односторонней установке несколько усложняются ма-
невры автосамосвалов (особенно в ночное время). Спаренная дву-
сторонняя установка в большей степени обеспечивает использо-
вание экскаватора во времени. Она применяется в условиях широ-
ких заходок и тупиковых забоев. Однако спаренная установка
требует некоторого увеличения рабочего парка автосамосвалов.
Во всех случаях установка автосамосвала под погрузку должна
обеспечить минимум времени на маневры автосамосвала в забое,
минимальный угол поворота экскаватора при иогрузке и хорошую
видимость машинистом экскаватора кузова автосамосвала в мо-
мент погрузки.
Эффективность применения автотранспорта па карьерах зави-
сит также и от правильного сочетания рабочих параметров экска-
ваторов и автосамосвалов. Рациональное отношение вместимости
Уа кузова автосамосвала к вместимости ковша экскаватора Е
находится в пределах 4—10. Для ориентировочных расчетов от-
ношение VeJE можно принимать по табл. 4.9.
На отечественных карьерах, применяющих автотранспорт, за-
траты на 1 т-км колеблются в пределах 7—12 коп. В общих
затратах на автотранспорт амортизационные отчисления и зара-
ботная плата составляют 30—40 и 20—30 % соответственно. Г1ри
увеличении грузоподъемности автосамосвалов показатели работы
карьеров улучшаются (табл. 4.10).
Таблица 4.9
Вместимость копта экска- 1 ватора, м‘	Рациональное отношение Ра Е при расстоянии транспортирования, км			
	1-2	3—4	5—6	7—8
3—4 5-6 8—10 12,5—16 20—25	5,2 5 4,5 4,2 4	6,5 6 5,5 5 4,8	8 7,5 7 6,5 6	10 9,5 9 8,5 8
Таблица 4.10
Авгосамосвалы	Грузо- подъем- ность, т	Срок службы, годы	Пробег, тыс. км	Эксплуатационные затраты, руб.	
				иа 1 ч работы	на 100 км пробега
КрАЗ-256Б	12	4,5—5,0	180—200	1,53	315
БелАЗ-540А	27	5,0-6,0	200—220	1,68	759
БелАЗ-548А	40	5,0—6,0	200- 220	1,70	1105
БелАЗ-549	75	6,0—7,0	250- 300	2,11	2157
БелАЗ-7420	120	5,0—6,0	200—220	2,14	3129
5*
131
Продолжение табл 4.10
Автосамосвалы	Производительность автосамосвала (т) при расстоянии тран- спортирования 2 км		Расход топлива па 100 км пробега, л		Стои- мость» тыс. руб.
			летом	ЗИМОЙ	
	часовая	сменная			
КрАЗ-256Б	30-40	250—300	55—237	61—261	9,6
БелАЗ-540А	60-70	550—600	155—175	125—447	27,8
БелАЗ-548А	80-90	750—800	138—544	166—654	39,3
БелАЗ-549	140—160	1200—1300	260—930	290—1020	147
БелАЗ-7420	220—240	2800—3000	Н. д.	Н. д.	190,2
Примечание. Расход топлива зависит от высоты подъема н расстояния транспорти-
рования.
4.9. КОНСТРУКЦИЯ И ТЕХНОЛОГИЧЕСКАЯ
характеристика ленточных конвейеров.
ОБЛАСТЬ ПРИМЕНЕНИЯ конвейерного транспорта
НА КАРЬЕРАХ
Из всех известных типов конвейеров (ленточные, ленточно-канат-
ные, ленточно-цепные и пластинчатые) на карьерах наибольшее
применение получили ленточные конвейеры-(рис. 4.13). Они про-
сты в эксплуатации и изготовлении и обеспечивают значительную
производительность. Ленточный конвейер состоит из ленты, роли-
ковых опор, смонтированных на металлической конструкции, при-
водной станции, устройства для натяжения ленты, загрузочного
устройства. Конвейерная лепта является одновременно грузопесу-
щим и тяговым органом. На карьерах наибольшее применение по-
лучили тканевые мпогопрокладочные ленты. Ткани изготавлива-
ются из бельтинга, особо прочного бельтинга и лавсана. Все боль-
шее применение находят конвейерные лепты с капроновыми и
анидными прокладками. Для мощных стационарных конвейеров,
как правило, применяются резипотросовые лепты, в которых вместо
прокладок используются стальные тросы диаметром 2,5—10 мм.
Ширина ленты конвейера зависит от его производительности
и кусковатости транспортируемых пород и находится в пределах
400—3600 мм. Транспортирование крупных кусков тяжелых пород
быстро выводит конвейерную лепту из строя, поэтому размер
кусков обычно не превышает 500 мм.
Скорость движения конвейерной ленты выбирается с учетом
физико-технических характеристик транспортируемых пород, ши-
рины лепты и изменяется в пределах 0,7—6 м/с (табл. 4.11).
Допустимый угол подъема зависит от физико-технических ха-
рактеристик транспортируемых пород и составляет 20—22, 16—18
и 13—15° соответственно при транспортировании рыхлых пород,
раздробленных скальных пород и гравия. Допустимый угол на-
клона конвейера при спуске на 2 3° меньше допустимого угла
при подъеме.
132
Рис. 4.14. Схема двухбарабанного
разгрузочного устройства
Рис. 4.13. Схема ленточного кон-
вейера:
/—конвейерная лента; 2 ролико-
опоры; 3 — приводные барабаны; 4—
устройство для натяжения ленты; 5 —
загрузочное устройство
Рис. 4.15. Схема транспортно-отвального моста (а), консольного отвалообразо-
вателя (б), конвейерного перегружателя (в)
Роликоопоры служат для поддержания конвейерной ленты.
Для поддержания грузовой ветви ленты наибольшее применение
получили роликоопоры с тремя роликами, для поддержания ниж-
ней (порожней) ветви — роликоопоры с одним и двумя роликами.
Ролики, поддерживающие нижнюю ветвь, имеют специальную
конструкцию, приспособленную для очистки лепты от налипшей
породы.
Т а б л и ц а 4.11
Параметры	Конвейеры				
	К Л-500	КЛМ-800	С-160	К Л М3	НКМЗ
Ширина ленты, мм	1000	1200	1600	1200	1800
Скорость движения ленты, - м/с	2,26	2,58	1,6—3,15	3,6	4,35
Часовая производительность, т	500	800	1600—3150	1950 м3	5000 м3
Длина горизонтального става, м	400	800	1100	800	500'
Мощность привода, кВт	75	150	400—800	400	1500
13.3
Приводная станция служит для передачи конвейерной ленте
тягового усилия. Основным элементом приводной станции явля-
ется приводной барабан, который приводится во вращение элек-
тродвигателем через редуктор. Приводная станция мощных кон-
вейеров имеет несколько приводных барабанов. Для повышения
сцепления барабана с лептой его поверхность покрывается спе-
циальным эластичным материалом.
Натяжная станция служит для создания начального натяже-
ния лепты, которое необходимо для надежной передачи тягового
усилия приводными барабанами ленте и для компенсации ее вы-
тяжки в процессе эксплуатации. Основным элементом натяжного
устройства является барабан.
Загрузочные устройства устанавливаются в местах поступле-
ния груза на конвейер. Они должны обеспечивать равномерную
подачу породы на ленту без просыпания, а также придать ей ско-
рость, равную по величине и направлению скорости движения
лепты. Основными элементами загрузочных устройств являются
воронка, лоток и питатель.
Передвижные разгрузочные устройства (рис. 4.14) предназна-
чены для обеспечения разгрузки конвейера в любой его точке.
Они имеют, как правило, два барабана и перемещаются по рель-
сам, укрепленным па тех же шпалах, что и став конвейера. Ино-
гда разгрузочное устройство монтируется - на гусеничном ходу.
К конвейерным установкам относятся также транспортно-отваль-
ный мост, консольный отвалообразователь и конвейерный пере-
гружатель (рис. 4.15).
4.10. СХЕМЫ КОНВЕЙЕРНОГО ТРАНСПОРТА
НА КАРЬЕРАХ И РАСЧЕТ
ПРОИЗВОДИТЕЛЬНОСТИ КОНВЕЙЕРОВ
На карьерах конвейерный транспорт применяется для транспорти-
рования рыхлых и мягких вскрышных пород (преимущественно
от многоковшовых экскаваторов) на внутренние или внешние от-
валы, угля, песка, щебня, гравия и др., а также для транспортиро-
вания раздробленных скальных и полускальных пород. Для транс-
портирования вскрышных пород применяются следующие схемы
конвейерного транспорта.
При поперечном перемещении вскрышных пород в выработан-
ное пространство используются транспортно-отвальные мосты и
консольные отвалообра.зователи. В случае перемещения вскрыш-
ных пород в выработанное пространство по периметру карьера
(рис. 4.16) используются забойные, полустационарные и отваль-
ные конвейеры. При перемещении вскрышных пород и полезного
ископаемого за пределы карьера используются забойные, подъем-
ные, магистральные, отвальные, разгрузочные конвейеры
(рис. 4.17).
Часовая техническая производительность (м3) ленточных кон-
вейеров зависит от ширины лепты, формы поперечного сечения
134
Рис. 4.16. Схема перемещения вскрышных пород в выработанное пространство
по периметру карьера:
1 — экскаватор; 2 — загрузочное устройство; 3 — заборный передвижной конвейер; 4 ---на-
клонный конвейер; 5--загрузочное устройство; 6 — полустациопарный конвейер; 7 — само-
ходный перегружатель; 8 — отвальный передвижной конвейер; 9 — разгрузочное устрой-
ство; 10 — отвалообразователь
Рис. 4.17. Схема перемещения вскрышных, пород на внешние отвалы:
1 — роторные экскаваторы; 2 — перегружатель; 3 — забойный конвейер; 4 — наклонный кон*
вейер; 5 — магистральный конвейер; 6 — отвальный конвейер; 7 — отвалообразователь
размещенной на ленте горной массы и ее физико-технических
характеристик, скорости движения ленты п определяется по фор-
муле
Пк. тех = ЗбОО/^Дзаг»	(4.54)
где F — площадь поперечного сечения размещенной на ленте гор-
ной массы, м2, v:i — скорость движения конвейерной лепты, м/с
(табл. 4.12); ^заг'—0,8-7-1 —коэффициент загрузки ленты.
Площадь поперечного сечения (м2) размещенной на ленте гор-
ной массы зависит от его формы и определяется по формуле
А. О. Спиваковского
F = бнак^к. р (0,9Вл—0,05)2,
(4.55)
135
Таблица 4.12
Часовая производительность конвейера, м'!	Скорость движения ленты (м с) при транспортиро- вании пород	
	рыхлых	скальных
400—750	2-4	1,5-2,5
1000—2200	3—4	2—3
2500—5000	3-5	2,5—4
4000—8500	4—7	2,5—4,5
где Вл — ширина ленты (должна удовлетворять условию Вл>
>2б?шах + 200 мм), м; <7тах— максимальный размер кусков транс-
портируемой горной массы, мм; kit. р — коэффициент, учитывающий
конструкцию роликоопоры (для однороликовой опоры &к.р=0,07-^-
4-0,09; для трехроликовой kK.p=6,13-4-0,17); kliaK — коэффициент,
учитывающий угол наклона конвейера.
Коэффициент /гнак характеризуется следующими данными.
Угол наклона конвейера, градусы .... ^:10 12 14 16 18 20
Коэффициент йнак................. 1 0,97 0,95 0,92 0,89 0,85
Затраты иа 1 т-км при конвейерном транспорте изменяются в пре-
делах 3—10 коп.
4.1». КОМБИНИРОВАННЫЙ КАРЬЕРНЫЙ ТРАНСПОРТ
Получение максимального экономического эффекта при транспор-
тировании горных пород иа мощных карьерах можно обеспечить
только при использовании нескольких видов транспорта (комби-
нированного транспорта), так как каждый из входящих в комби-
нацию вид транспорта эксплуатируется в наиболее благоприятных
для него условиях.
С учетом технологических особенностей в цепи карьерного
, транспорта можно выделить три звена:
транспортирование по рабочшм горизонтам и соединительным
бермам;
транспортирование по наклонным выработкам до господствую-
щей поверхности;
транспортирование на поверхности.
Транспорт первого звена непосредственно обслуживает добыч-
ные забои. Он должен обладать большой маневренностью для
обеспечения высокой производительности добычных машин, пол-
ноты выемки и требуемого качества полезного ископаемого. Транс-
порт второго звена должен обеспечить движение по кратчайшим
наклонным участкам пути. Транспорт третьего звена обеспечи-
вает перемещение горной массы на большое расстояние по от-
носительно горизонтальным участкам пути.
Как показала практика, для транспортирования горной массы
в карьере (первое звено) наиболее целесообразно использовать
136
автосамосвалы различной грузоподъемности. Для перемещения
горной массы от рабочих горизонтов до поверхности (второе
звепо) наиболее высокие технико-экономические показатели до-
стигаются при использовании скиповых, конвейерных и автомо-
бильных подъемников. Для транспортирования горной массы на
поверхности (третье звено) применяются железнодорожный и
конвейерный транспорт.
Наибольшее применение находит комбинация автомобильного
и железнодорожного транспорта. Горная масса от забоев авто-
транспортом доставляется до перегрузочных пунктов (рис. 4.18),
а затем железнодорожными составами до отвалов либо до дро-
бильно-обогатительной фабрики. Перегрузочные пункты в этом
случае могут располагаться либо внутри карьера, либо на поверх-
ности в непосредственной близости от его контуров. Комбиниро-
ванный автомобильно-железнодорожный транспорт с впутрикарь-
ерной перегрузкой целесообразно применять при большом гру-
зообороте карьера, глубине более 150 м и использовании желез-
нодорожного транспорта на верхних горизонтах. Этот вид комби-!
нированпого транспорта эффективно применяется на Лебединском,
Михайловском, Соколовско-Сарбайском карьерах.
При комбинации автотранспорта и конвейерных подъемников
на перегрузочных пунктах необходимо осуществлять предвари-
тельное дробление крупнокусковой горной массы. Дробильно-пе-
регрузочные пункты располагаются на концентрационных гори-
зонтах карьера и обслуживают несколько рабочих горизонтов.
Через 70—100 м по глубине они переносятся на лежащие ниже
горизонты.
При комбинации автотранспорта и скиповых подъемников пе-
регрузочный пункт состоит из разгрузочного и приемного устрой-
ства и бункера-дозатора. Скипы грузоподъемностью до 100 т пе-
ремещаются по специальным направляющим (угол наклона 35—
45°) со скоростью 8—12 м/с. При большой производительности
карьера целесообразно устанавливать несколько скиповых подъ-
емников. В зависимости от конкретных условий в практике встре-
чаются и другие комбинации видов транспорта.
Рис. 4.18. Схемы перегрузочных пунктов при автомобильно-железнодорожном
транспорте:
а — с непосредственной перегрузкой пород; б-- с временным складом и использованием
на погрузке экскаваторов
137
т.„
4.12.	ВСПОМОГАТЕЛЬНЫЕ РАБОТЫ НА КАРЬЕРНОМ
ТРАНСПОРТЕ И ИХ МЕХАНИЗАЦИЯ
Надежная п экономичная работа карьерного транспорта невоз-
можна без выполнения вспомогательных работ, специфичных для
каждого вида транспорта. Так, на железнодорожном транспорте
к вспомогательным работам относятся подготовка трассы желез-
нодорожного пути, сборка путевой решетки, укладка и переук-
ладка путей, балластировка и выправка путей, их текущее содер-
жание и ремонт, монтаж, перенос и текущее содержание контакт-
ной сети, технический осмотр и ремонт подвижного состава. На
автотранспорте к вспомогательным работам относятся строитель-
ство карьерных автодорог, их ремонт и содержание, эксплуатация
подвижного состава. На конвейерном транспорте вспомогатель-
ными работами являются передвижка ленточных конвейеров, на-
веска и замена конвейерной ленты, очистка конвейерной ленты и
барабанов, уборка просыпавшейся горной массы под ставами кон-
вейеров, чистка и замена роликоопор, планировка площадок для
установки и перемещения конвейеров.
Железнодорожный транспорт. Подготовка трассы железнодо-
рожного пути на карьерах осуществляется бульдозерами, авто-
грейдерами, скреперами, универсальными одноковшовыми экска-
ваторами и другим оборудованием. Трасса забойных и отвальных
путей подготавливается экскаваторами при ведении горных работ.
Бульдозерами в этом случае производятся планировка земляного
полотна и разравнивание насыпей.
Сборка и ремонт путевой решетки па крупных карьерах осу-
ществляется на звеносборочных базах и площадках. Путевая ре-
шетка перемещается различным оборудованием в зависимости от
технологии выемочно-погрузочных и отвальных работ, объема пу-
тевых работ, ширины заходки (шаг перемещения), климатиче-
ских условий. При переукладке путей с разборкой на отдельные
звенья путевая решетка перемещается крапами различных типов
(табл. 4.13) и легким путеукладочным оборудованием на базе
тракторов, а также специальным оборудованием, используемым
на железных дорогах. Наибольшее применение па карьерах по-
лучили полпоповоротпые стреловые краны грузоподъемностью
15—50 т на железнодорожном ходу с дизельной или дизель-элек-
трической силовой установкой. Железнодорожные крапы исполь-
зуются на карьерах при всех видах путевых работ. Шаг переме-
щения составляет 14—15 и 26—28 м соответственно при непо-
средственной и двойной переукладке.
Процесс переукладки путей кранами включает следующие опе-
рации: разъединение стыковых соединений, установку крана для
захватывания звена, спуск прицепного устройства, захватывание
звена и его подъем, переноску звена на новую трассу, отсоедине-
ние прицепного устройства и переезд крана к следующему звену.
Организация работ по переукладке пути может осуществляться
наступающим или отступающим ходом (рис. 4.19). При пасту-
138
Рис. 4.19. Схема переукладки пути насту-
пающим ходом (а), отступающим ходом (б),
в два приема (в):
1, 2, 3 — соответственно старое, новое и про-
межуточное положение пути: 4— направление
перемещения крана
Рис. 4.20. Схема турнодозера:
/ — опорная рама; 2 — консольная ферма; 3 —
полиспаст; 4 — рельсозахватпое приспособле-
ние; 5 — контргруз
пающем ходе переукладка пути начинается со стороны выезда
с уступа, при отступающем ходе — с противоположной стороны.
Недостатками первого способа являются малая производитель-
Таблица 4.13
Параметры	Кран ы			
	на рельсовом ходу		на гусеничном ходу	
	КДЭ-251	КЖДЭ-425	Э-1258	Э-2058
Грузоподъемная сила, кН	250	250	200	120—600
Максимальный вылет стрелы, м Скорость передвижения кра- на, км/ч:	»-	,	14	14	4—7,5	12-30
СВОИМ ходом	8,3	Н. д.	1,34	1,79
в поезде	• g	8	115	—	—
Длина платформы, м	9,2	—	—	—
Масса, т	69	70,5	40,8	82	;
Мощность электродвигателя, кВт	85	85	88	202
1з4
Ность переукладки (200—300 .м в смену) из-за необходимости ре-
монта пути впереди движущегося крана и частых его сходов и
неблагоприятные условия работы крана (выдергивание звена при
максимальном вылете стрелы). Достоинство способа — возмож-
ность работы в повой заходке до окончания переукладки всего
пути па уступе. При втором способе переукладки производитель-
ность крана составляет 500—700 м в смену. Недостаток этого
способа состоит в том, что начинать работу в новой заходке
экскаватор может только после переукладки всего пути. Переук-
ладка звеньев па электрифицированных путях производится вме-
сте с контактными опорами, закрепленными на них. Если шаг
переукладки больше максимального вылета стрелы крапа, перс-
укладка осуществляется в два приема (см. рис. 4.19).
Для укладки пути на новой трассс при большом объеме путе-
переукладочпых работ и невозможности непосредственной крано-
вой переукладки (при занятости площади между старой и новой
трассой) применяются специальные механизированные путеукла-
дочные поезда, состоящие из локомотива и 5—6 платформ с ком-
плектом собранных звеньев (6—8 на каждой платформе). Пере-
укладка пути в этом случае начинается после окончания отра-
ботки заходки.
Передвижка пути без разборки на звенья путепередвпгателями
цикличного действия применяется па плужных отвалах, где шаг
передвижки невелик (2,5—4 м). Путепередвигатель цикличного
действия представляет собой двухосную платформу, па которой
располагаются двигатель внутреннего сгорания, подъемно-реечный
механизм, механизм захвата головок рельсов и пульт управ-
ления. Передвижка пути таким путспередвигателем производится
участками длиной 10—15 м при постепенном передвижении по
фронту работ. Передвижка за один проход составляет 0,7—
0,9 м. Перемещение пути па большее расстояние осуществляется
за несколько проходов. Сменная производительность путспере-
двигателей составляет 450—550 м2.
Путепередвигатели непрерывного действия используются на
карьерах, где работают мощные многоковшовые экскаваторы,
транспортпо-отвальные мосты и др. Принцип действия этого типа
путепередвигателей состоит в следующем. Путь при помощи ро-
ликовых захватов поднимается па высоту 0,2—0,4 м и одновре-
менно сдвигается в сторону. За один проход путепередвигателя
по фронту работ путь передвигается па 0,3—0,5 м. Работая Чел-
ноковым способом с помощью путепередвигателя перемещение
пути на требуемый шаг передвижки осуществляется за несколько
проходов.
В зависимости от расположения роликовых захватов разли-
чают путепередвигатели мостового типа (захваты расположены
между опорами) и путепередвигатели консольного типа (захваты
расположены на консоли).
Достоинство путепередвигателей консольного типа — возмож-
ность производить передвижку пути в тупиках.
140
Производительность путеиередвигателей непрерывного дей-
ствия в несколько раз выше, чем у путепередвигателей цикличного
действия и составляет 1500—2000 м2/ч.
В последнее время для передвижки пути без разборки па
звенья применяются турподозеры (гусеничные тракторы или ко-
лесные тягачи с навесным оборудованием). Турподозер (рис. 4.20)
имеет крап с подвешенным роликовым захватом, который шар-
нирно соединен также с рамой. Передвижка путей с помощью
турподозеров осуществляется следующим образом. Рельсозахват-
пое приспособление, накладываемое па головку рельсов, припод-
нимает путь. Затем турподозер отъезжает па 1--2 м (требуемый
разовый шаг передвижки) и, двигаясь вдоль пути по Челноковой
схеме, перемещает его в новое положение. После окончания пе-
редвижки турподозер делает еще 2—4 прохода вдоль пути для
его рихтовки. После перемещения пути осуществляются ремонт
путевой решетки е заменой шпал, подача, разгрузка и дозировка
балласта, подъем пути на балласт, выправка пути в плане и про-
филе, подбивка шпал (уплотнение балласта).
Для перевозки, механизированной разгрузки, дозировки н раз-
равнивания балласта применяются вагоны-дозаторы на базе
четырехосных вагонов типа «хоппер». Каждый вагон-дозатор пред-
ставляет собой разгрузочно-дозировочную машину. Балласт раз-
гружается равномерно вдоль пути. Количество балласта регули-
руется в пределах 40—570 м3/км (для обеспечения безопасности
движения поездов рельсы оставляются незасыпанными).
Укладка балласта под шпалы н разравнивание его, а также
рихтовка и выправка пути осуществляются е помощью специаль-
ных балластировщиков. Для подбивки шпал применяются само-
ходные шпалоподбивочные машины ШПМ-02 на железнодорож-
ном ходу.
Подъемно-рихтовочные работы выполняются подъемно-рихто-
вочными машинами ПРМ-3, которые могут применяться как для
выполнения путепереукладочпых и ремонтных работ, так и для
выполнения работ по текущему содержанию железнодорожных
путей с рельсами Р43, Р50 и Р65 па деревянных и железобетон-
ных шпалах со щебеночным балластом. К серийному выпуску
подготовлены новые машины МСШУ-З, ПРМ-1, КПРА-1 для ре-
монтных и балластировочпых работ.
При перемещении путевой решетки туриодозерами большин-
ство операций по путепереукладочным работам целесообразно
осуществлять с помощью навесного оборудования на турподозоре.
Такой многооперационпый путевой агрегат (рис. 4.21) разрабо-
тан УкрНИИпроектом. В его состав входят оборудование турно-
дозера, бульдозерный отвал, задняя навесная система, гидроси-
стема, генератор и комплект сменного рабочего оборудования, ко-
торое монтируется иа гидрофицированном гусеничном тракторе
Т-100МГП. Работы по передвижке пути совмещаются во времени
с перегоном экскаваторов па новую заходку или выполняются
в период профилактического ремонта экскаватора.
141
Рис. 4.21. Многооперационный путевой агрегат (а) и сменное оборудование (б):
1—рыхлитель; 2 — грейфер; 3 — вилочный захват; 4~ крановая подвеска; 5 — шпалоза-
хват; 6 — ковш прямой лопаты; 7 — ковш обратной лопаты; 8 — траншейный ковш
При эксплуатации подвижного состава наиболее трудоемкими
являются работы по очистке думпкаров от примерзшей и прилип-
шей горной массы. До последнего времени для очистки думпка-
ров на карьерах широко использовались механические скребки.
Однако их применение ведет к большим простоям отвальных эк-
скаваторов и к механическим повреждениям думпкаров. Как по-
казала практика, наиболее эффективным способом борьбы с при-
липанием и примерзанием горной массы является профилактиче-
М2
ская обработка думпкаров отходами процессов оксосинтеза спирта
и переработки нефти (средства рекомендованы ПИИОГРом). Они
представляют собой маслянистые гидрофобные жидкости (КОС,
РПС-67, ниогрин и др.) плотностью 0,8—0,95 г/м3 (температура
застывания минус 30—60 °C, температура вспышки плюс 60—
120 °C). Регулярная профилактика думпкаров в течение осени,
зимы, весны исключает прилипание и примерзание горной массы.
Профилактические средства наносятся на стенки и дно думпка-
ров с помощью механизированных установок форсуночно-компрес-
сорного типа. Расход жидкости на обработку думпкара состав-
ляет 3—5 л.
Автотранспорт. Вспомогательные работы на автотранспорте
подразделяются на дорожные работы и работы по эксплуатации
подвижного состава. Дорожные работы отличаются особенно
большой трудоемкостью. От состояния дорог во многом зависят
производительность и срок службы подвижного состава.
Строительство дорог. Как правило, усовершенствован-
ные цемептобетонные, асфальтобетонные и сборные железобетон-
ные дорожные покрытия целесообразно сооружать специализиро-
ванными дорожно-строительными организациями, располагаю-
щими мощной дорожно-строительной техникой. Карьеры своими
силами строят щебеночные и гравийные дороги и выполняют
все виды ремонтных работ. Наибольшее применение па карьерах
получили дороги со щебеночным покрытием из местных строи-
тельных материалов. Щебень для дорожного строительства в этом
случае получают путем дробления и сортировки скальных
вскрышных пород или организуют специальный цех для производ-
ства щебня. Затраты на производство щебня на карьерах с по-
мощью передвижных, полустационарных и стационарных дро-
бильно-сортировочных установок изменяются в пределах 1,5—
3 руб/м3.
Процесс строительства щебеночных и гравийных дорог вклю-
чает подготовку дорожной трассы, земляные работы по сооруже-
нию выемок и насыпей, работы по сооружению дорожного покры-
тия. Расчистка дорожной трассы на поверхности осуществляется
бульдозерами, навесными рыхлителями различных типов, корче-
вателями, кусторезами и специальным навесным оборудованием
к тракторам. Выемки сооружаются с помощью универсальных
экскаваторов с оборудованием драглайна и обратной лопаты,
а также бульдозерами и скреперами. Откосы выравниваются
в основном автогрейдерами. Кюветы сооружаются универсаль-
ными экскаваторами и кюветокопателями. Для уплотнения насы-
пей применяются прицепные и самоходные гладкие катки вибра-
ционного и статического действия, катки на пневмомашииах и
кулачковые катки.
Ремонт дорог. Дорожио-ремоитпые работы подразделя-
ются на работы по текущему, среднему и капитальному ремонтам.
Кроме машин, применяемых на дорожно-строительных работах,
для ремонта дорог используются специальные дорожные машины
143
и механизмы в зависимости от вида и объема работ и типа до-
рожных покрытий.
Содержание карьерных дорог. К работам по содер-
жанию дороги относятся сезонные работы по уходу за ней с це-
лью обеспечения ее сохранности и нормальной эксплуатации
автотранспорта. Очистка дорог от снега производится с помощью
бульдозеров, автогрейдеров и снегоочистителей. Наряду с очист-
кой дорог от снега ведутся работы по борьбе с гололедом, кото-
рые имеют целью удаление льда или придание шероховатости об-
леденевшей дороге без удаления льда. Лед удаляется путем по-
сыпания поверхности обледенелой дороги солью (NaCl, CaCU и
MgCl). Под действием соли лед плавится. Однако этот метод
удаления льда обладает существенным недостатком: хлористые
соли разъедают бетонное покрытие и металлические части авто-
самосвалов. При гололеде на дорогу часто подсыпают абразивные
материалы (песок, шлак, каменные высевки) для увеличения сцеп-
ления колес автосамосвалов с поверхностью дороги. Практикой
установлено, что оптимальная крупность частиц абразивного ма-
териала составляет 1—6 мм. Недостаток указанного способа
борьбы с гололедом состоит в том, что сухой песок почти пол-
ностью сдувается с поверхности дороги после 200 —300 проездов
автосамосвалов по обработанному участку. Для лучшего закреп-
ления абразивные материалы иногда предварительно подогревают
или в них добавляют соль. На большинстве карьеров, где интен-
сивное движение сохраняется круглосуточно, в качестве добавки
следует применять более быстродействующий хлористый кальций.
Для подсыпки абразивных материалов применяются специальные
пескоразбрасыватели.
На большинстве карьеров временные дороги имеют щебеноч-
ное покрытие, поэтому запыленность воздуха на них весьма зна-
чительна как в летнее, так и в зимнее время. Для борьбы с пылью
па карьерных дорогах применяется орошение их водой с помощью
поливочных машин. Недостатками такого способа являются ухуд-
шение состояния дорог (из-за размыва их полотна, образования
выбоин и вспучиваний) и низкая эффективность поливки в жар-
кие летние дин. Наиболее эффективным средством борьбы
с пылью является обработка дорог различными реагентами
(в частности, раствором лигносульфапата кальция), обеспечива-
ющими увлажнение дорог на длительное время.
К работам по обслуживанию автосамосвалов относятся за-
правка горюче-смазочными материалами, борьба с налипанием и
намерзанием пород, мойка и мелкий ремонт автосамосвалов. Для
своевременного технического обслуживания и текущего ремонта
автосамосвалов применяются топливо- и маслозаправщики и
передвижные мастерские. С целью предотвращения примерзания
горной массы большегрузные автосамосвалы оборудуются уст-
ройством для обогрева их кузова отработавшими газами. Очистка
кузовов автосамосвалов, не оборудованных таким устройством,
производится с применением средств малой механизации (неболь-
144
ших дизельных экскаваторов с оборудованием обратной лопаты).
Иногда для очистки используются скребки, которые монтируются
на раме бульдозера. Очистка производится при движении буль-
дозера задним и передним ходом. Для предотвращения налипа-
ния и примерзания горной массы кузов автосамосвалов обраба-
тывается различными профилактическими средствами (анало-
гично обработке думпкаров).
Конвейерный транспорт. Передвижка ленточных конвейеров
относится к наиболее трудоемким вспомогательным работам на
конвейерном транспорте. Опа осуществляется цикличным и не-
прерывным способами. Цикличный способ, при котором конвейеры
разбираются па отдельные секции и перемещаются краном, весьма
трудоемок. При непрерывном способе став перемещается без раз-
борки. В последние годы широко применяется непрерывный
способ передвижки конвейеров турнодозерами. В этом случае
конвейеры должны быть установлены на деревянных или метал-
лических шпалах, па концах которых с помощью шарнирных
скреплений монтируются рельсы. При передвижке происходит
искривление оси конвейера за счет деформации конвейера и путе-
вой решетки. Турподозер, двигаясь вдоль конвейерного става, за
каждый проход смещает ось конвейера на определенное расстоя-
ние, называемое шагом передвижки. Шаг передвижки изменяется
в пределах 0,3—1 м. Приводные и концевые станции передвига-
ются тракторами способом волочения, а при снабжении их ко-
лесно-рельсовыми тележками перекатываются по рельсам.
Производительность турподозеров па базе тракторов Т-180 и
ДЭТ-250 при передвижке конвейеров изменяется в пределах
1000 -6000 м2/ч.
Очистка конвейерной ленты и барабанов от налипшей горной
массы осуществляется с помощью скребков различных конструк-
ций и вращающихся лопастных щеток, рабочие элементы которых
изготовлены из капрона или другого искусственного волокна.
Просыпавшаяся горная масса под ставами конвейеров уби-
рается универсальными экскаваторами и погрузчиками с навес-
ным оборудованием и специальными подборщиками.
Навеска и замена конвейерной ленты производятся с исполь-
зованием тракторов и автокранов, а планировка площадок для
установки и перемещения конвейеров — бульдозерами.
4.13.	ОСНОВНЫЕ ТРЕБОВАНИЯ ПРАВИЛ
БЕЗОПАСНОСТИ (ПБ) ПРИ РАБОТЕ
КАРЬЕРНОГО ТРАНСПОРТА
Наличие большого числа движущихся с большой скоростью
транспортных средств создает опасность для работающих в карь-
ере людей. Только строгое соблюдение производственной дисцип-
лины и должностных инструкций позволяет избежать производ-
ственного травматизма на карьерном транспорте.
145
' Основные требования ПБ на железнодорожном транспорте.
Основой безопасности работы железнодорожного транспорта на
карьерах являются исправность подвижного состава, средств
связи, управление движением и соблюдение должностных инструк-
ций обслуживающим персоналом. Все сооружения и устройства
железнодорожного транспорта должны находиться в полной ис-
правности. Ни одна часть сооружений и устройств, расположен-
ных у железнодорожного пути, не должна заходить внутрь уста-
новленного габарита приближения строений. Груженые вагоны не
должны превышать установленных габаритов, чтобы не повре-
дить искусственные сооружения (путепроводы, тоннели и др.) и
не допустить при этом аварии с локомотивосоставом. Безопасное
движение поездов обеспечивается только при соблюдении правил
укладки железнодорожного пути в плане и профиле в соот-
ветствии с Правилами технической эксплуатации. Отклонения от
поминальной ширины колеи не должны превышать предусмотрен-
ных допусков. Особое внимание необходимо уделять содержанию
стрелочных переводов в исправном состоянии и чистоте. Попада-
ние мусора, песка, снега и льда между рамным рельсом и пером
вызывает неплотное прилегание пера, в результате чего возможны
сходы локомотивосоставов. В местах пересечения железнодорож-
ных путей с автодорогами устраиваются охраняемые и неохра-
няемые переезды. Охраняемые переезды имеют шлагбаум и, как
правило, централизованное управление. Нормальное положение
шлагбаума—закрытое. В темное время суток, а также во время
туманов, снегопадов и метелей переезды должны освещаться.
Кроме того, при интенсивном движении переезды оборудуются
автоматическими световыми и звуковыми сигналами, указываю-
щими па приближение поездов.
Работающие па карьере люди должны строго соблюдать уста-
новленные правила перемещения. При подходе к железнодорож-
ным путям необходимо убедиться, что опасности пет. Ходить по
рельсам или по концам шпал запрещается. Ходить разрешается
только по междупутью или обочине.
При переходе пути с интенсивным движением необходимо поль-
зоваться пешеходным тоннелем или специально обозначенными
переходами. Нельзя переходить на другую сторону состава под
вагонами.
Место ремонтных работ на рабочем участке железнодорожного
пути должно быть ограждено специальными сигналами, види-
мыми издалека.
Основные требования ПБ на автотранспорте. При работе ав-
тотранспорта (особенно в гололед и дождливую погоду) созда-
ется угроза столкновения встречных автосамосвалов, их соскаль-
зывания в кюветы и падения с уступов. Поэтому соответствующие
службы должны поддерживать автодороги в состоянии, исклю-
чающем эту опасность. В гололед необходима систематическая
подсыпка дорог шлаком, песком и другими материалами, исклю-
чающими скольжение. Для исключения падения автосамосвалов
И6
с уступов у Верхней бровки (со стороны откоса уступа) отсыпа-
ется породный вал высотой 0,8—1,2 м.
Продольный профиль автодороги должен быть таким, чтобы
водителю создавалась необходимая обзорность. Для этого следует
избегать резких переломов профиля. При сооружении серпантин
должны строго соблюдаться минимальные радиусы закруглений
и сближения ветвей серпантин, чтобы обеспечить безопасность
движения по ним.
Дорожные знаки должны содержаться в исправном состоянии
и освещаться в темное время суток. Это обеспечивает ориенти-
ровку водителю в дорожной обстановке и создает безопасные ус-
ловия движения.
На линию разрешается выпускать исправные автосамосвалы.
Поэтому все транспортные средства перед выездом из гаража
должны тщательно проверяться компетентными лицами. Особое
внимание следует обращать на исправность тормозной системы,
рулевого управления, муфты сцепления, коробки передач, сигна-
лов, осветительных и контрольно-измерительных приборов.
Лвтосамосвал должен устанавливаться под погрузку так,
чтобы ковш экскаватора при повороте не проходил над кабиной.
Находиться в кабине при загрузке автосамосвала экскаватором
запрещается (разрешается только для автосамосвалов, имеющих
надежный защитный козырек). Движение автосамосвалов с под-
нятым кузовом, движение задним ходом к месту иогрузки на
расстояние свыше 30 м и перевозка посторонних лиц в кабине
запрещается.
Запрещается хождение по автодорогам и их обочинам из-за
опасности травмирования падающими кусками горной массы.
Только хорошо подготовленные водители, прошедшие соответ-
ствующее обучение безопасным приемам работы и соблюдающие
производственную дисциплину, могут быть допущены к управле-
нию средствами автотранспорта на карьерах.
Основные требования ПБ на конвейерном транспорте. Конвей-
ерный транспорт с точки зрения безопасность является наиболее
благоприятным из-за небольшой скорости движения конвейерной
ленты и относительно стационарных условий работы. Однако и
здесь при отступлении от правил безопасности возможны несчаст-
ные случаи с работающими па карьере людьми и обслуживаю-
щим персоналом.
Перемещение людей по конвейерной ленте (даже недвигаю-
щейся) не разрешается. Переходить через конвейерную ленту
можно только по специально оборудованным мостикам. Проход
под лентой разрешается только в специально обозначенных ме-
стах, защищенных полками, предохраняющими людей от случайно
падающих с нее кусков горной массы. Для удобства обслужива-
ния конвейера и возможности безопасного прохода в конвейер-
ных галереях должны быть свободные проходы. Загромождать
проходы посторонними предметами запрещается. Конвейеры дол-
жны быть оборудованы соответствующей сигнализацией.
147
При всех видах карьерного транспорта большое значение
имеет строгое соблюдение инструкции по эксплуатации транспорт-
ных средств.
4.14.	МАРКШЕЙДЕРСКИЕ РАБОТЫ
ПРИ ПЕРЕМЕЩЕНИИ ГОРНОЙ МАССЫ
В зависимости от вида применяемого карьерного транспорта
маркшейдерские работы (обеспечивающие строительство, эксплу-
атацию и дальнейшее развитие транспортных коммуникаций
в карьере) имеют свои особенности.
Железнодорожный транспорт. На Мощных карьерах железно-
дорожный транспорт характеризуется большой протяженностью
железнодорожных путей (100 км и более), наличием внутрикарь-
ерпых станций со сложным путевым развитием, с централизован-
ной автоблокировкой и сигнализацией. При использовании тяго-
вых агрегатов масса локомотивосостава составляет несколько
тысяч тонн. Поэтому при строительстве и эксплуатации железно-
дорожных коммуникаций к маркшейдерским работам предъявля-
ются высокие требования. Сюда относятся следующие работы:
вынос в натуру проектного положения осей трасс в плане и
профиле;
разбивка стрелочных переводов (в пунктах скрещивания пу-
тей), отводных путей и съездов, стационарных коммуникаций
(станций, мостов, путепроводов и др.);
контроль железнодорожных трасс, габаритов подвижного со-
става и приближения строения.
Исходными данными для перенесения в натуру проекта
трассы являются план трассы (с указанием координат пунктов
примыкания длин прямолинейных участков трассы, углов пово-
рота, радиусов кривых) и продольный профиль трассы с указа-
нием существующих (фактических) и проектных отметок, а также
проектных уклонов. Если проектируемая трасса представляет со-
бой ломаную линию, то определять положения поворотных точек
трассы на местности можно различными способами (в зависимо-
сти от числа и длины прямолинейных участков, рельефа местно-
сти, ее залесенности и застроенности). После определения окон-
чательного положения оси трассы па местности (участки трассы
между поворотными точками принимаются прямолинейными)
трасса разбивается на участки равной длины (обычно 100 м).
Конечные точки этих участков называются пикетами. Пикеты и
характерные точки по оси трассы (поворотные точки, точки пере-
гиба земной поверхности) закрепляются иа местности деревян-
ными колышками, вбиваются вровень с поверхностью. Для быст-
рого отыскивания колышка рядом с ним вбивается в землю ко-
лышек «сторожок». На сторожке указывается номер пикета, а на
сторожке плюсовой точки — номер ближайшего заднего пикета и
расстояние до него.
Элементы криволинейного участка трассы определяются по ве-
148
личине угла поворота трассы ап и задан-
ному радиусу кривой RK. Углом поворота
трассы называется угол, заключенный
между воображаемым продолжением пря-
молинейного участка и ее новым направ-
лением. При разбивке закруглений между
прямолинейными участками трассы чаще
используется наиболее простая кривая —
дуга окружности (круговая кривая). Глав-
ными точками круговой кривой являются
начало, середина и конец (рис. 4.22, соот-
ветственно точки А, Е, С). При известной
величине угла поворота трассы и заданном
радиусе кривой положение этих точек в на-
туре определяется следующими элементами
круговой кривой: тангенсом Т', биссектри-
сой Б, кривой К и домером Д, определяе-
мыми по формулам: 7?к tg; ^==~Д^Дап>
Д = 2Т'—К.
По разбитым пикетам и плюсовым точкам трассы производится
поперечное нивелирование (по линиям, перпендикулярным к оси
трассы на расстоянии до 30 м в обе стороны) и продольное ниве-
лирование. По данным нивелирования строится продольный про-
филь трассы, на который наносится проектируемый профиль
трассы, удовлетворяющий следующим условиям: объем горных
работ при сооружении трассы должен быть минимальным, проект-
ная линия трассы не должна превышать максимальный уклон
(подъем), объем горных работ по насыпям и выемкам должен
быть приблизительно равным (чтобы породу из выемок можно
было использовать для сооружения близлежащих насыпей), про-
ектная ось трассы от подъема к спуску и от спуска к подъему
должна проходить через горизонтальную площадку. Для опреде-
ления объема горных работ определяется разность между проект-
ными и фактическими отметками одноименных точек, которая по-
казывает высоту насыпи или глубину выемки в различных точках
профиля. Площадь поперечного сечения насыпи или выемки оп-
ределяется с учетом данных поперечного нивелирования.
При разбивке стрелочного перевода по известным координа-
там выносятся па местность и закрепляются центр стрелочного
перевода и центр крестовины. Все угловые и линейные параметры
элементов стрелочного перевода принимаются по таблицам.
Основанием для разбивки па местности путей станций является
проектный план станции (в масштабе 1 : 500 или 1 : 1000), на ко-
тором должны быть указаны координаты всех стрелочных пере-
водов, значения углов, положение и высотные отметки всех путей.
После проведения необходимых работ по планировке площади
станций в натуру выносится ось главного пути. Особой точности
маркшейдерских работ требует горловина станции, где сосредото-
149
Чено большинство стрелочных переводов и путей, непосредственно
к ним примыкающих. После разбивки и укладки стрелочных пе-
реводов, прямых и криволинейных участков стационарных путей
производится детальная съемка и составляется план железнодо-
рожной станции.
Разбивка путепроводов осуществляется от ближайших пунктов
опорной сети. На местности надежно закрепляются основная про-
дольная ось АВ и параллельная ей ось А'В' (рис. 4.23). Опоры
разбиваются путем непосредственного откладывания проектных
размеров пролетов по продольной осн путепровода. При сооруже-
нии опор контролируются вертикальность и высотное положение
подферменных площадок, прямолинейность сборки и высотной
установки пролетных конструкций.
Габаритом подвижного состава называется поперечное сече-
ние, за пределы которого не должна выступать пи одна деталь
как самого состава, так н перевозимого груза. Габаритом прибли-
жения строений называется предельное поперечное сечение соору-
жений и устройств (расположенных перпендикулярно к оси пути
как вдоль пути, так и непосредственно на пути), внутрь которых
не должны заходить никакие части подвижного состава или пред-
метов, находящихся на подвижном составе. При строительстве
станций и железнодорожных путей, возведении зданий и соору-
жений вблизи железнодорожных путей необходимо учитывать
установленные габариты приближения строений и периодически
проверять их.
Автомобильный транспорт. Проект автодороги включает план
с указанием координат поворотных точек, размеров прямолиней-
ных участков и кривых, продольный и поперечный профили с ука-
занием проектных уклонов, фактических и проектных отметок.
Маркшейдерские работы, связанные с изысканием и разбивкой
трассы автодороги, принципиально ничем не отличаются от ана-
логичных работ, выполняемых при проектировании железнодо-
рожных путей.
Конвейерные и скиповые установки. Маркшейдерские работы
при сооружении и эксплуатации конвейерных установок вклю-
чают вынос проектной оси конвейера в натуру, определение вы-
сотных отметок начальной и конечной точек, контроль за вели-
чиной проектного уклона конвейера. При проходке необходимых
Рис. 4.23. Схема к разбивке путепровода
J50
горных выработок и монтаже скипового подъемника, а также
погрузочно-разгрузочных сооружений исходными материалами яв-
ляются план, продольный профиль и поперечные размеры подъ-
емника, план и разрезы сооружений на горизонтах погрузки и
разгрузки, дирекционный угол осн подъемника, координаты на-
чальной и конечной точек подъемника.
Пример 1. Определить число вагонов в локомотивосоставе, рабочий и ин-
вентарный парк подвижного состава железнодорожного транспорта при пере-
мещении вскрышных пород (плотность 2,7 т/м3) на отвалы. Расстояние транс-
портирования по временным путям 2 км, по постоянным путям 4 км (руково-
дящий подъем ip=3O°/oo). На карьере применяются электровозы EL = 1, думп-
кары 2ВС-105 и экскаваторы ЭКГ-8И (техническая производительность 1350 т/ч).
Суточный грузооборот карьера по вскрышным породам равен 100 тыс. т.
Решение. 1. Принимаем fep=l,4 и по формуле (4.2) определяем плотность
насыпной породы в думпкаре
2,7:	1,4“ 1,9.
2.	Принимаем йзаг=1,1 и при £в=48,5 м3 по формуле (4.1) определяем
массу породы, перевозимой думпкаром,
(?гр = 48,5-1,9-1,1 = ЮЗ т.
3.	Принимаем ю»=25 Н/т, Лсц=0,3 и по формуле (4.21) определяем число
вагонов в локомотивосоставе
/ 10 000-150-0,3 ir\ 1
п„ I------------------- - 150 I-------- 8.
\	2,5-г 30	7 55-| 103
4.	По формуле (4.22) определяем полезную массу поезда
(?гр -= 8-103 = 824 т.
5.	По формуле (4.33) определяем продолжительность погрузки локомотиво-
состава
/„ =•= 824 : 1350 = 0,61 ч.
6.	По формулам (4.34) определяем значения
/д. „ — 2-4 —- -= 0,23 ч;	о
/д. и “2-2—^— — 0,27 ч.
10
7.	По формуле (4.36) определяем продолжительность разгрузки локомоти-
восостава
^раз = 8-3	-- 0,4 ч.
8.	Принимаем /ож = 0,1 ч и но формуле (4.32) определяем продолжитель-
ность рейса локомотивосостава
= 0,61 “0,27-] 0,4 -! 0,23 + 0,1-1,61 ч.
9.	Принимаем Т=22 ч и по формуле (4.37) определяем число рабочих ло-
комотивосоставов
100 000-1,61
Д' - 1.25-----------!----- 11 -
с	824-22
10.	Число рабочих локомотивов равно числу локомотивосоставов.
15!
9	11. Рабочий парк думпкаров определяем по формуле (4.38)
I	ЛГВ -11-8 = 88.
12.	Инвентарный парк локомотивов и думпкаров принимает на 20 %
^больше рабочего парка
"	88-1,2 = 106 думпкаров и 11 • 1,2 = 14 локомотивов.
Пример 2. Выбрать тип автосамосвалов для добычных работ, определить
их инвентарный парк и число полос движения в капитальной траншее. Добыч-
ные работы производятся четырьмя экскаваторами ЭКГ-5 (два экскаватора на
горизонте +175 м и два экскаватора па горизонте +160 м). Отметка поверх-
ности + 250 м. Уклон дороги в капитальной траншее равен 6О/°оо, покрытие до-
роги — бетонное. Расстояние транспортирования от забоев до начала капиталь-
ной траншеи равно 1000 м, а от конца капитальной траншеи до обогатитель-
ной фабрики 1500 м. Плотность полезного ископаемого 3 т/м3. Техническая
производительность экскаватора 900 т/ч. Добычные горизонты имеют общий
выезд па поверхность.
Решение. 1. Определяем расстояние транспортирования по наклонным
путям в капитальной траншее для первого и второго добычного горизонта со-
ответственно	.. .
75
:—-1000 = 1250 м;
60
11	до
---- 1000	1500 м.
»	,60
2.	Определяем общее расстояние транспортирования для первого и второго
ДобычиОго горизонта соответственно
1000 + 1250-1 1500 = 3750 м;
1000 -1- 1500+ 1500 = 4000 м.
3.	Выбираем тип автосамосвалов. Для этого по табл. 4.9 находим рацио-
нальное отношение вместимости кузова автосамосвала к вместимости ковша
экскаватора, которое для рассматриваемых условий равно 6. Это соответствует
вместимости кузова автосамосвала 30 м3. По табл. 4.5 принимаем автосамо-
свалы БелЛЗ-548.
4.	По формуле (4.48) определяем продолжительность движения автосамо-
свалов для первого и второго горизонта соответственно
/ 1 , 1,25 , 1,5 \	( 1,5 , 1,25 , 1 \
U = 601--------------- -!- 60 I-----------4--------+------= 21,6 мин;
д к 11	16	38 ) ' V 47	34 п 14 )
tдв =6о(——+ -^+-^)+ 60	~-jJ—Y--22.8 мин.
дв V 11 п 16	38 / к 47	34	14 )
5.	Принимаем kv = 1,5 и Лц=1, /ц = 0,5 мин и но формуле (4.47) определяем
продолжительность погрузки автосамосвала
40-1,5
- -------0,5 — 2 мин.
6.	По формуле (4.44) определяем число рабочих автосамосвалов, обслужи-
вающих одни экскаватор па первом и втором горизонте соответственно,
откуда
22,8 - 1 I- 1,5
/Vp. а — 1 + -----------“--------- - К-
15g
7.	Определяем число рабочих авТосамосвалов, обслуживающих все экска-
ваторы,	. 7
Ар. а = 13-1- 13 | 14+ 14 — 54.
8.	Принимаем тг=0,75 и по формуле (4.50) определяем инвентарный парк
автосамосвалов
ЛГИН = 54 : 0,75 = 72.
9.	Принимаем Zo=50 м, kH. д = 0,8 и по формуле (4.51) определяем часовую
пропускную способность одной полосы движения капитальной траншеи (в гру-
зовом направлении)
„	1000-110,8
W =--------------= 176.
50
10.	Принимаем йреа—1,75 и по формуле (4.53) определяем провозную спо-
собность
176-40
М =----------- 4000 т/ч.
1,75
11.	Определяем провозную способность наиболее загруженного верхнего
участка капитальной траншеи, где сходятся грузопотоки с обоих добычных го-
ризонтов. Провозная способность этого участка равна сумме производительно-
стей всех добычных экскаваторов
М - -900-4 = 3600 т/ч.
12.	Определяем число полос движения в грузовом направлении
р = 3600 : 4000 w 1.
13.	Так как скорость движения автосамосвалов без груза больше, чем
с грузом, то и в этом направлении принимаем р=1.
5.	ОТВАЛООБРАЗОВАНИЕ ВСКРЫШНЫХ ПОРОД
5.1.	СУЩНОСТЬ ПРОЦЕССА ОТВАЛООБРАЗОВАНИЯ
И ЕГО СВЯЗЬ С ДРУГИМИ ПРОЦЕССАМИ
Открытая разработка месторождений полезных ископаемых свя-
зана с необходимостью выемки и перемещения значительных объ-
емов вскрышных пород, покрывающих, а иногда и подстилающих
(при разработке крутых месторождений) залежь. Перемещаемые
объемы вскрышных пород размещаются (складируются) на спе-
циально отводимых для этой цели площадях. Насыпь, образую-
щаяся в результате складирования вскрышных пород, называется
отвалом, а совокупность производственных процессов по размеще-
нию вскрышных пород в отвал — отвальными работами. Техноло-
гия, механизация и организация отвальных работ составляют сущ-
ность и содержание процесса отвалообразования. Отвалообразова-
ние является завершающим этапом в технологической цепи произ-
водства вскрышных работ. От четкого и безаварийного выполне-
ния отвальных работ в значительной степени зависят технико-эко-
номические показатели работы горного и транспортного оборудо-
вания и всего карьера в целом.
153
Отвал вскрышных пород Имеет форму неправильной усеченной
пирамиды. Он характеризуется следующими параметрами: высо-
той и числом уступов (ярусов), углом откоса уступов, результи-
рующим углом откоса отвала, приемной способностью, длиной и
способом перемещения отвального фронта работ, размерами
в плане и др.
Высота отвального уступа зависит в основном от физико-тех-
нических свойств складируемых пород и пород, лежащих в осно-
вании отвала, а также от средств механизации отвальных работ.
Увеличение высоты отвального уступа и отвала в целом ведет
к уменьшению занимаемых площадей под отвалы, объема работ
по строительству и содержанию транспортных коммуникаций и
к увеличению производительности отвального оборудования.
Число отвальных уступов определяется в зависимости от площади,
отводимой под отвалы, и общего объема вскрышных пород. Ог-
раничивающим фактором возможного числа уступов па отвале
является общая рациональная высота отвала и несущая способ-
ность пород, лежащих в основании отвала. В практике открытых
работ имеются отвалы с различным числом уступов.
Угол откоса отвальных уступов обычно равен углу естествен-
ного откоса пород, размещаемых в отвале. Он зависит от физико-
технических свойств пород, их степени разрыхления и влажности
и изменяется в пределах 30—40°.
Объем породы (м3), который можно разместить на данной
площади отвала при его максимальном заполнении (в целике) на
равнинной местности, определяется по формуле
Уо = 4^ [So2 Ло — Ро (W Ctg <Хо +
Яр. о
4- л (2 Йо)3 ctg2 а01,	(5.1)
где kp. о = 0,8-г-0,9 — коэффициент, учитывающий неравномерность
«•отсыпки породы в отвал; йр.0 = 1,1-Ь1,2 — остаточный коэффици-
ент разрыхления породы в отвале; So — площадь отвала, м2;
й0 —высота отвального уступа, м; Ро — периметр основания от-
вала, м; а0 — результирующий угол откоса отвала, градусы.
Часть периметра отвала, на котором происходят прием и раз-
мещение вскрышных пород, составляет фронт отвальных работ.
Разбивка фронта отвальных работ на отдельные участки (ту-
пики) позволяет рассредоточить по фронту основные и подгото-
вительные работы при отвалообразовании. Длина отдельного ту-
пика изменяется в широких пределах и зависит в основном от
принятого способа механизации отвальных работ, площади от-
вала, объема вскрышных пород, размещаемых в отвале.
Потребное число отвальных тупиков определяется грузообо-
ротом карьера по вскрыше и приемной способностью отвального
тупика.	:,я
154
Рис. 5.1. Способы перемещения фронта отвальных работ:
« — параллельный; б--веерный; « — криволинейный
Рис. 5.2. Схемы возведения первоначальной насыпи из пород выемки:
а — мехлопатой па косогоре; б — драглайном на равнинной местности
Способ перемещения фронта отвальных работ определяет
схему развития отвалов в плане. Различают три способа переме-
щения фронта отвальных работ: параллельный, веерный и кри-
волинейный (рис. 5.1).
155
Рис. 5.3. Схема возведе-
ния первоначальной на-
сыпи из мягких пород ко-
лесным скрепером:
/-—откос отвала; 2 —забой;
3 — отвал; 4—-карьер; 5 —
скрепер

Рис. 5.4. Схема отвалообразования с ис-
пользованием мехлопаты
Процесс отвалообразования включает возведение первоначаль-
ных отвальных насыпей, разгрузку и складирование вскрышных
пород, планировку поверхности отвала и перемещение транспорт-
ных коммуникаций на отвале.
Возведение первоначальных насыпей имеет целью образова-
ние необходимого фронта отвальных работ при определенной вы-
соте отвального уступа. Ширина первоначальной насыпи поверху
должна составлять 7—10 м с целью обеспечения нормального
расположения транспорт-
ных коммуникаций.
При возведении отвала
иа косогоре сначала на его
склоне (на отметке поверх-
ности отвала) сооружается
горизонтальная площадка
для расположения траис-
' портных коммуникаций.
Заполнение отвала произ-
водится в сторону понижен-
ных отметок. Допустимая
высота отвала ограничива-
ется условиями его устой-
чивости.
При возведении отвала
на равнине первоначаль-
ная насыпь сооружается из
пород выемки, проводимой
вблизи насыпи параллельно
ее оси, или из вскрышных
пород. В зависимости от
типа вскрышных пород и
вида карьерного транспорта
первичная насыпь может
156
Таблица 5.1
Транспорт	Средства механизации для складирования пород	
	скальных	рыхлых
Железнодорожный Автомобильный Конвейерный	Мехлолаты	отвальные плуги, бульдозеры Бульдозеры Консольные отвалообразо- ватели	Мехлолаты, драглайны, аб- зетцеры, бульдозеры Бул ьдозеры Консольные отвалообра- зователи и транспортно-от- вальные мосты
сооружаться драглайнами, мехлопатами, бульдозерами и ко-
лесными скреперами (рис. 5.2, 5.3, 5.4, 5.5).
Выбор средств механизации для складирования пород зависит
в основном от физико-технических свойств вскрышных пород и
видов карьерного транспорта (табл. 5.1).
Планировка поверхности отвала осуществляется для обеспе-
чения передвижки путей и конвейеров, трассирования отвальных
автодорог и последующей рекультивации. Планировка, как пра-
вило, производится бульдозерами.
Перемещение транспортных коммуникаций на отвале носит
периодический характер и производится после отсыпки отвальной
заходки. Перемещение отвальных коммуникаций аналогично пе-
ремещению временных путей па карьере.
5.2.	ВЫБОР МЕСТА РАСПОЛОЖЕНИЯ ОТВАЛОВ
В зависимости от места расположения отвала по отношению
к конечному контуру карьера различают внутренние отвалы, рас-
полагаемые в выработанном пространстве, и внешние отвалы,
располагаемые за конечным контуром карьера. Использование
выработанного пространства карьеров для размещения вскрыш-
ных пород позволяет сократить расстояние перемещения
вскрыши. При этом отпадает необходимость в дополнительных
площадях для размещения отвалов и сокращаются объемы работ
по рекультивации земель, нарушенных горными работами. Однако
создание внутренних отвалов возможно при разработке горизон-
тальных или пологих залежей, вынимаемых на всю мощность.
В некоторых случаях создание внутренних отвалов возможно и
экономически целесообразно при разработке наклонных и кру-
тых залежей. Внешние отвалы, как правило, создаются при раз-
работке наклонных и крутых месторождений, так как конечное
положение дна (подошвы) карьера формируется только в конце
его отработки. В начальный период разработки горизонтальных
и пологих залежей, когда создается выработанное пространство
карьера, вскрышные породы также вывозятся па внешние отвалы.
В случае разработки горизонтальных и пологих месторожде-
ний, имеющих значительную мощность покрывающих пород (40—
157
50 м и более), одновременно создаются как внутренние, так и
внешние отвалы. Вскрыша нижних уступов складируется на
внутренних отвалах, а вскрыша верхних уступов — на внешних.
При выборе места расположения внешних отвалов руковод-
ствуются следующими положениями. Отвалы должны распола-
гаться по возможности ближе к карьеру, чтобы свести к ми-
нимуму затраты на перемещение вскрыши от забоя в карьере до
пункта разгрузки на отвале. Подступы к отвалам должны быть
удобными и не иметь крутых подъемов и спусков. Под отвалами
не должно быть запасов полезного ископаемого, пригодных к раз-
работке открытым способом в ближайшее время. Для складиро-
вания пород в первую очередь следует занимать площади, непри-
годные пли малопригодные для использования в сельском хозяй-
стве (болота, овраги и др.). Положение отвалов не должно ме-
шать развитию горных работ на карьере. Отвалы целесообразно
располагать на склонах гор и холмов, чтобы обеспечить минимум
затрат на их сооружение. Приемная способность отвалов должна
обеспечивать размещение вскрыши, удаляемой из карьера за весь
период его работы.
В практике отвальных работ одновременное выполнение всех
требований выбора места расположения внешних отвалов прак-
тически невозможно. Поэтому в каждом конкретном случае выбор
места расположения отвалов обосновывается технико-экономи-
ческими расчетами. В качестве критерия при этом принимается
минимум капитальных и эксплуатационных затрат за весь пе-
риод работы карьера. Оптимальный вариант места расположения
отвала должен удовлетворять условию
Зтр+ 3p-)-3y->-min,	(5.2)
где Зтр — суммарные затраты на транспортирование пород
вскрыши за весь период эксплуатации карьера, руб.; Зр — за-
траты па рекультивацию поверхности отвалов, руб.; Зу — затраты
на выплату горным предприятием компенсации землепользова-
телю за ущерб, наносимый изъятием земель (Зу= 150-4-250 руб.
в год за 1 га), руб. В отдельных случаях с учетом фактора
времени может оказаться экономически целесообразным такой
вариант, при котором отвал в первый период работы карьера
располагается в непосредственной близости от его контура (и
даже в границах конечного контура). При развитии горных ра-
бот порода из этих отвалов вторично грузится и перемещается
дальше за контуры развивающегося карьера. Крупные карьеры,
как правило, имеют несколько отвалов, расположенных в различ-
ных направлениях, что позволяет сократить расстояние транспор-
тирования вскрыши.
5.3.	ОТВАЛООБРАЗОВЛНИЕ ПРИ ЖЕЛЕЗНОДОРОЖНОМ
ТРАНСПОРТЕ
При железнодорожном транспорте для складирования пород па
отвалах применяются мехлопаты, драглайны, отвальные плуги,
абзетцеры и бульдозеры.
158
Экскаваторное отвалообразование при использовании желез-
нодорожного транспорта на отечественных карьерах является ве-
дущим (на его долю приходится 85—90 % объема складируемых
пород.) Работа отвальных экскаваторов состоит в экскавации
породы, разгружаемой из думпкаров, и укладке ее в отвал. При
использовании мехлоиаты отвальный уступ разделяется па два
подуступа. Мехлопата размещается на кровле нижнего подуступа.
Для удобства приема и последующей экскавации разгружаемой
породы из думпкаров экскаватор на кровле нижнего подуступа
образует специальную приемную выемку (канаву) длиной, рав-
ной полуторной или двойной длине думпкара, и глубиной 0,8—
1 м (рис. 5.4). Локомотивосостав на отвал подается вагонами
вперед. В приемную выемку, как правило, разгружаются думп-
кары поочередно. Укладка породы экскаватором в отвал произ-
водится в трех направлениях: вперед по ходу в нижний нодуступ,
в сторону развития отвала под откос нижнего подуступа и назад
в верхний подуступ.
В зависимости от физико-технических характеристик пород,
укладываемых в отвал, и пород основания отвала применяются
две схемы организации работы экскаватора на отвале.
1. Если складируемые породы и породы основания отвала ус-
тойчивы, укладка производится одновременно в верхний и ниж-
/7-/7
Рис. 5.5. Схема отвалообразования с использованием драглайна
159
Иий подуступы отвала. После заполнения отвальной заходки эк-
скаватор возвращается в первоначальное положение и начинает
отсыпку новой заходки.
2. В случае слабоустойчивых пород при прямом ходе экска-
ватора (от обменного пункта к тупику) производится отсыпка
только нижнего подуступа. При обратном ходе экскаватор укла-
дывает породу в верхний подуступ. Данная схема исключает хо-
лостой ход экскаватора. При этом повышается устойчивость от-
вала, так как экскаватор при обратном ходе движется по
уплотненной породе нижнего подуступа, что сводит к минимуму
возможность оползневых явлений.
Рациональная высота отвального уступа меняется в широких
пределах и зависит в основном от физико-технических характери-
стик складируемых пород и пород основания отвалов, рельефа
поверхности, параметров экскаватора и составляет на равнине
15—30 м, а в гористой местности 70 м и более. Высота верхнего
подуступа зависит от высоты разгрузки экскаватора и состав-
ляет 4—6, 6—8 и 7—9 м соответственно для экскаваторов ЭКГ-5,
ЭКГ-8И и ЭКГ-12,5.
Шаг переукладки отвальных путей (м) зависит от линейных
параметров экскаватора и определяется по формуле
До = (Дч-|-Др)йп,	(5.3)
где У?ч, У?р — соответственно радиус черпания и разгрузки эк-
скаватора, м; Ап = 0,85-4-0,9— коэффициент, учитывающий исполь-
зование линейных параметров экскаватора.
Для экскаваторов ЭКГ-5, ЭКГ-8 и ЭКГ-12,5 шаг переукладки
составляет соответственно 25, 30 и 35 м.
Оптимальная длина отвальных тупиков, обеспечивающая наи-
более экономичное использование горного и транспортного обо-
рудования, устанавливается на основе технико-экономических
расчетов и составляет 1500—2000 м.
Высота h0 отвального уступа, шаг переукладки отвальных пу-
тей и длина L0.t отвального тупика являются основными пара-
метрами отвала. При установленных основных параметрах от-
вала остальные его параметры определяются по следующим фор-
мулам.
1.	Приемная способность (м3) отвального тупика (по объему
в целике) между двумя переукладками пути
Vo. Т === hoAohot т/^р. о*	(5.4)
2.	Продолжительность (сут) работы отвального тупика между
двумя переукладками пути
/Р.т = К0.т/Ус,	(5.5)
где Vc — суточная приемная способность (по объему в целике)
отвального тупика, м3;
Ус ЩПвЩр * ,	(5.6)
Yu
160
п(-~-число локомотивосоставов, которые могут быть разгружены
в сутки; —— пв<7гр—объем вскрыши (в целике), перевозимой ло-
Тц
комотивосоставом, м3;
Лс = ^н. р7с/(^о ~Ь ^р);	(6.7)
&и.р = 0,85-4-0,95 — коэффициент, учитывающий неравномерность
работы транспорта; Тс— число часов работы тупика в сутки;
t0 —продолжительность обмена локомотивосостава на отвале, ч;
/Р — продолжительность разгрузки локомотивосостава, ч;
to = -^2- + x-	(5.8)
«л
Lo—расстояние от обменного пункта до середины отвального ту-
пика, км; ил —средняя скорость движения локомотивосостава по
отвальным путям, км/ч; т — продолжительность железнодорожной
связи, ч;
/Р = /Ub;	(5.9)
п3 — число думпкаров в локомотивосоставе; ta — продолжитель-
ность разгрузки думпкара, ч.
3.	Число отвальных тупиков в работе
дгтр = увс/ус,	(5.10)
где Vb.c — суточный объем вскрыши, поступающий на отвал, м3.
4.	Число тупиков на отвале с учетом резерва
А^.о= A\.J1	(5.11)
\	^р. т /
где /п.т — продолжительность переукладки пути на отвальном
тупике, сут.
Бесперебойная и высокоэффективная работа отвального ту-
пика обеспечивается при равенстве его приемной способности по
транспортным условиям и производительности экскаватора за
тот же отрезок времени, т. е. должно соблюдаться условие
_Пв7 = J60Q^.H-A. тс,	(5.12)
Тп (^о + ^р)	Al&p. к
где fep.K — коэффициент разрыхления породы в ковше экска-
ватора, наполнения ковша; kB — коэффициент использования от-
вального экскаватора во времени; fen.K — коэффициент наполнения
ковша экскаватора; Е— вместимость ковша отвального экскава-
тора, м3.
Из равенства (5.12) для данной вместимости ковша экскава-
тора, работающего на отвале, получим формулу для определения
6 Заказ № 1433	1 61
оптимальной продолжительности (ч) обмена локомотивосо-
става
t ==	&н- ркв?гр^ц^р. к £	/е
3600£/гн. K/eBYu р'	V ’
Зная продолжительность обмена локомотивосостава, можно
определить место расположения обменного пункта. Возможно
также по продолжительности обмена локомотивосостава опреде-
лить необходимую вместимость ковша экскаватора
Е __	^н. рпв<7гр41&р. К_
Уц (to + tp) 3600ЙН. К&В
Производительность мехлопат на отвале, как правило, в 1,2—
1,3 раза выше их производительности на карьере, что объясняется
более высокими значениями коэффициента экскавации и коэф-
фициента использования экскаваторов во времени па отвале (0,7—
0,8 вместо 0,5—0,6). Использование мехлопат на отвалах воз-
можно при складировании пород любой категории крепости.
Для складирования мягких и мелкораздробленных полускаль-
пых и скальных пород рационально применять драглайны. Отва-
лообразование с использованием драглайнов незначительно отли-
чается от отвалообразования с использованием мехлопат. Приме-
няемые схемы отвалообразования с использованием драглайнов
различаются числом тупиков, обслуживаемых драглайном, спосо-
бом отсыпки отвальных ярусов и порядком их заполнения (см.
рис. 5.5). Ширина отвальной заходки больше, чем при использо-
вании мехлопат, и изменяется в пределах 30—100 м. Увеличение
ширины заходки приводит к значительному уменьшению объемов
(в 3—6 раз) путепереукладочных работ. Недостатками драглай-
пового отвалообразования являются сложность работы при ту-
мане, снегопаде, сильном ветре, большие капитальные затраты на
приобретение экскаваторов. На отвалах широко используются эк-
скаваторы типа ЭШ с ковшом вместимостью до 20 м3.
Плужное отвалообразование предшествовало экскаваторному,
по из-за небольшой производительности было в основном заме-
нено экскаваторным. Плужное отвалообразование находит при-
менение на карьерах с небольшим объемом скальных вскрышных
пород при наличии большого числа тупиков, расположенных на
разных горизонтах.
Процесс плужного отвалообразования включает выполнение
следующих операций: разгрузку породы из думпкаров под откос
отвального уступа, профилирование откоса уступа (вспашка),
планировку поверхности отвала и передвижку пути (рис. 5.6).
Разгрузка думпкаров производится по всей длине отвального ту-
пика. В зависимости от устойчивости откоса думпкары могут раз-
гружаться по одному, группами и одновременно все. Часть раз-
гружаемой породы скатывается по откосу, а большая часть (до
70 %) остается на откосе и препятствует разгрузке следующих
162	,
a
в
Рис. 5.6. Схема плужного отвалообразования:
а —• положение отвального откоса перед разгрузкой локомотивосостава; б — после раз-
грузки; в -- после профилирования; г — после повторной разгрузки и передвижки путей
составов. Для сбрасывания вниз оставшейся на откосе породы
производится профилирование откоса отвала отвальным плугом.
Разгрузка думпкаров и профилирование откоса отвала обычно
производятся несколько раз. После заполнения отвального ту-
пика тем же отвальным плугом производится планировка поверх-
ности отвала. Планировка выполняется с таким расчетом, чтобы
спланированная поверхность была выше старой трассы на 0,2—
0,5 м для компенсации неизбежной просадки пути при движении
локомотивосоставов. Профилирование откоса и планировка отвала
выполняются плугом за несколько проходов вдоль отвального
тупика. Рабочими органами отвального плуга являются выдвиж-
ные лемехи и крылья. Отвальные плуги выпускаются прицепные
и самоходные (с вылетом крыльев до 7,5 м). Передвижка путей
па плужных отвалах осуществляется путепередвигателями ци-
кличного действия без разборки па звенья.
Максимальный шаг передвижки определяется по формуле
До max== bfo	(5.15)
где ак — вылет главного крыла плуга, м; Ь$-—безопасное рас-
стояние от оси пути до верхней бровки откоса (берма безопас-
ности) , м.
При складировании взорванных пород ширина бермы без-
опасности должна быть не менее 1,8 м, а при складировании раз-
нородных пород опа увеличивается па 25 % и более. Для отваль-
ных плугов шаг передвижки путей составляет 1,5—4 м.
Длина отвального тупика при плужном отвалообразовании
изменяется в пределах 0,5—2,5 км. Высота уступов плужных от-
валов составляет 15—25 м и ограничивается их устойчивостью.
Остальные параметры плужного отвалообразования рассчитыва-
ются аналогично параметрам экскаваторного отвалообразования.
Достоинством плужных отвалов является возможность исполь-
зования недорогого и простого в управлении оборудования. К не-
достаткам плужных отвалов следует отнести незначительную
6*	163
приемную способность отвального тупика, большое число резерв-
ных тупиков, малый шаг передвижки, большой объем слабомеха-
низировапных путевых работ, сложность отсыпки мягких пород
(особенно в дождливый период).
Абзетцерное отвалообразование. Процесс отвалообразования
с помощью абзетцеров включает разгрузку думпкаров в приемную
траншею, расположенную на поверхности отвала параллельно
верхней бровке отвального уступа, черпание породы из траншеи,
перемещение породы в отвал, планировку поверхности отвала и
передвижку путей.
Абзетцер — полноповоротный многоковшовый экскаватор, име-
ющий разгрузочную консоль с ленточным конвейером. Порода
из приемной траншеи (куда она разгружается из составов) вы-
бирается ковшовым заборным органом абзетцера и через пита-
тель равномерно поступает на ленточный конвейер отвальной
консоли, который подает ее в отвал. Абзетцеры, как правило,
имеют рельсовый ход. Отсыпка отвала осуществляется при дви-
жении абзетцера вдоль траншеи. Вначале отсыпается внешняя
часть отвала, а затем внутренняя, путем поворота разгрузочной
консоли в горизонтальной плоскости.
Отвальный уступ отсыпается двумя подуступами. Абзетцер,
приемная траншея и путь располагаются в этом случае на кровле
нижнего подуступа. Возможная высота нижнего подуступа, как
правило, ограничивается условиями его устойчивости, а высота
верхнего подуступа — длиной стрелы абзетцера, углом ее на-
клона, устойчивостью откоса верхнего подуступа и положением
абзетцера относительно пути. Высота абзетцерного отвала дости-
гает 90 м. Высота верхнего подуступа 20—35 м, высота нижнего
подуступа 40—55 м.
Планировка поверхности отвала после его заполнения про-
изводится либо планирующей рамой абзетцера, либо бульдозе-
ром.
Пути отвальных экскаваторов обычно многорельсовые, по-
этому их передвигают путепередвигателями непрерывного дей-
ствия.
Ширина отвальной заходки изменяется в пределах 40—60 м.
Она зависит от длины отвальной консоли и угла ее наклона.
Длина отвального тупика определяется из условия обеспече-
ния непрерывной работы абзетцера и в зависимости от его про-
изводительности составляет 1—2 км. Техническая производитель-
ность абзетцеров находится в пределах 2000—7000 м3/ч.
Абзетцеры применяются только при складировании рыхлых п
хорошо раздробленных пород, разрабатываемых многоковшовыми
экскаваторами. Они имеют высокую производительность и обес-
печивают безопасность работ при больших высоте и приемной
способности отвалов. Недостатками абзетцерного отвалообразо-
вания являются зависимость его от климатических условий, вы-
сокая трудоемкость строительства и содержания абзетцерных
путей.
164
Бульдозерное отвалообразование. В связи с созданием буль-
дозеров мощностью 220 кВт и более на карьерах с железнодорож-
ным транспортом начали применять бульдозерное отвалообра-
зовапие. При этом способе отвалообразования отвальный уступ
разделяется на два подуступа. Порода разгружается на кровлю
нижнего подуступа (транспортные пути располагаются на кровле
верхнего подуступа) и бульдозерами перемещается к его откосу.
Высота верхнего подуступа принимается такой, чтобы раз-
груженная из думпкара порода была ниже уровня пути, т. е.
должна быть в пределах 1,5—2,5 м. Расстояние от внешнего
конца шпал до верхней бровки верхнего подуступа должно быть
не менее 1 м. Высота нижнего подустуна принимается по усло-
вию устойчивости его откоса.
Ширина отвальной заходки (шаг переукладки путей) опреде-
ляется производительностью бульдозера, объемом вскрыши, по-
ступающим на отвал, полезной массой поезда, схемой путевого
развития на отвале и затратами на передвижку отвальных путей.
Экономически целесообразная ширина отвальной заходки изме-
няется в пределах 30—70 м. Рациональная длина отвального
тупика находится в пределах 1,2—1,5 км.
Различают торцовую, фронтальную и комбинированную схемы
бульдозерного отвалообразования (рис. 5.7). При торцовой схеме
складирование породы осуществляется диагональными проходами
бульдозера. Длина фронта разгрузки равна длине локомотиво-
состава и более. Схема применяется при наращивании тупика и
отсыпке верхнего подуступа. При фронтальной схеме порода
перемещается по кратчайшему расстоянию (по нормали к фронту
отвала). Может работать один или несколько бульдозеров. Схема
применяется при отсыпке нижнего подуступа. В случае комби-
нированной схемы порода перемещается минимум двумя бульдо-
зерами, технологические функции которых строго разграничены.
Первый бульдозер с поворотным лемехом перемещает породу из
навала на небольшое расстояние в промежуточное положение,
создавая фронт для разгрузки очередного локомотивосостава и
для второго бульдозера с неповоротным лемехом. Второй буль-
дозер по кратчайшему расстоянию перемещает породу под откос
уступа. Схема характеризуется высокой производительностью и
применяется при отсыпке нижнего подуступа.
Достоинствами бульдозерного отвалообразования являются
независимость шага переукладки путей от линейных параметров
бульдозера, высокая приемная способность отвального тупика,
небольшие капитальные и эксплуатационные затраты. Недо-
статки — зависимость производительности бульдозеров от клима-
тических условий, расстояния транспортирования (табл. 5.2),
типа складируемых пород, повышенный износ ходовой части
бульдозеров и большой расход дорогостоящего топлива.
Бульдозерный способ отвалообразования целесообразно при-
менять на отвалах высотой более 20 м при складировании мяг-
ких и полускальных пород, хорошо раздробленных. Эффектив-
165
a
Таблица 5.2
Расстоя- ние транспор- тирования породы, м	Сменная производительность бульдозеров, м;			Расстоя- ние транспор- тирования породы, м	Сменная производительность бульдозеров, м:‘		
	Д-271	Д-275	Д-285		Д-271	Д-275	Д-285
10 15 20	700 565 395	1060 880 590	2100 1730 1180	25 30	270 190	400 290	810 570
ность бульдозерного отвалообразования еще более повысится при
внедрении бульдозеров мощностью 350—500 кВт. В аналогич-
ных технологических схемах вместо бульдозеров (или в сочета-
нии с ними) на отвальных работа могут эффективно применяться
погрузчики.
5.4.	ОТВАЛООБРАЗОВАНИЕ ПРИ АВТОТРАНСПОРТЕ
При транспортировании вскрыши па отвал автосамосвалами
применяется бульдозерное отвалообразование. Процесс отвало-
образования в этом случае включает разгрузку автосамосвалов
на верхней площадке отвального уступа, перемещение пород под
откос уступа, планировку поверхности отвала, ремонт и содер-
жание автодорог.
Заполнение отвала осуществляется периферийным пли пло-
щадным способом. В первом случае автосамосвалы разгружаются
по фронту работ прямо под откос (при устойчивых отвалах) или
на расстоянии 3—5 м от откоса (рис. 5.8). Затем порода буль-
дозерами перемещается под откос. Бульдозерный отвал в этом
случае развивается в плане. При площадном способе автосамо-
свалы разгружаются по всей площади отвала. Поверхность от-
вала планируется бульдозерами, а затем укатывается катками.
После этого отсыпается следующий слой и т. д. Бульдозерный
отвал в этом случае развивается по вертикали. Более экономич-
ным является периферийный способ, при котором меньше пла-
нировочных и дорожных работ. Площадный способ используется
редко (в основном при складировании малоустойчивых мягких
пород).
При периферийном способе для безопасности у верхней бровки
уступа отвала устанавливаются деревянные или металлические
упоры для задних колес автосамосвалов (иногда вместо упоров
насыпают вал породы высотой 0,5—0,8 м и шириной 2—2,5 м).
Рис. 5.7. Технологические схемы бульдозерного отвалообразования при желез-
нодорожном транспорте:
а— торцовая; б — фронтальная; в комбинированная
167
Рис. 5.8. Разгрузка 180-тониого автосамосвала БелАЗ-7521 при заполнении
отвала периферийным способом
Кроме того, поверхность бульдозерного отвала должна иметь
уклон 4—5° в сторону центра отвала.
Высота бульдозерных отвалов на равнинной местности изме-
няется в широких пределах и ограничивается в основном физико-
техническими характеристиками пород. Для скальных пород она
168
составляет 30—35 м, для песчаных 15—20 м, для глинистых
10—15 м.
В условиях нагорных карьеров высота бульдозерных отвалов
достигает 150 м и более. При такой высоте отвала разрабатыва-
ются специальные мероприятия, обеспечивающие безопасные ус-
ловия работы обслуживающего персонала и оборудования.
Бульдозерный отвал обычно состоит из трех участков равной
длины по фронту разгрузки (рис. 5.9). На первом участке ве-
дется разгрузка, на втором — планировочные работы, третий уча-
сток— резервный. По мере развития горных работ назначение
участков меняется.
Необходимая площадь (м2) под отвал определяется по фор-
муле
5о = Ув^р.о/(Яо^о),	(5.16)
где VB — объем вскрыши, подлежащий размещению в отвале,
м3; fep.0= 1,14-1,2 — остаточный коэффициент разрыхления породы
в отвале; ff0 — высота отвала, м; k0 — коэффициент, учитываю-
щий использование площади отвала (при одном уступе /г0 =
= 0,8-=-0,9; при двух уступах &0 = 0,64-0,7).
Длина фронта разгрузки (м)
ЬФ.р = ^/п,	(5.17)
где 1П= 184-20 — ширина полосы по фронту, занимаемая ав-
тосамосвалом, м; Na — число одновременно разгружающихся ав-
тосамосвалов;
=	(5.18)
60	v
М, — число автосамосвалов, разгружающихся на отвале в течение
часа; ^р.м=1,5-=-2—продолжительность разгрузки п маневриро-
вания автосамосвала, мин;
N4 = nK. Aep./Va;	(5.19)
/7к.ч — часовая производительность карьера по вскрыше, м3;
1,25= 1,5—коэффициент неравномерности работы карьера;
К, — объем вскрыши, перевозимый автосамосвалом за рейс, м3.
Длина (м) отвального фронта
Lp. о = 3£ф. р.	(5.20)
Рабочий парк бульдозеров
N6.v = V6/n6,	(5.21)
где Рб — сменный объем бульдозерных работ, м3; Пб— смен-
ная производительность бульдозера, м3;
14 = Дк. чТ’см&з.	(5.22)
Тем — продолжительность смены, ч; k3= 0,54-0,7 — коэффициент
заваленности отвала породой.
169
Сменная производительность бульдозера определяется по фор-
муле, приведенной в разделе 3.
Инвентарный парк бульдозеров на отвале
N&' о -- ^б. Р^И. п,
(5.23)
где 1,34-1,4— коэффициент инвентарного парка бульдо-
зеров.
5.5.	ОТВАЛООБРАЗОВАНИЕ ПРИ КОНВЕЙЕРНОМ
ТРАНСПОРТЕ
При транспортировании вскрыши ленточными конвейерами отва-
лообразовапие, как правило, осуществляется консольными лен-
точными отвалообразователями (рис. 5.10).
Консольный отвалообразователь представляет собой одно-
онорную металлическую ферму, смонтированную па поворотной
платформе, имеющей самостоятельный ход. На отечественных
карьерах наибольшее применение получили отвалообразователп
на шагающем и шагающе-рельсовом ходу (табл. 5.3). Применя-
ются также отвалообразователп на гусеничном ходу (производ-
ства ГДР, ФРГ).
Процесс отвалообразования с использованием консольных лен-
точных отвалообразователей включает следующие основные опе-
рации: прием, транспортирование и укладку породы в отвал, пла-
нировку поверхности отвала, передвижку ленточных конвейеров.
Табл п и а 5.3
	От ва л о об р а зова тел н				
			О	НО	О1
Параметры	1О		2500/	<7)	2500/
j	)«9-ШО 	I	а О	а а. О	ОШР-5	ОШР-1
Часовая производительность (в разрыхленной массе), м3	650	4500	12 500	5000	12 500
Радиус разгрузки, м	75	87	110	95	220
Высота разгрузки, м	25	25	36	33	65
Длина приемной консоли, м	17	31	30	47	60
Угол поворота платформы, гра- дусы	360	360	360	360	360
Угол поворота приемной кон- соли, градусы	0	-65	±90	+ 105	+ 90
Ширина конвейерной ленты, мм	1200	1600	2500	1600	2500
Скорость движения ленты, м/с	3,3	5	6	5	6
Ход	Шагающий		Шагающе-рельсовый		
Масса, т	205	830	2500	2770	7000
Установленная мощность элек- тродвигателей, кВт	170	1840	3000	3500	10 000
170
Рис. 5.10. Схема отсыпки отвала
консольным отвалообразователем
Технологическое отвальное обо-
рудование включает отвальный
ленточный конвейер и консоль-
ный ленточный отвалообразова-
тель, который принимает породу
с отвального конвейера и укла-
дывает (отсыпает) ее в отвал.
С целью увеличения приемной
способности отвала (без пере-
движки отвального конвейера)
между отвалообразователем и
отвальным конвейером устанав-
ливается ленточный перегру-
жатель. Породу в отвал можно
отсыпать в один и два яруса.
В случае двухъярусного отвала
вначале отсыпается нижний
ярус, а при обратном ходе (без
передвижки конвейеров) — верх-
ний. Отвальная заходка отсы-
пается путем поворота отваль-
ной консоли в горизонтальной
плоскости. При использовании консольных ленточных отвалооб-
разователей фронт работ может развиваться как по веерной, так
и по параллельной схемам. Поверхность отвалов планируется
бульдозерами, а отвальные ленточные конвейеры передвигаются
турнодозерами.
Высота отвала, образуемого консольным ленточным отвало-
образователем, зависит от физико-технических характеристик
пород и линейных параметров отвалообразователя. При двухъ-
ярусной отсыпке она составляет 50—70 и 35—40 м соответст-
венно для сухих и влажных рыхлых пород.
Ширина (м) отвальной заходки зависит от линейных парамет-
ров отвалообразователя, устойчивости пород и определяется по
формуле
Ао = £ст—Ьб,	(5.24)
где Лет — вылет стрелы отвалообразователя, м; Ьб — безопас-
ное расстояние от оси отвалообразователя до верхней бровки от-
вального уступа, м.
Использование консольных отвалообразователей в комплексе
с ленточными конвейерами и многоковшовыми экскаваторами по-
зволяет осуществить автоматизацию процессов перемещения и
отвалообразования вскрышных работ.
5.6.	ТЕХНИКО-ЭКОНОМИЧЕСКИЕ ПОКАЗАТЕЛИ
ОТВАЛООБРАЗОВАНИЯ
При становлении открытого способа добычи полезных ископае-
мых на отечественных карьерах единственным средством меха-
низации отвальных работ были отвальные плуги. Плужное отва-
171
Таблица 5.4
Отвалообразование	Горные породы	Высота отвала» м	Суточная производи- тельность тупика, тыс. м’	Удел ьные затраты па отвало- образование, коп/м3
Плужное	Скальные	10—20	1,5—2	3-6
Экскаваторное с использо-	Скальные	30-40	4-	7	6-12
вапием мехлопат	Рыхлые	10 -25	4,5—7	6 12
То же, драглайнов Бульдозерное с автотранс-	Рыхлые	20—40	5—7	7—10
	Скальные	25—40	4—8	2,5—3,5
портом	Рыхлые	15—20	3—7	2—3
То же, с железнодорожным транспортом	Скальные	40-60	5—7	5—6
лообразование на том этапе надежно обеспечивало четкую и бес-
перебойную работу карьеров. Однако бурное развитие открытого
способа добычи полезных ископаемых потребовало новых реше-
ний в техническом оснащении отвального хозяйства карьеров. Ус-
пешный опыт применения экскаваторного отвалообразования
с использованием мехлопат,— проведенный инженером М. П. Ту-
товым в 1943 г. (на Баженовских асбестовых карьерах) и инже-
нером И. И. Русским в 1944 г. (на Волчанских буроугольных
карьерах), быстро получил широкое распространение. Однако
в современных условиях относительно высокие затраты па укладку
1 м3 вскрышных пород в отвал (из-за больших капитальных зат-
рат на приобретение экскаваторов) делают экскаваторное отва-
лообразование малоэффективным. Более перспективным представ-
ляется использование на железнодорожных и автомобильных от-
валах бульдозеров мощностью 500—700 кВт и более, а в опреде-
ленных горно-геологических условиях и одноковшовых погрузчиков
большой мощности.
К основным технико-экономическим показателям отвалообра-
зования относятся параметры отвала (высота отвала, длина от-
вального тупика и его производительность), удельные затраты на
отвалообразование, капитальные затраты (табл. 5.4).
5.7.	ПРАВИЛА БЕЗОПАСНОСТИ ПРИ ПРОИЗВОДСТВЕ
ОТВАЛЬНЫХ РАБОТ
Безопасность производства отвальных работ в значительной сте-
пени зависит от устойчивости откоса отвальных уступов. Поэтому
высота отвального уступа, при которой обеспечивается необходи-
мая устойчивость его откоса, должна устанавливаться индивиду-
ально для каждого карьера и различных типов вскрышных пород
и способов механизации отвальных работ. Увеличивать проектную
высоту отвального уступа без достаточного обоснования не раз-
решается.
Существенное влияние на устойчивость отвалов оказывает
порядок отсыпки пород. В основание отвала необходимо уклады-
вать наиболее устойчивые и легкодренируемые породы (скалы
172
ные). При отсутствии таких пород в основание отвалов следует
укладывать перфорированные керамические или металлические
трубы и обкладывать их ветками, а затем слоем скальных пород.
Во избежание скопления воды на поверхности отвалов (во
впадинах) ей следует придавать форму, обеспечивающую хоро-
ший сток воды с целью предотвращения образования оползней.
Требования правил безопасности при обращении с электро-
оборудованием, горными и транспортными машинами на отвалах
те же, что и на карьере.
Укладка породы в отвал консольными отвалообразователями
должна производиться равномерно по всему фронту. Во избежа-
ние поломок отвалообразователя между концом его разгрузочной
консоли и гребнем отвала необходимо оставлять зазор не менее
1,5 м. Трасса движения тяжелого отвалообразователя должна
быть заранее спланирована и осушена.
Подача груженых локомотивосоставов па разгрузочные ту-
пики производится вагонами вперед (за исключением абзетцер-
ных отвалов).
При работе отвальных плугов необходимо соблюдать общие
правила обращения с машинами. Кроме того, в транспортном по-
ложении лемехи должны быть подняты и прижаты к корпусу. Во
время работы плугов нерабочая сторона лемехов также должна
быть поднята и прижата к корпусу.
Запрещается спускаться и подниматься по откосам отвальных
уступов, а также находиться вблизи их основания. При приемке
локомотивосостава на отвале необходимо находиться со стороны
борта думпкара, противоположного откосу отвала и в момент
разгрузки быть на расстоянии от него не ближе 5 м. Разгрузку
думпкаров разрешается начинать только после полной остановки
локомотивосостава. При этом необходимо убедиться, что под от-
косом отвала нет людей и оборудования. Пыльную и горелую по-
роду, негабаритные куски разрешается разгружать вне пределов
забоя экскаватора. В ночное время разгружать автосамосвалы и
локомотивосоставы, а также очищать думпкары разрешается
только при достаточной освещенности рабочего места и в присут-
ствии лиц технического надзора. Перед отправлением локомоти-
восостава с отвального тупика необходимо его осмотреть, убе-
диться в исправности пути в районе разгрузки и безопасности на-
ходящихся поблизости людей.
При заднем ходе автосамосвалов к бровке отвала необходимо
применять ограничители движения.
5.8.	РАЦИОНАЛЬНОЕ ИСПОЛЬЗОВАНИЕ ЗЕМЕЛЬ
ПРИ РАЗРАБОТКЕ МЕСТОРОЖДЕНИЙ
ОТКРЫТЫМ СПОСОБОМ
На современном этапе научно-технического прогресса в связи
с бурным развитием промышленности охрана природы и рацио-
нальное использование природных ресурсов становятся одной из
173
важнейших задач общества. Весьма важное значение приобре-
тает проблема рационального использования земельных ресур-
сов, поскольку происходит значительный рост добычи полезных
ископаемых наиболее экономичным открытым способом. В нашей
стране эксплуатируются свыше 6 тыс. карьеров, из которых
значительную часть составляют карьеры по добыче строитель-
ных горных пород. Развитие открытого способа разработки свя-
зано с увеличением земельного отвода, на площади которого
располагаются горные выработки, отвалы пустых пород, хвосто-
и шламохранилища, склады полезного ископаемого, транспорт-
ные коммуникации и другие промышленные сооружения. Пло-
щадь отводимых карьеру земель исчисляется сотнями и тыся-
чами гектаров, которые в процессе разработки месторождения
частично или полностью нарушаются. По приближенным под-
счетам общая площадь земель, нарушенных в стране при добыче
твердого минерального сырья превышает 2 млн. га. Примерно
половину этой площади составляют земли, нарушенные при тор-
форазработках. При добыче угля и сланцев нарушено около
190 тыс. га, руд черных и цветных металлов — более 350 тыс. га,
строительных горных пород и горно-химического сырья — бо-
лее 290 тыс. га. При добыче 1 млн. т угля нарушается от 3 до
43 га земель, железной руды — от 14 до 500 га, марганцевой
руды — от 76 до 600 га, известняка — от 60 до 120 га, фосфори-
тов — от 22 до 77 га. Основная доля нарушаемых земель (до
90%) приходится на горные выработки, внешние породные от-
валы, хвосто- и шламохранилища. Как правило, при разработке
горизонтальных и пологих месторождений с внутренним отвалооб-
разовапием основную долю нарушаемой площади (55—70 %) со-
ставляют земли, занимаемые горными выработками, а при раз-
работке крутых и наклонных месторождений — земли, занятые
внешними отвалами, хвосто- и шламохранилищами. Нарушаемые
земли, занятые прочими объектами (промплощадка, транспорт-
ные и энергетические коммуникации, базисный склад ВВ и др.),
обычно не превышают 10—15 % общей площади нарушаемых зе-
мель. Таким образом, основную долю нарушаемых земель при
открытой добыче полезных ископаемых составляют земли, зани-
маемые внешними породными отвалами, хвосто- и шламохрани-
лищами и горными выработками. Поэтому снижение землеемко-
сти этих объектов, ускорение возврата нарушенных земель в сель-
скохозяйственное, лесохозяйственное и другие виды использования
посредством их рекультивации являются путями рационального
использования земельных ресурсов при производстве открытых
горных работ.
В перспективе произойдет дальнейшая концентрация горного
производства, возрастет глубина карьеров. Значительно увели-
чится объем внешних отвалов, хвосто- и шламохранилищ. На
отечественных карьерах в основном применяется технология раз-
работки с вывозкой вскрыши па внешние отвалы, что объясня-
ется условиями залегания разрабатываемых месторождений.
174
В ближайшей перспективе в разработку будут вовлекаться место-
рождения с уменьшенным содержанием полезных компонентов.
Коэффициент вскрыши будет расти, будут увеличиваться и объ-
емы пустых пород и площади под отвалы, хвосто- и шламохрани-
лища. Открытые горные работы в значительной степени будут
оказывать негативное влияние на природную среду, потребуют
значительных земельных отводов. В связи с этим возникает необ-
ходимость изыскания и внедрения технологических и организаци-
онных решений, способствующих снижению отрицательного влия-
ния открытых разработок на использование земельных ресурсов.
В соответствии с «Основами земельного законодательства
Союза ССР и союзных республик» предприятия, разрабатываю-
щие месторождения полезных ископаемых открытым способом,
обязаны за свой счет приводить нарушенные земли в состояние,
пригодное для использования в сельском, лесном или рыбном
хозяйстве. Приведение земельных участков в пригодное состояние
должно осуществляться в ходе горных работ, а при невозможно-
сти этого —• не позднее, чем в течение года после завершения
работ. Чем быстрее и качественнее будут восстановлены земли,
изъятые из сельского или лесного хозяйства, тем меньший ущерб
понесет государство от их отчуждения под горные разработки.
Отсюда следует, что необходимо стремиться к такой технологии
горных работ, при которой нарушение земель будет осуществ-
ляться поэтапно с перенесением сроков нарушения на более позд-
ние периоды, а их восстановление (рекультивация) должно осу-
ществляться по мере ведения горных работ.
В связи с этим к технологии горных работ наряду с экономич-
ностью и безопасностью должны предъявляться следующие тре-
бования по рациональному использованию земель.
1.	Добыча полезных ископаемых должна быть наименее зем-
леемкой, т. е. расход земельных ресурсов на единицу добытого
минерального сырья должен быть минимальным.
2.	В процессе строительства карьера и эксплуатации место-
рождения режим нарушения и восстановления земель должен
быть наиболее благоприятным, т. е. разрыв во времени между на-
рушением и восстановлением земель должен быть минималь-
ным, а основная часть нарушений (особенно плодородных уча-
стков) должна переноситься па более поздний период разработки.
3.	Формирование выработанного пространства и отвалов пус-
тых пород должны отвечать требованиям рекультивации согласно
принятому направлению дальнейшего использования земель после
их восстановления.
Реализовать эти требования возможно следующими путями.
1.	Применять технологию с внутренним отвалообразованием
при разработке не только горизонтальных и пологих залежей,
но и наклонных и крутых (в соответствующих условиях). Данная
технология предусматривает отработку карьерного поля в два
этапа. На первом этапе интенсивно отрабатывается до проектной
глубины лишь часть карьерного поля с внешним отвалообразова-
175
нием, а на втором — основная часть с внутренним отвалообразо-
вапием.
2.	Применять блочную технологию отработки, при которой от-
работанные участки или отдельные карьерные поля засыпаются
породами вскрыши с соседних участков или карьеров.
3.	Расширять область применения селективной выемки пло-
дородных и потенциально плодородных пород и их складирова-
ния в верхней части отвала пустых пород с помощью основного
выемочного оборудования.
4.	Создавать условия для быстрейшего и эффективного воз-
врата земель в народнохозяйственное использование. Формировать
отвалы на больших площадях таким образом, чтобы они в мини-
мальные сроки достигли конечной высоты с дальнейшим одновре-
менным развитием всех отвальных ярусов. Такое формирование
отвалов обеспечит поэтапный отвод земель и совмещение во вре-
мени процессов отвалообразования и рекультивационных работ.
Крупноплощадные отвалы позволяют исключить всевозможные
вклинивания незаполненных участков и разобщенность отвалов.
5.	Формировать наиболее благоприятный рельеф поверхности
отвалов применительно к дальнейшему их использованию.
Наряду с совершенствованием технологии открытой разра-
ботки особое значение отводится рекультивации нарушенных зе-
мель. Рекультивация рассматривается в виде составной части
общей проблемы рационального использования земельных ре-
сурсов и подчинена единой цели — наиболее рациональному и
эффективному использованию восстановленных земель, созданию
оптимально организованных и экологически сбалансированных
ландшафтов. Рекультивация должна обеспечивать приоритет сель-
скохозяйственного использования нарушенных территорий, что
является важнейшей предпосылкой успешного выполнения наме-
ченной программы интенсификации сельскохозяйственного произ-
водства и повышения продуктивности всех его отраслей. Кроме
того, в лесной и лесостепной зонах с целью увеличения лесного
фонда преимущественное распространение должно иметь лесо-
хозяйственное направление рекультивации. Лесные насаждения
почвозащитного, противоэрозионного, водоохранного и рекре-
ационного типов могут создаваться при необходимости в различ-
ных почвенно-климатических районах. Важное значение приобре-
тают водо- и рыбохозяйственное, а также санитарно-гигиениче-
ское и рекреационное направления рекультивации земель. В ряде
случаев представляется целесообразным использовать нарушен-
ные земли для целей промышленного и гражданского строитель-
ства.
Технология открытой разработки месторождений полезных ис-
копаемых должна обеспечивать опережающее снятие почвенного
слоя по фронту вскрышных и отвальных работ, селективную вы-
емку, транспортирование и использование для рекультивации по-
тенциально плодородных пород, а также размещение в поверх-
ностном слое отвалов благоприятных для биологической рекуль-
176
тивацпи горных пород. При снятии, складировании и хранении
почвенного слоя должны приниматься меры, исключающие ухуд-
шение его качества, размыв и выдувание. Технология разработки
месторождений должна обеспечивать селективную укладку пород
с минимальными объемами планировочных работ на отвалах.
Технология формирования как внешних, так и внутренних отва-
лов должна обеспечивать ускоренный возврат рекультивирован-
ных площадей для использования в народном хозяйстве. Внешние
отвалы, хвостохранилища и шламонакопители должны рас-
полагаться преимущественно на землях, не используемых в сель-
ском хозяйстве, с учетом рельефа местности и господствующих
ветров, ниже прилегающих населенных пунктов и предприятий,
с соблюдением санитарно-защитных зон. Откосы окончательно
сформированных отвалов, сложенных мягкими породами, должны
быть выположены и защищены от водной и ветровой эрозии путем
создания водоохранных, склонозащитных лесных полос и полос
залужения. Для спуска воды с поверхности отвалов должны
устраиваться водоспуски. Окончательные минимальные отметки
поверхности внутренних отвалов во избежание заболачивания дол-
жны быть не менее чем на 2 м выше уровня грунтовых вод, су-
ществовавшего до начала разработки карьерного поля. При фор-
мировании верхнего яруса отвала недопустимо оставлять па его
поверхности впадины (углубления), крупные каменные глыбы,
металлические и железобетонные конструкции. Формирование
отвалов из пород, способных гореть, должно осуществляться по
технологическим схемам, исключающим их самовозгорание.
Для создания сельскохозяйственных угодий в первую очередь
должны использоваться отвалы, состоящие из смеси плодород-
ных и потенциально плодородных пород. В процессе отсыпки
отвалов на их поверхности должен быть создан слой, состоя-
щий из горных пород, пригодных для биологической рекультива-
ции. При восстановлении земель под пашню необходимо нанесе-
ние гумусированного слоя почвы. Для создания сенокосных и
пастбищных угодий (в отдельных случаях и пашни) могут быть
использованы потенциально плодородные породы (лёссы и др.).
Рекультивируемые участки должны быть спланированы без замк-
нутых углублений, иметь прямоугольную или близкую к ней форму
и размеры, обеспечивающие производительное использование тех-
ники для сельскохозяйственных работ.
Для создания лесонасаждений эксплуатационного типа дол-
жны использоваться большие площади нарушенных земель (пре
имущественно внутренние отвалы карьеров). Насаждения другого
типа могут создаваться на внешних отвалах и в необводненпом
выработанном пространстве. Участки, подготавливаемые для ле-
сохозяйственного использования, должны быть спланированы и
иметь устойчивые откосы. В зависимости от условий отвалооб-
разования и целей насаждения должно осуществляться сплошное
выполаживание откосов отвалов и бортов выемок или нх терас-
сирование. Рельеф рекультивированных участков и их форма
177
в плане должны обеспечивать эффективное хозяйственное освое-
ние этих участков. При создании лесонасаждений эксплуатацион-
ного типа рельеф поверхности рекультивируемых отвалов должен
быть ровным. Допускается волнистый рельеф и умеренно расчле-
ненный со склонами (без замкнутых понижений), обеспечиваю-
щими безопасное применение почвообрабатывающих лесопосадоч-
ных машин и машин по уходу за посадками. Мощность и струк-
тура создаваемого плодородного слоя должны определяться
в зависимости от свойств пород, типа водного режима, который
установится после окончания планировочных и мелиоративных
работ, и типа планируемых лесных насаждений.
При устройстве водоемов для различных целей должны пре-
дусматриваться меры по предотвращению оползней бортов и под-
держанию благоприятного режима и состава воды в соответствии
с санитарно-гигиеническими требованиями, а также по предотвра-
щению прорыва воды в действующие или проектируемые подзем-
ные выработки. Откосы надводной части водоемов должны выпо-
лаживаться до угла естественного откоса породы в воде. При на-
личии неустойчивых или размываемых пород береговая полоса
водоема должна быть укреплена специальным покрытием. Во-
доемы должны иметь защиту дна и берегов от возможной фильт-
рации. Эти и другие требования должны выполняться в процессе
разработки месторождений, т. е. когда рекультивационные ра-
боты входят составной частью в технологию открытой разра-
ботки месторождений.
Рекультивация земель, нарушенных горными работами (пло-
щадь отвалов и карьерного поля), предусматривает проведение
комплекса горных, мелиоративных, сельскохозяйственных и гид-
ротехнических работ, направленных на восстановление народно-
хозяйственной ценности этих земель, создание сельскохозяйствен-
ных и лесных угодий, водоемов, зон отдыха и др. В генеральную
смету строительства карьера включаются капитальные затраты
на рекультивацию (па приобретение оборудования, строительство
зданий и сооружений). Текущие же затраты на рекультивацию
относятся на себестоимость продукции.
Различают горнотехническую и биологическую рекультивацию.
Горнотехническая рекультивация осуществляется горным пред-
приятием. Опа включает формирование отвалов, выемку, склади-
рование и хранение плодородной почвы, придание откосам удоб-
ной формы, покрытие отвалов плодородным слоем, проведение
мелиоративных и других мероприятий. Биологическая рекульти-
вация осуществляется после горнотехнической рекультивации.
Она включает агротехнические мероприятия, направленные на
восстановление плодородия нарушенных земель, их озеленение,
высаживание лесов, освоение водоемов и др.
При выполнении работ по горнотехнической рекультивации
необходимо знать агрохимические свойства пород отвала, так как
они определяют их плодородность и пригодность для различных
целей (табл. 5.5).
178
Таблица 5.5
Породы	Плодородность	Пригодность
Скальные изверженные фи- тотоксичные	Неплодородные	Непригодны для рекуль- тивации
Третичные глины, аргил- литы, пески кварцевые	Малоплодородные	Пригодны для земледелия и лесных культур после ме- лиорации
Четвертичные суглинки,	Потенциал ьно-пло-	Пригодны для лесных куль-
озерно-болотные глины	дородные	тур и в качестве почвообра- зующего горизонта при сель- скохозяйственном освое- нии
Черноземы, почвы луговые и торфяно-болотные	Плодородные	Пригодны для биологиче- ской рекультивации без вся- кого улучшения
Если вскрышные уступы сложены породами одинаковой сте-
пени плодородности, то они разрабатываются валовым способом.
При различной степени плодородности пород для более эффектив-
ной подготовки отвалов к биологической рекультивации целесо-
образно породы вынимать раздельным способом и осуществлять
раздельное отвалообразование. Токсичные породы при этом дол-
жны размещаться на глубине 1,5—3 м от поверхности отвала.
Необходимость раздельной выемки и раздельной укладки пород
в отвал в некоторых случаях настолько осложняет технологию
вскрышных работ, что вынуждает отказываться от экономичных
бестранспортных схем с применением мощных вскрышных экска-
ваторов (при разработке горизонтальных месторождений) и ис-
пользовать более мобильное, но менее экономичное оборудование.
Затраты на рекультивацию отвалов (руб.) складываются из
затрат Зпл на планировку их поверхности, затрат Зв. т на выпо-
лаживание (террасирование) откосов отвалов, затрат Зс, т на
снятие и транспортирование плодородного слоя, затрат Зп. п на
планировку плодородного слоя, затрат Зх. м на химическую ме-
лиорацию отвалов и затрат Зс. д на строительство подъездных до-
рог к рекультивируемым участкам, т. е.
Зр п = Зпл + Зв т4-Зс. тЗп. п4-Зх м4- Зс. д.	(5.25)
Планировка нарушенной поверхности является необходимым
условием успешного решения задачи рекультивации.
Различают поверхность внутренних отвалов, образованных при
перевалке пород в выработанное пространство, и поверхность
внутренних и внешних отвалов, образованных при перевозке пород
средствами карьерного транспорта. Наибольший объем плани-
ровки имеет поверхность внутренних отвалов при перевалке по-
179
род. Разность отметок гребней и впадин в этом случае достигает
30 м. При отсыпке отвалов параллельными гребнями объем пер-
вичной планировки (м3/га), выполняемой драглайнами, определя-
ется по формуле
Vi = 625Л tg <хо,	(5.26)
где А — ширина вскрышной заходки, м; а0 — угол откоса пород
в отвале, градусы.
После первичной планировки производится вторичная плани-
ровка (выполняемая бульдозером), объем которой составляет
около 30 % от первичной.
Затраты (руб.) па планировку поверхности отвалов
Зпл = (УХСЭ + О.ЗУхСб) So,	(5.27)
где Со — удельные затраты на экскаваторные работы, руб/м3;
Сб — удельные затраты па бульдозерные работы, руб/м3;
So — площадь рекультивируемого отвала, га.
Первичная планировка поверхности внутренних и внешних от-
валов при перевозке пород средствами карьерного транспорта вы-
полняется в период формирования отвалов. Вторичная плани-
ровка, выполняемая бульдозерами, производится через 1—2 года
с целью устранения возникающих неровностей после усадки от-
вала. Объем вторичной планировки в этом случае невелик. За-
траты на вторичную планировку определяются по формуле
311л = У2Сб5о,	(5.28)
где У2— объем вторичной планировки, м3/га.
Затраты (руб.) на выполаживание и террасирование откосов
отвальных уступов
Зв. т = Св. т^в. т,	(5.29)
где Св. т — удельные затраты на выполаживание (террасирова-
ние) откосов, руб/м3; VB. т — объем работ по выполаживанию (тер-
, расированию) откосов, м3.
Выполаживание откосов отвалов имеет место при одноярус-
ных отвалах и может производиться по двум схемам (рис. 5.11).
Объем работ (м3) по выполаживанию откоса одноярусного от-
вала определяется по формулам:
при выполаживании по схеме сверху-вниз
VB = ~ Hl (ctg ав — ctg а0) Ро;	(5.30)
при выполаживании по схеме снизу-вверх
VB = 4-#o(ctgaB—ctga0)Po,	(5.31)
О
где ав — угол откоса уступа отвала после выполаживания, гра-
дусы; Ра — периметр отвала м.
180
Рис. 5.11. Схемы выполаскивания откоса одноярусного отвала:
а -- сверху-вниз; С — снизу-вверх
Рис. 5.12. Схемы механизации рекультивационных работ:
а, б — соответственно с применением колесных скреперов и автосамосвалов; в- с при-
менением конвейерного транспорта; / — экскаватор; 2 — ленточный конвейер; 3 — авто-
самосвал; 4 — скрепер; 5 — бульдозер; 6 — отвалообразователь; 7 — участок планировки;
8 — участок с насыпанным черноземом; 9 — уступ чернозема; 10 — погрузчик
Как видно из рис. 5.11, при выполаживании откоса сверху-
вниз увеличивается площадь отвала, а при выполаскивании от-
коса снизу-вверх возрастает высота отвала в приоткосной части.
Террасирование откоса отвала выполняется при большем числе
отвальных уступов. Объем работ, выполняемых при террасирова-
нии, равен сумме объемов по выполаскиванию откосов каждого
уступа отвала.
При использовании откосов отвалов для облесения и садовод-
ства углы их откосов не должны превышать величину в 18—23°
и 11° соответственно. Ширина горизонтальной площадки террасы
должна быть не менее 5—7 м.
Затраты (руб.) на снятие и транспортирование почвенного
слоя
; щ (Д-
мл Л Зс.т = Vn(^n.cC9 + CTLT),	(5.32)
181
где Vn — объем плодородного слоя для производства рекульти-
вационных работ, м3;
Vn = So.p/zP)	(5.33)
So. р — рекультивируемая площадь отвала без учета площади
выположенных откосов, м3; /гр = 0,44-0,5 — мощность плодородного
слоя, укладываемого на поверхность, м; Сэ — удельные затраты на
экскавацию плодородного слоя, руб/м3; kn.c — коэффициент, учи-
тывающий наличие промежуточного склада плодородных пород
(при отсутствии склада ka. с = 1; при наличии склада kn. с = 2);
Ст — удельные затраты на транспортирование плодородных пород
на расстояние 1 км, руб/м3; LT — расстояние транспортирования
плодородных пород, км.
Нанесение почвенного слоя па рекультивируемую поверхность
производится после усадки и планировки отвала. Если подготов-
ленных площадей для нанесения плодородного слоя нет, то по-
следний складируется на ровных и сухих площадях. Для защиты
почвы от водной и ветровой эрозии поверхность склада закры-
вают травами.
Практика показывает, что для снятия, транспортирования и
укладки почвенного слоя может эффективно применяться не
только вспомогательное мобильное оборудование (бульдозеры,
скреперы, погрузчики), но и основное оборудование для произ-
водства вскрышных и отвальных работ (Экскаваторы, автосамо-
свалы, железнодорожный и конвейерный транспорт) (рис. 5.12).
Затраты (руб.) на планировку плодородного слоя па отвале
Зп.п^У,,. рСм.с/Лсм,	(5.34)
где Еп. р= (0,24-0,3) Vn — объем планировочных работ на отвале,
м3; См, с — стоимость машино-смены оборудования, используемого
на планировке, руб.; Z7CM— сменная производительность оборудо-
вания, используемого на планировке, м3.
Затраты (руб.) на химическую мелиорацию
Зх.м= Е Сх. Is*. I’	(5.3^
t=l
где п — число участков, требующих проведения химической мелио-
рации; Sx. i — площадь t-ro участка, на котором необходимо прово-
дить химическую мелиорацию, га; Сх. г — удельные затраты на хи-
мическую мелиорацию на i-м участке, руб/га.
Затраты (руб.) на строительство подъездных дорог к рекуль-
тивируемым участкам
Зс. д = Се. д Е ^Д i>	(5.36)
1=1
где Сс. д — удельные затраты па строительство дороги, руб/км;
Lai — длина подъездной дороги к i-му участку, км.
182
По данным Госплана СССР, затраты на выемку, транспорти-
рование и складирование 1 м3 плодородных пород па временном
складе составят 0,3 руб., затраты па погрузку и перевозку 1 м3
плодородных пород из временного склада на отвал — 0,25 руб., за-
траты на доставку плодородных пород для покрытия 1 га пло-
щади слоем мощностью 0,5 м — 2500 руб., затраты на планировку
1 га—100 руб, затраты на удобрения и лесопосадки па площади
1 га — 300—400 руб. В практике открытой разработки месторож-
дений полезных ископаемых затраты на рекультивацию поверх-
ности отвалов изменяются в пределах 1,09—13,3 тыс. руб/га. Для
выемки плодородного слоя небольшой мощности используются
скреперы, одноковшовые погрузчики и экскаваторы. Последние
используются в комплексе с бульдозерами, которые предвари-
тельно окучивают плодородный слой. Для транспортирования пло-
дородных пород на расстояние до 1,5 км используются скреперы
и автосамосвалы.
Выработанное пространство карьеров представляет нарушен-
ную площадь и требует рекультивации. Его размеры соответст-
вуют конечным контурам карьера (при разработке наклонных и
крутых залежей) пли* сумме площадей капитальных траншей
внешнего заложения и площади выработанного пространства, не
заполненного внутренними отвалами (при разработке горизон-
тальных и пологих залежей). В отечественной и зарубежной прак-
тике па открытых горных работах опыт рекультивации таких
поверхностей отсутствует. За исключением редких случаев запол-
нение выработанного пространства карьеров для последующего
использования под сельскохозяйственные и лесные угодья вряд ли
окажется экономически целесообразным. Это объясняется тем,
что для этого потребуется переместить многие миллионы кубо-
метров пород. Выработанное пространство таких карьеров может
быть использовано при минимальных затратах под искусствен-
ные водоемы для разведения рыб и отдыха трудящихся, под хво-
стовое хозяйство обогатительных фабрик и др. В этом случае
перечень рекультивационных работ и затраты на их производ-
ство определяются конкретными условиями.
Например, Уралгинрошахтом запроектировано использовать
выработанное пространство угольного карьера па Богословском
месторождении (глубина 200 м, объем 400 млн. м3) под водохра-
нилище для снабжения водой промышленных предприятий и на-
селения.
Намеченное дальнейшее увеличение доли открытого способа
добычи полезных ископаемых в пашей стране требует всемерного
совершенствования технологии и механизации рекультивационных
работ с целью улучшения показателей открытых горных работ и
обеспечения рекультивации земель в кратчайшие сроки с мини-
мальными затратами.
5.9. МАРКШЕЙДЕРСКОЕ ОБЕСПЕЧЕНИЕ ОТВАЛЬНЫХ
И РЕКУЛЬТИВАЦИОННЫХ РАБОТ
В период строительства карьера маркшейдерская служба на от-
вальных работах решает следующие задачи:
выполняет детальную топографическую съемку на отвальных
участках с одновременным развитием (при необходимости) сети
опорных пунктов;
переносит в натуру границы участков, предназначенных для
строительства и эксплуатации отвалов;
разбивает трассы подъездных путей и первоначальных насы-
пей согласно проекту.
В период эксплуатации месторождения к задачам маркшей-
дерской службы относятся:
расчет приемной способности и длины фронта разгрузки от-
вала;
трассирование, разбивка и профилирование транспортных ком-
муникаций на поверхности отвала;
периодическая планово-высотная съемка отвала;
наблюдения за деформациями отвала;
топографическая съемка, опробование, определение мощности
и объема удаляемого почвенного слоя па площадки, отведенной
под отвал.
При прокладке железнодорожных путей и автодорог па по-
верхности отвалов необходимо учитывать последующее оседание
отвала в результате уплотнения пород.
Элементами детальной маркшейдерской съемки отвала явля-
ются его верхняя и нижняя бровки, транспортные коммуникации,
стрелочные переводы железнодорожных путей и деформирован-
ные участки.
При рекультивации нарушенных земель па карьере маркшей-
дерская служба карьера выполняет следующие работы:
создает на рекультивируемых участках сеть опорных пунктов
и пунктов съемочного обоснования;
осуществляет топографическую съемку нарушенных земель до
начала рекультивации и после ее завершения;
составляет маркшейдерские чертежи, связанные с проектиро-
ванием и выполнением отдельных этапов рекультивационных ра-
бот, с указанием па них всех видов нарушений земной поверх-
ности;
осуществляет систематический контроль за восстановлением
нарушенных земель во времени и пространстве путем сопоставле-
ния фактических результатов с данными проекта;
определяет и учитывает объемы выполненных работ по плани-
ровке, снятию почвенного слоя и укладке его па повое место;
выносит в натуру геометрические элементы проекта и конт-
ролирует их;
подготавливает исходные данные для текущего и перспектив-
ного планирования рекультивации;
184
участвует в разработке мероприятий по рекультивации нару-
шенных земель и обеспечению сохранности плодородных пород;
осуществляет контроль за соблюдением параметров отвала;
производит съемку недоступных участков земной поверхности
и дна затапливаемых водоемов;
выполняет маркшейдерские работы, связанные с обеспечением
селективного снятия почвы и почвообразующих пород;
составляет почвенные планы и ведет учет запасов, потерь и
разубоживания наиболее ценных плодородных пород;
контролирует формирование корнеобитаемого горизонта на ре-
культивируемых участках;
обеспечивает работы по выполаживанию и террасированию от-
косов и по созданию искусственных водохранилищ;
участвует в работе комиссии по сдаче землепользователям
рекультивируемых земель и подготавливает графический мате-
риал к акту передачи восстановленных земель;
составляет маркшейдерскую отчетность по рекультивацион-
ным работам.
Для оценки своевременности и степени выполнения рекульти-
вационных работ используются средний kc.v и текущий kr, р
коэффициенты рекультивации нарушенных земель. Средний коэф-
фициент рекультивации равен отношению площади земель SB, вос-
становленной за период существования предприятия, к общей пло-
щади земель Sn, нарушенной за тот же период, т. е. kc. P=SB/SH.
Коэффициейт &т.р равен отношению площади восстановлен-
ных земель к площади нарушенных земель за короткий промежу-
ток времени (квартал,год). При нормальном выполнении рекуль-
тивационных работ текущий коэффициент рекультивации прибли-
жается к единице.
Пример 1. Определить максимально возможный шаг переукладки железно-
дорожного пути и приемную способность отвального тупика длиной 1500 м
между двумя переукладками пути. Складирование пород производится экскава-
тором ЭК.Г-8И Высота отвального уступа 20 м.
Решение. 1. Принимаем £п = 0,9 и по формуле (5.3) определяем шаг пере-
укладки пути
' До = (11,9+ 16,3)0,9 = 25,4 м.
2.	Принимаем kp. 0 = 1,15 и по формуле (5.4) определяем приемную способ-
ность отвального тупика
Ро. т = 20 • 25,4• 1500/1,15 = 662 600 м3.
Пример 2. Определить длину фронта бульдозерного отвала при производи-
тельности карьера по вскрыше 3000 м3/ч и транспортировании пород (плотность
2,5 т/м3) в автосамосвалах БелАЗ-540. Коэффициент разрыхления породы в ку-
зове автосамосвала равен 1,3.
Решение. 1. Определяем объем породы, перевозимой автосамосвалом
Ра == 40-1,3/2,5 = 20,8 м3.
2.	Принимаем £иеР = 1,4 и по формуле (5.19) определяем число автосамо-
свалов, разгружающихся на отвале в течение 1 ч
= 3000-1,4/20,8-= 202.
185
3.	Принимаем /р. м = 2 мин и по формуле (5.18) определяем число автоса-
мосвалов, разгружающихся на отвале одновременно
Л/а = 202-2/60 = 7.
4.	Принимаем /п = 20 м и по формуле (5.17) определяем длину фронта раз-
грузки
Аф. р ~ 7- 20 = 140 м.
5.	По формуле (5.20) определяем длину фронта отвала
£ф, о = 3-140 = 420 м.
Пример 3. Определить рабочее и общее число железнодорожных тупиков
при суточном грузообороте 25000 м3, использовании на отвале экскаваторов
ЭКГ-8И и транспортировании пород (плотность в целике ря = 2,7 т/м3) в думп-
карах 2ВС-105. Полезная масса локомотивосостава из восьми думпкаров равна
824 т.
Решение. 1. Принимаем /гп = 0,85 и по формуле (5.3) определяем шаг
передвижки отвального пути
Ао = (18,2 + 16,3) 0,85 = 29,3 м.
2.	Принимаем йо=2О м, £о. т = 2000 м, kp. 0 = 1,2 и по формуле (5.4) опре-
деляем приемную способность отвального тупика
Vo.T = 20-29,3-2000/1,2 = 977 000 м3.
3.	Принимаем цл = 12 км/ч, £0=1,5 км и ио формуле (5.8) определяем
продолжительность обмена локомотивосостава па отвале
/0 = 2-1,5/12 = 0,25 ч.
4.	По формуле (5.9) определяем продолжительность разгрузки локомотиво-
состава
/р = 8-3/60- 0,4 ч.
5.	Принимаем 7’с = 22 ч, k„. р=0,9 и по формуле (5.7) определяем число
локомотивосоставов, которые могут быть разгружены за сутки
пс = 0,9-22/(0,25 + 0,4) = 30.
6.	По формуле (5.6) определяем суточную приемную способность отваль-
ного тупика
Ус = 30-824/2,7 = 9160 м3.
7.	По формуле (5.5) определяем продолжительность работы отвального ту-
пика между двумя переукладками пути
/р. т = 977 000/9160 = 107 суток.
8.	По формуле (5.10) определяем число рабочих отвальных тупиков
А/т. р = 25 000/9160 « 3.
9.	Принимаем /11.7=10 и по формуле (5.11) определяем число отвальных
тупиков с учетом резерва
А/т о-3(1+-’°-) = 4.
186
6.	ВСКРЫТИЕ КАРЬЕРНОГО ПОЛЯ
6.1.	СУЩНОСТЬ вскрытия карьерного поля
При разработке месторождений полезных ископаемых открытым
способом горная масса перемещается (транспортируется) от за-
боев, расположенных на рабочих горизонтах карьера, до пунктов
ее приема на поверхности или в карьере.
Пунктами приема являются внутренние или внешние отвалы
для вскрышных пород и склады и обогатительные фабрики для
полезного ископаемого. Рабочие горизонты в карьере и пункты
приема горной массы на поверхности в большинстве случаев имеют
различные высотные отметки. Таким образом, при проектирова-
нии транспортных коммуникаций в карьере, обеспечивающих на-
дежную и экономичную работу карьерного транспорта, возникает
задача оптимального их размещения не только в плане, но и
в профиле. Эта задача решается при проектировании вскрытия
карьерного поля. Вскрытие карьерного поля осуществляется гор-
ными выработками, обеспечивающими транспортный доступ с зем-
ной поверхности к рабочим горизонтам карьера с целью доставки
вскрышных пород на отвалы, а полезного ископаемого к пунктам
их приема на поверхности. Вскрывающие горные выработки начи-
наются с поверхности или с уже вскрытого промежуточного рабо-
чего горизонта и заканчиваются на отметке рабочей площадки
вскрываемого горизонта.
Различают способ, схему и систему вскрытия.
Способ вскрытия характеризуется типом вскрывающих выра-
боток. В большинстве случаев для вскрытия рабочих горизон-
тов карьера применяют открытые горные выработки. Реже вскры-
тие осуществляется подземными горными выработками, а также
сочетанием открытых и подземных горных выработок. В некото-
рых случаях вскрытие отдельных горизонтов карьера может осу-
ществляться и без проведения горных выработок.
Схема вскрытия — это совокупность всех вскрывающих гор-
ных выработок, обеспечивающих в данный период грузотранспоргг-
ную связь рабочих горизонтов карьера с горизонтами доставки
горной массы. Схема вскрытия характеризуется типом, числом и
пространственным положением вскрывающих выработок при фак-
тическом положении горных работ.
Система вскрытия — это последовательность изменения схем
вскрытия за период существования карьера. Система вскрытия
характеризует совокупность применяемых способов и схем вскры-
тия рабочих горизонтов карьерного поля за период разработки
месторождения в целом.
Вскрытие рабочих горизонтов с использованием основных ви-
дов карьерного транспорта (железнодорожного, автомобильного
и конвейерного) требует проведения специальных наклонных
вскрывающих горных выработок. Параметры этих выработок дол-
жны соответствовать техническим возможностям карьерного тран-
187
Рис. 6.1. Типы фронта горных работ уступов:
а, в — тупиковый с возвратным движением транспорта и фланговым заложением вскры-
вающих выработок; б —тупиковый с возвратным движением транспорта и центральным
заложением вскрывающих выработок; г —сквозной с поточным движением транспорта
и фланговым заложением вскрышных выработок
спорта, учитывать интенсивность его движения и физико-техниче-
ские характеристики вмещающих пород.
По отношению к фронту работ уступов вскрывающие выра-
ботки могут иметь фланговое или центральное заложение
(рис. 6.1).
При колесном карьерном транспорте и наличии одной вскры-
вающей выработки, обслуживающей данныц горизонт, в пределах
фронта работ уступа имеет место возвратное (прямое и обратное)
движение транспорта. Вскрывающая выработка в этом случае
обеспечивает подачу на рабочий горизонт порожних транспортных
средств и выдачу груза. Такой фронт работ на уступе называется
тупиковым. Он нашел наибольшее применение при железнодорож-
ном транспорте. В случае обслуживания рабочего горизонта двумя
и более вскрывающими выработками имеется возможность орга-
низации как возвратного, так и поточного движения транспорта
в пределах фронта работ уступа. В этом случае одна вскрываю-
щая выработка служит для подачи порожних транспортных
средств, а вторая — для выдачи груза. Такой фронт работ на ус-
тупе называется сквозным. Сквозной фронт работ с поточным
движением транспорта обеспечивает более интенсивное использо-
вание оборудования, но требует дополнительных средств для
строительства и эксплуатации второй вскрывающей выработки.
В зависимости от угла падения залежи вскрытие рабочих
горизонтов может быть различным. Так, при разработке горизон-
тального месторождения число рабочих горизонтов за период су-
ществования карьера не меняется и работы но проведению вскры-
вающих выработок заканчиваются в период строительства карь-
ера. Для наклонных н крутых месторождений при сдаче карьера
в эксплуатацию вскрывают несколько верхних горизонтов. В даль-
нейшем с вовлечением в разработку более глубоких горизонтов
осуществляется и их вскрытие. Таким образом, вскрытие рабочих
горизонтов в этом случае производится в течение всего периода
эксплуатации месторождения.
188
6.2.	ОТКРЫТЫЕ ГОРНЫЕ ВЫРАБОТКИ И ИХ НАЗНАЧЕНИЕ
При производстве открытых горных работ используются два типа
горных выработок—капитальные и разрезные траншеи.
Капитальные траншеи — открытые наклонные горные выра-
ботки, предназначенные для вскрытия рабочих горизонтов. В за-
висимости от рельефа поверхности капитальная траншея может
иметь поперечное сечение в виде трапеции или неправильного че-
тырехугольника (треугольника). Капитальные траншеи служат
длительный срок и используются для расположения в них транс-
портных коммуникаций.
Основными элементами капитальной траншеи являются ширина
Вк. т ее основания, глубина Як. т, продольный уклон iK. т, угол
откоса бортов ак. т, длина Лк. т в плане и строительный объем
Ук.т (рис. 6.2).
Ширина основания капитальной траншеи определяется либо
видом карьерного транспорта, либо способом ее проведения. Ми-
нимальная ширина основания капитальной траншеи должна быть
не менее суммы поперечного размера транспортных средств, без-
опасных зазоров между ними, поперечного размера площадок, кю-
ветов и других элементов транспортных коммуникаций. Она дол-
жна обеспечивать возможность проведения траншеи при принятой
технологической схеме и используемом оборудовании (см. раз-
дел 6.8).
Глубина капитальной траншеи равна разности отметок устья
капитальной траншеи (начало траншеи на поверхности) и вскры-
ваемого рабочего горизонта. При вскрытии одного уступа глубина
капитальной траншеи равна высоте вскрываемого уступа.
Продольный уклон капитальной траншеи устанавливается в за-
висимости от вида карьерного транспорта. В зависимости от про-
дольного уклона капитальные траншеи делятся на наклонные и
крутые (табл. 6.1).
Таблица 6.1
Траншеи	Транспорт	Продольный уклон капитальной траншеи, °/оо	
		при подъеме	при спуске
Наклонные	Железнодорожный с электрической тягой То же, с моторвыми’ва- гопами	25—40 40-60	25—60 80-- 120
Крутые	Автомобильный Подъем с тягачами Конвейерный Клетевой Скиповой	60—100 120—250 250—330 250—500 500—1000	80—120
189
Рис. 6.2. Общий вид (а) и план (б) капитальной траншеи
Рис. 6.3. Схемы капитальных траншей:
а — отдельная капитальная траншея внешнего заложения; б — капитальная траишея
внутреннего заложения до проведения разрезной траншеи уступа: в — то же. после про-
ведения разрезной траншеи; /—капитальная траншея; 2 — разрезная траншея; 3 — ко-
нечный контур карьера
Угол откоса бортов капитальной траншеи устанавливается в за-
висимости от срока ее службы, физико-технических свойств пород,
степени их обводненности. Он должен обеспечить устойчивое поло-
жение ее бортов. При длительном сроке службы капитальной
траншеи, проводимой в рыхлых и полускальных породах, угол
откоса ее бортов должен быть не больше угла естественного от-
коса пород. В скальных породах его значение принимается в пре-
делах 50—60°.
Длина (м) капитальной траншеи является производным пара-
метром ее глубины и продольного уклона, т. е.
190
Lk.t=10(Wk.t/'k.T.	(6.1)
Строительный объем капитальных траншей достигает сотен
тысяч кубометров. От объема траншеи зависят механизация, тех-
нология и срок ее проведения.
В зависимости от места заложепия капитальной траншеи от-
носительно конечного контура карьера различают капитальные
траншеи внешнего заложения и капитальные траншеи внутрен-
него заложения (рис. 6.3). Траншеи внешнего заложения распо-
лагаются за конечными контурами карьера. Траншеи внутреннего
заложения располагаются в контурах карьера. Капитальная тран-
шея внутреннего заложения располагается на рабочем или нера-
бочем борту карьера. С началом разноса вскрытого ею горизонта
ее поперечное сечение приобретает несимметричную форму. При
расположении траншеи внутреннего заложения на рабочем борту
карьера опа систематически перемещается вместе с бортом и на-
зывается скользящим съездом.
Разрезные траншеи — горизонтальные открытые горные выра-
ботки (редко с продольным уклоном 5—10 % о для стока воды
с горизонта к водосборнику), предназначенные для подготовки
вскрытых горизонтов к разработке, т. е. для создания фронта
работ на уступах. Разработка уступа начинается с разноса одного
или обоих бортов разрезной траншеи. Поэтому разрезная тран-
шея— это временная горная выработка, которая существует
только до начала отработки уступа. Разрезная траншея является
продолжением капитальной траншеи, вскрывающей данный рабо-
чий горизонт, и проводится внутри контуров карьера (рис. 6.4).
При разработке крутых залежей разрезные траншеи проводятся
обычно в направлении, параллельном простиранию залежи. Глу-
бина и длина разрезной траншеи, как правило, соответствуют вы-
соте и длине подготавливаемого к разработке уступа. Ширина ос-
нования разрезной траншеи определяется из условия нормального
расположения горного и транспортного оборудования при выемке
первой заходки после проведения траншеи. Угол откоса ее бор-
тов принимается равным углу откоса рабочих уступов в соответ-
ствии с физико-техническими характеристиками пород. Если один
из бортов разрезной траншеи является частью нерабочего борта
карьера, то угол откоса этого борта принимается равным углу от-
коса нерабочего уступа. Объем (м3) разрезной траншеи определя-
ется по формуле
Vp.T = Sp.TLp.T)	(6.2)
где SP. т — площадь поперечного сечения разрезной траншеи, м2;
ЕР т — длина разрезной траншеи, м.
При разносе одного борта разрезной траншеи (траншея рас-
полагается по контуру карьера), площадь ее поперечного сечения
определяется по формуле
Sp. т = —- Ир. т [2ВР. т "Г Г/р. т (ctg ОСр т. р  I ctg ар. т. н)|,
191
Рис. 6.4. Общий вид (а) и план (б) капитальной разрезной траншеи:
/—2 — разрезная траншея; 2—3 — капитальная траншея; 4 — контур карьерного поля
где Нр. т — глубина разрезной траншеи, м; Вр. т — ширина осно-
вания разрезной траншеи, м; аР. т. р, ар. т.п— соответственно угол
откоса рабочего и нерабочего бортов разрезной траншеи, гра-
дусы.
При разносе двух бортов (траншея располагается внутри кон-
тура карьера)
Sp. т — Ир. т (Вр. т ' I" Нр. т Ctg ОСр. т. р).	(6-3)
6.3.	СИСТЕМЫ КАПИТАЛЬНЫХ ТРАНШЕЙ
Число уступов на современных карьерах достигает 15 и более.
Совокупность капитальных траншей, обеспечивающая вскрытие
всех рабочих горизонтов карьера, называется системой капиталь-
ных траншей. В зависимости от пространственного расположения
капитальных траншей, входящих в систему, и наличия технологи-
ческой связи между ними различают системы отдельных, общих
и групповых капитальных траншей при различном их заложении.
В случае вскрытия карьерного поля системой отдельных ка-
питальных траншей каждый рабочий горизонт карьера вскрыва-
ется отдельной капитальной траншеей, не имеющей связей с дру-
гими капитальными траншеями системы (рис. 6.5). Грузопотоки
в этом случае рассредоточены.
При вскрытии карьерного поля системой общих капитальных
траншей грузопотоки сосредоточены по направлению (рис. 6.6).
Характерным признаком общности системы капитальных траншей
при их внешнем заложении является общее поперечное сечение
траншей ступенчатой формы. Характерные признаком общности
системы капитальных траншей при их внутреннем заложении яв-
192

Рис. 6.5. Системы отдельных капитальных траншей внешнего (а) и внутрен-
него (б) заложения
ляется сосредоточение грузопотоков со всех лежащих ниже гори-
зонтов в капитальной траншее лежащего выше горизонта.
При вскрытии карьерного поля системой групповых капиталь-
ных траншей все уступы карьера разбиваются на несколько групп
по качественному или другому признаку (например, группа
вскрышных уступов и группа добычных уступов). Каждая группа
уступов вскрывается своей системой общих капитальных траншей.
Общие траншеи, вскрывающие группу уступов, между собой не
связаны (рис. 6.7). Вскрытие карьерного поля системой группо-
вых капитальных траншей объединяет признаки вскрытия от-
дельными и общими капитальными траншеями и занимает между
ними промежуточное положение. В случае необходимости при
любой системе капитальных траншей (рис. 6.8) можно осущест-
вить и парное вскрытие, предусматривающее сквозной фронт гор-
ных работ на уступах. В этом случае на вскрываемых горизонтах
7 Заказ № 1433	193
5-Б
Рис. 6.6. Системы общих капитальных траншей внешнего (а) и внутреннего (б)
заложения
одна вскрывающая траншея служит для подачи порожних тран-
спортных средств, а вторая — для транспортирования горной
массы.
6.4.	ОПРЕДЕЛЕНИЕ ОБЪЕМА КАПИТАЛЬНЫХ ТРАНШЕЙ
Строительный объем отдельной капитальной траншеи (м3) опре-
деляется суммой объемов правильных геометрических тел, из ко-
торых составлена траншея. При горизонтальной поверхности стро-
ительный объем (м3) отдельной капитальной траншей определя-
ется по формуле
17к.т== А + 25-4 С + 2D,
где А — объем половины прямоугольной призмы высотой Як. т/»>
194
4
a

^70
l|i|i|i|i|l|r|i|l|i|i|i|i|i|iH|i|i|i|i|i|i(i|i|i
1111141111111111111111111111I111111111I 111111111Ф
*..................................
><-m > i 11 I I I I I I I i i i i i i I i i i i 1 i i i i гчт rti i 111 ! i i i i i i г
i .............,zz7,,,.	C2j?
iiinlnliiliilii liiuilnlii liiliiliiiiiliiliiliiliiliiliiii,li,lliliilu!i.!uliA +
^25
Tl
I %llllllllllllllllllllllnllllllllllllllll»lllllllllllllnllllllllllllll^'l.+.................. .
SM.I.hl.hlihlilHdil.hlA+Y-/ ....................,	, , , T , ,
/f-j 'till 11111111111111111 h 11111111111111 lllilili I il
772 222 222 222 222 222727222222222222 222 222 \

Puc. 6.7. Системы групповых капитальных траншей внешнего (а) и внут-
реннего (б) заложения
7»
77 /77 777 777 /77 777 777 777 77/ 777 77777 777 7Л
Рис. 6.8. Система парных общих капитальных траншей внешнего заложения
в основании которой лежит прямоугольник площадью, равной
Вк. т^к. т, М3;
Д = Вк. тЯк. T/2i;	(6.4)
Б — объем пирамиды высотой Нк. т/i, в основании которой ле-
жит треугольник площадью, равной Я2К. T/2tg ак. т, м3
2В =//«. T/3i tg <хк. т;	(6.5)
С—объем половины прямоугольной призмы с высотой
Нк. т/tg ак. т, в основании которой лежит прямоугольник площадью
равной Вк.т#к.т, м3;
С = Вк.т/7к. T/2tgaK.T;	(6.6)
D—объем четвертой части конуса, в основании которого ле-
жит круг с радиусом
Як. T/tg ак. т, м3;	(6.7)
2D = аНк. т/6 tg2 ак. т-
Тогда из выражений (6.4), (6.5) и (6.6) и (6.7) получим
196
Vk.t =
Як.т
4т
3 tg aK.
Як t ( г.	Я^к т A
+	/' Bk. t + -----------—--T— .
2 tgaK. T \	3tgaK. T 7
(6-8)
f Вк.т
\ 2
Для наклонных капитальных траншей слагаемые С и Г) отно-
сительно невелики и ими можно пренебречь. Тогда
Строительный объем полутраншеи (капитальной траншеи,
проводимой на косогоре или в борту карьера) определяется по
формуле К. С. Попова
, Н„ Tsina„ Tsin В„ / i i
VnT =---к --------------— A / — 4------1 - ,	(6.10)
2 sin (aK. T — рк) V i2 tg2₽K
где pK — угол откоса косогора, градусы.
При ак.т>Рк^Ю° формула (6.10) примет вид
VnT=HK.TB2K.TsinaK. TsinpK/[2isin(aK. т — рк)].	(6.11)
Объем капитальных полутраншей значительно меньше объе-
мов траншей. Поэтому полутраншеям отдают предпочтение, если
возможно использовать косогор пли борт карьера для заложения
полутраншей.
Объем отдельной крутой капитальной траншеи может быть
определен по формуле (6.9), в которой величину i следует заме-
нить синусом угла ее наклона.
Строительный объем системы капитальных траншей равен
сумме объемов отдельных траншей (или их частей) и определя-
ется по формулам:
для системы общих капитальных траншей внутреннего зало-
жения
Гк.,= «,[-^(	+	(6.12)
для системы отдельных капитальных траншей внешнего зало-
жения
v 4 т ( Вк.т WK. \	(2WK.T)2
i V 2	3 tg aK, т / i
( Вк, т . 2НК. т \	,	(Пу//к. т)2 у
\	2	3 tgaK. т J ~	i
/ Дк. т . , ”уВк._т \	(6 ДЗ)
2 ^StgOK.J’
197
для системы общих капитальных траншей внешнего заложе-
ния
1/	т)2	( ^КТ . Пу/7К. т \
Ккт	-3tgaK J+
I ("у ' ' ')2 ^к. т®к. т ,	("у	2)2^к.т5к.т	, ^к.Ат
* -------5----------k й ......................+	О~  ’ '
(6.14)
где пу —число уступов, вскрываемых системой капитальных
траншей.
6.5.	КЛАССИФИКАЦИЯ СПОСОБОВ вскрытия
Основным способом вскрытия рабочих горизонтов карьера явля-
ется вскрытие с применением капитальных траншей. Вскрытие
с применением подземных горных выработок или вскрытие без
Таблица 6.2
Признак способа вскрытия	Способ вскрытия		
	открытыми выра- ботками (траншеями)	подземными выра- ботками	комбинацией открытых и подземных выработок
Положение вскры- вающих выработок относительно ко- нечного контура карьера	Внешними, внут- ренними или сме- шанными	Внешними, вну- тренними или смешанными	Внешними, внутрен- ними или смешан- ны ми
Стационарность выработок	Стационарными, полустациопар- ными и времен- ными (скользя- щими)	Стационарными	Стационарными или комбинацией стацио- нарных с полуста- ционарчыми	(вре- менными)
Наклон выработок	Крутыми или на- клонными	Вертикальными, крутыми, наклон- ными или гори- зонтальными	Комбинацией верти- кальных,	крутых, наклонных или гори- зонтальных
Число обслужи- ваемых горизонтов	Отдельными, групповыми или общими	Отдельными, групповыми или общими	Отдельными, груп- повыми или общими
Характер движе- ния транспортных средств па уступе (поточное или маятниковое)	Одинарными или парными	Одинарными или парными	Одинарными или пар- ными
198
применения горных выработок (бестраншейное вскрытие) в со-
временной практике открытых горных разработок занимает под-
чиненное место.
Большая роль в создании теоретических основ вскрытия карь-
ерных полей принадлежит профессору Московского горного ин-
ститута Е. Ф. Шешко. В 40-х годах им была разработана первая
научно обоснованная классификация способов вскрытия, которая
в той или иной степени явилась основой для классификаций дру-
гих авторов. В последние десятилетия значительная роль в даль-
нейшем развитии теории вскрытия карьерных полей и решения
практических вопросов вскрытия большинства современных мощ-
ных карьеров принадлежит акад. В. В. Ржевскому. В табл. 6.2
приведена классификация способов вскрытия акад. В. В. Ржев-
ского, построенная на основе классификации нроф. Е. Ф. Шешко.
6.6.	ТРАССА КАПИТАЛЬНЫХ ТРАНШЕЙ
Трассой капитальной траншеи называется ее продольная ось, по-
ложение которой установлено в пространстве. В зависимости от!
положения трассы капитальной траншеи относительно конечного !
контура карьера различают трассы внешние, внутренние и сме- !
шанные. В последнем случае верхние уступы карьера вскрыты
траншеями внешнего заложения, а нижние — траншеями внутрен- '
него заложения (рис. 6.9). По сроку службы различают трассы !
стационарные (трассы траншей внешнего и внутреннего заложе-
ния, расположенных на нерабочем борту карьера) и временные
(трассы скользящих съездов). Основными параметрами трассы
являются величина ее подъема, глубина заложения (разность вы-
сотных отметок начала и конца трассы), минимальный радиус
криволинейных участков, теоретическая и действительная длина
трассы, число и конструкция пунктов примыкания наклонных
участков к горизонтальным. Положение трассы капитальной тран-
шеи в пространстве характеризуется ее продольным профилем
(проекция оси капитальной траншеи на вертикальную плоскость)
и планом (проекции оси капитальной траншеи на горизонтальную
плоскость). Продольный профиль трассы включает горизонталь-
ные и наклонные участки, а также участки сопряжения между
ними. Важным элементом продольного профиля трассы является
конструкция пункта примыкания наклонных участков к рабочим
горизонтам. Различие возможных вариантов примыкания опреде-
ляется условиями трогания транспортных средств при их вынуж-
денной остановке.
В соответствии с этим различают примыкание па руководящем
подъеме, смягченном подъеме, горизонтальных площадках
(рис. 6.10).
В случае примыкания на руководящем подъеме вынужденная
остановка транспортных средств происходит непосредственно на
участке с руководящим подъемом. Удельная сила сопротивления
движению в момент трогания в этом случае значительно превы-
шает аналогичную силу при равномерном движении по руководя-
199
Рис. 6.9. Общий вид (а) и план (б) трассы капитальной траншеи смешанного
заложения
Рис. 6.10. Способы примыкания капитальных траншей к рабочим горизонтам
на руководящем подъеме (1), смягченном подъеме (2), горизонтальной пло-
щадке (3)
щему подъему. При таком продольном профиле трассы для обес-
печения трогания с места после остановки требуется увеличение
сцепного веса локомотива на 10—50 %. Однако в этом случае
обеспечиваются минимальная длина трассы и минимальный объем
системы капитальных траншей.
При примыкании на смягченном подъеме в верхней части ка-
питальной траншеи (при ее подходе к лежащему выше рабочему
горизонту) устраивается участок определенной длины, имеющей
меньший подъем, чем руководящий (смягченный подъем iCM, со-
ставляющий 60—65 % от руководящего). Длина Lcts смягченного
участка трассы составляет 200—250 м. Это обеспечивает трога-
ние и разгон локомотивосостава без увеличения мощности локо-
мотива. Длина трассы в этом случае увеличится на величину (м),
определяемую по формуле
ALT = nLCM(l--^-),	(6.15)
где п — число смягченных участков.
200
Объем системы капитальных траншей в этом случае также
несколько увеличится.
Примыкание па горизонтальной площадке не вызывает увели-
чения объема капитальных траншей (по сравнению с объемом
при примыкании на руководящем подъеме), но длина трассы уве-
личивается на величину
ДАт = л/п,	(6.16)
где /„ = 200—250 — длина участка примыкания, м.
Различают теоретическую и действительную длину трассы
капитальной траншеи.
Теоретическая длина трассы (м) определяется по формуле
Ат. т = (Ян— //K)/tg ат = (Ян - Як) 1000/iT,	(6.17)
где Ян, Як — отметки начала и конца трассы соответственно, м;
ат — угол подъема трассы, градусы; iT — величина подъема
трассы, %о.
Действительная длина трассы (всегда больше теоретической
из-за наличия участков примыкания) определяется по формуле
Ат д = Ат т^у,	(6.18)
где Ау — коэффициент удлинения (развития) трассы.
Значения коэффициентов удлинения трассы характеризуются
следующими данными.
Условия примыкания	ky
На руководящем подъеме..................................... 1 —1,2
На'смягченном подъеме......................................1,2—1,3
Ha'f горизонтальных площадках .............................1,4—1,6
Трассы капитальных траншей в плане разделяются на простые
и сложные (рис. 6.11). Трасса капитальной траншеи называется
Рис. 6.11. Формы трасс капиталь-
ных траншей:
«/--петлевая; б - тупиковая; в —
спиральная; 1 — петля; 2 — тупик
201
простой, если она имеет одно направление. Трасса, состоящая из
нескольких участков, имеющих разное направление, называется
сложной. В зависимости от положений этих участков в контуре
карьера и способа их соединения различают форму трассы тупи-
ковую, петлевую, спиральную и комбинированную. Капитальные
траншеи внешнего заложения всегда имеют простую форму
трассы. При вскрытии карьерного поля капитальными траншеями
внутреннего заложения форма трассы зависит от соотношения
длины Lg борта карьера, предназначенного для размещения
трассы, и ее действительной длины Ly. д. Если LT. дсЕб, трасса
имеет простую форму, если Ет. д>Еб, трасса имеет сложную
форму. К основным факторам, определяющим выбор формы
трассы, относятся условия залегания полезного ископаемого,
рельеф поверхности, размеры карьерного поля в плане, вид карь-
ерного транспорта. Тупиковая форма трассы применяется в основ-
ном при железнодорожном транспорте, петлевая — при автотран-
спорте.
6.7.	ВЫБОР СПОСОБА ВСКРЫТИЯ КАРЬЕРНОГО ПОЛЯ
Вскрытие карьерного поля является одной из наиболее сложных
задач открытой разработки месторождений, от правильного реше-
ния которой в значительной степени зависят технико-экономиче-
ские показатели работы карьера. При обосновании способа вскры-
тия руководствуются следующими соображениями: принятый
способ должен обеспечить минимальные затраты па транспортиро-
вание вскрыши и полезного ископаемого, минимальный объем гор-
но-капитальных работ и рациональное распределение объемов
вскрышных пород за весь срок отработки карьерного поля (мак-
симальный объем вскрышных работ должен выполняться, как пра-
вило, в более поздние годы). При сопоставлении нескольких ва-
риантов способов вскрытия оптимальный вариант определяется
минимумом затрат на строительство карьера и на его эксплуата-
цию в начальный период (в первые 10—15 лет).
.. Применительно к способам вскрытия, приведенным в табл. 6.2,
ниже рассмотрены типичные условия их применения при разра-
ботке горизонтальных, пологих, наклонных н крутых месторож-
дений.
Характерной особенностью карьеров, разрабатывающих гори-
зонтальные и пологие месторождения (угол падения залежи
<10°), является их небольшая глубина и значительные размеры
в плане. Во многих случаях такие месторождения разрабатыва-
ются с перевалкой всей вскрыши в выработанное пространство
либо только ее части (нижние вскрышные горизонты). Вскрытие
таких карьерных полей осуществляется комбинированным спосо-
бом— бестраншейное вскрытие вскрышных уступов (отрабатывае-
мых с перевалкой) и вскрытие добычных горизонтов с примене-
нием капитальных траншей (одной фланговой капитальной
траншеей, двумя фланговыми, центральной или сочетанием цент-
202
ралыюй с фланговыми). При разработке горизонтальных место-
рождений с перемещением вскрыши на внешние отвалы вскрытие
карьерных полей в этом случае может осуществляться системой
отдельных, общих и групповых капитальных траншей.
Вскрытие системой отдельных капитальных траншей внешнего
заложения (см. рис. 6.5) применяется при незначительной глу-
бине карьеров (2—3 уступа) и целесообразности рассредоточения
грузопотоков. Отдельные капитальные траншеи небольшой глу-
бины имеют незначительный объем, а возможность рассредоточе-
ния грузопотоков обеспечивает простую организацию работ и
высокую производительность карьера.
Вскрытие системой общих капитальных траншей внешнего за-
ложения' (см. рис. 6.6) применяется также при 2—3 вскрываемых
уступах и отсутствии необходимости рассредоточения грузопото-
ков (величина грузооборота небольшая, грузопотоки вскрыши и
полезного ископаемого на поверхности совпадают по направле-
нию). Основным преимуществом этого способа по сравнению
с предыдущим является несколько меньший объем системы капи-
тальных траншей. Этот способ вскрытия применяется и при боль-
шей глубине карьеров (4—8 уступов), однако в этом случае ка-
питальные траншеи имеют внутреннее или смешанное заложение
(верхние 2—3 уступа вскрываются траншеями внешнего зало-
жения).
Вскрытие системой групповых капитальных траншей (см.
рис. 6.7) применяется при 4—6 уступах. Одна группа траншей
обычно обслуживает вскрышные уступы, а вторая — добычные,
чем создается рассредоточение вскрышного и добычного грузопо-
токов.
Вскрытие горизонтальных месторождений в основном осуще-
ствляется при фланговом или центральном расположении капи-
тальных траншей. Центральное расположение капитальных тран-
шей в сочетании с фланговым применяется при большой длине
карьерного поля, что позволяет разделить карьер на два участка
и вести работы в них независимо друг от друга.
Особенностями карьеров, разрабатывающих наклонные и кру-
тые месторождения глубинного типа, являются значительная
конечная глубина (100—150 м и более),постепенное (по мере раз-
вития горных работ) увеличение глубины карьера и числа вскры-
ваемых уступов, непостоянство объемов грузопотоков, перемеще-
ние горной массы за контуры карьера (вскрыша перемещается па
внешние отвалы, а полезное ископаемое — на склады или на фаб-
рики), наличие скальных и полускальных пород, обеспечивающих
высокую устойчивость бортов. Такие месторождения, как правило,
вскрываются системой общих или групповых капитальных тран-
шей внутреннего или смешанного заложения, а в отдельных слу-
чаях— подземными выработками.
В зависимости от угла падения залежи трасса капитальных
траншей (ее внутренняя часть) является стационарной или не-
стационарной (скользящей). При разработке наклонных залежей
203
с углом падения, близким к значениям угла откоса нерабочего
борта карьера, трасса капитальной траншеи обычно закладыва-
ется со стороны лежачего бока залежи на нерабочем борту карь-
ера в его конечном положении и является стационарной. В слу-
чае разработки крутых залежей (угол падения >35°) трасса капи-
тальных траншей (ее внутренняя часть) является скользящей,
так как располагается на одном или на двух рабочих бортах
карьера. После достижения уступами своего конечного положения
участки трассы капитальной траншеи в пределах этих уступов
становятся стационарными. Использование скользящих трасс
(скользящих съездов) обеспечивает минимальные объемы горно-
капитальных работ, однако при этом возникают дополнительные
эксплуатационные трудности. На скользящих трассах величина
подъема уменьшается на 35 % по сравнению с руководящим подъ-
емом. Ширина скользящего съезда устанавливается из условия
расположения на нем экскаватора, развала взорванной породы и
путей.
При разработке крутых залежей обычно применяются тупи-
ковая (при железнодорожном транспорте) и петлевая (при авто-
транспорте) формы трассы. Спиральную форму трассы целесо-
образно применять при разработке штокообразных глубоких
залежей с малыми размерами и округлой формой в плане. Спи-
ральная форма трассы наиболее целесообразна при автотранс-
порте. Крутые капитальные траншеи применяются при использо-
вании в карьере конвейерного транспорта, клетевых и скиповых
подъемников (особенно для глубоких горизонтов). Они располага-
ются в наиболее устойчивых породах нерабочих бортов карьера.
Форма трассы крутой капитальной траншеи может быть простой
(для скиповых подъемников и ленточных конвейеров) и слож-
ной (для ленточных конвейеров). Если угол откоса борта карь-
ера не превышает угла подъема крутой траншеи, то последняя
обычно располагается перпендикулярно к борту карьера. В про-
тивном случае капитальную траншею необходимо располагать
Под некоторым углом к борту карьера, который определяется
по формуле
Ik т= arcsin-tg-KP T-,	(6.19)
tg Р
где акр. т — допустимый угол подъема крутой траншеи, градусы;
Р — угол откоса борта карьера, градусы.
Крутые капитальные траншеи проводятся с поверхности до от-
метки первого концентрационного горизонта (до глубины 100—
150 м), оборудованного перегрузочным устройством. По мере уг-
лубления карьера крутые капитальные траншеи удлиняются (че-
рез 45—60 м по глубине). Доставка горной массы от забоев до
перегрузочного устройства осуществляется автосамосваламп.
Способ вскрытия подземными горными выработками (рис. 6.12)
применяется при разработке нагорных и глубинных месторожде-
ний, когда проведение подземных выработок и их эксплуатация
204
Рис. 6.12. Схемы вскрытия нагорного (а) и глубинного (б) месторождений
подземными горными выработками:
/ — рудоспуск; 2 — штольня; 3- квершлаги; '/ — стволы; 5 — контур карьера
Рис. 6.13. Схема вскрытия нагорного месторождения
экономически выгоднее по сравнению с капитальными траншеями
(в малоустойчивых породах при большой глубине, на высоком
крутом косогоре, при разработке нагорных месторождений). В ка-
честве вскрывающих выработок могут применяться вертикальные
и пакленные стволы, рудоспуски, штольни, квершлаги и др. Вскры-
тие нагорного месторождения, имеющего небольшой угол косо-
гора и ровную поверхность, осуществляется полутрапшеями внеш-
него заложения. Рабочие горизонты вскрываются, как правило,
системой отдельных или групповых полутрапшей, что позволяет
иметь отдельные отвалы вскрышных пород для каждого уступа
(рис. 6.13) в непосредственной близости от карьера (за грани-
цами карьерного поля). В зависимости от вида карьерного тран-
спорта полутраншеи имеют тупиковую или петлевую форму
трассы.
6.8.	ТЕХНОЛОГИЯ, МЕХАНИЗАЦИЯ И ОРГАНИЗАЦИЯ
РАБОТ ПРИ ПРОВЕДЕНИИ ГОРНЫХ ВЫРАБОТОК
Понятие «проведение горных выработок» включает вы-
емку породы в контурах выработки и перемещение ее за эти
контуры. В зависимости от физико-технических характеристик
205
разрабатываемых пород их выемка может производиться с рыхле-
нием и без рыхления буровзрывным способом (или другими спо-
собами). Выработки проводятся транспортным и бестранспортным
способами. При транспортном способе вынимаемая порода переме-
щается на значительное расстояние средствами железнодорожного,
автомобильного или конвейерного транспорта. Выемка и погрузка
породы осуществляется мехлопатами, драглайнами и многоковшо-
выми экскаваторами с нижней или верхней погрузкой. При бес-
транспортном способе порода непосредственно выемочным обо-
рудованием (драглайнами и мехлопатами) размещается на борту
(бортах) проводимой выработки. Бестранспортный способ прове-
дения траншей более экономичен, однако область его применения
ограничена. Он применяется при проведении капитальных тран-
шей внешнего заложения и траншей внутреннего заложения па
верхнем уступе, проводимых па границе карьерного ноля.
Транспортный способ проведения траншей. При проведении
траншей с использованием железнодорожного транспорта и мех-
лопат в большинстве случаев применяется верхняя погрузка, т. е.
железнодорожные пути располагаются на борту траншеи. Ниж-
няя погрузка при проведении траншей неэкономична из-за низ-
кого коэффициента использования оборудования. Для проведения
траншей с верхней погрузкой применяются мехлопаты ЭКГ-2У,
ЭКГ-3,2У, ЭКГ-4У и ЭКГ-6.3У с удлиненным рабочим оборудова-
нием. Глубина траншеи зависит от максимальной высоты раз-
грузки экскаватора и высоты транспортного средства. При прове-
дении траншеи в слабоустойчивых породах, где угол откоса борта
траншей небольшой, глубина траншеи должна проверяться по ра-
диусу разгрузки экскаватора. Значение глубины Нт и ширины
основания Вт траншей, проводимых с верхней погрузкой в сред-
ства железнодорожного транспорта, приведены в табл. 6.3.
При отсутствии экскаваторов с удлиненным рабочим оборудо-
ванием или при большой глубине капитальной траншеи ее про-
ведение осуществляется послойно (рис. 6.14). Для экскаваторов
ЭКГ-5 и ЭКГ-8 высота слоя составляет соответственно 3—3,3 и
4,7—5 м.
При проведении траншей с использованием автотранспорта
в большинстве случаев применяется нижняя погрузка, так как ма-
Таблица 6.3
Экскаваторы	Значения глубины (м) и ширины основания (м) траншей в породах					
	рыхлых		полускальных		скал	ьных
	«т	Вт	«т	Вт	"т	Вт
ЭКГ-2У	5	11	7	11	10	5
ЭКГ-3,2У	5,5	11	8	11,5	9	13
ЭКГ-4 У	8	13	10,5	13	13	19
ЭКГ-6,ЗУ	13	18	16,5	18	19	28
206
Рис. 6.14. Схема послойного проведения траншеи мехлопатой:
а, б, в, г — соответственно выемка первого, второго, третьего, четвертого слоев
невренность автосамосвалов обеспечивает высокую эффективность
использования экскаваторов. Применение автотранспорта при про-
ведении траншей экономически целесообразно даже в тех слу-
чаях, когда он не применяется в период эксплуатации. Автосамо-
свалы под погрузку подаются по следующим схемам (рис. 6.15):
кольцевой, тупиковой и тупиковой с нишами (ниши сооружаются
через 50—60 м друг от друга). Ширина основания траншеи (м)
в этом случае определяется по формулам:
при кольцевой схеме подачи автосамосвалов
Вт = 2(/?а + С) + Ва;	(6.20)
при тупиковой схеме подачи автосамосвалов
Вт = Ва + -' -(Ва + Аа)+2С;	(6.21)
4
207
Рис. 6.15. Схемы подачи автосамосвалов под погрузку при проведении тран-
шей:
а • - кольцевая; б
тупиковая; в — тупиковая с нншамн
Рис. 6.16. Схема проведения траншей роторным экскаватором:
/ — роторный экскаватор; 2 — проходческий конвейер; 3 — монтирующийся забойный кон-
вейер; 4 — забойный конвейер; 5 — перегружатель
при тупиковой схеме с нишами
BT = R.a + C НуВа,	(6.22)
где 7?а—радиус разворота автосамосвала, м; С=2-г-3 — зазор
между автосамосвалом и бортом траншеи, м; Ва— ширина кузова
автосамосвала, м; £а— длина автосамосвала, м.
Значения Вт принимаются в пределах 25—30, 20—25 и 16—
20 м при схемах подачи автосамосвалов соответственно кольцевой,
тупиковой и тупиковой с нишами.
При проведении траншеи с использованием роторных экскава-
торов для транспортирования породы применяются ленточные кон-
вейеры (рис. 6.16).
208
Бестранспортный способ проведения траншей находит при-
менение при достаточной устойчивости их бортов, позволяющей
использовать последние для размещения породы. Наиболее эф-
фективным оборудованием при этом способе являются драглайны.
В зависимости от радиуса разгрузки драглайна и размеров по-
перечного сечения траншеи ось перемещения драглайна в про-
цессе работы может совмещаться с осью траншеи, быть ближе
к одному из ее бортов и находиться на борту. Основным принци-
пом расчета параметров траншеи при известных параметрах дра-
глайна является равенство приемной способности бортов тран-
шеи и объема породы вынимаемой из траншеи. Расчет ведется на
1 м длины траншеи. При перемещении драглайна вдоль оси
траншеи (рис. 6.17) приемная способность отвала (м3) определя-
ется по формуле
=	---у1 —//Tctgae) tga0,	(6.23)
где «б — число бортов траншеи, занятых под отвалы; 7?р — радиус
разгрузки драглайна, м; Вт— ширина основания траншеи, м;
Нт— глубина траншеи, м; а0 — угол откоса пород в отвале, гра-
дусы; ае — угол естественного откоса пород, градусы.
Объем породы (м3), вынимаемый из траншеи (м3)
Рп = (Вт -[-//т ctg От) Нт,	(6.24)
где ат — угол откоса бортов траншей, градусы.
Рис 6.17. Схемы проведения траншеи драглайном:
a — при перемещении драглайна вдоль осн траншеи; б — при перемещении драглайна
вдоль борта траншеи; / — первая заходка; 2 — вторая заходка
209
При бестранспортном способе проведения траншеи должно со-
блюдаться условие Vn^p. о (ftp. о — коэффициент разрыхления
породы в отвале), т. е.
п ------Ну ctg аеу tg а0 = kv. о (Вт + Ну ctg ат) Ну.	(6.25)
Уравнение (6.25), связывая параметры экскаватора, физико-
технические характеристики породы и параметры поперечного се-
чения траншеи, позволяет при известных двух переменных найти
третью. Аналогичные уравнения можно составить и для других ва-
риантов перемещения драглайна.
При перемещении драглайна ближе к борту траншеи (траншея
в этом случае отрабатывается двумя заходками) параметры попе-
речного сечения траншеи несколько увеличиваются (см. рис. 6.17)
и достигают максимума при движении драглайна на борту тран-
шеи.
Траншеи небольшого сечения могут проводиться прямыми мех-
лопатами с удлиненным рабочим оборудованием, а также обрат-
ными мехлопатами. Если параметры экскаватора не обеспечивают
проведения траншеи заданного поперечного сечения, то траншея
проводится с переэкскавацией породы. Для этого можно исполь-
зовать экскаватор, занятый на проведении'траншеи, и дополни-
тельный экскаватор.
Полутраншеи на косогоре обычно проводятся мехлопатами.
Порода при этом сбрасывается непосредственно под откос.
При бестранспортном способе проведения траншей коэффици-
ент использования экскаваторов во времени составляет 0,85—
0,95, что обеспечивает их высокую производительность, большую
скорость проведения траншеи и низкую стоимость работ.
Для проведения траншеи составляется рабочий проект, в кото-
ром приводятся объем и график работы, а также плановые техни-
ко-экономические показатели. Контроль за выполнением проекта
осуществляет маркшейдер карьера.
Перед началом работ по проведению траншеи ее ось и гра-
ницу поверху фиксируют специальными знаками, па которых ука-
зывают порядковый номер, глубину траншеи, отметку поверхности
и основания траншеи. При бестранспортном способе проведения
траншеи фиксируется положение нижней бровки отвала.
Для проведения транше"! применяются также взрывы на вы-
брос, средства гидромеханизации и колесные скреперы. Проведе-
ние траншей с помощью взрыва па выброс требует больших за-
трат и не обеспечивает получения заданного продольного профиля
и поперечного сечения траншеи. Колесные скреперы и средства
гидромеханизации применяются пргг проведении траншей в рых-
лых породах.
Технико-экономические показатели проведения траншей при-
ведены в табл. 6.4.
210
Таблица 6.4
Используемое оборудование	Ширина основания траншеи, м	Поперечное сечение траншеи, м2	Скорость проходки траншеи, м мес	Затраты на проведение 1 м траншеи, руб.
			—	—		
При использовании авто- транспорта	При подаче автосамосвалов по кольцевой схеме			
Экскаватор ЭК1 -4,6 и авто- самосвалы Бел АЗ-540А	29	350	200- 210	320- 360
Экскаватор ЭКГ-8И и авто- самосвалы БелАЗ-548Л	29	460	250- 300	440- 480
	При подаче	автосамосвалов по тупиковой схеме		
Экскаватор ЭКГ-4,G и авто- самоспалы БелАЗ-540А	25	280	200 220	260 300
Экскаватор ЭКГ-811 и авто- самосвалы БелЛЗ-548А	25	420	240—280	400- -430
	При подаче	автосамосвалов по тупиковой схеме с нишами		
Экскаватор ЭКГ-4,6 и авто- самосвалы БелЛЗ-540Л	23	260	220- 240	250 -270
Экскаватор ЭКГ-8И и авто- самосвал ы Бел АЗ-548А При использовании желез- нодорожного	транспорта с верхней погрузкой	24	400	280 -320	380- 420
Экскаватор’ЭКГ-6,ЗУ л думп- кары ВС-105	20—22	240—300	220—260	360 - 400
6.9. ГОРНО-КАПИТАЛЬНЫЕ РАБОТЫ
ПРИ СТРОИТЕЛЬСТВЕ КАРЬЕРА
К горно-капитальным (горно-строительным) работам относятся
горные работы, выполнение которых осуществляется в период
строительства карьера (от начала строительства до момента
сдачи карьера в эксплуатацию), работы по проведению капиталь-
ных и разрезных траншей, а также работы по разносу уступов до
границ, определяемых контуром карьера на момент сдачи его
в эксплуатацию. Готовность сдачи карьера в эксплуатацию уста-
навливается специальной комиссией и фиксируется документом.
Положение горных работ на момент сдачи карьера в эксплуата-
цию устанавливается проектом и фиксируется по каждому уступу
на плане и разрезах (при безусловном соблюдении требуемых
углов откосов бортов и уступов карьера, ширины рабочих площа-
док и берм, а также наличия на момент сдачи нормативных
вскрытых запасов полезного ископаемого).
При разработке с перевозкой вскрыши на внешние отвалы
вскрытые запасы создаются путем опережения вскрышных работ.
В зависимости от вида полезного ископаемого объем вскрытых
запасов должен обеспечить работу карьера с проектной произво-
дительностью в течение 6—10 мес. В случае разработки с пере-
валкой вскрыши в выработанное пространство карьера создание
211
вскрытых запасов на указанном выше уровне затруднительно
и не всегда возможно, так как ширина полосы вскрытых за-
пасов ограничена линейными параметрами вскрышного экскава-
тора либо отвалообразователя. Поэтому вскрытые запасы в этом
случае должны обеспечить работу карьера с проектной произво-
дительностью в течение 0,5—3 мес. Ширина (м) полосы вскрытых
запасов полезного ископаемого определится по формуле
Вз. в= Qr. nNa/lWhyLyy (1 —&п)]>
где Qr. и — проектная годовая производительность карьера по по-
лезному ископаемому, т; Na — норматив вскрытых запасов полез-
ного ископаемого, мес; Лу— высота уступа, м; Ly— длина уступа,
м; у — плотность полезного ископаемого, т/м3; kn — коэффициент
промышленных потерь.
С целью уменьшения объема горно-капитальных работ раз-
меры рабочих и нерабочих площадок (берм) в период строитель-
ства карьера принимаются минимальными. Иногда их увеличи-
вают дополнительно для выполаживания рабочего борта карьера
с целью повышения его устойчивости или регулирования режима
горных работ.
Объем горно-капитальных работ (м3) определяется по фор-
муле
Vr. к = VK. т + Ук. п,
где Ук. т — объем внешних капитальных траншей, проведенных
к моменту сдачи карьера в эксплуатацию, м3; Ик. п — объем пер-
воначального карьера в момент сдачи его в эксплуатацию, м3.
Объем первоначального карьера равен произведению площади
его поперечного сечения (рис. 6.18) па длину карьерного поля.
Поперечное сечение карьера устанавливается путем графических
построений. Вначале на поперечном сечении залежи проводятся го-
ризонтальные линии, соответствующие высотным отметкам ниж-
них площадок уступов карьера. Построение поперечного сечения
карьера начинается с добычного горизонта. В масштабе вычер-
чивается поперечное сечение разрезной траншеи, проводимой на
добычном горизонте (вскрытом на момент сдачи карьера в экс-
плуатацию), а затем от ее верхних бровок проводятся борта карь-
ера до поверхности. В зависимости от расположения разрезной
Рас. 6.18. Поперечное сечение карьера на момент сдачи его в эксплуатацию:
£р Т—ширина основания разрезной траншеи; Зв~ вскрытые запасы полезного ископае-
мого; 1 — конечный контур карьера
212
Траншеи оба борта могут быть рабочими Или Один борт —рабо-
чий, а второй — нерабочий. Ширина верхней площадки добычного
уступа включает ширину рабочей площадки и ширину полосы
вскрытых запасов полезного ископаемого.
В соответствии с размерами поперечного сечения карьера оп-
ределяется площадь сечения в границах каждого уступа. Объем
горных работ по каждому уступу равен произведению площади
сечения каждого уступа па длину фронта работ уступа. При необ-
ходимости объем работ на уступе разделяется на работы по про-
ведению разрезной траншеи и работы по разносу бортов. Таким
образом, объем горно-капитальных работ на момент сдачи карьера
в эксплуатацию равен сумме общего объема работ по каждому
горизонту и объема системы капитальных траншей, г. е.
п
Vr. к = Xi	"Т Ук. т»
4=1
где S,— площадь сечения 4-го уступа, м2; Lt — длина фронта ра-
бот 4-го уступа, м; п — число уступов на момент сдачи карьера
в эксплуатацию.
Объем работ по проведению капитальных и разрезных тран-
шей, созданию рабочих площадок и нормативных вскрытых запа-
сов полезного ископаемого, необходимое оборудование, последо-
вательность и срок выполнения этих работ определяются расче-
тами и фиксируются в графике строительства карьера.
Горно-капитальные работы выполняются в следующем по-
рядке. Проводится капитальная траншея, вскрывающая первый
уступ. Затем из конца капитальной траншеи проводится разрез-
ная траншея первого уступа. После этого производится разнос
одного или двух бортов разрезной траншеи первого уступа. Затем
проводится капитальная траншея, вскрывающая второй уступ. Из
конца второй капитальной траншеи проводится разрезная тран-
шея второго уступа и т. д. В конкретных условиях строительства
карьера такая последовательность может иметь некоторые особен-
ности.
При разработке графика строительства карьера желательно
предусмотреть рациональный порядок ввода экскаваторов в ра-
боту для обеспечения максимального их использования, мини-
мальных сроков и стоимости строительства.
6.10. МАРКШЕЙДЕРСКИЕ РАБОТЫ ПРИ ПРОВЕДЕНИИ
ГОРНЫХ ВЫРАБОТОК
Основными задачами маркшейдерской службы при проведении
капитальных и разрезных траншей являются:
перенесение в натуру проектной оси траншеи, ее поперечных
сечений и высотных отметок основания;
контроль правильности проведения траншей по заданному на-
правлению, сечению и высотным отметкам;
213
Определение объема пород, подлежащих выемке и фактически
вынутых.
Основанием для маркшейдерского обеспечения работ по прове-
дению траншей служат утвержденный проект, генеральный план
карьера, план траншей, в котором должны быть указаны коорди-
наты их устья, дирекционные углы, координаты поворотных точек,
поворотные углы, радиусы кривых, высотные отметки основания
или отметка устья траншеи (начальная отметка) и проектная ве-
личина уклона, а также поперечные сечения. После определения
положения продольной оси траншеи в натуре производится раз-
бивка ее на пикеты через 20—50 м (пикетаж), а затем осущест-
вляется продольное и поперечное нивелирование по пикетам. По
данным нивелирования составляются рабочий проект-план и по-
перечные сечения траншеи.
При проведении траншеи на косогоре на местности через 20—
50 м по оси траншеи обозначают кольями точки линии нулевых
работ, т. е. линии пересечения проектного положения основания
траншеи с земной поверхностью. После определения положения
нулевых точек трассы производится ее спрямление. При наличии
значительных углов поворота разбиваются кривые. Спрямленную
ось трассы обозначают кольями. Для указания машинисту экска-
ватора направления вдоль оси выставляют вехи. Перпендикулярно
к линии нулевых работ через 20—50 м откладываются отрезки,
определяющие положение на местности верхней бровки борта
траншеи. Концы отрезков обозначаются пикетами. Горизонталь-
ное положение отрезков определяется суммой ширины основания
траншеи и горизонтального заложения откоса борта траншеи.
При бестранспортном способе проведения траншеи (с исполь-
зованием драглайнов и размещением породы на одном или двух
бортах траншеи) ось выработки через 20—30 м обозначается де-
ревянными кольями, на которых выставляют направляющие вехи.
Кольями или короткими вехами фиксируются верхние бровки от-
косов бортов траншеи и ось породного отвала. Это облегчает ра-
боту машиниста экскаватора и в известной степени гарантирует
выемку проектного объема породы. Высотные отметки основания
траншей задаются грунтовыми реперами-колышками (пикетами)
через 20—30 м по оси траншеи или с некоторым смещением в сто-
рону (по линии хода одной из гусениц экскаватора). Торцы за-
битых в основание пикетов должны соответствовать проектным от-
меткам подошвы траншеи.
При транспортном способе проведения траншей мехлопатой
сплошным забоем и с верхней погрузкой в средства железнодо-
рожного транспорта кольями обозначается также ось железно-
дорожного пути, располагаемого на борту траншеи с соблюдением
всех требований правил безопасности. При послойном способе
проведения траншеи необходимые направления в плане и по вер-
тикали задаются в целом по траншее и по каждому слою в от-
дельности. При этом учитываются технологическая схема прове-
дения траншеи и последовательность работ в каждом слое.
214
Пример 1. Установить возможность использования простой формы трассы
капитальной траншеи, вскрывающей все рабочие горизонты карьера, имеющего
глубину 255 м. Карьерное поле вскрыто общей капитальной траншеей с руко-
водящим уклоном 35 %о. Верхние четыре горизонта вскрыты капитальными
траншеями внешнего заложения. Уступы приняты высотой 15 м. Для транспор-
тирования горной массы на карьере принят железнодорожный транспорт. Капи-
тальные траншеи примыкают к рабочим горизонтам на смягченном подъеме.
Длина борта карьера 6000 м.
Решение. 1. Так как капитальная траншея внешнего заложения всегда
имеет простую форму трассы, то возможность использовать простую форму
трассы для всей капитальной траншеи, включающей внешнюю и внутреннюю
части, будет зависеть от соотношения длины участка капитальной траншеи внут-
реннего заложения и длины борта карьера.
2.	Определяем глубину заложения внешнего участка капитальной траншеи
4-15 = 60 м.
3.	Определяем глубину заложения внутреннего участка капитальной
траншеи
255 — 60 = 195 м.
4.	По формуле (6-1) определяем теоретическую длину участка капитальной
траншеи внутреннего заложения
5.	Определяем число смягченных участков
195: 15=13.
6.	Принимаем длину участка смягчения 250 м, смягченный подъем 1см =
= 23 %о и по формуле (6.15) определяем увеличение теоретической длины уча-
стка капитальной траншеи внутреннего заложения
(23 \
1 — ——1 = 1114 м
35 )
7.	Определяем действительную длину участка капитальной траншеи внут-
реннего заложения
LT д = 5572-J- 1114 = 6686 м.
8.	Так как действительная длина участка капитальной траншеи внутрен-
него заложения равна 6686 м, а длина борта карьера равна 6000 м, то исполь-
зовать в данном случае простую форму трассы невозможно.
Пример 2. Песчано-гравийная залежь мощностью 15 м вскрыта системой об-
щих капитальных траншей внешнего заложения и отрабатывается одним усту-
пом. Вскрыша мощностью 25 м отрабатывается двумя уступами равной высоты
и представлена жирными глинами и легкими суглинками. На карьере принят
железнодорожный транспорт (ip = 36%o). Определить строительный объем си-
стемы капитальных траншей.
Ре	шение. Принимаем ак. т=40°, для добычного уступа Вк. т = 20 м, для
вскрышных уступов Вк. т=7,6 м и по формуле (6.14) определяем строительный
объем системы общих капитальных траншей внешнего заложения
v _ 402 / 20	40	\	252-7,6
К'т~~ 0,36 I 2 Г 3tg40°7-' 2-0,036
2-0,036
=.1 233 220 м3.
7. РЕЖИМ ГОРНЫХ РАБОТ КАРЬЕРА
7.1. ОБЩИЕ СВЕДЕНИЯ
По определению акад. В. В. Ржевского, режим горных работ —
это установленная проектом последовательность выполнения объ-
емов вскрышных и добычных работ во времени, обеспечивающая
планомерную, безопасную и экономически эффективную разра-
ботку месторождения за период существования карьера.
Таким образом, режимом горных работ определяются объемы
полезного ископаемого и вскрыши, которые необходимо извлечь
за определенный период работы карьера (обычно год). Соотноше-
нием текущих объемов вскрыши и полезного ископаемого опреде-
ляются величина текущего коэффициента вскрыши и производи-
тельность карьера по горной массе. Даже при постоянной вели-
чине извлекаемых объемов полезного ископаемого (в соответствии
с установленным планом) производительность карьера по горной
массе из-за изменения годовых объемов вскрыши, как правило,
является переменной величиной.
Динамика текущих объемов извлекаемой вскрыши определя-
ется следующими факторами: изменением мощности вскрыши и по-
лезного ископаемого по мере подвигания фронта работ, наличием
различных геологических нарушений в контурах карьерного поля,
неравномерностью распределения полезного компонента в залежи
и др.
Экономические результаты открытой разработки месторожде-
ний полезных ископаемых в конечном счете зависят от себестои-
мости добытого полезного ископаемого, в определении которой
основное значение имеет текущий коэффициент вскрыши. Поэтому
информация о динамике извлекаемых объемов полезного ископае-
мого и вскрыши на перспективу является совершенно необходимой
для правильного планирования горных работ (обеспечивающих
выполнение плана по добыче полезного ископаемого), потребного
парка горного и транспортного оборудования, трудовых ресурсов.
Режим горных работ карьера считается установленным, если из-
вестны его конечные контуры, первоначальное положение фронта
работ (положение разрезных траншей) на горизонтах, направле-
ние развития горных работ, производительность по полезному ис-
копаемому и вскрыше. Для установленного режима горных
работ карьера — характеристика основных его показателей (из-
влекаемые объемы полезного ископаемого и вскрыши по годам)
является однозначной. Изменяя место первоначального положе-
ния фронта работ (разрезных траншей) на горизонтах и направ-
ление его перемещения, можно получить различные варианты
режимов горных работ с различной динамикой извлекаемых объ-
емов вскрыши и полезного ископаемого за период существования
карьера. Анализируя полученные варианты режима горных работ
и выполнив их технико-экономическую оценку, можно выбрать из
216
них наиболее рациональный, обеспечивающий наиболее экономич-
ную разработку месторождения открытым способом.
Режим горных работ может быть равномерным и неравномер-
ным. При длительном сроке существования карьера (20 лет и бо-
лее) наиболее экономичным является неравномерный режим гор-
ных работ с постоянным увеличением объема извлекаемой
вскрыши, при котором минимальные объемы вскрышных работ
приходятся на первые годы эксплуатации месторождения, а теку-
щий коэффициент вскрыши постоянно увеличивается. Такой ре-
жим соответствует и общим требованиям развития народного
хозяйства.
Режим горных работ карьера может быть задан в графическом
или в табличном виде. Наибольшее применение получил графи-
ческий вид режима горных работ карьера.
Теоретические основы построения графика режима горных ра-
бот и метода его исследования для карьеров с различными усло-
виями залегания полезного ископаемого были разработаны в 50-х
годах акад. В. В. Ржевским. Исследование режима горных работ
завершается построением календарного графика изменения из-
влекаемых объемов полезного ископаемого и вскрыши во времени.
Построение этого графика осуществляется в две стадии. На пер-
вой стадии с использованием метода геометрического анализа
карьерного поля строится график извлекаемых объемов вскрыши
и полезного ископаемого в границах условно выбранных этапов.
На второй стадии па основе этого графика строится календарный
график режима горных работ.
Метод геометрического анализа карьерного поля позволяет
с достаточной точностью определить многие показатели работы
карьера (объемы вскрыши и полезного ископаемого, скорость под-
вигания фронта работ, темп углубки, протяженность фронта ра-
бот, коэффициент вскрыши и др.) не только на какой-либо опре-
деленный момент времени, но и в их динамике. Следует отметить,
что график, характеризующий динамику показателей работы
карьера, соответствует только рассматриваемому варианту разви-
тия горных работ и будет иметь совершенно иной характер при
его изменении.
7.2. ГРАФИКИ ИЗВЛЕКАЕМЫХ ОБЪЕМОВ ВСКРЫШИ
И ПОЛЕЗНОГО ИСКОПАЕМОГО ДЛЯ ГОРИЗОНТАЛЬНЫХ
И ПОЛОГИХ ЗАЛЕЖЕЙ
Геологической основой для геометрического анализа карьерного
поля и построения календарного графика режима горных работ
служит план поверхности карьерного поля (рис. 7.1) с нанесен-
ными границами карьера и изогипсами мощностей полезного иско-
паемого и вскрышных пород (масштаб 1 : 2000, 1 : 5000, 1 : 10 000).
Подготовка плана поверхности карьерного поля к геометриче-
скому анализу сводится к следующему.
1.	На план наносится первоначальное положение фронта работ
(нулевое положение).
217
Рис. 7.1. План поверхности карьерного поля, подготовленный к геомет-
рическому анализу
2.	Параллельно нулевому положению фронта работ (при при-
нятом параллельном перемещении фронта) на план наносятся по-
следующие положения фронта работ (см. рис. 7.1, положения I,
II, III и т. д.), делящие карьерное поле на этапы (первый этап
заключен между нулевым положением фронта работ и положе-
нием I, второй этап — между положениями I и II, третий этап —
между положениями II—III и т. д.). Число последующих поло-
жений фронта принимается равным 5—6 (при выдержанной мощ-
ности полезного ископаемого и вскрыши) и 10—15 (при невыдер-
жанной их мощности). Расстояния между положениями фронта
работ целесообразно принимать равными (для упрощения после-
дующих расистов), но не обязательно. Обычно эти расстояния
принимаются в пределах 200—400 м.
3.	Параллельными линиями (а—а', б—б', с—с' и т. д.) поло-
жения фронта горных работ делятся на равные участки длиной
50—100 м (см. рис. 7.1; участки а—б, б—с и т. д.).
4.	Справа от каждого участка выписываются значения изо-
мощностей вскрыши (числитель) и полезного ископаемого (знаме-
натель), соответствующие его середине. Для участков с неполной
длиной выписываются изомощности, пропорциональные его длине.
218
5.	Внизу под каждым положением фронта выписывается сумма
изомощностей по всем участкам.
График извлекаемых объемов вскрыши и полезного ископае-
мого строится по данным, приведенным в табл. 7.1, которые рас-
считываются следующим образом.
1.	Расстояние между соседними положениями фронта горных
работ измеряется на плане и через масштаб определяется его дей-
ствительная величина.
2.	Ординаты вскрыши и полезного ископаемого определяются
как произведение суммы изомощностей по каждому участку и
длины самого участка. Ордината соответствует площади вскрыши
или полезного ископаемого в сечении для конкретного положения
фронта работ.
3.	Средняя ордината вскрыши и полезного ископаемого опре-
деляется как среднее значение двух соседних ординат.
4.	Объем вскрыши или полезного ископаемого в этапе опреде-
ляется как произведение средней ординаты на расстояние между
соседними положениями фронта работ.
5.	Общий объем вскрыши и полезного ископаемого определя-
ется как сумма объемов рассматриваемого и всех предыдущих
этапов.
6.	Средний коэффициент вскрыши определяется как частное
«от деления» общего объема вскрыши па общий объем полезного
ископаемого для рассматриваемого этапа.
7.	Текущий коэффициент вскрыши определяется как частное
от деления объема вскрыши в рассматриваемом этапе на объем
полезного ископаемого в этом этапе.
8.	Длина фронта горных работ для каждого его положения из-
меряется на плане и через масштаб определяется ее действитель-
ная величина.
График извлекаемых объемов строится следующим образом.
По оси абсцисс в масштабе откладываются положения фронта
работ, а по оси ординат — извлекаемые объемы вскрыши и полез-
ного ископаемого. Ординаты вскрыши и полезного ископаемого,
средний коэффициент вскрыши, текущий коэффициент вскрыши,
длина фронта работ откладываются на графике и концы их соеди-
няются отрезками прямой (рис. 7.2). Полученные графики рас-
сматриваемых показателей характеризуют их динамику и обла-
дают следующими свойствами.
1.	Отрезок между осью абсцисс и графиком (ордината) в лю-
бой точке подвигания фронта характеризует площадь вскрыши
или полезного ископаемого в данном сечении, а также и объем
при подвигании фронта работ на 1 м.
2.	Площадь, заключенная между любыми двумя ординатами
и ограниченная сверху графиком, а снизу осью абсцисс, характе-
ризует объем вскрыши или полезного ископаемого между соот-
ветствующими положениями фронта работ.
3.	Площадь, заключенная между пулевой и любой другой ор-
динатой и ограниченная сверху графиком, а снизу осью абсцисс,
219
ЮТ а б л и ц а 7.1
ND О Показатели	Этапы					
	1-й	2-й	3-й	4-й	5-й	6-й
Положения фронта горных ра- бот	0 и I	/ И II	II и ///	III и IV	IV и Y	V и VI
Расстояние между соседними положениями фронта, м	200	200	200	200	200	120
Ординаты вскрыши, м2	12 550 и 14 160	14 160 и 14 770	14 770 и 15 300	15 300 и 14 880	14 880 и 13 990	13 990 и 13 920
Средняя ордината, м2	13 355	14 465	15 035	15 090	14 435	13 955
Объем вскрыши в этапе, м3	2674-103	2893-103	3007- Ю3	3018-103	2887-103	1674-103
Общий объем вскрыши рас- сматриваемого и предыдущих этапов, м3	2671•103	5564-1О3	8571-103	И 589-103	14 476-103	16 150-103
Ординаты полезного ископае- мого, м2	2840 и 2410	2410 и 3070	3070 и 4020	4020 и 4650	4650 и 5330	5330 и 4620
Средняя ордината полезного ископаемого, м2	2625	2740	3545	4335	4990	4975
Объем полезного ископаемого в этапе, м3	5250-102	5480-102	7090-102	8670-102	9980-102	5970-1О2
Общий объем полезного иско- паемого рассматриваемого и пре- дыдущих этапов, м3	5250-102	1073-103	1782-103	2649-103	3647-1О3	4244-103
Средний коэффициент вскрыши, м3/м3	5,08	5,18	4,81	4,37	3,97	3,8
Текущий коэффициент вскры- ши, м3/м3	5,08	5,28	4,24	3,48	2,89	2,80
Длила фронта горных работ для каждого его положения, м	640 и 690	680 и 730	730 и 790	790 и 810	810 и 840	840 и 900
Рис. 7.2. График режима гор-
ных работ для горизонтальной
залежи:
/ — ордината вскрыши; 2 — орди-
ната полезного ископаемого; 3 —
средний коэффициент вскрыши;
4 — текущий коэффициент вскры-
ши; 5 — длина фронта работ; О,
I, II, III, IV, V —положения
фронта горных работ; £ф— длина
фронта работ; £п—расстояние
между соседними положениями
фронта работ; Уг м — объем
вскрыши (полезного ископаемого)
характеризует объем вскрыши или полезного ископаемого от на-
чального положения фронта работ до рассматриваемого положе-
ния.
Аналогично могут быть рассчитаны данные и построены гра-
фики извлекаемых объемов и для других начальных положений
фронта и направлений его подвигания. При правильном расчете
объемы вскрыши и полезного ископаемого для всего карьерного
поля должны быть равновелики.
7.3.	ГРАФИКИ ИЗВЛЕКАЕМЫХ ОБЪЕМОВ ВСКРЫШИ
И ПОЛЕЗНОГО ИСКОПАЕМОГО ДЛЯ НАКЛОННЫХ
И КРУТЫХ ЗАЛЕЖЕЙ
Геологической основой для геометрического анализа карьерного
поля и построения календарного графика режима горных работ
служит типичное поперечное сечепие залежи в границах карьер-
ного поля (масштаб 1 : 500, 1 : 1000, 1 :2000). При резких измене-
ниях поперечного сечения залежи по длине карьерного поля по-
следнее делится на блоки.
В пределах каждого блока выбирается типичное поперечное
сечение и для геометрического анализа. Для построения сводного
графика режима горных работ всего карьерного поля графики
режима отдельных блоков суммируются.
Подготовка поперечного сечения залежи (рис. 7.3) к геометри-
ческому анализу сводится к следующему.
1.	В соответствии с проектом па поперечное сечение наносятся
конечные контуры карьера.
2.	На равном расстоянии друг от друга проводятся горизон-
тальные линии, положение которых по высоте соответствует эта-
пам разработки залежи. Вертикальное расстояние между линиями
(этапами) принимается равным высоте уступа (при резких изме-
нениях угла падения и горизонтальной мощности залежи) либо
двойной или тройной высоте уступа (на рис. 7.3 оно принято рав-
ным 30 м). Каждому этапу дается порядковый номер (сверху
22 L
Рис. 7.3. Поперечное сечение залежи, подготовленное к геометрическому ана-
лизу:
1, 2, 8, 4, 5 — номера этапов; АБВГ — контур карьера
вниз). Слева от контура карьера указываются абсолютные от-
метки горизонтов и расстояние между ними.
3.	На горизонте каждого этапа вычерчиваётся положение осно-
вания разрезной траншеи (шириной 30—40 м) в соответствии
с принятым способом вскрытия (разрезную траншею обычно про-
водят по вмещающим породам на контакте с висячим боком за-
лежи) .
4.	Из крайних точек основания разрезных траншей проводятся
линии откосов рабочих бортов карьера (под углом 10—20°) до
пересечения с поверхностью карьерного поля или откосами бортов
карьера в его конечных контурах.
5.	В пределах конечного контура карьера в середине каждого
этапа проводятся горизонтальные линии — средние линии этапов
'(см. рис. 7.3, штриховые линии).
Рассмотрим карьерное поле вытянутой формы. К моменту до-
стижения карьером глубины 1-го этапа извлеченный объем горной
массы равен произведению площади сечения АБВГ на длину
карьерного поля LK. Так как поперечное сечение АБВГ равно про-
изведению длины средней линии /аг па глубину этапа, то извле-
ченный объем (м3) горной массы
Рг. м = 30LKZa—г-	(7.1)
Для данного карьера произведение 30 LK с незначительной по-
грешностью можно принять величиной постоянной. Поэтому
объем горной массы можно характеризовать длиной средней ли-
нии /а_г. При достижении карьером глубины 2-го этапа извлечен-
ный объем горной массы равен произведению площади сечения
222
АБВГГ' КЕА' на длину карьерного поля. Так как площадь сече-
ния АБВГГ' КЕА' равна сумме площадей сечений А'АББ', ГГ'В'В
и ЕБ'В'К, то но аналогии с предыдущим извлеченный объем гор-
ной массы
Vr. м = 30LJ6_B ~Ь 30LiJa'—а "Т 30LJr-r' = 30LK (1б—в "Т /а'—а "Т К—г')*
(7-2)
Следовательно, и в этом случае, а также и при любом положе-
нии контуров карьера объем горной массы в каждом этапе можно
характеризовать суммой средних линий геометрических фигур
(трапеция, параллелограмм, треугольник), слагающих прираще-
ние сечения карьера па различных горизонтах. Если приращение
сечения представляет неправильную фигуру, то оно добавочными
горизонтальными линиями (в пределах этапа) разбивается на
правильные элементарные фигуры высотой, составляющей часть
глубины этапа. Площадь таких элементарных фигур также может
быть представлена частью средней линии, пропорциональной доли
их высоты от глубины этапа. Например, при глубине этапа 15 м и
высоте элементарных фигур 5 и 10 м площадь элементарных фи-
гур можно характеризовать 1/3 и 2/3 их средних линий соответ-
ственно. Таким же образом можно характеризовать площади по-
лезного ископаемого, заключенного между двумя положениями
контуров карьера. При необходимости криволинейные контуры
полезного ископаемого (в границах этапов) заменяются отрез-
ками прямых линий. Возможность характеризовать извлекаемые
объемы горной массы при последовательном развитии горных ра-
бот в карьере отрезками прямых упрощает построение графиков
режима горных работ, так как позволяет арифметические дейст-
вия с объемами заменить действиями с прямыми, что упрощает
построение графиков режима горных работ.
Порядок построения графика извлекаемых объемов следую-
щий.
1.	На ось абсцисс наносятся отметки этанов и их средних ли-
ний (рис. 7.4).
2.	Из полученных на оси абсцисс отметок этапов и их средних
линий проводятся вертикальные прямые (ординаты).
3.	На ординатах, проходящих через середину этапов, от оси
абсцисс откладывается длина средних линий фигур, составляю-
щих приращение площади горной массы и полезного ископаемого
для соответствующего этапа. Например, для 2-го этапа прираще-
ние площади горной массы А'АБВГГ'КЕ (см. рис. 7.3) складыва-
ется из площадей А'АББ' (средняя линия аа'), Б'В'КЕ (средняя
линия бе), ГГ'В'В (средняя линия гг'). Средние линии прираще-
ния фигур плсщади измеряются циркулем. Этим же раствором,
циркуля средняя линия откладывается на ординате соответствую-!
щего этапа.
4.	Соединив концы отрезков сумм средних линий площадей
фигур ломаной линией, получим график ординат горной массы
или полезного ископаемого.
223
Рис. 7.4. График режима горных работ
для крутой залежи:
/ — горная масса; 2 -вскрыша; 3 — полезное
ископаемое; 4 — средний коэффициент вскрыши;
5 — текущий коэффициент вскрыши; 1-й, 2-й...—
этапы разработки залежи; 4-100, 4-70, 4-40. ..—
абсолютные отметки горизонтов, м; Лк—глубина
карьера; /г> м- ординаты вскрыши (полезного ис-
копаемого)
5.	Вычтя из ординат горной
массы ординаты полезного ископае-
мого и соединив полученные точки
ломаной линией, получим график
ординат вскрыши.
6.	Разделив ординаты вскрыши
на ординаты полезного ископаемо-
го, получим график текущих коэф-
фициентов вскрыши.
Построенный указанным способом график ординат вскрыши
или полезного ископаемого обладает следующими свойствами.
1. Ордината в любой точке оси абсцисс характеризует прира-
щение площади горной массы (вскрыши и полезного ископаемого)
при увеличении глубины карьера на 1 м.
2. Площадь, заключенная между любыми двумя ординатами и
ограниченная сверху графиком, а снизу осью абсцисс, равна при-
ращению площади горной массы (вскрыши и полезного ископае-
мого) при углубке горных работ между высотными отметками со-
ответствующих ординат.
3. Площадь, заключенная между началом координат и любой
ординатой и ограниченная сверху графиком, а снизу осью абсцисс,
равна площади горной массы (вскрыши и полезного ископаемого)
в контурах карьера, ограниченного глубиной соответствующей
ординаты.
График извлекаемых объемов строится по данным (табл. 7.2),
которые рассчитываются следующим образом.
1.	Отметки горизонтов и глубина этапов берутся из попереч-
ного сечения залежи.
2.	Ординаты горной массы (вскрыши и полезного ископаемого)
определяются путем измерения средней линии фигуры сечения
соответствующего этапа.
3.	Площадь горной массы, вскрыши и полезного ископаемого
определяется как произведение ординаты па глубину этапа.
4.	Общая площадь горной массы, вскрыши и полезного иско-
паемого определяется как сумма площадей горной массы (вскры-
ши и полезного ископаемого) до рассматриваемого этапа.
5.	Средний коэффициент вскрыши определяется делением об-
щей площади вскрыши на общую площадь полезного ископаемого,
текущий коэффициент вскрыши — делением площади вскрыши со-
224
Таблица 7.2
Показатели	Этапы				
	1-й	2-й	З-й	4-й	5-й
Отметка горизонтов, м	-i-70	-1-40	-' 10	-—20	—50
Глубина этапа, м	30	30	30	30	30
Ордината вскрыши, мм	31	37	86	75	33
Площадь вскрыши в этапе, мм2	465	855	1290	1125	495
Общая площадь вскрыши до рассматриваемого этапа, мм2	465	1320	2610	3735	4230
Ордината полезного ископае- мого, мм	8	26	30	40	28
Площадь полезного ископае- мого в этапе, мм2	120	390	450	600	420
Общая площадь полезного ис- копаемого рассматриваемого и предыдущих этапов, мм2	120	510	960	1560	1980
Средний коэффициент вскрыши, м3/м3	3,87	2,56	2,63	2,34	2,1
Текущий коэффициент вскры- ши, м3/м3	3,87	2,17	2,86	1,87	1,17
ответствующего этапа на площадь полезного ископаемого этого
этапа.
Действительные извлекаемые объемы определяются путем ум-
ножения переведенных в натуральную величину площадей (с уче-
том масштаба сечения) на длину карьерного поля (или блока).
Изложенный метод геометрического анализа карьерного поля
и построения графиков режима горных работ не учитывает объ-
емов вскрыши, расположенных в торцах карьера. Поэтому он не
совсем точно позволяет определить величину коэффициентов
вскрыши и их динамику по мере углубки карьера. Устранить эту
неточность можно путем определения дополнительных коэффици-
ентов вскрыши, которые необходимо суммировать с соответствую-
щими коэффициентами вскрыши. Дополнительный коэффициент
вскрыши равен отношению объема вскрыши извлекаемого в торцах
карьера к объему извлекаемого полезного ископаемого, при со-
ответствующей глубине карьера. Извлекаемый объем (м3)
вскрыши в одном торце карьера определяется по формулам:
при расчете дополнительного среднего коэффициента вскрыши
Ив. т =	Дд ctg Yr. сНт. с. р —|  ~~ Л ctg ут сЯт. с. р ;	(7.3)
2	б
при расчете дополнительного текущего коэффициента вскрыши
Vв. т = -“ Вд ctg Ут. с (Дт. с. р Нт. с. в) -J-	"ГС ctg Ут. с (Дт. с. р Нт, с. в) >
2	6
(7-4)
225
8 Заказ Ns 1433
где Вд — ширина дна карьера, м, ут. с.— средний угол откоса торца
карьера, градусы; Нт. с. Р — средняя глубина в торце карьера на
расчетной отметке, м; Нт. с.в — средняя глубина в торце карьера
на лежащей выше отметке, м.
Порядок построения графиков извлекаемых объемов вскрыши
и полезного ископаемого при разработке крутых и наклонных за-
лежей округлой формы, а также горизонтальных залежей при
веерном или смешанном перемещении фронта работ аналогичный
изложенному в работе [26].
7.4.	КАЛЕНДАРНЫЕ ГРАФИКИ РЕЖИМА ГОРНЫХ
РАБОТ
При геометрическом анализе карьерных полей (изложенном
выше) были получены графики извлекаемых объемов вскрыши и
полезного ископаемого по этапам развития горных работ. В каче-
стве этапов принималась некоторая величина подвигания фронта
работ (для пологих и горизонтальных залежей) и некоторая ве-
личина углубкн горных работ (для наклонных и крутых залег-
шей). Так как при планировании горных работ все технико-эко-
номические расчеты деятельности горных предприятий выполня-
ются исходя не из этапных, а из календарных объемов, то
возникает необходимость построения календарных графиков, при-
уроченных к годам существования карьера. Календарные графики
(рис. 7.5) строятся следующим образом.
1.	На оси абсцисс в удобном масштабе откладываются равные
отрезки (соответствующие годам работы карьера), а на другой
оси (параллельной оси абсцисс)—сроки отработки запасов по-
лезного ископаемого в границах каждого этапа (/,, /2, /з и т. д.),
определяемые по формуле
/ = 33/QK.r,	(7.5)
где Зэ — запасы полезного ископаемого в границах этапа, м3;
QIt. г — годовая производительность карьера по полезному иско-
паемому (устанавливается проектом), м3.
При разработке крутых залежей и необходимости деления
карьерного поля по длине на несколько блоков запасы полезного
ископаемого в границах этапа определяются как сумма произве-
дений площади сечения залежи St- в i-м блоке на длину L, этого
блока, т. е.
пб
3,= ZS{L{,	(7.6)
1
где «о — число блоков в границах этапа.
2.	Через точки, соответствующие годам работы карьера, про-
водятся линии (параллельные оси ординат) и на них откладыва-
ются в принятом масштабе отрезки, равные годовой производи-
тельности карьера по полезному ископаемому в соответствующем
году. Соединив концы отрезков линией, получим календарный
226
Рис. 7.5. Календарный график гор-
ных работ для крутой залежи:
/ — график добычных работ; 2 —график
вскрышных работ; i2, t3. . . — срок от-
работки запасов в границах этапа; hr~~
годовой темп углубки горных работ;
Уг м- объем вскрыши (полезного иско-
паемого)
Рис. 7.6. Календарный график гор-
ных работ для горизонтальной за-
лежи:
1 — график добычных работ; 2 — график
вскрышных работ; Оф- годовая скорость
подвигания фронта горных работ; б, t2,
h. . . — срок отработки запасов в грани-
цах этапа
график добычи полезного ископаемого. Если производительность
карьера по полезному ископаемому остается постоянной за весь
период работы карьера, то календарный график добычных работ
будет параллельным оси абсцисс. При изменяющейся производи-
тельности график приобретает ступенчатую форму. Необходимо
также уточнить производительность карьера в начальный период
работы (освоение проектной производительности) и в период за-
тухания горных работ. Обычно производительность карьера при
сдаче его в эксплуатацию принимается в пределах 40—60 % его
проектной производительности. Срок освоения проектной произ-
водительности карьера составляет 2—3 года. В последние 2—
3 года работы карьера его производительность постепенно умень-
шается до нуля.
3.	Производительность (м3) карьера по вскрыше в границах
этапа принимается постоянной и для каждого срока отработки
запасов полезного ископаемого этапа определяется по формуле
Св=Ув.Л,	(7-7)
где Гв. э — объем вскрыши в границах этапа, м3; I—-срок отра-
ботки запасов полезного ископаемого этапа, годы.
При необходимости более точного определения производитель-
ности карьера по вскрыше в границах этапа необходимо учесть
8*	227
объем вскрыши в торцовых бортах карьера. В этом случае произ-
водительность карьера определяется по формуле
QB=(7.8)
где 14. т— извлекаемый объем вскрыши в одном торцовом борту,
определяемый по формуле (7.4).
Обычно календарный график вскрышных работ имеет ступен-
чатую. форму.
В случае необходимости на календарный график режима гор-
ных работ карьера наносится график скорости подвигания фронта
работ иф (для горизонтальных залежей) (рис. 7.6) либо график
годового темпа углубки горных работ hr (для крутых залежей),
определяемых по формулам соответственно
г>Ф = 1п//;	(7.9)
hT = H9tt,	(7.10)
где Lu — расстояние между соседними положениями фронта ра-
бот, м; И.,— глубина этапа, м.
7.5.	АНАЛИЗ, ОЦЕНКА И РЕГУЛИРОВАНИЕ КАЛЕНДАРНЫХ
ГРАФИКОВ РЕЖИМА ГОРНЫХ РАБОТ
Календарный график вскрышных и добычных работ карьера яв-
ляется характеристикой только рассматриваемого варианта раз-
вития горных работ. Изменяя место заложения вскрывающих вы-
работок в пределах уступа и направление перемещения фронта
работ, можно получить различные календарные графики. Поэтому
одной из задач, решаемых в период проектирования карьера яв-
ляется выбор такого варианта развития горных работ карьера,
которому соответствует календарный график, обеспечивающий иаи-
лучшие технико-экономические показатели разработки месторож-
дения открытым способом. Для проектируемого карьера намеча-
ются несколько (2—3) вариантов развития горных работ и для
каждого из них строится календарный график. Из них выбирается
наиболее экономичный.
При экономической оценке вариантов необходимо учитывать
влияние технического прогресса па экономические показатели
(технический прогресс проявляется в систематическом уменьше-
нии затрат на выемку 1 м3 вскрыши) и разновременность затрат
на вскрышные работы (фактор времени).
С целью количественного учета фактора времени разновремен-
ные затраты приводятся к одному моменту оценки по сложным
процентам. Затраты, приведенные к одному моменту оценки (либо
к началу, либо к окончанию горных работ), называются дискон-
тированными. Для приведения затрат необходимо действительные
затраты каждого (будущего или прошедшего) года умножить па
соответствующий коэффициент приведения. Только после приве-
228
дения разновременные затраты на производство вскрышных ра-
бот становятся сопоставимыми и могут суммироваться. При рас-
чете дисконтированных затрат шаг времени принимается равным
одному году, т. с. условно считается, что ежегодные затраты осу-
ществляются дискретно в конце года. Для удобства технико-эко-
номического сравнения вариантов календарных графиков целесо-
образно приводить затраты к моменту сдачи карьера в эксплуата-
цию (или к началу горных работ) и оценивать только затраты
будущих лет.
Экономическая оценка календарного графика вскрышных ра-
бот (календарный график добычных работ для всех вариантов
является одинаковым) производится в следующем порядке.
1.	С учетом технического прогресса определяются затраты
(руб.) на разработку 1 м3 вскрыши по формуле
СТ.П = СХ,	(7.11)
где Си — затраты на производство 1 м3 вскрыши в исходном году
(если неизвестна фактическая величина, можно принять услов-
ную), руб.; kv = 0,97ч-0,98 коэффициент ежегодного снижения за-
трат на вскрышные работы; t — расчетный год.
2.	Определяются действительные затраты (руб.) на производ-
ство вскрышных работ в /-м году по формуле
W&o,	(7.12)
где Vt — объем вскрышных работ в /-м году, м3.
3.	Определяются дисконтированные затраты (руб.) каждого
будущего года по формуле
о __ ____3_t___
(1-1-	’
где £„. п — коэффициент дисконтирования (1 +ЕМ. п= 1,08).
4.	Определяются дисконтированные суммарные затраты
за весь оцениваемый период (10—15 лет) по формуле
/=15
Зс.д= Г ЗЛ1+£н,пу.
/=1
По приведенным затратам оценивается экономичность
анта календарного графика. Наиболее экономичным является гра-
фик с минимальной суммой дисконтированных затрат за сравни-
ваемый период (10—15 лет). Как показывают исследования,
выемка максимальных объемов вскрыши в более поздние годы ока-
зывает положительное влияние на экономичность календарного
графика. Наличие в календарном графике горных работ карьера
значительных колебаний извлекаемых объемов вскрыши по годам
вызывает осложнение организации вскрышных работ. В годы, со-
ответствующие извлечению пиковых объемов, требуется увеличе-
229
(7-13)
(руб.)
(7-14)
вари-
нис рабочего парка оборудования и штата рабочих, д годы, соот-
ствующие извлечению минимальных объемов, рабочий парк обо-
рудования и рабочие ресурсы используются частично.
В целях устранения или смягчения влияния неравномерности
графика на производственную деятельность карьера необходимо
осуществлять регулирование (в возможных пределах) календар-
ного графика. Акад. В. В. Ржевский рекомендует при регулиро-
вании календарных графиков стремиться к следующему.
1. При небольшом сроке существования карьера, соответст-
вующем сроку амортизации основного оборудования (10—15 лет),
целесообразно иметь равномерный график вскрышных работ или
график с небольшим возрастанием извлекаемых объемов (4—
7 % в год).
2. При значительном сроке существования карьера (два или
более цикла амортизации основного горного оборудования) це-
лесообразно иметь неравномерный ступенчатый график. Продол-
жительность одной ступени должна соответствовать сроку амор-
тизации оборудования (10—15 лет) пли быть несколько меньше
его, а высота ступени должна соответствовать (или быть не-
сколько меньше) производительности принятого комплекса обо-
рудования.
Регулирование графика вскрышных работ осуществляется бо-
лее интенсивной (чем это требуется по ^условиям технологии)
отработкой верхних уступов карьера (что обеспечивает перенос
выполнения части объема вскрышных работ па более ранние годы)
и отработкой карьерного поля очередями (что создает возмож-
ность некоторого регулирования объемов вскрышных работ по го-
дам). Например, ппи разработке крутой залежи без разделения
па очереди (рис. 7.7) календарное распределение объемов вскрыш-
ных работ характеризуется кривой / (рис. 7.8). а в случае раз-
работки залежи двумя очередями (см. рис. 7.7, первая очередь
ЛБВГДБА —кривой 2. Как видно из рис. 7.8, за счет сокращения
объема вскрыши в границах первой опереди (см. рис. 7.7, пло-
щадь Л'АББ'} максимальные объемы выполнения вскрышных ра-
бот переместились из бо.чее раннего периода (год Л) на более
поздний (год t?).
На карьерах применяются и другие способы регулирования
календарного графика вскрышных работ.
Выбор рационального режима вскрышных работ осуществля-
ется путем сравнения нескольких вариантов. Расчет вариантов вы-
полняется в следующем порядке.
1.	При экономической оценке вариантов режима вскрышных
работ учитывается влияние технического прогресса и фактора вре-
мени. Поэтому рассматриваемые варианты сравниваются по зат-
ратам па вскрышные работы, приведенным к моменту начала ра-
боты карьера.
2.	По формуле (7.11) определяем затраты па разработку 1 м3
вскрышных пород по годам для всего срока существования
карьера.
230
Рис. 7.7. Динамика извлекаемых объемов
вскрыши при разработке крутой залежи без
разделения па очереди (а) и с разделением
на две очереди (б)
Рис. 7.8. Календарный график вскрышных
работ:
1 — при отработке карьерного поля без разделения
на очереди; 2 — при отработке карьерного поля
двумя очередями
3.	По формуле (7.12) определяем затраты на производство
вскрышных работ по годам для каждого варианта.
4.	По формуле (7.13) определяем дисконтированные затраты
па производство вскрышных работ по годам для каждого вари-
анта.
5.	По формуле (7.14) для каждого варианта определяем дис-
контированные суммарные затраты па производство вскрышных
работ за весь срок существования карьера.
6.	Из рассматриваемых вариантов более экономичным будет
вариант с минимальными дисконтированными затратами.
8.	СИСТЕМЫ ОТКРЫТОЙ РАЗРАБОТКИ
МЕСТОРОЖДЕНИЙ И СТРУКТУРЫ
КОМПЛЕКСНОЙ МЕХАНИЗАЦИИ
8.1.	ОБЩИЕ СВЕДЕНИЯ
Под системой открытой разработки месторождения понимается
определенный порядок выполнения горно-подготовительных,
вскрышных и добычных работ. В условиях данного карьера при-
нятая система разработки должна обеспечивать безопасную, эко-
номичную и наиболее полную выемку кондиционных запасов по-
лезного ископаемого при соблюдении мер по охране окружающей
среды.
При разработке горизонтальных и пологих залежей горно-под-
готовительные работы заканчиваются в период строительства
231
карьера. В этом случае в процессе эксплуатации месторождения
отпадает необходимость вскрытия новых горизонтов и система
разработки характеризует порядок выполнения вскрышных и
добычных работ. В случае добычи полезных ископаемых, выходя-
щих непосредственно на поверхность, вскрышные работы отсут-
ствуют или не имеют существенного значения. Тогда система раз-
работки характеризует порядок выполнения добычных и горно-
подготовительных работ по вскрытию новых горизонтов.
Для выполнения вскрышных, добычных и горно-подготовитель-
ных работ 'в определенном объеме и порядке применяется раз-
личное горное и транспортное оборудование. На карьерах необ-
ходимо стремиться обеспечить такую технологию, при которой все
основные и вспомогательные процессы и операции полностью
механизированы, а применяемые машины и механизмы по своей
мощности и производительности взаимоувязаны и обеспечивают
заданный темп горных работ, что соответствует принципам ком-
плексной механизации. Комплексная механизация открытых гор-
ных разработок имеет своей целью не только замену тяжелого
ручного труда механизированным, но и получение наилучших
технико-экономических показателей. Поэтому для выполнения ос-
новных и сопутствующих им вспомогательных процессов и опера-
ций изыскиваются по возможности наилучшие технические реше-
ния, которые позволяют получить высокие экономические резуль-
таты. Комплекс горного, транспортного, дръбильно-сортировочпого
и вспомогательного оборудования на карьере, обеспечивающий
планомерную выемку горной массы в забоях и перемещение
вскрыши на отвалы, а полезного ископаемого к складам и потре-
бителям, составляет структуру комплексной механи-
зации карьера. Система разработки месторождения и струк-
тура комплексной механизации данного карьера взаимосвя-
заны.
 Параметры элементов системы разработки (высота уступов, ши-
рина рабочих и нерабочих площадок, длина фронта работ, ско-
рость подвигания фронта работ, размеры панелей и заходок и др.)
взаимосвязаны с рабочими параметрами и мощностью комплекса
оборудования. Поэтому они должны рассматриваться в един-
стве на основе единой методики расчета технологии производ-
ства вскрышных и добычных работ и технологических характери-
стик комплекса оборудования. Для осуществления такого един-
ства технологии и комплексной механизации открытых разработок
акад. В. В. Ржевским введено понятие технологических комплек-
сов вскрышных и добычных работ как совокупности комплексов
оборудования и технологических решений (в первую очередь по
системам разработки и вскрытию, их параметрам), совместно
обеспечивающих безопасное, высокопроизводительное и экономич-
ное выполнение горных работ в заданных объемах. Технологиче-
ские комплексы горных работ различаются типами применяемых
комплексов оборудования, а их варианты — моделями и парамет-
рами горного и транспортного оборудования, а также вариантами
232
технологической расстановки оборудования. При одинаковом обо-
рудовании технологический комплекс может быть организован
с различным взаимным положением оборудования в плане и по
высоте рабочей зоны карьера. При этом изменяются только тех-
нологические параметры вскрышных и добычных работ. Такие
варианты технологических комплексов называются схемами
экскавации.
8.2.	ЭЛЕМЕНТЫ СИСТЕМЫ РАЗРАБОТКИ
И ИХ ПАРАМЕТРЫ
К элементам системы разработки относятся уступы, фронт работ
уступа, фронт работ карьера, рабочая зона карьера, рабочие пло-
щадки, транспортные и предохранительные бермы.
Уступы. Главным параметром уступа является сгс высота /гу,
которая оказывает непосредственное влияние на производитель-
ность оборудования, качество добытого полезного ископаемого,
угол откоса бортов карьера, длину фронта работ, протяженность
транспортных коммуникаций, объем горно-капитальных работ и
др. Высота уступа устанавливается с учетом комплексного влия-
ния указанных выше факторов. Основным требованием при ус-
тановлении высота уступа является безопасное ведение горных
работ при использовании горного оборудования определенного
типоразмера. При разработке горизонтальных и пологих место-
рождений высота уступа часто предопределяется мощностью за-
лежи и покрывающих пород. Для наклонных и крутых месторож-
дений высота уступа устанавливается исходя из параметров
горного оборудования и требований к качеству полезного ископае-
мого. В случае разработки однородных вскрышных пород и мощ-
ных залежей простого строения высота уступа принимается мак-
симальной исходя из параметров горного оборудования, так как
при этом уменьшаются затраты па подготовку скальных пород
к выемке и на их транспортирование. При этом в соответствии
с Правилами технической эксплуатации при разработке скальных
и полускальпых пород высота уступа не должна превышать мак-
симальную высоту черпания экскаватора более чем в 1,5 раза при
условии, что высота развала не будет превышать максимальную
высоту черпания экскаватора при однорядном и двухрядном
взрывании. В случае многорядного взрывания высота развала
может быть в 1,5 раза больше максимальной высоты черпания
экскаватора, однако при экскавации пород в этом случае необхо-
димо принимать меры, исключающие образование и произвольное
обрушение козырьков и нависей. При верхней погрузке экскава-
торами с удлиненным рабочим оборудованием высота уступа оп-
ределяется параметрами экскаваторов. При разработке сложно-
структурных залежей потери и разубоживание увеличиваются
с увеличением высоты уступов. В этом случае высота уступа не
должна превышать высоты черпания экскаватора. Иногда
23.3
с целью уменьшения потерь при разработке уступ разделяется
па два подуступа.
Опыт разработки месторождений простого строения показы-
вает, что рациональная высота уступа находится в пределах И —
14 и 16—19 м соответственно для экскаваторов с ковшом вме-
стимостью 3—5 и 8—12,5 м:!. В конкретных условиях высота ус-
тупа определяется с учетом перечисленных выше факторов и мо-
жет отклоняться от указанных выше значений.
Угол а откоса уступа зависит от физико-технических свойств
горных пород, применяемого оборудования п продолжительности
стояния уступов.
Рабочая площадка уступов. Минимально допустимая ширина
рабочих площадок уступов зависит в основном от размеров вые-
мочно-погрузочных машин, вида карьерного транспорта, схемы
движения транспортных средств, высота уступов, крепости пород.
Минимальная ширина Вр.п рабочей площадки при разработке
скальных пород с использованием мехлопат и колесного транспорта
складывается из ширины х развала взорванной породы, безопас-
ного расстояния С от нижней бровки развала до транспортной
полосы, ширины Т транспортной полосы, ширины 77„ площадки
для вспомогательного оборудования и ширины z бермы безопас-
ности (рис. 8.1). При разработке мягких пород вместо ширины
развала принимается ширина А заходки но целику. Ширина х
развала зависит от свойств пород, методов взрывания, величины
и типа зарядов ВВ, расположения зарядов на уступе, высоты ус-
тупа, порядка взрывания скважин. Для ориентировочных расче-
тов можно принимать следующую ширину развала: в легковзры-
ваемых породах х= 1,2АЧ, в средпевзрываемых x=2,3/iy и в труд-
повзрываемых x-^3hy. Ширина транспортной полосы зависит от
типа транспортных средств и схемы их движения. Величина П„
принимается равной 2,5—3,5 м. Ширина бермы безопасности оп-
ределяется шириной призмы возможного обрушения.
При использовании мехлопат ЭКГ-5 и ЭКГ-8 и железнодорож-
ного транспорта минимальная ширина рабочей площадки состав-
ляет соответственно 26—31 и 29--33 м в мягких породах, 39—
52 и 45—60 м в скальных. В случае использования автотранс-
порта ширина рабочей площадки составляет 23—30 и 37—52 м
соответственно в мягких и скальных породах.
Фронт работ уступа — часть уступа по длине, подготовленная
к производству горных работ. Подготовка фронта работ уступа
заключается в создании на уступе рабочей площадки необходи-
мой ширины и в подводе транспортных и энергетических комму-
никаций для обеспечения работы горного и транспортного обору-
дования. Суммарная протяженность фронтов работ отдельных
уступов составляет фронт работ карьера, который под-
разделяется па вскрышной, измеряемый длиной фронтов, работ
вскрышных уступов, и добычной, измеряемый длиной фронтов
работ добычных уступов. Создание первоначального фронта ра-
бот уступа и его перемещение в процессе работ не могут осуще-
234
Рис. 8.1. Схема к определению ши-
рины рабочей площадки уступа
ствляться произвольно. Нарезку уступов (путем проведения раз-
резных траншей) и перемещение фронта работ производят та-
ким образом, чтобы в процессе разработки обеспечить заданное
число вскрышных и добычных забоев.
Первоначальный фронт горных работ может быть расположен
вдоль длинной и короткой осей карьерного поля, а также кон-
центрически (рис. 8.2). Расположение фронта работ вдоль длин-
ной оси карьерного поля создает благоприятные условия для ин-
тенсивной разработки месторождения и создания больших объемов
вскрытых запасов. Однако такое расположение фронта требует
выполнения большого объема горно-капитальных работ при строи-
тельстве карьера и большой длины транспортных коммуникаций.
Его целесообразно применять при малой мощности вскрышных по-
род. При расположении фронта работ вдоль короткой оси объемы
горно-капитальных работ и длина транспортных коммуникаций
относительно небольшие. Но при этом резервы увеличения произ-
водительности карьера и создания вскрытых запасов полезного
ископаемого ограничены. Усложняются вскрытие уступов и эксплу-
атация транспортных коммуникаций из-за часто их переустрой-
ства. Так располагать фронт целесообразно при большой мощ-
ности вскрыши. В этом случае, как правило, используются мо-
бильные виды транспорта. Концентричное расположение фронта
вызывает необходимость изменения его протяженности в процессе
работы карьера. Такое расположение фронта обеспечивает ми-
нимальные объемы горно-капитальных работ и высокий темп уг-
лубки.
Фронт работ уступа может перемещаться параллельно длин-
ной или короткой оси карьерного поля от одной его границы к дру-
гой (одпобортовая выемка), параллельно длинной или короткой
оси карьерного поля от промежуточного положения к границам
(двухбортовая выемка), радиально от центра выемочного слоя
к его границам или от периферийных участков к центру, по вееру
с поворотным пунктом, расположенным на границе карьерного
поля или вблизи нее (см. рис. 8.2).
Длина Еф. у фронта работ уступа и скорость Уф его подвига-
ния должны обеспечивать работу экскаваторов с заданной годо-
вой эксплуатационной производительностью, определяемой по
формуле
/Д. । = йуЕф. уУф/АД у,	(8.1)
где No.у — число экскаваторов, работающих на данном уступе.
Число экскаваторов па уступе может быть различным, од-
нако при использовании мощного оборудования желательно
иметь на уступе один экска атор, производительность которого
235
a
5
6
Рис. 8.2. Расположение и порядок перемещения фронта горных работ:
а — перемещение фронта от одной границы к другой параллельно длинной оси карьер-
кого поля; б ~ то же, параллельно короткой оси; в, г — перемещение фронта от промежу-
точного положения к границам параллельно длинной и короткой оси карьерного поля
соответственно; д — перемещение фронта радиально от центра к границам карьерного
поля; е —- то же, от границ к центру; ж, з — веерное перемещение фронта соответственно
с поворотным пунктом на границе карьерного поля и вблизи нее
равняется запланированному объему работ. Это позволяет улуч-
шить организацию работ на уступе и способствует повышению
производительности оборудования.
При малой длине фронта работ и небольшой скорости его по-
двигания возникает необходимость отработки группы уступов од-
ним экскаватором, что связано с периодической перестройкой
транспортных коммуникаций. Перегон экскаваторов (особенно
мощных) с уступа на уступ связан со снижением их производи-
тельности и нежелателен по техническим причинам.
При работе на уступе двух экскаваторов и более фронт работ
уступа делится на отдельные экскаваторные блоки, длина которых
для экскаваторов ЭКГ-5 и ЭКГ-8 составляет 500—600 и 1000—
1400 м соответственно при использовании автомобильного и же-
лезнодорожного транспорта.
Скорость подвигания фронта работ зависит от мощности обо-
рудования, .мощности залежи, производительности карьера и дру-
гих факторов и изменяется в пределах 30—250 м в год. Обычно
годовая скорость подвигания фронта работ изменяется в преде-
лах 70—140 м.
Рабочая зона карьера — это зона, в которой осуществляются
вскрышные и добычные работы. Она характеризуется совокуп-
ностью вскрышных и добычных уступов, одновременно находя-
щихся в работе. Положение рабочей зоны определяется высот-
ными отметками рабочих уступов и длиной их фронта работ. Ра-
бочая зона представляет собой перемещающуюся и изменяющуюся
во времени поверхность, в пределах которой осуществляются ра-
боты но подготовке и выемке горной массы. Опа может охваты-
вать один, два или все борта карьера. При строительстве карь-
ера рабочая зона, как правило, включает только вскрышные ус-
тупы, а к окончанию горно-капитальных работ—и добычные.
Число вскрышных, добычных и горно-подготовительных забоев
в рабочей зоне не может устанавливаться произвольно, так как
от этого зависит выполнение планов по отдельным видам работ.
В рабочей зоне карьера каждый экскаватор в процессе работы
занимает определенную горизонтальную площадь So, которая ха-
рактеризуется шириной ВР. п рабочей площадки и длиной Гб экс-
каваторного блока. Обычно 5б = 204-40 тыс. м2 при железнодо-
рожном транспорте и S6 = 54-20 тыс. м3 при автомобильном транс-
порте.
Число экскаваторных блоков, которое может разместиться в ра-
бочей зоне карьера, определяется по формуле
^-Мр.б«р.з/«б,	(8.2)
где &о = 0,85н-0,93 — коэффициент, учитывающий наличие отко-
сов уступов в рабочей зоне; /гр. 6 = 0,74-0,8 — коэффициент, учи-
тывающий наличие резервных (нерабочих) блоков.
В процессе разработки месторождения изменение рабочей
зоны происходит различно. В период строительства карьера и
освоения проектной мощности рабочая зона увеличивается в плане
237
и по высоте при разработке месторождений любых типов. В пе-
риод освоения проектной мощности карьера рабочая зона до-
стигает максимального значения. При разработке горизонтальных
и пологих месторождений высотное положение рабочей зоны из-
меняется незначительно (в основном вследствие изменения рель-
ефа поверхности или погружения полезного ископаемого) и ее
размеры в плане изменяются лишь частично за счет изменения
конфигурации карьерного поля (рис. 8.3). Горно-подготовитель-
ные работы в период эксплуатации таких месторождений отсут-
ствуют. Рабочая зона при разработке горизонтальных и пологих
залежей обычно непрерывна как по вскрышным, так и по добыч-
ным работам и сравнительно постоянна но размерам. Поэтому
опа называется сплошной. В условиях наклонных и крутых
месторождений рабочая зона постепенно понижается вместе с уг-
лубкой горных работ (см. рис. 8.3). За счет нарезки новых усту-
пов она увеличивается до тех пор, пока верхние горизонты не
достигнут конечных или промежуточных (этапных) границ
карьера па поверхности. При равнинном рельефе местности и
разработке обоих бортов карьера площадь (м2) рабочей зоны
определяется по формуле
[h\\ з (ctg рв I ctg рл) 1'5д]£ф.у,	(8-3)
--* / / ’ /
г---П------------' Гз---------j
Рис. 8.3. Рабочая зона карьера при разработке горизонтальных (а) и крутых
(б) залежей (цифрами показаны этапы изменения положения рабочей зоны
карьера); К — конечный контур карьера
238
где /ip/з — высота рабочей зоны, м; .0и, 0Л — угол откоса рабочего
борта соответственно со стороны висячего и лежачего бока за-
лежи, градусы; Вд—ширина дна карьера, м; Ьф. у — средняя длина
фронта работ уступов, м.
После достижения границ карьера на поверхности горные ра-
боты на верхних горизонтах прекращаются и рабочая зона сме-
щается по вертикали (углубляется) и уменьшаются ее размеры.
Поэтому при разработке наклонных и крутых залежей рабочая
зона называется углубляющейся.
8.3.	КЛАССИФИКАЦИЯ СИСТЕМ РАЗРАБОТКИ
Наибольшее применение в горнотехнической литературе и прак-
тике получили классификации систем разработки, предложенные
нроф. Е. Ф. Шешко, акад. И. В. Мельниковым и акад. В. В.
Ржевским.
В основу классификации, предложенной акад. В. В. Ржевским
(табл. 8.1 и рис. 8.4), положены горно-геологические п геометри-
ческие предпосылки, характеризующие порядок разработки место-
рождения. Согласно этой классификации имеет место существен-
ное различие систем разработки горизонтальных и пологих,
а также наклонных и крутых месторождений. Системы разработки
горизонтальных месторождений характеризуются только поряд-
ком выполнения вскрышных и добычных работ, так как горно-под-
готовительные работы в этих условиях закапчиваются в период
строительства карьера. Возобновиться горно-подготовительные ра-
боты могут только в период реконструкции карьера. Такие си-
стемы разработки называются сплошными (с постоянной! рабо-
чей зоной).
Системы разработки наклонных и крутых месторождений ха-
рактеризуются порядком выполнения вскрышных, добычных и
горно-подготовительных работ, так как горно-подготовительные
работы на таких месторождениях ведутся как в период строитель-
ства карьера, так и в процессе его работы (для воссоздания
фронта вскрышных и добычных работ нарезаются очередные по
глубине уступы). Такие системы разработки называются углу-
бочными (с переменной рабочей зоной).
Месторождения со сложными топографическими и горно-геоло-
гическими условиями могут разрабатываться смешанпымн
(у г л у б о ч п о - с п л о ш н ы м и) системами.
Порядок разработки месторождения связан с развитием горных
работ ио отношению к контурам карьерного поля. В связи с этим
различают следующие системы разработки по направлению вы-
емки в плане:
продольные однобортовые и двухбортовые, когда фронт
вскрышных и добычных работ перемещается параллельно длинной
оси карьерного поля;
поперечные однобортовые н двухбортовые, когда фронт
вскрышных и добычных работ перемещается параллельно корот-
кой оси карьерного поля;
239
Таблица 8.1
Индекс групп систем 		Группы	Индекс подгрупп	Подгруппы	1 Индекс систем 1...	Системы разработки
с	Сплошная (с постоянным положением рабочей	СД	Сплошная продольная	сдо едд	Сплошная продоль- ная однобортовая Сплошная продоль- ная двухбортовая
	зоны)	СП СВ СК	Сплошная поперечная Сплошная веерная Сплошная кольцевая	СПО сгщ евц СВР скц скп	Сплошная попереч- ная однобортовая Сплошная попереч- ная двухбортовая Сплошная веерная центральная Сплошная веерная р ассредоточен пая Сплошная кольцевая центральная Сплошная кольце- вая периферийная
У	Углубочная (с. переменным положением рабочей зоны)	УД УП УВ	Углубочная продольная Углубочная поперечная Углубочная веерная	УДО УДД УПО УПД УВР	Углубочиая про- дольная одпоборто- вая Углубочная продоль- ная двухбортовая Углубочная попереч- ная одпобортовая Углубочиая попе- речная двухбортовая Углубочная веерная рассредоточенная
	УК	УК	Углубочная кольцевая	У КЦ	Углубочная кольце- вая центральная
УС	Смешанная (углубочно- силошные)	УСД УСП УС в УСК	Углубочно- сплошпая продольная То же, поперечная То же, веерная То же кольцевая	УСДО УСПД УСВР УСКЦ	Углубочпо-сплошная продольная однобор- товая То же, поперечная двухбортовая То же веерная рас- средоточенная То же кольцевая цен- тральная
Примечание. К наименованию системы добавляется: «с в внешними (или внут-
ренними) отвалами».
веерные, когда фронт вскрышных и добычных работ пере-
мещается по вееру с центральным (общим) пли рассредоточен-
ными (два и более) поворотными пунктами;
кольцевые, когда фронт вскрышных и добычных работ имеет
форму кольца и разработка ведется от центра к границам карьер-
ного поля пли от границ к центру.
Классификация систем разработки, предложенной акад.
В. В. Ржевским, предшествовали классификации, разработанные
проф. Е. Ф. Шешко, (1949 г.) и акад. Н. В. Мельниковым (1951 г.).
240
a.
Рис. 8.4. (см. продолжение)
s
] Полезное ископаепие
Направление подвигании ргринта paSam в /iptnpijj/i:
(направление перемещении рово'/ей зоны)
Таблица 8.2
Группы систем разработки	Наименование систем разработки	Условное обозначение систем разработки
Л. Системы разработки с пере- валкой вскрыши (с поперечным перемещением вскрыши в отвалы)	1.	Система разработки с непо- средственной перевалкой вскрыши 2.	То же, с кратной экскаватор- ной перевалкой вскрыши 3.	То же, с перевалкой вскрыши отвал ообразователямн	Л-1 А-2 Л-3
Б. Системы разработки с перевал-	4. Система разработки с перевоз-	В-4
кои вскрыши (с продольным пере- мещением вскрыши в отвалы)	кой вскрыши на внутренние от- валы 5. То же, на внешние отвалы 6. То же, на внешние и внутрен- ние отвалы	Л Б-5 Б-6
В. Системы разработки с перевал- кой п перевозкой вскрыши (с по- перечным и продольным переме-	7. Система разработки с частич- ной перевозкой вскрыши па внут- ренние или внешние отвалы	В-7
щепием вскрыши в отвалы)	8. То же, с частичной перевалкой вскрыши во внутренние отвалы	В-8
А-0. Системы разработки с незна- чительным объемом вскрышных работ, когда способы перемещения вскрыши в отвалы не имеют суще- ственного значения		А-0
В основу классификации, предложенной проф. Е. Ф. Шешко
(табл. 8.2 и рис. 8.5), положено направление перемещения вскрыш-
ных пород в отвалы. Эта классификация включает следующие
группы систем.
Группа Л включает системы с поперечным перемещением
вскрыши в отвалы без применения транспортных средств (бестран-
спортные системы).
Группа Б включает системы с продольным (вдоль фронта) пе-
ремещением вскрыши в отвалы с применением транспортных
средств (транспортные системы).
Группа В включает комбинированные системы с поперечным и
продольным перемещением вскрыши в отвалы. Эти системы явля-
ются комбинацией транспортных и бестранспортных систем.
Системы с поперечной перевалкой вскрыши во внутренние от-
валы являются технологически наиболее простыми и экономич-
ными. Однако перевалка породы в рабочих органах экскаваторов
Рис. 8.4. Схемы систем открытой разработки месторождений по классифика-
ции акад. В. В. Ржевского:
« — сплошные системы (с постоянным положением рабочей зоны); б — углубочные си-
стемы (с переменным положением рабочей зоны); о - однобортовое направление выемкн
в плане; <9 — то же, двухбортовое; ц — то же, центральное; п то же, периферийное;
р — то же, рассредоточенное
243
л-z
5-1/
Ма внешний отвал
Рис. 8.5. Схемы систем открытой разработки месторождений по классифика-
ции Е. Ф. Шешко
Таблица 8.3
Системы разработки
Характеристика систем
Бестранспортная (без
переэкскавации или
с переэкскавацией
вскрыши иа отвалах)
Экскаватор-кар ьер
Вскрыша перемещается во внутрен-
ние отвалы непосредственно эска-
ваторами (возможна переэкскавация
пород на отвалах)
Вскрышные п добычные работы про-
изводятся одним драглайном по-
переменно. Вскрыша переваливается
в выработанное пространство, полез-
ное ископаемое грузится в пере-
движной бункер, устанавливаемый
па поверхности, или в навал; из бун-
кера полезное ископаемое поступает
на конвейер или в средства железно-
дорожного транспорта
to
СП
Условия применения	Применяемое оборудование
Горизонтальные и пологие место- рождения ограниченной мощности, мощность покрывающих пород огра- ничена рабочими размерами экска- ваторов. Наклонные и крутые место- рождения при мягких вмещающих породах и глубине карьера, позво- ляющей производить двойную и тройную переэкскавацию	Мехлопаты и драглай- ны с большими рабочими размерами А
Горизонтальные и пологие место- рождения ограниченной мощности (до 25 м) при покрывающих породах мощностью до 30 м	Драглайн, передвижной бункер с питателем, мех- лопата для погрузки из навала
Система разработки	Характеристика систем
Транспортно-отвальная	Вскрыша перемещается во внутрен- ние отвалы при помощи транспорт- но-отвальных мостов или отвалооб- разователей
Специальная	Вскрыша удаляется башенными эк- скаваторами, колесными скреперами, гндромсханизированиым способом или кабель-краном
Транспортная	Вскрыта перемещается транспорт- ными средствами на внутренние или внешние отвалы
Комбинированная	Комбинация различных систем
Продолжение т а б л. 8.3
Условия применения
Применяемое оборудование
Горизонтальные и пологие месторож-
дения с мягкими покрывающими по-
родами
Горизонтальные л пологие место-
рождения с мягкими покрывающими
породами. При применении кабель-
кранов в условиях крутых пластов
в крепких породах
Месторождения различной формы
с породами любой крепости
Горизонтальные и пологие место-
рождения ограниченной мощности
с мягкими породами
Цепные и роторные эк-
скаваторы и мехлопаты,
транспортно-отвальные
мосты и передвижные
консольные отвалооб-
разователи
Кабельные экскаваторы,
колесные скреперы, гид-
ромониторы и земле-
сосные установки, ка-
бель-краны
Экскаваторы любых ти-
пов и рельсовый, авто-
мобильный пли конвейер-
ный транспорт
Экскаваторы любых ти-
пов для верхних усту-
пов, экскаваторы увели-
ченных размеров для
нижних уступов и рель-
совый	или автомо-
бильный транспорт,
транспортно-отвальн ые
установки
ограничивает параметры этих систем и область их применения.
Здесь жестко взаимоувязаны вскрышные и добычные работы,
а объем вскрытых запасов строго ограничен.
Системы с продольной перевозкой вскрыши на отвалы более
сложны и менее экономичны. Однако у них нет такой жесткой вза-
имоувязки вскрышных и добычных работ, а вскрытые запасы
могут быть созданы в большом объеме. Область применения этих
систем более широкая.
В основу классификации, предложенной акад. Н. В. Мельнико-
вым, положен способ производства вскрышных работ. Классифи-
кация включает следующие системы разработки; бестранспортную,
экскаватор-карьер, транспортно-отвальную, специальную, транс-
портную и комбинированную (табл. 8.3).
Классификация систем разработки, в основу которых положены
направление перемещения вскрыши в отвалы и способ производ-
ства вскрышных работ, в неполной мере отражают порядок раз-
работки месторождения. Эти классификации не характеризуют по-
рядок производства добычных работ, а также порядок развития
фронта и рабочей зоны карьера. Наиболее универсальной является
классификация систем разработки, в основу которой положены
горно-геологические и геометрические предпосылки, характеризую-
щие порядок производства вскрышных, добычных и горно-подгото-
вительных работ.
8.4.	ОСНОВНЫЕ ПОЛОЖЕНИЯ ПО ФОРМИРОВАНИЮ
СТРУКТУР КОМПЛЕКСНОЙ МЕХАНИЗАЦИИ
Комплекс оборудования, составляющий структуру комплексной
механизации, формируется в карьере по отдельным грузопотокам.
Число грузопотоков в карьере не менее двух (для транспортирова-
ния вскрышных пород и полезного ископаемого). Во многих слу-
чаях (особенно па крупных карьерах и при нескольких видах раз-
дельно транспортируемых пород) технически и экономически це-
лесообразна организация нескольких грузопотоков вскрышных
пород и полезного ископаемого. Отдельные вскрышные грузопо-
токи выделяются в следующих случаях; при больших масштабах
вскрышных работ, значительных размерах карьерных полей, пере-
возке вскрыши на внешние и внутренние отвалы или па рассредо-
точенные отвалы, использовании различных видов транспорта па
перемещении вскрыши с различных горизонтов и др. Отдельные
грузопотоки полезного ископаемого выделяются в основном тогда,
когда необходимы его раздельная выемка по типам и сортам и пе-
ремещение па различные дробильно-сортировочные и обогатитель-
ные фабрики.
На крупных карьерах отдельные грузопотоки делят карьер па
технологические зоны, которые включают в себя обслуживаемую
часть рабочей зоны и ту нерабочую часть карьера, где располо-
жены транспортные коммуникации данного грузопотока. В каждой
технологической зоне действуют свои независимые или частично
247
зависимые от других зон комплексы бурового, погрузочного и тран-
спортного оборудования. Структуры комплексной механизации при
использовании оборудования цикличного действия показаны на
рис. 8.6. Комплекс оборудования формируется из соответствую-
щего основного и вспомогательного оборудования отдельных тех-
нологических процессов: подготовка пород к выемке, выемочно-по-
грузочные работы, перемещение горной массы, отвалообразование
(при разработке пустых пород), складские работы и первичная пе-
реработка (при разработке полезных ископаемых). В зависимости
от свойств породы и горно-геологических условий месторождения
при производстве горных работ могут отсутствовать отдельные
процессы (подготовка пород к выемке и их транспортирование).
В этом случае в комплексе, отсутствуют соответствующие средства
механизации.
Структуры комплексной механизации строятся па принципах
поточности и максимального совмещения выполнения процессов.
Поточность легче достигается при использовании машин непрерыв-
ного действия. Совмещение производственных процессов в благо-
приятных условиях осуществляется посредством применения ма-
шин, способных осуществлять выемку, перемещение горной массы
и ее укладку в отвал (мощные вскрышные мехлопаты и драг-
лайны, колесные скреперы, бульдозеры и др.). Основаниями к вы-
бору оборудования при формировании структур комплексной ме-
ханизации карьеров служат природные, технологические, техниче-
ские, организационные и экономические факторы.
Из природных факторов наибольшее влияние иа выбор основ-
ного оборудования структур комплексной механизации оказывают
крепость пород, условия залегания полезного ископаемого, вид и
назначение полезного ископаемого, топография поверхности карь-
ерного ноля и климатические условия района.
Крепость пустых пород и полезного ископаемого предопреде-
ляет способ бурения скважин. Оно оказывает влияние на выбор
буровых станков, погрузочного оборудования и определяет кон-
структивные требования к транспортным сосудам. Мощность экс-
каваторов и емкость их ковша также зависят от крепости пород.
Влияние крепости пород па выбор транспортных сосудов проявля-
ется через их плотность и абразивность. Так, для перевозки более
крепких пород, обладающих большими плотностью и абразив-
ностью, используются более прочные транспортные сосуды, как
правило, с большим коэффициентом тары.
Условия залегания полезного ископаемого оказывают влияние
па выбор вместимости ковша экскаватора и вида карьерного
транспорта. Как правило, для разработки рассредоточенных и ма-
ломощных залежей наиболее приемлемы экскаваторы с ковшом
небольшой вместимости и более маневренный вид транспорта, что
позволяет снизить потери и разубоживание.
Наибольшее влияние па выбор вида карьерного транспорта
оказывают размеры карьерного поля, расстояние транспортирова-
ния, топография поверхности и климатические условия района.
248
Рис. 8.6. Со-
став структуры
комплексной
механизации
карьера
Из технологических и технических факторов на выбор оборудо-
вания основных процессов наибольшее влияние оказывают произ-
водительность карьера но полезному ископаемому и вскрыше.
В определенных условиях существенное влияние на выбор обору-
дования могут оказать требования к восстановлению поверхности.
Производительность карьера в наибольшей степени влияет на вы-
бор параметров горных и транспортных машин (вместимости
ковша экскаватора, грузоподъемности и вместимости транспорт-
ных средств, диаметра скважин и др.). На более мощных карье-
рах, как правило, рационально использовать более мощное горное
и транспортное оборудование, обеспечивающее наибольший эконо-
мический эффект.
Из экономических факторов на выбор оборудования оказывают
влияние капитальные и эксплуатационные затраты.
Рациональное использование комплексов оборудования техно-
логических грузопотоков базируется па необходимых технологиче-
ских качественных и количественных взаимосвязях в работе обо-
рудования смежных процессов. Пример таких взаимосвязей при
использовании наиболее распространенных комплексов оборудова-
ния с экскаваторами цикличного действия, железнодорожным и ав-
томобильным транспортом приведен в табл. 8.4.
Выбор оборудования отдельных технологических процессов
и формирование структур комплексной механизации карьеров
с учетом изложенных выше принципов й влияния приведен-
ных групп факторов базируются на следующих основных поло-
жениях.
1.	Формирование структур комплексной механизации па карь-
ерах основывается па рациональном формировании основного и
вспомогательного оборудования грузопотоков.
2.	В состав комплексов могут входить только те машины, тех-
нические характеристики которых соответствуют физико-техниче-
ским характеристикам пород и условиям их залегания.
3.	Для обеспечения успешного функционирования комплексов
оборудования необходимо предусмотреть обоснованный численный
его резерв или резерв по производительности.
4.	Мощность, параметры, производительность и число машин
и механизмов смежных основных и вспомогательных производ-
ственных процессов должны быть взаимоувязаны.
5.	Ведущими машинами в общем технологическом процессе,
с которыми увязываются параметры, производительность и число
машин других звеньев грузопотоков, являются, как правило, по-
грузочные и транспортные машины.
6.	Выбор машин для механизации вспомогательных работ оп-
ределяется типоразмером оборудования и организацией работ ос-
новных процессов, производительностью карьера и условиями за-
легания полезного ископаемого.
Выбор структуры комплексной механизации для конкретного
месторождения осуществляется в следующем порядке.
1.	На первом этапе исключаются структуры, которые не могут
250
Таблица 8.4
Комплексы оборудования		Смежные технологические процессы	Технологические взаимосвязи
Буровые станки — эк-		Подготовка горных по-	Типоразмер и число буровых
скаваторы	цикличного	род к выемке и выемоч-	станков — производитель-
действия — железнодо- рожный транспорт		по-погрузочные работы Погрузка и транспорти- рование Транспортирование и отвалообразование	ность и число экскаваторов в грузопотоке Полезная масса поезда и чис- ло локомотивосоставов — производительность и чис- ло экскаваторов в грузопо- токе Полезная масса поезда и чис- ло локомотивосоставов — производительность и число отвальных машин в грузопо- токе
Буровые станки — эк-		Подготовка горных по-	Типоразмер и число буровых
скаваторы	цикличного	род к выемке и выемоч-	станков — производитель-
действия — автомобиль- ный транспорт		но-погрузочные работы Погрузка и транспорти- рование Транспортирование и отвалообразование	ность и число экскаваторов в грузопотоке Вместимость кузова (грузо- подъемность) автосамосва- ла и число автосамосвалов — производительность экска- ватора и число экскаваторов в грузопотоке Производительность и чис- ло автосамосвалов — про- изводительность и число от- вальных машин
быть применены в данных условиях по техническим и природным
факторам.
2.	Из оставшихся выбирают наиболее вероятные структуры, ко-
торые в наибольшей степени удовлетворяют природным, техноло-
гическим, техническим и организационным факторам.
3.	Наиболее вероятные структуры рассматриваются по их тех-
нико-экономическим показателям. Технико-экономическая оценка
структур должна производиться по всему производственному
циклу при рациональном качественном сочетании п численном со-
отношении машин для выполнения основных и вспомогательных
работ в реальных условиях разрабатываемого месторождения.
8.5.	КЛАССИФИКАЦИЯ СТРУКТУР КОМПЛЕКСНОЙ
МЕХАНИЗАЦИИ
Структуры комплексной механизации карьеров (комплексы обо-
рудования технологических грузопотоков) разделены акад.
В. В. Ржевским на шесть классов (табл. 8.5). В основу клас-
сификации положен тин основного оборудования для выемочно-
погрузочных работ, транспортирования, отвалообразования и
251
м Таблица 8.5
to_______________________
Класс комплек- сов	Комплексы оборудования	для выемочно-погрузочных работ
I	В ыемоч ио-отвал ьи ый (ВО)	Роторные п ценные экска- ваторы
II	Экскаваторно-отваль- ный (ЭО, СО)	Вскрышные экскаваторы, скреперы
III	Выемочно-транспортно- отвальный (ВТО)	Роторные и ценные экска- ваторы, гидравлическое оборудование, специализи- рованные экскаваторы
IV	Экскаваторно-транс- портно-отвальный (ЭТО)	Карьерные одноковшовые экскаваторы
V	Выемочло-тралспортно- разгрузочпый (ВТР)	Роторные и ценные экска- ваторы, гидравлическое оборудование, специали- зированные экскаваторы
VI	Экскаваторно-транс- лортно-разгрузочиый (ЭТР)	Карьерные одноковшовые экскаваторы
Оборудование комплексов
для транспортирования	|	для отвалообразования
Нет	Транспортно-отвальные	мосты, консольные отвалообразователи
»	Вскрышные экскаваторы, скре- перы
Конвейеры, гидравличе- ское оборудование, локо- мотивосоставы, автопоезда	Консольные отвалообразователп, гидравлическое	оборудование, отвальные машины
Конвейеры, гидравлическое оборудование, автосамо- свалы, локомотивосоставы	Консольные отвалообразователи, гидравлическое оборудование, отвальные машины
Конвейеры, гидравличе- ское оборудование, локо- мотивосоставы, автопоезда	Комплекс	разгр у зочн о-пр немно- го оборудования
Локомотивосоставы, авто- самосвалы, автопоезда, ги-	Тоже
дравлическое оборудование,
конвейеры
складирования. Комплекс выемочно-погрузочного оборудования
непрерывного действия называется выемочным, а комплекс вые-
мочно-погрузочного оборудования цикличного действия — экскава-
торным. Выемочно-отвальный (ВО),экскаваторно-отвальный (ЭО),
выемочно-транспортпо-отвальпый (ВТО) и экскаваторно-транс-
портно-отвальный (ЭТО) комплексы применяются при производ-
стве вскрышных работ.
Выемочно-отвальный комплекс (ВО) используется при разра-
ботке горизонтальных и пологих месторождений с поперечным пе-
ремещением мягких пород в выработанное пространство.
Экскаваторно-отвальный комплекс (ЭО) используется в основ-
ном для непосредственной пли краткой перевалки вскрыши раз-
личной крепости в выработанное пространство при разработке го-
ризонтальных и пологих месторождений. К этой же группе можно
отнести комплексы скреперного оборудования (СО), которые могут
использоваться в различных условиях.
Выемочно-транспортно-отвальный комплекс (ВТО) использу-
ется для разработки мягких пород. Он включает роторные и
цепные экскаваторы, а также различные виды транспорта (кон-
вейерный, железнодорожный и др.). В перспективе возможно при-
менение машин непрерывного действия и при погрузке хорошо раз-
рыхленных полускальных п скальных пород. При разработке мяг-
ких пород способом гидромеханизации этот комплекс включает
гидравлическое оборудование.
Экскаваторпо-транспортпо-отвальный комплекс (ЭТО) вклю-
чает выемочно-погрузочное оборудование цикличного действия
(карьерные мехлопаты, погрузчики, драглайны и др.) и все виды
карьерного транспорта. Используется этот комплекс в самых раз-
нообразных условиях.
При производстве добычных работ выделяются два комплекса
оборудования — вые.мочпо-трапспортно-разгрузочиый (ВТР) и экс-
каваторно-транспортно-разгрузочный (ЭТР). Они отличаются от
соответствующих комплексов для производства вскрышных работ
наличием разгрузочных устройств, предназначенных для приема
полезных ископаемых иа поверхности или у потребителей.
Дальнейшая дифференциация комплексов оборудования осу-
ществляется по виду оборудования процессов, ведущим из которых
является карьерный транспорт. В соответствии с видом транспорта
комплексы имеют следующие названия: выемочно-конвейерно-
отвальный (ВКО), выемочпо-железнодорожпо-отвальпый (ВЖО),
экскаваторно-железнодорожно-отвальный (ЭЖО), экскаваторно-
автомобильно-разгрузочный (ЭАР) экскаваторно-копвейерпо-раз-
грузочный (ЭКР) и др.
При производстве вскрышных работ необходимо стремиться
применять комплексы, обеспечивающие перемещение вскрыши
в выработанное пространство по кратчайшему расстоянию (ком-
плексы ЭО и ВО). При невозможности применения этих комплек-
сов используются комплексы ВТО и ЭТО с наиболее дешевыми ви-
дами транспорта.
253
Наибольшее применение на отечественных карьерах (до 75%)
получили комплексы ЭТО с железнодорожным п автомобильным
транспортом, с одноковшовыми экскаваторами и бульдозерами на
отвалах. При разработке глубоких месторождений все большее
применение находят комбинации различных видов транспорта (ав-
томобильного и железнодорожного, автомобильного и конвейер-
ного, автомобильного и скипового). На месторождениях нагорного
типа применяются комплексы ЭТО и ЭТР с комбинированным мно-
гозвенным транспортом, включающим автотранспорт, рудоспуски,
канато-подвесные дороги, конвейерный и железнодорожный транс-
порт. Комплексы ВТО и ВТР используются в основном при раз-
работке мягких пород и полезных ископаемых.
8.6.	ТЕХНОЛОГИЯ И КОМПЛЕКСНАЯ МЕХАНИЗАЦИЯ
ПРИ СПЛОШНЫХ СИСТЕМАХ РАЗРАБОТКИ
Сплошные системы разработки применяются при разработке го-
ризонтальных и пологих залежей. В этих условиях основным фак-
тором, который влияет па выбор системы разработки и структуры
комплексной механизации, является стремление к максимальному
размещению вскрыши в выработанном пространстве. Возможность
размещения вскрыши в выработанном пространстве появляется
после перемещения части пород на внешние-отвалы и добычи ча-
сти полезного ископаемого.
Раскройка месторождения па карьерные поля осуществляется
исходя из необходимой производительности карьеров и срока их
службы с целью получения максимальной прибыли при разработке
месторождения в целом. Срок службы отдельных карьеров, как
правило, не должен быть меньше срока амортизации комплекса
оборудования.
Развитие горных работ начинается с проведения разрезной
траншеи па фланге карьерного поля с меньшей мощностью
вскрыши, что обеспечивает относительно небольшой объем горно-
строительных работ. При этом обычно применяются однобортовые
продольная и поперечная системы разработки с параллельным
подвиганием фронта работ. Поперечная одпобортовая система раз-
работки по сравнению с продольной обеспечивает уменьшение объ-
ема горно-подготовительных работ и сокращение впутрикарьер-
пого расстояния транспортирования горной массы. Двухбортовая
система разработки применяется при большой производительности
карьера и в тех случаях, когда минимальная мощность вскрыши
находится в середине карьерного поля. Вскрыта в строительный
период вывозится па внешние отвалы. Объем горно-строительных
работ при двухбортовой системе значительно больше, чем при од-
нобортовой.
При использовании многоковшовых экскаваторов па железно-
дорожном ходу, работающих в комплексе с железнодорожным
транспортом или транспортпо-отвальпым мостом, часто применяют
веерную систему разработки. В этом случае уступы отрабатыва-
254
ются заходками переменной ширины, имеющими в плане форму
треугольника. Положение поворотного пункта в процессе работы
карьера остается неизменным, а производится только его развер-
тывание. При этом имеется возможность использования машин не-
прерывного действия для передвижки путей. Транспортный доступ
на уступы создается только с одной стороны, а движение локомо-
тивосоставов тупиковое.
Протяженность фронта работ па уступе определяется длиной
карьерного поля при продольной одпобортовой системе разработки
или его шириной при поперечной однобортовой системе. В случае
применения двухбортовой системы длина фронта уступов уд-
ваивается.
Интенсивность разработки горизонтальных и пологих место-
рождений характеризуется годовой скоростью подвигания фронта
работ, которая изменяется в пределах 120—300 м. Максимальное
значение опа имеет при перевалке вскрыши в выработанное прост-
ранство, работе роторных экскаваторов в комплексе с консоль-
ными отвалообразователями и цепных экскаваторов в комплексе
с транспортно-отвальными мостами.
Связь структур комплексной механизации (комплексов обору-
дования) с системами разработки при разработке горизонтальных
и пологих залежей проявляется в том, что параметры элементов
системы разработки (высота уступов, ширина заходок, ширина ра-
бочих и транспортных площадок, длина экскаваторных блоков,
длина фронта горных работ и др.) должны соответствовать пара-
метрам принятого оборудования.
При разработке горизонтальных и пологих залежей на вскрыш-
ных работах используются различные технологические комплексы
оборудования:
экскаваторно-отвальные технологические комплексы, исполь-
зуемые при перевалке вскрыши в выработанное пространство;
выемочно-отвальные технологические комплексы с транспортно-
отвальными мостами;
скреперные вскрышные технологические комплексы;
бульдозерные вскрышные технологические комплексы;
выемочно-копвейерпые вскрышные технологические комплексы;
экскаваторно-железнодорожные вскрышные технологические
комплексы;
экскаваторно-автомобильные вскрышные технологические ком-
плексы.
Технологические комплексы, применяемые при перевалке
вскрыши в выработанное пространство (мощными драглайнами и
мехлопатами), являются наиболее экономичными. Они использу-
ются при разработке горизонтальных и пологих залежей с ограни-
ченной мощностью полезного ископаемого (до 30 м) и покрыва-
ющих пород (до 45 м). Различают технологические комплексы, ис-
пользуемые при непосредственной перевалке вскрыши в вырабо-
танное пространство (вскрыша укладывается непосредственно
в отвал и в дальнейшем не переэкскавируется), и усложненные
255
технологические комплексы, используемые при переэкскавации
вскрыши, т. е. при недостаточных параметрах оборудования по от-
ношению к высоте уступа.
Технологические комплексы, используемые при непосредствен-
ной перевалке вскрыши в выработанное пространство. При пере-
валке вскрыши мехлопатой (рис. 8.7) последняя устанавливается
на кровле пласта полезного ископаемого и разрабатывает вскрыш-
ной уступ на всю высоту. Вслед за подвиганием вскрышного забоя
производится выемка полезного ископаемого.
Расчет технологического комплекса заключается в выборе ра-
бочих размеров экскаватора при заданной высоте уступа или
в определении высоты уступа при заданных рабочих размерах
экскаватора. При этом исходят из равенства объемов породы
во вскрышной и отвальной заходках.
Объем (м3) породы, приходящийся на 1 м длины вскрышной
заходки,
Ув=Дйуйр,	(8.4)
где А — ширина вскрышной заходки, м; hy — высота уступа, м;
kp — коэффициент разрыхления породы в отвале.
Объем (м3) породы, приходящейся на 1 м длины отвальной за-
ходки,
Vo = АН о—0,25А2 tg р,о,	(8.5)
где //о — высота отвала, м; р0 — угол откоса отвала, градусы.
Так как VR= Vo, то
Ahykp = AH0— 0.25А2 tg ро-
Откуда высота (м) уступа
/iy = (/7o-O,25Atgpo)/fep.	(8.6)
Необходимый радиус разгрузки (м) экскаватора
7?p = c + mctgaH + d + //oCtgpo,	(8.7)
где с — расстояние от оси хода экскаватора до верхней бровки до-
бычного уступа, м; m — мощность пласта полезного ископаемого,
м; аи — угол откоса добычного уступа, градусы; d — расстояние от
нижней бровки добычного уступа до отвала, м.
Возможная высота (м) отвала
7/0 = (ЯР—С—d—- metg аи) tg р0.	(8.8)
Тогда формула (8.6) примет вид
йу = [Яр — (c-|-d + mctgaH + 0,25/4)]/(KpCtg р0).	(8.9)
При перевалке вскрыши драглайном последний устанавлива-
ется на кровле вскрышного уступа (рис. 8.8). Необходимый ра-
диус разгрузки (м) драглайна определяется по формуле
7?p = 6 + /iyctgaB + a-rmctgaH + d |-#octg ₽0,	(8.10)
где b — расстояние от оси хода драглайна до верхней бровки
256
Рис. 8.7. Схема перевалки вскрыши во
внутренний отвал мехлопатой
Допустимая высота уступа
вскрышного уступа, м; а —
ширина бермы на добычном
уступе, м.
Высота отвала (м) определя-
ется по формуле
Но = U?p — (Ьл-a + d : т ctg аи-П
-|- йу ctg ccB)]/ctg ро- (8.11)
Допустимая высота (м)
вскрышного уступа определя-
ется по формуле
hv-=[Rp — {b - а • d-гmctgaM
-4-0,25>l)J/(feI)ctg р0 —ctgaB). (8.12)
Лучшее использование пара-
метров драглайна и увеличение
высоты вскрышного уступа до-
стигается при установке драг-
лайна на промежуточном гори-
зонте (см. рис. 8.8). В этом слу-
чае высота верхнего вскрышного
подуступа обычно составляет
0,6—0,7 высоты разгрузки драглайна,
определяется по формуле
йу-~ [/?Р —(t>--a ‘-c/ + mctga„ + 0,25A)-]-/iB. nctgaB]/(^pctg 0О :- ctgaB),
(8.13)
где /?в. „ — высота верхнего вскрышного подуступа, м.
Технологические комплексы, используемые при кратной пере-
валке вскрыши в выработанное пространство. При кратной пере-
валке один экскаватор (мехлопата или драглайн) разрабатывает
уступ и переваливает вскрышу в выработанное пространство
(рис. 8.9). При этом происходит частичная или полная подвалка
полезного ископаемого. Второй экскаватор (драглайн) устанавли-
вается на спланированной! площадке отвала и переэкскавирует
вскрышу далее в отвал, освобождая полезное ископаемое. При по-
следовательном выполнении работ на переэкскавацин драглайн
может использоваться также для разработки вскрышного уступа.
В определенных условиях частичная переэкскавацпя вскрыши
может осуществляться драглайном, установленным на предотвале
(см. рис. 8.9). Такая установка драглайна впервые была приме-
нена при разработке Райчихинского буроуголыюго месторожде-
Заказ № 1433	257
Рис. 8.8. Схемы перевалки вскрыши во внутренний отвал драглайном:
а — при установке драглайна на кровле уступа: б — при установке драглайна на про-
межуточном горизонте
ния. В этом случае драглайн разрабатывает уступ и укладывает
часть вскрыши впереди себя в предотвал для устройства рабочей
площадки, а остальную вскрышу размещает в верхний ярус от-
вала. Передвигаясь по рабочей площадке, драглайн отступающим
ходом переэкскавирует породу из предотвала в верхний ярус от-
вала, освобождая тем самым полезное ископаемое.
Объем Vn переэкскавируемой породы при использовании одного-
и того же оборудования возрастает с увеличением высоты разра-
батываемого уступа. Эффективность комплекса определяется отно-
сительным объемом переэкскавации вскрышных пород. Объем пе-
реэкскавируемой вскрыши, отнесенный к объему VB вскрыши в пре-
делах вскрышной заходки, называется коэффициентом переэкска-
вации, т. е.
kr-.Vnl(Vakj.
(8-14)
Обычно коэффициент переэкскавации не превышает единицы.
Однако при многократной переэкскавации вскрыши коэффициент
переэкскавации может быть больше единицы. Экономически оп-
258
Рис. 8.9. Схема кратной перевалки вскрыши во внутренний отвал:
а —с использованием мехлопаты и драглайна; б — при установке драглайна на иред-
отвале
равданное значение коэффициента переэкскавации определяется
по формуле
fen -т-~ Сб .	(8.15)
бд. э
где Ст — затраты на 1 м3 вскрыши при транспортировании ее на
внутренние отвалы, руб.; Се — затраты на 1 м3 при непосредствен-
ной перевалке вскрыши в отвал руб.; Сп. э — затраты на переэкс-
кавацию 1 м3 вскрыши, руб.
Экономически целесообразный коэффициент переэкскавации
kn=2,54-3, а иногда и более. Использование схем с кратной пере-
валкой вскрыши позволяет расширить область применения бес-
транспортной технологии.
Технологические комплексы с роторными экскаваторами и кон-
сольными отвалообразователями (роторно-отвальиые комплексы)
применяются при разработке мягких и плотных пород мощностью
до 50 м (иногда до 65 м) на горизонтальных и пологих (с углом
падения до 4—5°) залежах в районах с сухим климатом. Необхо-
димыми условиями применения консольных отвалообразователей
являются значительные запасы полезного ископаемого, незначи-
тельное изменение гипсометрии почвы и кровли пласта (обеспечи-
вающее необходимые уклоны при работе оборудования), плавное
очертание контуров карьера в плане (позволяющее избежать
i/29*	259
260
резкого изменения длины фронта
горных работ), хорошая разве-
данность и эффективное осуше-
ние карьерного поля. Консоль-
ный отвалообразователь уста-
навливается на кровле или
почве добычного уступа и на
прсдотвале. На отвалообразова-
тель вскрыша поступает непо-
средственно от экскаватора или
через перегружатель.
Расчет технологических ком-
плексов с консольными отвало-
образователями состоит в опре-
делении размеров отвалообразо-
вателя при известных парамет-
рах элементов системы разра-
ботки или в отыскании допусти-
мой высоты вскрышного уступа
при известных размерах отвало-
образователя. При решении этих
задач исходят из условия, что
объем вскрышной заходки на
единицу длины фронта работ не
должен превышать максималь-
ного объема отвальной заходки.
Расчет производится для типич-
ного и наиболее трудного участ-
ков карьерного поля. Оконча-
тельный тип отвалообразователя
принимается на основе технико-
экономического обоснования.
Вылет (м) отвальной консоли
отвалообразователя (рис. 8.10)
определяется по формуле
Ap-LmctgaH |-/7 B/70ctgP0,
(8.16)
где Др — ширина полосы запасов
полезного ископаемого под кон-
солью, м; П—ширина транспорт-
ной полосы, м.
Ширина базы отвалообразо-
вателя
L, = (0,16 4-- 0,2) Lt.
Вылет приемной консоли
L3 = (0,254-0,3) Lr
Высота отвала (м) определяется по формуле
Но — k\ hy —-	J- —— Л о tg Ро,
/1о	4
(8-17)
где А, Ло — соответственно ширина вскрышной и отвальной за-
ходки, м.
При установке отвалообразователя на кровле пласта макси-
мально возможная высота отвала (м) определяется по формуле
М)т<’х “ #!> Л-т—Ср,	(8.18)
где /7Р — высота разгрузки отвалообразователя, м; СР=1,5—2 —
минимальное расстояние по вертикали между концом отвальной
консоли отвалообразователя и гребнем отвала, м.
Суточная производительность (м3) отвалообразователя
/70 ~= Т7ИГ /?в/ггез/Тв,	(8.19)
где /7„.г — годовая производительность карьера по полезному ис-
копаемому, м3; Гв — число дней работы комплекса в году; /гв — ко-
эффициент вскрыши, м3/м3; /гРез=1,2 — коэффициент резерва про-
изводительности.
При изменении положения отвалообразователя расчет ком-
плекса производится аналогично по известным линейным разме-
рам оборудования или параметрам элементов системы разработки.
Технологические комплексы с экскаваторами непрерывного дей-
ствия и транспортно-отвальными мостами применяются при разра-
ботке горизонтальных или пологих (с углом падения 2—3°) пла-
стовых залежей мощностью 5—20 м при мощности вскрыши до
60 м. Технология вскрышных работ заключается в следующем.
Вскрыша, разрабатываемая многоковшовыми экскаваторами, пе-
редается на конвейеры транспортно-отвального моста, которые пе-
ремещают ее по кратчайшему расстоянию непосредственно во внут-
ренние отвалы. Экскаваторы связаны с транспортно-отвальным
мостом системой передаточных конвейеров. При использовании ро-
торных экскаваторов они могут встраиваться в мост. Транспортно-
отвальные мосты применяются в следующих условиях. Гипсомет-
рия кровли и почвы пласта должна быть спокойной, а хорошо осу-
шенные рыхлые породы должны иметь несущую способность 0,2—
0,3 МПа, так как масса моста достигает 10 тыс. т. Для успешного
использования транспортно-отвальных мостов необходимо обес-
печить устойчивость внутренних отвалов, что достигается предва-
рительным осушением вскрышных пород и системой дренажа от-
валов. В связи с большими затратами на приобретение оборудо-
вания запасы карьерного поля должны быть значительными (срок
службы карьера не менее 18 лет), а суточная производительность
карьера по вскрыше должна быть не менее 25—30 тыс. м3.
Параметры транспортно-отвальных мостов взаимосвязаны с па-
раметрами системы разработки, зависящими от горно-геологиче-
ских условий н местоположения опор моста. Расстояние переме-
щения породы от забоя до отвала находится в пределах 200—
д Заказ № 1433	261
500 м. При применении комплекса с транспортно-отвальным мос-
том должно соблюдаться условие
kvSBhB -- S0Ha,	(8.20)
где SB и So — площадь соответственно вскрышной и отвальной за-
ходки в плане, м2; hB и Н(> — соответственно средняя мощность от-
рабатываемой вскрыши и средняя высота отвала, м.
При параллельном перемещении фронта работ
SB = L4/n; So-Wn,	(8.21)
где Лф, Z-ф. о — соответственно длина вскрышного и отвального
фронта, м; 1п— подвигание фронта за определенный интервал вре-
мени, м.
Тогда из выражения (8.20) найдем, что
ЯоЧШф.».	(8-22)
При веерном перемещении фронта работ
5в = 0,5£ф51Пф; So = 0,5£2ф.о sin <р,
где ф — угол поворота веера за определенный интервал времени,
градусы.
Тогда
Я0 = ^Фв/4о- -	(8-23)
Основными расчетными параметрами моста являются расстоя-
ние между опорами (ограничивающее поперечные размеры карь-
ера и величину вскрытых запасов) и изменяющееся в пределах
100—250 м), вылет отвальной консоли и высота разгрузки, опреде-
ляющие высоту отвалов и мощность отрабатываемой вскрыши.
Эти параметры рассчитываются в соответствии со схемой уста-
новки опор, мощностью вскрыши и полезного ископаемого, а также
требуемым объемом вскрытых запасов на зимний период, так как
транспортно-отвальные мосты работают сезонно.
Технологические комплексы с перевозкой вскрыши на внутрен-
ние отвалы применяются при разработке мощных горизонтальных
и пологих месторождений, отрабатываемых сразу на всю мощность
двумя уступами и более. Вскрыша перевозится конвейерным, же-
лезнодорожным и автомобильным транспортом. В этих комплек-
сах нет жесткой зависимости между параметрами оборудования,
мощностью покрывающих иород и объемом вскрытых запасов. Рас-
чет комплексов заключается в подборе рационального оборудова-
ния, способного выполнить запланированные объемы работ. При
использовании конвейерного транспорта по заданной производи-
тельности грузопотока и мощности вскрыши подбираются экскава-
торы, ленточные конвейеры, перегружатели и отвалообразователи.
В случае использования железнодорожного транспорта по за-
данной производительности грузопотока и мощности вскрыши вы-
бираются тип вскрышных экскаваторов, грузоподъемность думп-
каров и полезная масса локомотивосостава, рассчитывается число
262
экскаваторов и локомотивосоставов, определяются типоразмер от-
вальных машин и их число. При использовании автотранспорта оп-
ределяются тип экскаватора, грузоподъемность и число автосамо-
свалов. В качестве отвального оборудования применяются буль-
дозеры.
Комбинированные технологические комплексы применяются при
большой мощности вскрыши, когда ее невозможно или нерацио-
нально разрабатывать по одной бестранспортной или транспортно-
отвалыюй схеме. В этом случае толща пород разбивается по вер-
тикали на две зоны. Нижняя зона разрабатывается с перевалкой
вскрыши экскаваторами, отвалообразователями или транспортно-
отвальными мостами. При разработке верхней зоны вскрыша вы-
возится транспортными средствами. При этом в целом по карьеру
достигаются лучшие показатели по сравнению с показателями при
вывозке всей вскрыши транспортными средствами.
Независимо от комплекса оборудования, применяемого на
вскрышных работах, полезное ископаемое доставляется различ-
ными видами транспорта к приемным устройствам или непосред-
ственно к потребителю.
8.7.	ТЕХНОЛОГИЯ И КОМПЛЕКСНАЯ МЕХАНИЗАЦИЯ
ПРИ УГЛУБОЧНЫХ СИСТЕМАХ РАЗРАБОТКИ
При углубочных системах разработки в условиях отработки нак-
лонных и крутых залежей глубинного, нагорного или смешанного
типа вскрыша средствами транспорта перемещается обычно на
внешние отвалы. Размещение части вскрыши на внутренних отва-
лах возможно в частных случаях (например, при отработке син-
клинальных складок на полную глубину или вытянутого место-
рождения с фланга). На вытянутых наклонных залежах развитие
горных работ осуществляется в направлении от лежачего бока
к висячему. Трасса капитальной траншеи располагается стацио-
нарно в породах лежачего бока. В этом случае применяется про-
дольная одпобортовая система разработки (рис. 8.11). На крутых
месторождениях развитие горных работ начинается на выходе по-
лезного ископаемого под наносы с целью снижения объема горно-
строительных работ. Горные работы развиваются в сторону ви-
сячего и лежачего боков от середины карьерного поля к его
границам, т. е. применяется продольная двухбортовая система
разработки. Поперечные однобортовая и двухбортовая системы
разработки применяются при использовании мобильных видов
карьерного транспорта, что позволяет уменьшить объемы горно-
подготовительных работ и впутрикарьерпое расстояние перевозок
горной массы. При разработке небольших месторождений округ-
лой формы горные работы ведутся на всех бортах карьера с ис-
пользованием спиральной трассы. Фронт работ на рабочих гори-
зонтах подвигается по вееру (см. рис. 8.11).
Значительные по простиранию месторождения разбиваются на
несколько карьерных полей. Длина карьерного поля составляет
9*	263
в
д
Рис. 8.11. Схемы систем разработки наклонных и крутых месторождений:
« — продольная однобортовая; б — продольная двухбортовая; о — поперечная однобортовая;
г — поперечная двухбортовая; б — веерная
2—2,5 км при автотранспорте и 3- 3,5 км при железнодорожном
транспорте. Протяженность фронта работ уступов при продольных
системах разработки определяется длиной карьерного поля, а при
поперечных системах — его шириной. Число экскаваторных блоков
на уступе ограничивается организационно-техническими условиями
производства горных работ. При железнодорожном транспорте по
условиям обмена поездов оно равно 2--3, а при автотранспорте —
4—5.
Интенсивность разработки наклонных и крутых залежей опре-
деляется темпом углубки карьера. Среднегодовой темп Уг углубки
определяется производительностью экскаваторов и видом тран-
спортных средств. При железнодорожном транспорте Уг = 84-12 м,
при автотранспорте Уг= 124-15 м. Максимальные значения уг-
лубки карьеров в период строительства могут составлять 20—24 и
30—40 м соответственно при железнодорожном и автомобильном
транспорте.
Годовая производительность карьера по полезному ископае-
мому (,м3) находится в прямой зависимости от темпа углубки карь-
ера и определяется по формуле
Лп-МгГпУ.-,	(8.24)
где Мг  горизонтальная мощность залежи, м; Z-,, — длина за-
лежи, м.
Разработка наклонных и крутых залежей осуществляется с при-
менением технологических комплексов, в основу которых поло-
жено перемещение горной массы транспортными средствами. Наи-
большее применение на карьерах получили технологические ком-
плексы с использованием колесных видов транспорта.
265
При технологических комплексах с железнодорожным тран-
спортом горная масса грузится мехлопатами в думпкары и пере-
возится к приемным пунктам. Вскрыша поступает на внешние
отвалы, а полезное ископаемое—к приемным пунктам па поверх-
ности (дробильно-сортировочные и обогатительные фабрики, по-
грузочные бункера и др.)-. Если- полезное ископаемое не требует
переработки, то оно грузится в забоях в вагоны МПС и транспор-
тируется непосредственно потребителю. Отвалообразование осу-
ществляется в основном мехлопатами и драглайнами. На таких
карьерах наибольшее применение получил тупиковый фронт работ.
Движение поездов маятниковое с одним транспортным выходом из
карьера (см. рис. 8.11).
При вскрытии карьерного поля системой общих внутренних
траншей с двухсторонним примыканием горизонтов к капитальной
траншее возможно создать сквозной фронт на всех уступах с раз-
делением движения локомотивосоставом с грузом и без груза. Ра-
циональная протяженность фронта работ зависит от числа экска-
ваторов, находящихся в работе, длины экскаваторных блоков и
числа экскаваторов, работающих на одном уступе. При полном
развитии рабочей зоны карьера на уступе работает один или два
экскаватора и длина экскаваторного блока составляет для уголь-
ных карьеров 1200—2000 м при продольной однобортовой системе
разработки (наклонные залежи) и 1500—3000 м при продольной
двухбортовой системе разработки (крутые'залежи). На рудных
карьерах длина экскаваторных блоков в 1,5—2 раза меньше. Мень-
шая длина экскаваторных блоков характерна для начального и
конечного периодов работы карьера. В это время для более
интенсивной разработки па уступе располагают до трех экска-
ваторов, если это возможно по условиям транспортного обслужи-
вания.
Формирование комплексов оборудования, обслуживающих гру-
зопотоки, основывается на качественной и количественной взаимо-
увязке с оборудованием смежных процессов. Устанавливается ра-
циональное сочетание вместимости ковша забойных экскаваторов,
полезной массы локомотивосостава и вместимости ковша отваль-
ных экскаваторов и рассчитывается число единиц основного обо-
рудования в смежных процессах.
Для угольных и железорудных карьеров при использовании
электровозов и тепловозов сцепным весом 1000—1800 кН рацио-
нальная полезная масса локомотивосостава составляет 600—800,
800—1000 и 1200—1300 т соответственно для экскаваторов ЭКГ-5,
ЭКГ-8 и ЭКГ-12,5. Тяговые агрегаты сцепным весом 3600 кН обес-
печивают перевозку поездов полезной массой 1300-1500 т при
подъемах капитальных траншей 30—40 %о. При внедрении падеж-
ных тормозных средств подъем капитальных траншей может быть
увеличен до 50—60 %0 при соответствующем снижении полезной
массы поезда. На отвалах в основном используются экскаваторы
с ковшом вместимостью равной вместимости ковша забойных экс-
каваторов. При разработке рыхлых и полускальпых. пород на от-
2G6
валах предпочтительнее использовать экскаваторы, однотипные
с забойными, по с увеличенной вместимостью ковша.
Число машин в технологическом грузопотоке рассчитывается
исходя из эксплуатационной производительности .машин основных
технологических процессов и объема работ в грузопотоке.
В разделах 3 и 4 даны формулы для расчета эксплуатационной
производительности экскаваторов и локомотивосоставов без учета
влияния оборудования смежных процессов на производительность
комплексов в целом. Расчеты по этим формулам проводятся при-
ближенно исходя из средних значений продолжительности выпол-
нения операций в процессах погрузки, транспортирования и раз-
грузки без учета влияния случайных факторов, динамики общей
технологии разработки и способа управления технологическими
процессами. Фактически же продолжительность выполнения опе-
раций основных технологических процессов (погрузка локомоти-
восоставов в забоях и разгрузка на отвалах, укладка породы в от-
вал, подача локомотивосоставов под погрузку и разгрузку, движе-
ние с грузом и порожняком и др.) значительно отклоняется от
средних значений и зависит от множества случайных факторов.
Возможность учета влияния работы оборудования смежных
процессов на производительность экскаваторно-железнодорожных
комплексов в целом представляется на основе использования ме-
тодов имитационного моделирования работы комплексов с приме-
нением ЭВМ. В результате проведенных в МГИ исследований на
основе имитации работы экскаваторно-железнодорожных комплек-
сов в различных условиях установлено влияние различных техно-
логических и горнотехнических факторов па производительность
оборудования комплексов. Сменная производительность (м3) экс-
каваторов и локомотивосоставов определяется но следующим фор-
мулам, учитывающим влияние случайных факторов:
для забойных экскаваторов
Яз.см^Яз.тех(7'сы — /р. о) п(1 —^п.з)(8.25)
для отвальных экскаваторов
По. См 71 о. тех (Т'см— ^р. о)(1—^п. о) kr. о	(8.26)
При 17п т	77о. тех,
для локомотивосоставов
Лс.см=£с _^°L(i-fcn е)/?|С,	(8.27)
£
где П3. тех и /7О. тех- -техническая производительность соответ-
ственно забойных п отвальных экскаваторов, м3/ч; Тс.к — продол-
жительность смены, ч; /Р. <> — продолжительность регламентирован-
ных перерывов в работе (прием и сдача смей, перерывы па прием
пищи и др.), ч; ц— коэффициент обеспеченности забоя порожними
локомотивосоставами; £с — вместимость локомотивосостава, м3;
77п.т — приемная способность отвального тупика по транспортным
условиям, м3/ч; /р продолжительность рейса, ч; /?, . 3, kr.o, kr.c —
267
коэффициенты технологической готовности соответственно экска-
ваторов забойных, отвальных и локомотивосоставов (равные со-
ответственно 0,8—0,88; 0,82—0,90; 0,81—0,91); для ориентировоч-
ных расчетов можно принимать kT. 3 = 0,84; kr. О = 0,86; kT. с = 0,86;
k„. з, /?п. о, kn. с — коэффициенты простоя соответственно экскавато-
ров забойных, отвальных и локомотивосоставов из-за неравномер-
ности выполнения процессов.
Значения коэффициентов простоя зависят от числа забойных
экскаваторов и характеризуются следующими данными (значения
kn.o даны для условий однотипных отвальных и забойных экскава-
торов) .
Число забойных экска-
ваторов ............ 1	2	3	4	5	6	7	8	9
k„3	  0,20	0,15	0,13	0,12	0,115	0,112	0,109 0,107	0,105
*110	  0,44	0,41	0,32	0,28	0,24	0,22	0,24 0,25	0,26
Ч,.с ............... 0,28	0,22	0,18	0,15	0,14	0,13	0,12 0,115	0,11
Число рабочих забойных экскаваторов в грузопотоке опреде-
ляется в соответствии с их расстановкой в рабочей зоне карьера
для выполнения заданного объема горных работ. Ориентировочно
число рабочих забойных экскаваторов определяется по формуле
N3. з ; ПТ1П3. см,	(8.28)
где /7Г — сменная производительность грузопотока, м3. В данном
случае при определении П3. см принимается kn. 3~0,114-0,12.
Число рабочих отвальных экскаваторов ориентировочно опре-
деляется по следующим формулам:
при одинаковой вместимости ковша забойного и отвального
экскаватора
Na. о - 0,72Яэ.3--0,2;	(8.29)
при увеличенной вместимости ковша отвального экскаватора
по сравнению с забойным
Яэ.о==0,65Яэ.3 ъ0,2.	(8.30)
Число отвальных экскаваторов зависит от числа забойных экс-
каваторов п характеризуется следующими данными.
з ................ 1	2	3	4	5	6	7	8	9
^э. о ............... 1	2	2	3	4	4	5	6	7
При Пэ. З>3 число рабочих локомотивосоставов приближенно
определяется по формуле
We-l,9(V3.3-r0,3LT—1,3,	(8.31)
где LT расстояние транспортирования горной массы, км.
Более точно число рабочих локомотивосоставов определяется
по формуле
Nа. з
Nc-_- S Яз.см/Ле ем.	(8.32)
1-1
268
Число рабочих буровых станков определяется по формуле
N(KC--n,/n(KC,	(8.33)
где /76. с — сменная производительность бурового станка по обу-
ренной горной массе, м3.
Инвентарный парк экскаваторов, локомотивосоставов и буро-
вых станков определяется с учетом нормативного резерва.
Оборудование для выполнения вспомогательных работ подби-
рается в соответствии с параметрами основных машин и организа-
цией их работ.
При технологических комплексах с использованием автотран-
спорта горная масса грузится мехлопатами или погрузчиками в ав-
тосамосвалы и перевозится к приемным пунктам. Вскрыта посту-
пает па внешние отвалы, а полезное ископаемое — к технологи-
ческому комплексу. Процесс отвалообразования осуществляется
с применением бульдозеров.
Автотранспорт, как правило, целесообразно применять на карь-
ерах малой и средней мощности при относительно небольшом
сроке эксплуатации месторождений и расстоянии транспортирова-
ния 1—3, 3—5 и 5—7 км соответственно для автосамосвалов гру-
зоподъемностью 10—18, 27—40 и 75 120 т, а также при селектив-
ной выемке, разработке месторождений неправильной конфигура-
ции и ограниченных размеров, сложной топографии местности.
С появлением весьма мощных автосамосвалов (грузоподъем-
ностью 75—180 т) автотранспорт используется па мощных карь-
ерах. На карьерах с автотранспортом может применяться как ту-
пиковый, так и сквозной фронт работ. В условиях наклонных за-
лежей постоянные съезды располагаются па нерабочем борту карь-
ера. Движение автосамосвалов может быть поточным и маятнико-
вым. При разработке крутых залежей на рабочих уступах приме-
няются временные п скользящие съезды. Выемка горной массы
может осуществляться как узкими находками вдоль фронта работ,
так п широкими панелями, отрабатываемыми поперечными за-
ходками.
При формировании комплексов оборудования грузопотоков
в первую очередь выбирается отношение вместимости Е ковша
экскаватора к вместимости Va кузова автосамосвала. При пог-
рузке скальных пород это отношение должно удовлетворять усло-
вию Va : Е^>2. На практике оно изменяется в пределах 2—10. Рас-
четы показывают, что оптимальное его значение при небольшом
расстоянии перевозок (1—2 км) составляет 4—6, а при увеличе-
нии расстояния транспортирования до 5 и 7—8 км оно составляет
6—10 и 8—10 соответственно. Нижние пределы этих значений от-
носятся к более мощному карьерному оборудованию, что пред-
определяется необходимостью сокращения простоев под погруз-
кой дорогостоящих автосамосвалов большой грузоподъемности
(табл. 8.6).
Грузоподъемность (т) автосамосвала определяется по формуле
7а = 7Уа//г„,	(8.34)
269
Г а б л и ц а 8.6
Вмести- мость ковша	Рациональное отношение			’'а ; ртиро- | 1	Вмести- мость ковша	Рациональное отношение Vо : F.			
	при р	асстоянии транспс вания, км				при расстоянии трансг ровавия, км			орти-
экскава - тора, м'!	1—2	2-4	5—6		экскава- тора, м3	1-2	3—4	5—6	7-8
3.2	5,5	6,4	8,0	10,0 1	10	4,7	5,7	7,3	9,3
4	5,5	6,4	8,0	10,0	12,5	4.3	5,3	6,8	8,7
5	5,2	6.2	7,6	9,6 1	16	4,3	5,3	6,8	8,7
6,3	5,2	6,2	7,6	9,6 I	20	4,0	5,0	6,5	8,0
8-	4,7	5,7	7,3	9,3	25	4,0	5,0	6,5	8,0
где у — плотность горной массы, т/м3; kP — коэффициент разрых-
ления горной массы в кузове автосамосвала.
По грузоподъемности автосамосвалов принимается их тип.
Число единиц оборудования комплекса рассчитывается исходя
из эксплуатационной производительности машин основных техно-
логических процессов и объема работ в грузопотоке. Как показали
исследования, при работе по закрытому циклу (закрепление авто-
самосвалов на смену за экскаватором) имеют место значительные
простои экскаваторов и автосамосвалов, что обусловлено случай-
ным характером продолжительности выполнения операций основ-
ных технологических процессов (погрузка автосамосвалов в за-
боях, движение с грузом, разгрузка на отвалах, движение автоса-
мосвалов без груза). Производительность оборудования определя-
ется по следующим формулам, учитывающим влияние случайных
факторов:
сменная производительность (м3) экскаваторов
/гэ/го.э(7'см-/Р.о)/г,,э;	. (8.35)
<11
сменная производительность (т) автосамосвалов
Яр.см —7г^ |Ло. а —(Т'см -Яр. о) kr. я,	(8.36)
где — средняя продолжительность рабочего цикла экскава-
тора, с; /?э — коэффициент экскавации; Тгм— продолжительность
смены, ч; /р. 0— продолжительность регламентированных и орга-
низационных перерывов в работе, ч; qa — грузоподъемность авто-
самосвала, т; /?гр — коэффициент использования грузоподъемности
автосамосвала; /р- средняя продолжительность рейса, мин; kr. э,
kr. а — коэффициенты технологической готовности соответственно
экскаваторов и автосамосвалов (/гг, э = 0,9; kr, а = 0,95); kn. э п
ka. а — коэффициенты использования соответственно экскаваторов
и автосамосвалов во времени.
Значения ko. э и /?о. а, определенные для условий работы авто-
самосвалов по закрытому циклу, приведены в табл. 8.7 и 8.8.
270
Табл и ц а 8.7
Экскаваторы	Автосамосвалы	Коэффициент	kn. э 11 Ри ван	расстоянк ИЯ , км	и трапснс	ртиро-
		1	2	3	4	5	6
ЭКГ-5	БелАЗ-540	0,68	0,66	1 0,64	0,63	0,62	0,60
	БелАЗ-548	0,69	0,67	i 0,65	0,64	0,63	0,61 .
	БелАЗ-549	0,71	0,69	0,67	0,66	0,65	0,63
ЭКГ-8	БелАЗ-540	0,72	0,69	! 0,67	0,65	0,63	0,62
	БелАЗ-548	0,73 1 0,68	> 0,66	0,64	0,62	0,61
	БелАЗ-549	0,74  0,67	| 0,65	0,63	0,61	0,60
Таблица 8.8
I Коэффициент kQ а при расстоянии транспортирования, км
А втоса мосв ал ы J---------------------:----------------------—---------------
1	1		2	।	3		4	5	6
БелАЗ-540	1 1 0,90	0,91	0,92	0,93	0,94	0,95
БелАЗ-548	1 0,88	0,89	0,90	0,91	0,92	0,93
БелАЗ-549	! 0,86	0,88	0,89	0,90	0,91	0,92
Число рабочих экскаваторов в грузопотоке определяется по
формуле
Л^77,,77э.см,	(8.37)
где /Л. сч — средняя сменная производительность экскаватора
в грузопотоке, м3.
Число рабочих автосамосвалов для обслуживания одного экс-
каватора при работе по закрытому циклу определяется по фор-
муле
Ма-=Г1э.сы/Пг„см.	(8.38)
Число рабочих автосамосвалов в грузопотоке
Л' >
JV».r-2>ai,	(8.39)
г-1
где Nai — число рабочих автосамосвалов, обслуживающих i-й
экскаватор в грузопотоке.
Число рабочих буровых станков определяется по формуле
(8.33). Тип и число рабочих бульдозеров на отвальных работах
определяются исходя из объема и организации работ (см. раз-
дел 5). Инвентарный парк экскаваторов, автосамосвалов, буро-
вых станков и бульдозеров определяется с учетом нормативного
резерва. Оборудование для выполнения вспомогательных работ
выбирается исходя из условий работы и параметров машин ос-
новных технологических процессов.
271
При разработке наклонных и крутых залежей с увеличением
глубины карьеров и расстояния перевозок значительно возра-
стает доля затрат на транспортирование горной массы. В этих
условиях целесообразно применять комбинированный транспорт,
позволяющий использовать преимущества разных видов транс-
порта в определенных условиях. Каждому виду транспорта вы-
деляется участок, где наиболее полно используются его преиму-
щества. В условиях глубоких карьеров равнинного типа примене-
ние комбинированного транспорта вызвано большой высотой
подъема грузов и стесненностью условий разработки на глубо-
ких горизонтах. Применение комбинированного транспорта на
нагорных карьерах обусловлено сложностью топографических и
разнообразием производственных условий. На карьерах равнин-
ного типа применяются автомобильно-железнодорожный, авто-
мобильно-конвейерный и автомобильно-скиповой виды транс-
порта. На нагорных карьерах часто используются комбинации
рудоспусков и канатных подвесных дорог с другими видами
транспорта. Формирование комплексов оборудования при комби-
нированном транспорте связано в основном с наличием перегру-
зочных пунктов и с особенностями эксплуатации специальных
видов транспорта (скипового, рудоспусков, канатных подвесных
дорог и др.), входящих в комбинацию.
При использовании технологических комплексов с авто-
мобильно-железнодорожным транспортом горная масса грузится
мехлопатами в автосамосвалы и доставляется к перегрузочному
пункту, где она перегружается в локомотпвосоставы н перево-
зится ими к приемным пунктам. Вскрыша поступает иа отвалы,
а полезное ископаемое — к приемным устройствам складов, дро-
бильно-сортировочных или дробильно-обогатительных фабрик.
Автомобильно-железнодорожный транспорт находит все боль-
шее применение на глубоких карьерах страны большой произво-
дительности при длине транспортирования более 6 км, что соот-
ветствует глубине разработки более 170 м. При большой длине
транспортирования иа поверхности применение автомобильно-же-
лезнодорожного транспорта экономически целесообразно и при
меньшей глубине разработки. Например, при разработке место-
рождений небольшой длины, неправильной конфигурации, слож-
ного состава (требующего раздельной выемки), необходимости
форсированной углубки карьера. В этих условиях наиболее
полно используется мобильность автомобильного транспорта,
связывающего экскаваторные забои с перегрузочными пунктами.
Железнодорожный транспорт осуществляет подъем горной массы
по стационарным или долговременным путям. Применение дан-
ного вида комбинированного транспорта связано также с исполь-
зованием уже освоенных видов оборудования. Недостатком авто-
мобильно-железнодорожного транспорта является наличие на
карьере перегрузочного пункта, требующего периодического пере-
носа, и двух видов транспорта с самостоятельными базами об-
служивания и ремонта.
272
При автомобильно-железнодорожном транспорте способ пере-
грузки горной массы оказывает влияние на выбор грузоподъемно-
стей автосамосвалов, думпкаров, вместимости ковша погрузочных
экскаваторов и др. Экскаваторный способ перегрузки обеспе-
чивает независимость работы транспортных средств, доставляю-
щих горную массу па склад перегрузочного пункта и увозящих
ее со склада, возможность приема и отгрузки полезного ископае-
мого различного качества, а также его усреднения. Для устрой-
ства склада при экскаваторном способе перегрузки требуется
незначительное время. К недостаткам экскаваторного способа пе-
регрузки следует отнести потребность в дополнительных перегру-
зочных машинах (экскаваторах, погрузчиках), значительных пло-
щадях на рабочих площадках горизонтов и большую стоимость
перегрузочных работ. При непосредственной перегрузке горной
массы из автосамосвалов в думпкары достигаются низкая стои-
мость перегрузочных работ из-за отсутствия дорогостоящих пе-
регрузочных машин и высокая производительность пунктов пере-
грузки. Недостатки непосредственной перегрузки заключаются
в трудности достижения синхронности совместной работы авто-
самосвалов и железнодорожных составов, быстрым износом и
возможности механического повреждения думпкаров крупными
кусками горной массы, засорении путей горной массой, мсныпей
возможности усреднения полезного ископаемого.
Параметры экскаваторов, применяемых на перегрузочных
пунктах, должны соответствовать параметрам подвижного со-
става, отношение вместимости вагона к вместимости ковша экс-
каватора должно составлять не меньше 4—6. Отдельные куски
горной массы ио объему должны быть в 8—10 раз меньше вме-
стимости кузова вагона, а их погрузка должна производиться
с высоты не более 2,3—2,5 м. Большое число складируемых сор-
тов руд и требования, предъявляемые к их раздельной отгрузке,
обусловливают необходимость применения небольших маневрен-
ных экскаваторов. При валовой отгрузке горной массы выбор
экскаваторов определяется потребной производительностью. При
мелкоразрыхленной горной массе весьма эффективно примене-
ние маневренных погрузчиков соответствующей грузоподъем-
ности.
При непосредственной перегрузке горной массы из автосамо-
свалов в думпкары необходимо соблюдать следующие условия:
вместимость автосамосвала при разгрузке не должна превы-
шать вместимости думпкара (в противном случае объем горной
массы, выгружаемой из кузова автосамосвала, не разместится
в думпкаре);
вместимость кузова автосамосвала должна быть кратна
вместимость кузова думпкара (несоблюдение этого усло-
вия приводит к недоиспользованию вместимости транспортных
средств).
Автосамосвалы грузоподъемностью 27 т целесообразно ис-
пользовать при непосредственной перегрузке горной массы
273
в думпкары грузоподъемностью 82 и 105 т, автосамосвалы грузо-
подъемностью 40—45 т — при непосредственной перегрузке
в думпкары грузоподъемностью 140—180 т. Это связано не
только с лучшими экономическими показателями разработки и
технологией перегрузки, ио и с прочностными характеристиками
думпкаров.
При непосредственной перегрузке обеспечивается более бы-
страя загрузка локомотивосостава горной массой, чем при за-
грузке его в забое экскаватором. Более быстрая погрузка локо-
мотивосоставов обеспечивается также и при экскаваторной пере-
грузке, так как экскавируется хорошо разрыхленная горная
масса. .
В связи с меньшей продолжительностью простоя под погруз-
кой вместимость локомотивосоставов при погрузке вскрышных
пород должна приниматься максимальной но тяговым возмож-
ностям локомотивов. При перевозке полезного ископаемого не-
обходимо учитывать вместимость приемных устройств обогати-
тельных фабрик.
При использовании технологических комплексов с автомо-
бильно-конвейерным транспортом перегрузочный пункт может
быть оборудован или дробильными установками, или грохотиль-
ными установками, или специальными конвейерами (пластинча-
тыми, ленточно-колесными и др.), способными транспортировать
крупнокусковую горную массу. В случае применения технологи-
ческого комплекса с дробильными установками (рис. 8.12) гор-
ная масса грузится мехлопатами в автосамосвалы, которые тран-
спортируют ее до перегрузочного пункта. После дробления она
подается, на подъемные и магистральные ленточные конвейеры
и доставляется к приемным пунктам. Полезное ископаемое посту-
пает на дробильно-обогатительный или погрузочный комплекс,
а порода — в отвал. Процесс отвалообразования в этом случае
осуществляется с помощью ленточных отвалообразователей.
Конвейеры для подъема горной массы на поверхность могут ус-
танавливаться (как открытыми, так и в галереях) на устойчивых
♦нерабочих и торцовых бортах карьеров, в наклонном стволе
с квершлагами, соединяющими ствол с концентрационными гори-
зонтами. Установка конвейеров в наклонном стволе требует боль-
ших капитальных затрат. Однако в определённых условиях (су-
ровый климат, периодическое выполаживание бортов и др.)
затраты на сооружение ствола, окупаются более низкими экс-
плуатационными затратами. Комплекс с автомобильно-конвейер-
ным транспортом, включающий дробильные установки, наиболее
рационально применять па мощных карьерах (при транспорти-
ровании руд, поступающих па обогащение) с большим сроком
службы (более 20 лет) и сложными условиями залегания руд,
требующих раздельной выемки, при значительных глубине раз-
работки (свыше 100 м) и длине транспортирования (6—7 км).
Основной недостаток комплекса состоит в необходимости перио-
дического переноса громоздких дробильных установок, требую-
274
Рис. 8.Г2. Схема разработки месторождения с использованием автомобильно-
конвейерного транспорта при дроблении горной массы в полустационарпых
дробилках:
/- буровой станок; 2 — экскаватор; 3 — автосамосвал; -/—приемный бункер; 5 — грохот-
питатель; 6 —дробилка; 7- забойный ленточный конвейер; 8— конвейерный виброгрохот;
9, 10, 11 и /^ — конвейеры; 13 — сбрасывающая тележка; 14 — отвальный конвейер; 15,
отвалообразоватсль
щего большого объема строительно-монтажных работ и значи-
тельных затрат.
При применении технологического комплекса с автомобильно-
конвейерным транспортом с грохотильными установками горная
масса после грохочения (подгрохотный продукт) поступает на
конвейер и транспортируется к приемным пунктам. Надгрохот-
ный продукт транспортируется из карьера автосамосвалами или
разрушается на месте бутобоями (или другим способом). Комп-
лекс применяется в случае преобладания (95 % и более) во взор-
ванной торной массе кусков размером не более 500 мм.
Технологические комплексы со специальными конвейерами
находятся в стадии опытных испытаний.
При использовании комплексов с комбинацией автомобиль-
ного и железнодорожного транспорта со скиповым подъемом
горная масса автосамосвалами доставляется к полустационар-
ному перегрузочному пункту в карьере, где перегружается
в скипы и поднимается на поверхность до постоянного перегру-
зочного пункта. На поверхности горная масса перегружается из
скипов в средства железнодорожного или автомобильного транс-
порта и доставляется к приемным пунктам. Комбинацию наклон-
ного скипового подъема с автомобильным и железнодорожным
транспортом целесообразно применять при разработке глубоких
горизонтов крутых месторождений с небольшими размерами
в плане и устойчивыми боковыми породами. Достоинствами ски-
пового подъема являются значительное сокращение расстояния
транспортирования горной массы но борту карьера, минималь-
ные капитальные затраты па устройство капитальных траншей,
подъем круннокусковой горной массы без дополнительного дроб-
ления в нолустацпопарных дробилках, надежная работа в любых
климатических условиях, возможность и простота автоматизации
275.
подъема. Сочетание скипового подъема с автомобильным транс-
портом обеспечивает эффективность раздельной выемки горной
массы. К недостаткам скипового подъема относятся необходи-
мость двойной перегрузки в карьере и па поверхности, трудность
углубки траншей при подготовке новых горизонтов, необходи-
мость устройства специальных автомобильных съездов на глубо-
кие горизонты карьера или сооружения клетевой установки для
доставки людей и оборудования.
На полустационариом перегрузочном пункте в карьере за-
грузка скипов может осуществляться непосредственно автосамо-
сваламп или с использованием промежуточных бункеров и дозато-
ров. При непосредственной загрузке скипа автосамосвалами его
вместимость должна быть равна пли кратна вместимости кузова
автосамосвала. В зависимости от положения автосамосвалов от-
носительно скипа различают торцовую и боковую разгрузку. Тор-
цовая разгрузка автосамосвалов наиболее проста, по требует
устройства широких маневровых площадок и остановки работ
при переносе перегрузочного пункта на более глубокие гори-
зонты. При боковой разгрузке используются металлические и же-
лезобетонные конструкции мостового или эстакадного типа. Не-
посредственная загрузка скипов автосамосвалами не требует
больших затрат на сооружение перегрузочного пункта. Опа мо-
жет успешно применяться в условиях низких температур и при
транспортировании горной массы повышенной влажности. Однако
для нее характерна жесткая зависимость работы скипового подъ-
ема и автотранспорта.
При загрузке скипов с использованием промежуточных бун-
керов большой вместимости и дозаторов обеспечивается незави-
симость работы скипового подъема и автотранспорта и имеется
возможность автоматизации процесса. Однако такая загрузка
требует значительных средств на сооружение перегрузочных
пунктов. Для нее характерны затруднения при перегрузке гор-
ной массы повышенной влажности в условиях низких температур.
Загрузка скипов с использованием дозаторов обеспечивает не-
зависимость работы скипового подъема и автотранспорта и сво-
дит к минимуму поломку скипов. Возможна автоматизация за-
грузки.
Перегрузка горной массы из скипов в средства поверхност-
ного транспорта осуществляется с использованием стационарных
бункеров, из которых горная масса выдается при помощи пла-
стинчатых питателей.
При комбинированном транспорте с использованием канатных
подвесных дорог полезное ископаемое грузится мехлопатами
в автосамосвалы и транспортируется до перегрузочного пункта,
расположенного, как правило, на борту карьера (рис. 8.13). На
перегрузочном пункте оно через приемные бункера перегружа-
ется в вагонетки и канатной подвесной дорогой транспортируется
па обогатительную фабрику или к пунктам перегрузки па желез-
нодорожный транспорт. Загрузка вагонеток па борту карьера
276
осуществляется специаль-
ными пластинчатыми пи-
тателями или дозаторами.
Груженая вагонетка по
рельсовым самокатным
путям или с помощью
толкающего конвейера
подается к выключателю,
при прохождении кото-
рого автоматически от-
крывается зажим ваго-
нетки, куда входит
тяговый канат. При даль-
нейшем движении проис-
ходит автоматический
зажим тягового каната
сцепным устройством.
Увлекаемая канатом ва-
гонетка выходит на линию
и движется по несущему
канату к разгрузочной
станции. Через заданный
интервал подаются сле-
дующие вагонетки. Раз-
гружаются вагонетки пу-
тем опрокидывания. На
автоматизированных ка-
натных дорогах все опе-
рации осуществляются по
заранее заданному ре-
жиму без участия обслу-
живающего персонала.
Применяются канат-
ные подвесные дороги
при рельефе поверхности,
не позволяющем проло-
жить дорогу для колес-
ного транспорта. Они
позволяют транспортиро-
вать полезное ископаемое
по кратчайшему пути
в горных районах, через
водные преграды, овраги,
через железнодорожные
пути, автомобильные до-
роги и другие препят-
ствия. Канатные подвес-
ные дороги с предохрани-
тельными устройствами
Рис. 8.13. Схема разработки месторождения с применением автотранспорта и канатной подвесной дороги:
1 — автосамосвал; 2 — пункт загрузки; 3— груженые вагонетки; / — порожняя вагонетка; 5 — несущий канат; 6 - тяговый канат; 7--пункт
разгрузки; 8 — отвал
277
можно сооружать над производственными зданиями и жилыми
массивами. Их эксплуатация не зависит от снежных заносов и
других погодных условий. Так как сменная производительность
канатной дороги составляет 1,5—3 тыс. т, то применяются они
на небольших карьерах. При их применении затрудняется разде-
ление полезного ископаемого по сортам, а небольшой объем ваго-
неток вызывает в зимнее время быстрое смерзание полезного ис-
копаемого, что затрудняет его разгрузку и требует выполнения
профилактических мероприятий.
При формировании комплексов оборудования с использова-
нием канатных подвесных дорог следует учитывать необходи-
мость хорошего измельчения полезного ископаемого буровзрыв-
ным способом из-за транспортирования в небольших вагонетках.
Это предопределяет выбор буровых станков для бурения взрыв-
ных скважин диаметром до 200 мм. Для погрузки полезного ис-
копаемого целесообразно использовать экскаваторы с ковшом
вместимостью до 5 м3.
8.8.	КОМБИНИРОВАННАЯ РАЗРАБОТКА МЕСТОРОЖДЕНИЙ
Разработка месторождения открытым и подземным способами
называется комбинированной. Комбинированная разработка мо-
жет быть одновременной (при совмещении открытых и подзем-
ных горных работ в вертикальной или горизонтальной плоско-
сти) и последовательной, при которой вначале верхняя часть
месторождения разрабатывается открытым способом, а затем
нижняя часть — подземным.
При одновременной комбинированной разработке обычно до-
стигается значительное увеличение производительности пред-
приятия и улучшение технико-экономических показателей. Под-
земные выработки служат для осушения карьерного поля и
транспортирования руды на обогатительную фабрику. Вскрыша
используется в качестве закладочного материала для заполнения
подземного выработанного пространства. Зоны обрушения из-за
влияния подземных горных работ используются для размещения
отвалов пустых пород. При комбинированной разработке в ре-
зультате взаимного влияния открытых и подземных горных работ
друг на друга усложняется поддержание бортов карьеров в ус-
тойчивом состоянии из-за наличия подземных пустот, ухудша-
ются показатели буровзрывных работ в связи с наличием повы-
шенной трещиноватости вследствие сдвижения массива горных
пород, возникает необходимость осуществления специальных ме-
роприятий по предупреждению возможности провалов в подзем-
ные выработки тяжелого карьерного оборудования, ухудшается
устойчивость подземных горных выработок из-за производства
массовых взрывов на карьере. С целью уменьшения или исклю-
чения этих отрицательных последствий при одновременной разра-
ботке подземные работы необходимо вести на участках вне зоны
влияния открытых горных работ. В таких случаях затруднения
возникают лишь при сближении открытых и подземных горных
278
работ. Тогда разрабатываются специальные мероприятия, преду-
сматривающие рациональный режим ведения буровзрывных ра-
бот, оптимальные параметры целиков и потолочин, применение
систем с закладкой выработанного пространства, опережение
окончания открытых работ и др.
Более сложные условия ведения открытых горных работ соз-
даются при доработке запасов (повторной разработке) на место-
рождениях, ранее отработанных подземным способом. Основные
трудности связаны с нарушенностью массива и наличием пустот.
Нарушениость массива снижает эффективность буровзрывных
работ, а наличие пустот повышает опасность ведения горных ра-
бот. Буровые скважины в этих условиях служат не только для
взрывания, но и для обнаружения пустот, которые должны свое-
временно погашаться путем заполнения закладочным материалом
или применения многорядиого короткозамедленного взрывания
глубоких скважин. Последнему методу погашения пустот отда-
ется предпочтение, так как он менее трудоемкий и более деше-
вый. Для безопасной работы запасы потерянных руд периодиче-
ски уточняются путем бурения разведочных скважин по сетке
50x50 м и менее. Обнаруженные опасные зоны обозначаются со-
ответствующими знаками. В случае обнаружения трещин и пу-
стот горные работы, не связанные с погашением пустот, прекра-
щаются. Ликвидация пустот осуществляется по специальным
проектам. При повторной разработке высота уступов снижается
в 2 раза и более, уменьшается угол откоса уступов и увеличива-
ется ширина рабочих площадок.
9.	РАЗРАБОТКА МЕСТОРОЖДЕНИЙ
СТРОИТЕЛЬНЫХ ГОРНЫХ ПОРОД
9.1.	ТРЕБОВАНИЯ К СТРОИТЕЛЬНЫМ МАТЕРИАЛАМ
ИЗ СТРОИТЕЛЬНЫХ ГОРНЫХ ПОРОД
К строительным относятся добываемые горные породы, из ко-
торых путем переработки, обработки или очистки получают сле-
дующие строительные материалы: щебень, гравий, песок, сте-
новой камень, природный облицовочный камень. Эти строитель-
ные материалы должны удовлетворять требованиям ГОСТов, что
в основном определяет требования к технологии и механизации
разработки месторождений строительных горных пород. Для
щебня, гравия и песка ГОСТами регламентируются размеры
фракций, содержание глинистых и пылевидных частиц, морозо-
стойкость, содержание слабых включений и форма зерен для
щебня и гравия.
Щебень выпускается фракциями 5—10, 10—20, 20—40 и 40—
70 мм с содержанием слабых разностей пород (предел прочно-
сти на сжатие <тсж<20 МПа) не более 10%, пылевидных и гли-
нистых частиц не более 3 %, зерен пластинчатой (лещадной) и
279
игловой форм не более 15% (по массе). По прочности щебень
делится на семь марок: 1200, 1000, 800, 600, 400, 300, 200. Марка
соответствует его пределу прочности при сжатии (раздавлива-
нии). По морозостойкости щебень делится также на семь марок:
Мрз15, Мрз25, Мрз40, МрзЮО, Мрз150, Мрз200, МрзЗОО (цифры
означают число циклов попеременного замораживания и оттаи-
вания).
Гравий, получаемый рассевом из песчано-гравийных смесей,
.характеризуется такими же показателями, как и щебень. При
этом количество глинистых или пылевидных частиц не должно
превышать 1 % (по массе).
Песок бывает природный и дробленый. В природном песке
после обогащения допускается наличие зерен диаметром 5—
10 мм не более 5% и зерен крупнее 10 мм не более 0,5 % (по
массе). Пылевидных, глинистых и илистых частиц в песке должно
быть не более 3 % (в том числе глинистых не более 0,5 %). Дроб-
леный песок из различных пород и гравия выпускается двух
фракций (менее 1,25 и менее 0,63 мм) и ио прочности может быть
двух марок (800 и 400). Содержание пылевидных и глинистых
частиц в нем должно быть не более 5 % (в том числе глинистых
не более 0,5 %) •
Стеновой (пильный) камень получают путем выпиливания из
известняка, туфа, опок и других горных пород плотностью не бо-
лее 2100 кг/м3. Выпускается стеновой камень следующих марок:
4, 7, 10, 15, 25, 35, 50, 75, 100, 125, 130, 200, 300 и 400. Марка со-
ответствует пределу прочности при сжатии. Стеновой камень вы-
пиливают длиной 390 и 490, шириной 190 и 240, высотой 188 и
288 мм. Допускаемые отклонения не более ±8 мм. Стеновые
блоки выпиливаются из природного камня длиной 500—3020, ши-
риной 820—1000, высотой 300, 400, 500 мм. Допускаемые откло-
нения не более ±10 мм.
Облицовочный камень должен обладать красивой окраской,
необходимой прочностью, погодостойкостью и монолитностью.
Указанным выше требованиям к строительным материалам из
строительных горных пород в наибольшей степени отвечают тех-
нология и механизация разработки, которые позволяют макси-
мально сохранить такие природные качества добываемых пород,
как прочность, декоративность, монолитность. Поэтому разра-
ботка месторождений строительных горных пород отличается от
разработки месторождений других полезных ископаемых.
9.2.	ТЕХНОЛОГИЯ И МЕХАНИЗАЦИЯ ДОБЫЧИ ПОРОД
НА ЩЕБЕНОЧНЫХ КАРЬЕРАХ
Наибольший объем щебня производится из осадочных карбонат-
ных пород, месторождения которых распространены в Централь-
ных районах европейской части и в Поволжье. Месторождения
карбонатных пород характеризуются сложной структурой, разно-
образием условий залегания и состава пород, пестрым чередова-
280
нием пород различной крепости и мощности. При этом наиболее
крепкие разности, доля которых в полезной толще составляет
25—30 %, залегают слоями мощностью 0,5—2,5 м, что затрудняет
их разработку и получение щебня большой прочности при высо-
ком его выходе. Щебень получают также из магматических и ме-
таморфических пород, которые характеризуются однородностью,
большой крепостью, высокой морозоустойчивостью, небольшим
водоноглощепием и малой пористостью. Месторождения таких
пород залегают на Кольском полуострове, в Карелии, Ленин-
градской области, на Украине, в Закавказье, на Урале и Даль-
нем Востоке. Такие месторождения разрабатываются валовым
способом с применением буровзрывных работ, экскаваторов и ав-
тосамосвалов с достаточно высоким выходом щебня большой
прочности. Относительно малая доля производства щебня из маг-
матических и метаморфических пород в общем производстве
щебня в стране обусловлена большими затратами на его транс-
портирование к местам потребления. Щебень средних марок ра-
ционально транспортировать на расстояние 300—400 км, а высо-
кокачественный щебень — на расстояние 600—800 км. Поэтому
в Центральных районах европейской части, где ведется наиболее
интенсивное строительство, основной объем щебня производится
из карбонатных пород, залегающих в этих районах. Для произ-
водства щебня используются также обломочные горные породы —
валуны.
Мощность вскрыши на разрабатываемых месторождениях кар-
бонатных пород небольшая и изменяется в пределах 2—15 м.
Вскрышные породы представлены в основном глинистыми и пес-
чано-глинистыми наносами. Вскрышные работы аналогичны
вскрышным работам на других карьерах и производятся с ис-
пользованием мобильной техники: бульдозеров, скреперов, экска-
ваторов малых и средних моделей (с ковшом вместимостью 2—
5 м3) в комплексе с автосамосвалами. При возможности приме-
нения технологических схем с перевалкой вскрыши в выработан-
ное пространство используются драглайны с ковшом вместимо-
стью 6—15 м3.
Особенность технологии и механизации разработки полезной
толщи пород для производства щебня заключается в следующем.
Так как производство щебня входит в общий технологический
процесс добычи полезного ископаемого в забоях, его дробления,
сортировки, обогащения, складирования и отгрузки готово?! про-
дукции потребителям, то предприятие по производству щебня
состоит из следующих основных цехов: горного (карьер), дро-
бильно-сортировочного и складского. Технология и механизация
разработки и переработки должна обеспечить в целом рацио-
нальный выход прочных фракций щебня при минимальных за-
тратах на его производство. В результате структура комплекс-
ной механизации па таком предприятии включает оборудование
всего технологического потока (от забоев до складов готовой
продукции). На небольших предприятиях (годовая производи-
10 Заказ № 1433	281
тельность 200—400 тыс. № щебня) используются легкое мобиль-
ное оборудование с дизельным приводом в горном цехе и пере-
движные установки в дробильно-сортировочном цехе. На более
крупных предприятиях в горном цехе используется тяжелое
карьерное оборудование соответствующей производительности,
а для переработки добываемого в карьере полезного ископаемого
применяются стационарные дробилыю-сортировочпые установки
(при годовой производительности предприятия 400—1000 тыс. м3
щебня) или дробильно-сортировочные фабрики (при годовой
производительности предприятия более 1000 тыс. м3 щебня).
Из основных технологических процессов на щебеночных карье-
рах, разрабатывающих карбонатные месторождения, весьма важ-
ным является подготовка горной массы к выемке. Взрывание
сложноструктурной толщи карбонатных пород должно осущест-
вляться таким образом, чтобы наиболее слабые слои были хо-
рошо раздроблены, а более крепкие слои не переизмельчались
(избирательное взрывание). Так как более крепкие слои обеспе-
чивают выход прочных марок щебня, то развал взорванной массы
должен обеспечить раздельную выемку крепких и слабых слоев.
Для обеспечения раздельной выемки практикуют взрывание с ми-
нимальным перемешиванием слоев (без развала). Однако и
в этом случае при взрывании карбонатных пород имеет место
переизмельчепие крепких слоев и их перемешивание со слабыми,
что вызывает большие потери сырья в отходах. В связи с этим
наиболее перспективным является послойное механическое рых-
ление карбонатных пород навесными тракторами (рис. 9.1). Рых-
лители Д-652 АС на базе трактора ДЭТ-250М с успехом исполь-
3 2
282
зуются при рыхлении трещино-
ватых пород с пределом проч-
ности на сжатие 60—80 МПа.
Более крепкие породы (с преде-
лом прочности до 120 МПа/см)
рыхлятся комбинированным спо-
собом (механическому рыхлению
предшествует ослабление мас-
сива взрывом на встряхивание).
При механическом рыхлении
пород для погрузки наиболее
целесообразно применять одно-
ковшовые погрузчики. Из карь-
ера в цех переработки горная
масса транспортируется автоса-
Рис. 9.1. Технологическая схема разра-
ботки уступа с использованием навес-
ного рыхлителя:
/ -- бульдозер-рыхлитель; 2 — экскаватор;
5 - автосамосвал
мосвалами. В цехе переработки горная масса подвергается дроб-
лению, грохочению (сортировке), обогащению и обезвоживанию.
Из цеха переработки щебень поступает на склад и отгружается
потребителям.
Дешевым сырьем для производства щебня могут служить
скальные вскрышные породы па рудных карьерах КМА, Урала,
Украины, Казахстана и др. В качестве щебня для балластировки
путей используются отходы обогащения руд (хвосты). Себестои-
мость 1 м3 щебня, получаемого из скальных вскрышных пород и
отходов обогащения руд, в 1,5—2 раза ниже, чем себестоимость
щебня на щебеночных карьерах. Это свидетельствует о необхо-
димости более широкого использования скальных вскрышных по-
род и отходов обогащения для производства щебня.
9.3.	ТЕХНОЛОГИЯ И МЕХАНИЗАЦИЯ ДОБЫЧИ
И ПЕРЕРАБОТКИ ПЕСЧАНО-ГРАВИЙНЫХ ПОРОД
Песчано-гравийные месторождения широко распространены на
территории страны. Они характеризуются пластообразным зале-
ганием и часто содержат валуны различных размеров и включе-
ния линз глинистых пород. Во многих случаях месторождения
обводнены.
Предприятия по производству готовой продукции из песчано-
гравийной массы включают процессы добычи и перемещения ее
в цех переработки, переработки с получением песка, гравия и
щебня из валунов, складирования и последующей отгрузки гото-
вой продукции потребителям. Во многих случаях возможно ча-
стичное совмещение этих процессов.
Состав комплексов оборудования и место переработки добы-
ваемой песчано-гравийной массы во многом зависят от содержа-
ния и условий залегания в полезной толще валунов и глинистых
пород, степени обводненности месторождения, видов готовой про-
дукции и требований к ней, мощности и срока службы карьера.
При разработке сухих и частично обводненных месторожде-
ний и небольшой мощности карьеров (производительность 100—
150 тыс. м3 в год) применяются комплексы оборудования с пере-
движными дробильно-сортировочными установками. Загрузка
песчано-гравийной массы осуществляется экскаваторами и одно-
ковшовыми погрузчиками (рис. 9.2). На более крупных предприя-
тиях используются дробильно-сортировочные полустационарные
установки, к которым горная масса из забоев доставляется авто-
самосвалами или одноковшовыми погрузчиками. Готовая продук-
ция отгружается непосредственно в транспортные средства по-
требителей или складируется на рабочей площадке. Отходы пе-
реработки (и песок при отсутствии потребности) складируются
в выработанном пространстве карьера.
При разработке полностью обводненных и подводных место-
рождений (большей частью в руслах рек) используются плавучие
земснаряды с добычным и перерабатывающим оборудованием
(см. рис. 9.2), где одновременно с грохочением осуществляется
10*	283
a . r.
1
з
2
Puc. 9.2. Технологические комплексы оборудования, используемые при добыче
и переработке песчано-гравийных пород:
1 — погрузчик; 2 — автосамосвал; 3, 4 — полустационаркые дробильно-сортировочные уста-
новки; 5 — плавучий земснаряд; 6 — плавучий пульповод; 7 — пульповод па поверхности;
8 — направление движения гидросмеси; 9— драглайн; 10 — обезвоживающий бункер-пита-
тель; 11— ленточный конвейер; а, б — с использованием передвижной и полустационар-
ной установки соответственно; в — с использованием плавучего земснаряда; г — с исполь-
зованием дробильно-сортировочного цеха и автотранспорта; д — с использованием дро-
бильно-сортировочного цеха н конвейерного транспорта
промывка песчано-гравийной массы, а при наличии валунов — их
дробление на щебень. Транспортирование песчано-гравийной
массы пли готовой продукции от плавучих земснарядов осущест-
вляется баржами или по пульповодам, которые монтируются на
понтонах. Сезонная производительность комплексов с плавучими
земснарядами достигает 500 тыс. м3 и более. В большинстве слу-
чаев лимитирующим является транспортное звено (особенно при
использовании барж).
На крупных предприятиях при разработке сухих и частично
обводненных песчано-гравийных месторождений наибольшее при-
менение нашла технология с переработкой песчано-гравийной
массы в стационарных дробильно-сортировочных цехах. Расстоя-
ние от карьера до дробильно-сортировочного цеха не превышает
284
2—2,5 км. Погрузка песчано-гравиной массы в этом случае осу-
ществляется мехлопатами с ковшами вместимостью 1,25 м3 (и бо-
лее) и одноковшовыми погрузчиками. В обводненных забоях при-
меняются драглайны с перфорированным ковшом для стока воды
(см. рис. 9.2). При большом содержании в песчано-гравийной
массе валунов применяется автотранспорт. При отсутствии валу-
нов (или небольшом их содержании) на ряде карьеров использу-
ется конвейерный транспорт (см. рис. 9.2). Поступившая в цех
песчано-гравийная масса сортируется на требуемые фракции.
Глинистые и илистые фракции удаляются путем промывки. После
обезвоживания отсортированные и промытые песок и гравий по-
ступают па склад и отгружаются потребителям. Отдельные ва-
луны дробятся на щебень. Комплексы оборудования в таких це-
хах включают щековые и конусные дробилки, вибрационные и
инерционные наклонные грохоты для предварительного и проме-
жуточного разделения фракций, оборудование для промывки и
обезвоживания гравийных и песчаных фракций, классификации
песков.
Для производства вскрышных работ на песчано-гравийных
карьерах используются бульдозеры, скреперы, драглайны и экс-
каваторно-автомобильные комплексы. На песчано-гравнйных
карьерах чаще применяются одпобортовые продольные и попе-
речные (реже двухбортовые и веерные) системы разработки.
9.4.	ТЕХНОЛОГИЯ И МЕХАНИЗАЦИЯ РАЗРАБОТКИ
МЕСТОРОЖДЕНИИ СТЕНОВОГО КАМНЯ
Стеновой камень получают из опок, туфа, известняка-ракушеч-
ника и других горных пород, которые могут распиливаться дис-
ковыми пилами, барами, кольцевыми фрезами. Из этих пород
выпиливают стеновой камень и стеновые блоки заданных разме-
ров непосредственно в забое, что и определяет особенность тех-
нологии и механизации разработки месторождений пильного
камня. К таким особенностям относятся малая высота уступа
(0,4—3 м), необходимость соблюдения размеров выпиливаемых
камней с миллиметровыми допусками. Высота уступа должна
быть равна или кратна одному из размеров выпиливаемых кам-
ней.
Месторождения стенового камня, как правило, характеризу-
ются малым объемом вскрыши. Для разработки мягкой вскрыши
при небольшой ее мощности применяются бульдозеры и скре-
перы. Скальная вскрыша разрабатывается с применением буро-
взрывных работ и специальных камнерезных машин. В связи
с тем, что при взрывных работах нарушается целостность лежа-
щего ниже слоя, между взрываемым вскрышным уступом и
пильным камнем необходимо оставлять предохранительный слой,
который разрабатывается камнерезными машинами или с приме-
нением шпуровых зарядов при предварительной подрубке слоя
врубовыми машинами. Вруб производится на 20—50 см ниже
285
почвы вскрышного уступа, что обеспечивает создание спланиро-
ванной кровли первого уступа пильного камня. Высота подрубае-
мого уступа составляет 2—2,5 м. Взорванная горная масса гру-
зится автопогрузчиками или небольшими экскаваторами в авто-
самосвалы и транспортируется па внешние или внутренние
отвалы. После окончания вскрышных работ, очистки и плани-
ровки кровли верхнего уступа производится оконтуривание
фронта работ фланговыми траншеями.
Процесс вырезки камня из массива предусматривает следую-
щие три основные операции (рис. 9.3).
I операция. Образование вертикальных поперечных пропи-
лов перпендикулярно к фронту работ, которые разделяют его на
части, равные одному из измерений камня. Горизонтальный, пря-
молинейный уступ оконтуривается по краям фланговыми тран-
шеями для размещения камнерезных машин при переходе на но-
вую операцию. Длина поперечного захвата должна быть кратна
одному из размеров камня в поперечном направлении. В связи
с необходимостью перемещения машины и режущего органа во
взаимно перпендикулярных направлениях эта операция является
периодической.
II операция. Образование горизонтальных пропилов на всю
длину уступа. Операция производится режущим органом машины
непрерывно.
III операция. Образование вертикальных (затыловочных)
пропилов (параллельно фронту работ), которые отделяют выпи-
ливаемые камни от массива.
Вырезка камня из массива возможна двумя способами. Пер-
вый способ предусматривает последовательное выполнение одной
камнерезной машиной всех пропилов: поперечных, горизонталь-
ных (поперечные пилы заменяются горизонтальными) и затыло-
вочных (горизонтальные пилы заменяются вертикальными заты-
ловочными). Второй способ предусматривает выполнение всех
пропилов специальным агрегатом, состоящим из нескольких спе-
циализированных машин, каждая из которых выполняет только
поперечные, горизонтальные или затыловочные пропилы. Все ма-
шины объединены общим управлением и единым направлением
движения. Второй способ вырезки более эффективен и наиболее
Рис. 9.3. Технологическая схема вырезки камня из уступа (по Б. М. Родину):
1, 2, 3 — диски поперечного, горизонтального и продольного пропилов соответственно
286
соответствует условиям полной механизации и автоматизации
процесса выпиливания.
Для удаления влаги вырезанный из массива камень уклады-
вается в штабели на рабочей площадке уступа, откуда грузится
в транспортные средства и отправляется потребителям.
Наибольшее применение при разработке месторождений сте-
нового камня с пределом прочности на сжатие 1—25 МПа полу-
чили камнерезные машины с дисковыми пилами. У этих машин
зубки дисков армируются твердым сплавом. Максимальная глу-
бина пропила равна 0,4 £)д (7)д— диаметр диска). У машин с ди-
сковыми пилами она изменяется в пределах 0,3—0,5 м. Диско-
выми пилами оснащены камнерезные машины СМ-89А, СМ-89М,
СМ-518, НКМ-4 (рис. 9.4), KM-ЗА, комбайн ПКБ-121, камнерез-
ный агрегат СМ-824 и др. Часовая производительность машины
по горной массе составляет 5—20 м3. Достоинствами машин с ди-
сковыми пилами являются простота конструкции, надежность
в эксплуатации, небольшая толщина пропила. Недостаток этих
машин — малый коэффициент использования диска по диаметру.
Камнерезные машины с кольцевыми фрезами применяются
для резания камня с пределом прочности на сжатие 5—120 МПа.
У этих машин кольцо приводится в движение зубьями, располо-
женными по наружному диаметру. В результате внедрение фрезы
может составлять 75 % ее диаметра. Машины СМ-580А, СМ-177Л,
СМ-428 обеспечивают глубину пропила до 1025 мм. Вырезка
крупных стеновых блоков с пределом прочности на сжатие до
40 МПа производится в основном машиной СМ-580А (рис. 9.5)
производительностью по горной массе 4—42 м3/ч. Для вырезки
крупных блоков из более прочных пород (предел прочности на
сжатие 120 МПа) применяется универсальная машина СМ-177А.
Машина оборудована рабочим органом, состоящим из двух коль-
цевых фрез, положение которых в зависимости от назначения мо-
жет меняться. Сначала двумя вертикально расположенными фре-
зами производятся поперечные пропилы по всей длине фронта
уступа. Затем положение фрез меняется: одна фреза устанавли-
вается для выполнения горизонтального пропила, а вторая—для
отделения блоков от массива. Если на карьере работают две ма-
шины, то одна из них может производить поперечные пропилы,
а вторая — горизонтальные и затыловочные пропилы. В этом слу-
чае производительность машин увеличивается, так как отпадает
необходимость в перестановке кольцевых фрез. Часовая производи-
тельность машины в зависимости от прочности разрабатываемых
пород изменяется в пределах 2,5—12 м3. Кроме вырезки блоков,
машина СМ-177А используется при проведении продольных и
фланговых разрезных траншей. Машина СМ-428 является моди-
фикацией машины СМ-177А и используется в основном для под-
резки выветрелой зоны пород при планировке кровли пласта,
т. е. для снятия слоя вскрыши над пластом.
Камнерезные машины с цепными барами применяются для
вырезки крупных блоков из известняка с пределом прочности на
287
Рис. 9.4. Производство горизонтальных
и продольных пропилов машиной
НКМ-4
Рис. 9.5. Вырезка крупных блоков машиной СМ-580Л
сжатие 8—10 МПа. На небольших карьерах для вырезки блоков
из пород с пределом прочности на сжатие 4—5 МПа применя-
ются машины КМЛЗ-188. Эти машины используются также для
проведения фланговых заходных и выходных траншей. Достоин-
ство машин с цепными барами — возможность резания породы на
большую глубину. Недостаток — быстрый износ рабочего органа
вследствие наличия большого числа подвижных звеньев. На
крупных карьерах для вырезки стеновых блоков созданы агре-
гаты, включающие несколько машин, выполняющих последова-
тельно операции по выпиливанию блоков, их уборке от забоя и
погрузке в транспортные средства.
Степень использования основного оборудования и технико-
экономические показатели разработки на карьерах пильного
камня в большей степени, чем на рудных и угольных карьерах,
зависят от механизации вспомогательных работ. Выпиливанию
камня сопутствуют такие специфические вспомогательные опера-
ции, как отбор камня от забоя, укладка его в штабеля, погрузка
в транспортные средства, уборка отходов. Трудоемкость этих опе-
раций при ручном выполнении достигает 60 % (и более) общей
трудоемкости работ на карьере. Для механизации вспомогатель-
ных операций в состав камнерезных агрегатов включаются ротор-
ные штыбоуборщики, выносящие штыб за пределы рельсовых
путей, приспособления для уборки вырезанного камня от за-
боя, камнеуборочно-укладочные машины, погрузочные краны
с захватами. Внедряются машины, выполняющие вспомогательные
операции при работе, специализированных машин. Такие машины
передвигаются по рельсовому пути за камнерезными машинами
и выполняют следующие операции: уборку вырезанных блоков,
пакетирование товарного камня на приемной площадке машины,
подачу отходов и некондиционного камня за пределы рельсового
пути в специальную тару, съемку пакетов товарного камня с при-
емной площадки и погрузку их в автотранспортные средства или
подачу за пределы рельсового пути.
Для перевозки пильный камень укладывается па поддоны,
размеры которых зависят от размеров камня. Так, для штучного
камня размером .188X190X390 мм поддон имеет длину 1210, ши-
рину 610 и высоту 145 мм. Масса поддона 18 кг. На такой поддон
укладывается 27 камней. Груженые поддоны грузятся в авто-
транспортные средства или на железнодорожные платформы кра-
нами. Для подъема на борт карьера блоков и груженых поддонов
используются мачтовые п кабельные крапы.
9.5.	ТЕХНОЛОГИЯ И МЕХАНИЗАЦИЯ РАЗРАБОТКИ
МЕСТОРОЖДЕНИЙ ОБЛИЦОВОЧНОГО КАМНЯ
На карьерах облицовочного камня добываются блоки, предназна-
ченные для изготовления облицовочных изделий и архитектурно-
строительных деталей. Добываемые блоки используются, для
облицовки фасадов и внутренних помещений зданий и сооруже-
ний, а также для сооружения монументов и скульптур. В каче-
289
стве облицовочных камней применяются породы различного про-
исхождения, отвечающие требованиям декоративных качеств,
прочности, монолитности: гранит, мрамор, габбро, кварциты.
Разработка гранитных месторождений. Из естественных стро-
ительных камней наиболее распространен гранит. Мощные гра-
нитные месторождения, как правило, покрыты незначительным
слоем наносов или выходят на поверхность, образуя естественные
обнажения. Верхняя часть гранитных месторождений в резуль-
тате выветривания имеет низкие прочностные свойства и поэтому
непригодна для получения гранитных блоков. Глубина зоны вы-
ветривания составляет 6—8 м и более. Это несколько увеличи-
вает коэффициент вскрыши и затрудняет ведение вскрышных ра-
бот, так как для сохранения целостности массива выветрелый
слой гранита рыхлят шпуровыми зарядами низкобризантных ВВ
(черный порох и др.). Технология вскрышных работ такая же,
как и па карьерах других полезных ископаемых. Вскрышные ра-
боты ведутся с использованием мехлопат и погрузчиков в комп-
лексе с автосамосвалами и бульдозерами.
Добычные работы на гранитных месторождениях имеют свои
особенности. Добываемый для архитектурно-строительных целей
гранит должен быть высокопрочным, долговечным, крупноблоч-
ным и декоративным. Выбор способа добычи блоков гранита сле-
дует производить с учетом необходимости наиболее полного со-
хранения названных их качеств. Применений взрывов зарядов
бризантных ВВ для этой цели неприемлемо, так как в резуль-
тате взрыва таких зарядов образуется множество трещин далеко
за их пределами. Наплучшим способом получения гранитных бло-
ков является выпиливание их из массива с помощью канатных
пил или камнерезных машин, применяемых при разработке ме-
сторождений мрамора и других менее крепких пород. Однако
высокая крепость гранита делает ограниченным этот способ. По-
лучение гранитных блоков возможно путем образования по гра-
ницам блоков врубов с помощью ударно-врубовых машин (чен-
нелеров) или бурением по линии намечаемого раскола рядов
шпуров (располагаемых почти вплотную друг к другу), примене-
нием клиновых работ, комбинацией буровых и клиповых работ,
использованием зарядов метательных ВВ, действующих как клин.
Сохранение прочности, долговечности и блочности гранита наи-
более полно достигается при получении блоков путем образова-
ния врубов по их границам. Однако в практике этот способ боль-
шого распространения не получил из-за небольшой его произво-
дительности. Обычно он применяется для получения наиболее
цепных и крупных блоков. Применение различных вариантов кли-
новых работ в сочетании со взрывами пороховых зарядов явля-
ется более экономичным и производительным. Изготовление от-
верстий под клинья осуществляется с помощью легких пневма-
тических молотков, и бурением шпуров глубиной 10— 12 см.
Наиболее производительным является взрывной способ полу-
чения блоков с использованием зарядов черного пороха, которые
290
действуют как клин. Разложение пороха при взрыве протекает
с небольшой скоростью (около 400 м/с) и давление газов в за-
рядной камере возрастает постепенно от нуля до такой величины,
при которой происходит откалывание гранитного блока по линий
наименьшего сопротивления.
На гранитных карьерах страны для получения блоков внед-
ряется термическая резка, при которой выход кондиционных бло-
ков увеличивается в 1,5—2 раза по сравнению с их выходом при
буровзрывном способе, улучшается качество блоков, сокраща-
ются затраты труда.
При одностадийной разработке отделенные от массива круп-
ные гранитные блоки с помощью подъемных устройств и транс-
портных средств выдаются из карьера к месту их обработки или
перегрузки на транспортные средства для отправки на обраба-
тывающие заводы и к другим потребителям. При двухстадийной
разработке после отделения монолита от массива непосред-
ственно в карьере осуществляется его разделка па кондиционные
блоки буроклиповым способом. Ширина, высота и длина моно-
лита определяются существующей системой трещин и направле-
нием раскола камня. Чаще длина составляет 8—12, ширина 3—
6, высота 2—5 м. Объем блоков изменяется в пределах 1—4 м3.
Практика работы отечественных и зарубежных гранитных карье-
ров показывает, что выход крупных блоков из добываемой горной
массы редко превышает 35%. Остальная горная масса представ-
ляет собой бутовый камень или мелкие блоки. Поэтому выбор
погрузочно-транспортных средств должен производиться с учетом
погрузки крупных и мелких блоков, бутового камня, щебня.
В качестве подъемных средств на гранитных карьерах ис-
пользуются краны различных типов (кабельные, мостовые, стре-
ловые и дерик-краны), домкраты, тали, полиспасты, лебедки и на-
клонные подъемники, оборудованные клетями, скипами и платфор-
мами. В отличие от карьеров других полезных ископаемых, где
крапы служат в качестве вспомогательного оборудования, па
карьере штучного камня крановое оборудование является основ-
ным. От пего зависит технология разработки.
Разработка гранитных месторождений осуществляется с верх-
ней пли нижней погрузкой. При верхней погрузке кран переме-
щает добываемую горную массу непосредственно па борт карьера
или в транспортные средства. Выдача рядовой горной массы из
карьера при бестраншейном вскрытии может осуществляться
этими же кранами в специальных контейнерах. Погрузка в кон-
тейнеры производится универсальными экскаваторами. Неболь-
шая масса этих экскаваторов позволяет доставлять их в карьер
кабельными кранами. При наличии въездной траншеи выдача ря-
довой горной массы и небольших блоков осуществляется универ-
сальными экскаваторами с погрузкой в автотранспортные сред-
ства различной грузоподъемности. Для нижней погрузки блоков
в транспортные средства применяются деррик-краны, автокраны,
стреловые самоходные краны на пневмоколесном ходу. Из карье-
291
ров блоки доставляются на склады готовой продукции, где про-
изводится их разгрузка с помощью мостовых кранов. Рядовая
горная масса доставляется автосамосвалами к месту перера-
ботки, после чего отправляется потребителям.
Вспомогательные работы (зачистка уступов, сбрасывание бу-
тового камня и щебня с рабочих площадок па лежащие ниже го-
ризонты, погрузка щебня и бута в контейнеры, скипы и автосамо-
свалы, подтягивание отдельных блоков непосредственно к оси
несущего каната кабельного крана и др.) выполняются с по-
мощью универсальных экскаваторов-бульдозеров, мощных гусе-
ничных бульдозеров и тягачей, автопогрузчиков, лебедок и др.
Разработка мраморных месторождений. Технология и меха-
низация разработки мраморных и гранитных месторождений во
многом аналогичны. Исключение составляет процесс отделения
блоков от массива. Многие месторождения мрамора характери-
зуются сложным строением полезной толщи, которая разделя-
ется на отдельности системами параллельных трещин, имеющих
различное направление. В результате на таких месторождениях
выход блоков, как правило, не превышает 15%.
Мрамор отличается высокой прочностью (предел прочности на
сжатие 120—130 МПа и более). Поэтому на мраморных карье-
рах (как и на гранитных) часто применяют буроклиповый способ
получения блоков, при котором шпуры диаметром 30—40 мм бу-
рятся на всю высоту или ширину блока. Расстояние между шпу-
рами 20—40 см. На 1 м3 горной массы бурят 6—10 м шпуров-
Буроклиновый способ прост, мобилен и позволяет получать блоки
любых размеров. Его возможно применять в сложных условиях.
Однако он требует больших затрат ручного труда, в результате
чего производительность труда очень низкая, а себестоимость
блоков высокая. В перспективе сокращение объема буровых ра-
бот и повышение производительности труда при отделении бло-
ков от массива может быть достигнуто путем применения направ-
ленного откола блоков закладными клиньями с гидравлическим
приводом. Концентрация напряжений в необходимой плоскости
откола достигается групповой синхронной работой нескольких
гидроклииьев. Расстояние между шпурами при таком способе от-
кола составляет 30—40 см.
На ряде отечественных карьеров (Кибик-Кордопском, Сада-
хлинском и др.), а также на большинстве зарубежных карьеров
мраморные блоки вырезают канатными пилами различных кон-
струкций. Процесс пиления происходит благодаря абразивному
действию кварцевого песка, подаваемого непрерывно с водой в за-
бой. Производительность канатных установок составляет 1,2—
1,5 м3/ч. На карьерах США, Канады, Франции, Испании для по-
лучения блоков применяют ударно-врубовые машины (чепне-
леры), рабочим органом которых является комплект долотьев,
находящихся в возвратно-поступательном движении. Машина,
медленно передвигаясь по рельсовым путям, наносит частые
удары долотьями по породе. В результате образуется вертикаль-
292
пая или наклонная врубовая щель глубиной до 6 м и шириной
до 60 мм. Породы разрабатываемого горизонта разделяются
взаимно перпендикулярными щелями на отдельные блоки. Затем
проводится разрезная траншея. Окончательное отделение блоков
па уровне горизонта, подготовленного разрезной траншеей осуще-
ствляется, как правило, буроклиновым способом. Производитель-
ность ченнелеров составляет 1 —1,2 м2/ч (6—8 м2 в смену).
На большинстве отечественных карьеров для отделения мра-
морных блоков от массива применяют камнерезные машины
с кольцевой фрезой (СМ-177А). С помощью этих машин добыва-
ется около 75 % общей добычи мраморных блоков (карьеры
Коелгинский, Мраморский, Горбатовский и др.).
За рубежом для добычи блоков средней крепости (предел
прочности на сжатие 120 МПа) применяются машины, оснащен-
ные алмазными сегментными отрезными кругами диаметром до
3 м. По сравнению с машинами СМ-177 эти машины позволяют
увеличить производительность труда рабочих в 2—2,5 раза и
уменьшить потери полезного ископаемого.
10.	КАЧЕСТВО ПОЛЕЗНОГО ИСКОПАЕМОГО
10.1.	ОБЩИЕ СВЕДЕНИЯ
Повышение уровня качества многих видов промышленной про-
дукции и качества строительства в значительной степени зави-
сит от качества минерального сырья (руд черных и цветных ме-
таллов, углей, горпохнмического сырья, строительных горных по-
род), добываемого открытым способом.
В зависимости от назначения полезных ископаемых их каче-
ство определяется содержанием основных полезных и вредных
компонентов, минеральным составом, физико-техническими свой-
ствами, структурными и текстурными особенностями, грануло-
метрическим составом, влажностью и др. Так, качество добывае-
мых руд черных и цветных металлов, горпохнмического сырья
определяется в основном содержанием полезных и вредных ком-
понентов, качество углей — теплотворной способностью, зольно-
стью, влажностью, качество строительных горных пород — проч-
ностью, морозостойкостью, содержанием слабых разностей, мо-
нолитностью, декоративными свойствами и др. Во всех случаях
ухудшение качества исходного сырья отрицательно сказывается
на работе металлургических заводов, обогатительных фабрик,
электростанций и др. Повышение качественных характеристик
добываемого полезного ископаемого в условиях социалистиче-
ской системы хозяйства не является самоцелью. Обеспечение до-
бычи полезных ископаемых только высокого качества в большин-
стве случаев привело бы к уменьшению сроков существования
карьеров, увеличило бы удельные капитальные затраты и сни-
зило общий объем добываемой продукции. Поэтому практически
вопрос стоит об оптимальном для народного хозяйства качестве
293
минерального сырья с учетом показателей всех горных и перера-
батывающих производств. Требования промышленности к каче-
ству полезного ископаемого зависят от его вида, назначения, су-
ществующего уровня техники и технологии его переработки. Эти
требования в большинстве случаев выражаются в виде техниче-
ских условий (кондиций) или технических норм. На некоторые
угли, бокситы, строительные горные породы и асбест существуют
государственные стандарты. С развитием техники и технологии
переработки полезных ископаемых требования промышленности
к их качеству меняются. Качество добытого полезного ископае-
мого зависит от качества полезного ископаемого
в недрах и качества горных работ. Качество полезных
ископаемых в недрах оценивается кондициями. Оценка осущест-
вляется на стадиях геологоразведочных работ, проектирования и
эксплуатации месторождений. В связи с этим различают конди-
ции геологические, проектные и эксплуатационные.
Геологические кондиции — совокупность требований
к качеству полезных ископаемых в недрах, горно-геологическим
и иным условиям разработки, соблюдение которых позволяет
определить балансовые запасы полезных ископаемых. Основными
показателями геологических кондиций руд и нерудного сырья яв-
ляются бортовое (контурное) и минимальное промышленное со-
держание полезных компонентов, максимально допустимое со-
держание вредных примесей в подсчетном' блоке, выделяемые
типы и сорта полезного ископаемого, минимальный коэффициент
рудоносности в подсчетном блоке для сложных месторождений
с прерывистым распределением ценных компонентов, минималь-
ная мощность тел полезных ископаемых, максимально допусти-
мая мощность находящихся внутри контура полезного ископае-
мого и включаемых в подсчет запасов прослоев пустых пород или
некондиционных руд, граничный коэффициент вскрыши. Для
углей такими показателями являются минимальная мощность от-
дельно отрабатываемых пластов, максимальная мощность пород-
ных прослоев (включаемых в пласт сложного строения при вало-
вой выемке), минимальная мощность породных прослоев (подле-
жащих раздельной выемке), максимальная зольность угля (для
пластов сложного строения и максимальная среднепластовая золь-
ность), граничный коэффициент вскрыши, спекаемость и др.
Проектные к о и д и ц и и — совокупность требований к ка-
честву полезного ископаемого в недрах в контуре проектируемого
карьера, соблюдение которых позволяет обеспечить рентабель-
ную разработку месторождения. Проектные кондиции включают
уточненные па стадии детальной разведки показатели геологиче-
ских кондиций и характеризуются текущим бортовым, текущим
средним и граничным содержанием полезного компонента.
Эксплуатационные кондиции—.требования к каче-
ству добываемого полезного ископаемого, обеспечивающие наи-
лучшие технико-экономические показатели работы добывающего
и перерабатывающего предприятий при определенных их мощно-
294
стях, заданном объеме конечной продукции требуемого качества,
принятых системе разработки, оборудования, технике и техноло-
гии переработки и др. Основной показатель эксплуатационных
кондиций руд — текущее среднее содержание полезного компо-
нента, исходя из которого определяется текущее бортовое и мини-
мальное среднее содержание полезных компонентов в эксплуата-
ционных контурах рудных тел.
Контуром (бортом) промышленного рудного
тела является топографическая поверхность, образованная еди-
ничными краевыми пробами с минимально допустимым (или
большим) содержанием полезного компонента и отделяющая ба-
лансовые запасы от забалансовых (или от пустой породы).
Минимальное промышленное содержание—ми-
нимально допустимое содержание полезных компонентов (по их
совокупной ценности) в подсчетом блоке внутри контура про-
мышленного рудного тела, при котором еще рентабельна про-
мышленная разработка в конкретных условиях. Минимальное
промышленное содержание является критерием, по которому за-
пасы в блоке относятся к балансовым или забалансовым.
Эксплуатационный контур рудного тела — топо-
графическая поверхность, образованная конечными контурами
карьера и единичными краевыми пробами с минимально допусти-
мым (или большим) содержанием полезного компонента, т. е.
контур промышленного рудного тела в границах конечного кон-
тура карьера, ограничивающий промышленные запасы полезного
ископаемого.
Текущее бортовое содержание — минимальное со-
держание полезного ископаемого па эксплуатационном контуре
рудного тела в границах расчетного этапа (периода).
Текущее среднее содержание — среднее содержание
полезного компонента в добываемой руде в границах расчетного
этапа (периода).
Граничное содержание — среднее содержание полез-
ного компонента в руде (поступающей на переработку в течение
расчетного периода), которое обеспечивает нормативную рента-
бельность при разработке месторождения.
Горные работы не могут повысить природное качество полез-
ного ископаемого в пределах определенного участка (в опреде-
ленном объеме). Однако от качества горных работ (под
качеством горных работ понимается технический, технологиче-
ский и организационный уровень горного производства) во мно-
гом зависят названные выше качественные характеристики добы-
ваемого полезного ископаемого. Качество горных работ оценива-
ется относительным отклонением качества добытого полезного
ископаемого от его естественного состояния и достигнутыми при
этом технико-экономическими показателями (потерями и раз-
убоживанием полезных ископаемых при добыче, степенью стаби-
лизации качества минерального сырья в грузопотоке, производи-
тельностью комплексов оборудования).
295
.1:
10.2.	ОПРОБОВАНИЕ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ
1
Под опробованием понимается отбор и анализ проб полез-
ного ископаемого для определения химического состава и других
качественных характеристик. Опробование осуществляется на
стадиях детальной и эксплуатационной разведки и в процессе
разработки месторождения. Опробование имеет целью выявление
и уточнение контуров залежей, определение характера распреде-
ления в массиве типов полезного ископаемого и их качественных
характеристик, контроль изменения качества полезных ископае-
мых на всех стадиях добычи и переработки, начиная от подго-
товки к выемке и кончая отгрузкой продукции потребителю.
Данные детальной геологической разведки, осуществляемой до
начала разработки месторождения, используются при проектиро-
вании и перспективном планировании горных работ. По резуль-
татам эксплуатационной разведки с учетом данных опробования
взрывных скважин осуществляется годовое и квартальное плани-
рование горных работ. На основе эксплуатационного опробова-
ния, выполняемого в процессе добычных работ, осуществляется
детальное оконтуривание залежей (в каждом эксплуатационном
блоке по всем раздельно перерабатываемым тиносортам полез-
ного ископаемого и породных прослоев), подлежащих селектив-
ной выемке, устанавливаются качественные характеристики по
каждому взрываемому блоку, осуществляется оперативное управ-
ление погрузочно-транспортными работами в режиме селективной
выемки и усреднения, определяется оптимальное значение потерь
и разубоживания, организуется контроль за качеством отгружае-
мой потребителям продукции.
Различают опробование керновое, шламовое, бороз-
довое, задирковое и точечное.
Керновое опробование применяется при колонковом разве-
дочном бурении. Оно является наиболее представительным, так
как позволяет проследить за изменением качества полезного ис-
копаемого в любой точке по глубине скважины. Но оно наиболее
трудоемкое и дорогое. Поэтому его используют па стадии деталь-
ной и эксплуатационной разведки при добыче высокоценных руд.
Шламовое опробование широко применяется при бурении
разведочных и взрывных скважин. Оно является наиболее про-
стым и экономичным. Число шламовых проб зависит от сложно-
сти геологического строения обуриваемого блока: па железоруд-
ных карьерах в контактных зонах пробы отбираются через 2—
3 м, на карьерах цветной металлургии — через 1—2 м, на флюсо-
вых и апатитовых карьерах — через 3—5 м. На однородных уча-
стках отбирается одна проба из каждой взрывной скважины.
При бороздовом опробовании по кровле уступа поперек
фронта работ с интервалом 5—25 м на всю ширину взрываемого
блока или па всю мощность залежи проводятся борозды (посто-
янного поперечного сечения) шириной 20—30 см и глубиной 10—
20 см. Бороздовое опробование позволяет выявить контакты на
296
обнаженных поверхностях, однако не обеспечивает возможность
установления контуров залежи в объеме блока. Бороздовое опро-
бование применяется в основном при разработке пластовых и
жильных месторождений.
Задирковое опробование является разновидностью бороз-
дового. Осуществляется оно обычно экскаватором путем снятия
сплошного слоя полезного ископаемого толщиной 10—30 см по
высоте уступа.
Точечное опробование осуществляется как с целью конт-
роля качества полезного ископаемого при его добыче, так и
с целью контроля за качеством отгружаемого полезного ископае-
мого в транспортных средствах. Пробы отбираются в отдельных
точках забоя или развала взорванного полезного ископаемого, па
складах готовой продукции и в транспортных средствах. Число
точек отбора проб зависит от неравномерности распределения
контролируемого качественного признака и от гранулометриче-
ского состава полезного ископаемого. Представительность пробы
зависит от числа точек отбора. Для точечного отбора проб со
складов полезного ископаемого и из транспортных средств раз-
работаны специальные пробоотборники, позволяющие значи-
тельно уменьшить трудоемкость опробования. После отбора проб
осуществляется их последующий анализ с целью установления
качественных характеристик полезного ископаемого.
Общим недостатком рассмотренных видов опробования явля-
ются большая трудоемкость, низкая степень достоверности ин-
формации из-за разделения процессов отбора и анализа проб,
запаздывание информации, что отрицательно сказывается на опе-
ративном управлении качеством продукции. Эти недостатки
в значительной степени устраняются при использовании физико-
технических методов определения качества полезного ископае-
мого, которые позволяют без отбора и анализа проб определять
качество непосредственно в массиве, навале или в потоке. При
физико-технических методах определения качества используются
ядерно-физические, магнитные, электрические п другие физиче-
ские свойства горных пород. К этим методам относятся каротаж
магнитной восприимчивости, радиоактивный каротаж, гамма-
гамма метод, рентгеиорадиометрический метод, нейтронные ме-
тоды, спектрофотометрический, эмиссионный, массосиектральнып
и другие методы.
10.3.	ПОТЕРИ И РАЗУБОЖИВАНИЕ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ
Потери полезного ископаемого разделяются на количествен-
ные и качественные (разубоживание).
Количественные потерн — часть запасов кондицион-
ного полезного ископаемого, оставленная при разработке в нед-
рах, потерянная в местах погрузки, перегрузки, складирования н
на транспортных коммуникациях, а также вывезенная в отвалы.
Качественные потери (разубоживание)—снижение со-
держания полезных компонентов в добытом полезном ископаемом
297
по сравнению с содержанием их в массиве- Разубоживание проис-
ходит из-за засорения полезного ископаемого пустыми породами,
попадания в промышленные сорта непромышленных его сортов,
а также путем смешения ценных сортов с менее ценными непро-
мышленными сортами. Наряду со снижением содержания полез-
ных компонентов в добытом полезном ископаемом разубожива-
ние ведет п к ухудшению показателей извлечения на обогати-
тельных фабриках и металлургических заводах в связи с небла-
гоприятными химическими и физическими свойствами примеши-
ваемых пород и некондиционных полезных ископаемых.
Количественные и качественные потери делятся па обще-
карьерные и эксплуатационные.
К общекарьерным относятся такие потери балансовых запа-
сов, которые проектом не предусматриваются к отработке
(в барьерных целиках между карьерами, в охранных целиках
около капитальных горных выработок, горнотехнических сооруже-
ний и коммуникаций и др.).
К эксплуатационным относятся потери кондиционных полез-
ных ископаемых в процессе разработки. Различают потери по-
лезного ископаемого в массиве и потери полезного ископаемого
отделенного от массива. К потерям в массиве относятся потери
в целиках внутри карьерного поля (оставляемых в соответствии
с принятой технологической схемой разработки), потери в лежа-
чем и висячем боках залежи, в зонах оползней, в целиках геоло-
гических нарушений. К потерям полезного ископаемого отделен-
ного от массива относятся потери в забоях при раздельной (се-
лективной) выемке и буровзрывном рыхлении, во внутренних
отвалах вследствие попадания полезного ископаемого (при пере-
экскавации, в местах погрузки, разгрузки, складирования, сорти-
ровки и при транспортировании).
Нормируемый уровень потерь устанавливается отраслевыми
инструкциями с учетом существующей и проектируемой прогрес-
сивной техники и технологии и опыта работы передовых горно-
добывающих предприятий в аналогичных условиях. При этом
нормируемые потери определяются путем тенико-экономического
сравнения вариантов разработки с меньшими потерями и более
высокой стоимостью полезного ископаемого и вариантов с более
высокими потерями и с меньшей стоимостью полезного ископае-
мого. Некоторое увеличение потерь может быть допущено только
при значительном превышении экономии над ущербом от потерь
педефицитных полезных ископаемых.
Критерием полноты извлечения полезного ископаемого из
недр является коэффициент извлечения полезного ископаемого
(полезного компонента), определяемый по формуле
/?и-(Ки—Кп)/Кз; /?H = VaaA/(V3a3),	(10.1)
где Ки — объем добытого полезного ископаемого, м3; V3 — объем
погашенных запасов, м3; ад, а3 — среднее содержание полезных
ископаемых соответственно в добытом полезном ископаемом н
298
в погашенных при добыче запасах, %; Уп -объем разубожпваю-
щей породы (или некондиционных сортов) в добытом полезном
ископаемом, м3.
Критерием качества является коэффициент изменения каче-
ства полезного ископаемого, определяемый по формулам:
/гк ~ (Хд/аз; : : (1	Лд)/(1 — Хз),	(10.2)
где Лд, ...-зольность добытого угля и зольность его в пога-
шенных запасах, доли единицы.
Объем (м3) потерь полезного ископаемого
Д = К3—Ки.з,
где Ул. з — объем полезного ископаемого, извлеченный из пога-
шенных запасов, м3.
Коэффициент потерь полезного ископаемого
^-А/Уз.	(10.3)
Коэффициент разубоживания полезного ископаемого
= 1-£к.	(10.4)
Меры по уменьшению потерь и разубоживания полезных ис-
копаемых должны осуществляться при проектировании карьера и
эксплуатации .месторождения. Проектирование карьера необхо-
димо осуществлять на основе данных детальной разведки, что
позволяет сделать правильный выбор системы разработки и пара-
метров ее элементов (особенно высоты уступа), соответствующих
принятым типоразмерам выемочно-погрузочного оборудования.
Результаты детальной разведки позволяют исключить или свести
к минимуму число различных целиков, предотвратить оползни,
правильно разместить здания и сооружения, транспортные ком-
муникации, выявить дизъюнктивные нарушения, выбрать схему
вскрытия месторождения. Уменьшение потерь при разработке на-
клонных и крутых залежей достигается при подходе к ним со
стороны висячего бока. Применение мобильных видов транспорта
(например, автотранспорта), способствует снижению потерь при
разработке сложпоструктурпых залежей.
При эксплуатации месторождения снижение потерь достига-
ется путем внедрения новых технических средств и передовой
технологии, способствующих раздельной разработке сложнострук-
турных залежей. Так, па карьерах используются обратные мех-
лопаты, гидравлические экскаваторы, рыхлители в комплексе с ко-
лесными скреперами. На зачистке кровли полезного ископаемого
используются бульдозеры, скреперы, драглайны. Более полному
извлечению полезного ископаемого из недр способствует своевре-
менное составление геолого-маркшейдерской документации
с указанием дизъюнктивных нарушений, изменения качества
полезного ископаемого, положения кровли и почвы залежи в пре-
делах отрабатываемого блока. При этом значительно снижаются
299
Рис. 10.1. Схема выемки угольного
пласта с применением шнекобуро-
вой машины при погашении горпых
работ:
I — шиекобуровая машина; 2 — борт
карьера в конечном положении; 3 —
угольный пласт
Рис. 10.2. Схема использования драглайна для выемки угля при погашении
горных работ:
/ — драглайн; 2 — автосамосвал; 3 — угольный пласт
потери и повышается качество полезного ископаемого. Снижению
потерь способствует также высокая квалификация рабочих на
карьерах.
Доработка месторождения осуществляется на основе допол-
нительной разведки с использованием специальных средств и ме-
тодов выемки с тем, чтобы в погашенных бортах, дне карьера,
охранных и барьерных целиках оставался минимум запасов по-
лезного ископаемого. Например, при погашении горных работ
в условиях пологих угольных пластов возможно использовать
шнекобуровые установки (рис. 10.1), в условиях крутых пла-
стов— драглайны (рис. 10.2).
10.4.	ВЛИЯНИЕ ТЕХНОЛОГИИ И МЕХАНИЗАЦИИ
ДОБЫЧНЫХ РАБОТ НА КАЧЕСТВО ДОБЫТОГО
ПОЛЕЗНОГО ИСКОПАЕМОГО
Применяемые иа карьерах технология, средства механизации и
способы выполнения основных процессов добычных работ в зна-
чительной степени влияют на качество добытого полезного иско-
паемого, на уровень потерь и разубоживания. Это влияние
в большей степени проявляется при разработке сложиоструктур-
пых месторождений, когда разрабатываемые сложные забои пред-
ставлены несколькими видами горной массы. Все многообразие
сложных забоев условно может быть представлено характерными
их типами (рис. 10.3).
300
Рис. 10.3. Типы сложноструктурных забоев:
а, б — тип I; в, г —тип II; д, е — тип III; / — пустая порода; 2 руда
Рис. 10.4. Схемы рыхления сложноструктурных забоев:
а —• раздельное взрывание с использованием наклонных скважин; б —• то же, с использо-
ванием вертикальных скважин; в — совместное взрывание с использованием наклонных
скважин; г —взрывание в зажиме с использованием вертикальных скважин
К I типу относятся забои, по высоте которых имеются два или
более горизонтально или полого залегающих раздельно выни-
маемых слоя полезного ископаемого и пустой породы или раз-
дельно перерабатываемых разновидностей полезного ископаемого.
Эти типы забоев распространены при разработке некоторых
угольных, фосфоритовых месторождений и месторождений строи-
тельных горных пород.
Ко II типу забоев относятся забои с перемежающимися кру-
тыми или наклонными слоями полезного ископаемого и пустых
пород или раздельно перерабатываемых разновидностей полез-
ного ископаемого. Такне забои часто встречаются на свинцово-
цинковых, медно-молпбденовых, фосфоритовых, асбестовых карье-
рах и па угольных карьерах Кузбасса.
301
К III типу забоев относятся забои, в которых различные типо-
сорта полезного ископаемого размещены без определенной по-
следовательности. Забои этого типа распространены на некоторых
месторождениях цветных металлов и на железорудных место-
рождениях.
Вследствие сложных условий залегания, значительной измен-
чивости форм залежи, варьирования в широких пределах качест-
венных характеристик полезного ископаемого и воздействия мно-
гих других факторов (технические возможности оборудования ос-
новных процессов, требования потребителей к качеству продукции,
нормируемый уровень потерь и т. д.) технология и организация
как отдельных процессов добычи, так и их комплекса должна
быть гибкой и эффективной, способной обеспечить требуемые ка-
чественные показатели при заданном уровне потерь и разубожи-
вания и высокоэффективном использовании оборудования.
Сложные забои, представленные скальными и полускальными
горными породами, предъявляют в первую очередь жесткие тре-
бования к буровзрывному рыхлению горных пород. Вы-
емка различных типосортов руды или раздельная выемка полез-
ного ископаемого и пустой породы осуществляется либо при
совместном их рыхлении с последующей селективной выемкой,
либо при раздельном рыхлении с последующей отгрузкой каждого
типосорта руды и пустой породы. Способ первичного рыхления
сложных забоев в значительной степени определяет требования
к параметрам буровзрывных работ и влияет на количественные
и качественные показатели разработки. Управление первичным
рыхлением горных пород в сложных забоях является одним из
основных средств регулирования потерь и разубоживания полез-
ного ископаемого.
Раздельное рыхление заключается в разновременном
взрывании разнотипных полезных ископаемых или полезного ис-
копаемого и пустой породы. После взрывания одной разновидно-
сти полезного ископаемого другая ее разновидность или порода
взрываются только после полной отгрузки рудной разновидности
от первого взрыва. Здесь разделение полезного ископаемого и
породы происходит в процессе взрывных работ, поэтому часто от-
падает необходимость в селективной выемке. Параметры и орга-
низация буровзрывных работ обусловливаются сложностью раз-
рабатываемых забоев. Опыт показывает, что наилучшие резуль-
таты раздельного рыхления маломощных залежей достигаются
при взрывании наклонных скважинных зарядов, особенно при
подходе фронта горных работ со стороны висячего бока (рис. 10.4).
При разработке более мощных залежей применяются верти-
кальные скважинные заряды.
Совместное рыхление применяется в основном там, где
различные типосорта руды имеют неправильную форму и непо-
стоянные элементы залегания, т. е. там, где раздельное рыхление
не обеспечивает селективного выделения различных типосортов
руд. Разделение разнородной руды осуществляется только в про-
302
цессе селективной погрузки. При совместном рыхлении необхо-
димо стремиться к минимальному перемешиванию горной массы
в процессе взрывания, т. е. к минимальной трансформации есте-
ственной структуры взрываемого блока. Это достигается при ми-
нимальной ширине развала и при взрывании в зажиме. Степень
перемешивания зависит от положения слоя относительно высоты
уступа. Минимальному перемешиванию подвергается нижняя
часть уступа (см. рис. 10.4). Взрывание в зажиме обеспечивает
также минимальное сдвижение слоев, при котором в максималь-
ной степени сохраняются первичные контакты рудных слоев с по-
родой и обеспечиваются благоприятные условия для селективной
выемки. Некоторое увеличение удельного расхода ВВ при взры-
вании в зажиме (на 15—25%) компенсируется, как правило,
снижением потерь и разубоживания при последующей селектив-
ной выемке разрыхленной горной массы, а также уменьшением
объема вспомогательных работ при взрыве.
Выемочно-погрузочные работы в сложных забоях также имеют
свои особенности. Они оказывают решающее влияние на качество
добываемого полезного ископаемого. При разработке сложных
забоев, представленных скальными породами, в основном исполь-
зуются одноковшовые экскаваторы в комплексе с автомобильным
и железнодорожным транспортом. Широко применяются в этих
случаях одноковшовые погрузчики.
Особенности разработки взорванных пород в сложных забоях
обусловлены трансформацией их структуры при взрывании, что
затрудняет использование данных опробования и первичной ге-
олого-маркшейдерской документации, а также ведет к дополни-
тельному перемешиванию полезного ископаемого с породой и
осложняет выделение различных типов и сортов руды. В этих
условиях обычная валовая выемка приводит к существенному
увеличению разубоживания и выхода некондиционного полезного
ископаемого, а также в общему увеличению потерь. Это пред-
определило широкое применение па отечественных и зарубежных
карьерах различных методов селективной выемки и погрузки.
Селективная разработка горной массы во взорванных слож-
ных забоях может быть подразделена па простую и сложную.
Простая селективная разработка заключается
в обособленной выемке и погрузке различных типосортов руды по
фронту уступа без их сортировки в вертикальной плоскости
(рис. 10.5). Она находит широкое применение на фосфоритовых,
свипцово-цпнковых, меднорудных, асбестовых и железорудных
карьерах. Практика показывает, что при простой селективной раз-
работке производительность экскаваторов по сравнению с валовой
выемкой снижается на 15—25%.
Сложная селективная разработка заключается
в сортировке разнородной рудной массы и пород по высоте
уступа (рис. 10.6), обеспечивая при этом обособленную выемку и
отгрузку различных типосортов при самых сложных условиях их
залегания.
303
Рис. 10.5. Схемы простой селективной экскавации:
а —узкими экскаваторнььми заходками; б -- заходками нормальной ширины; в — ступен-
чатым способом; цифрами показана последовательность выемки
Рис. 10.6. Схемы раздельной выемки трех разнородных слоев (цифрами пока-
зана последовательность выемки слоев)
Практика показывает, что при сложной селективной разра-
ботке производительность экскаваторов снижается па 30—35 % и
более в зависимости от сложности разработки забоев. Поэтому
для селективной разработки сложных скальных и полускальных
слоистых массивов все большее применение получают комплексы
мобильного оборудования, включающие рыхлители, бульдозеры и
самоходные одноковшовые погрузчики. При этом разрыхленный
рыхлителем слой обычно штабелируется бульдозером и в даль-
нейшем грузится погрузчиком в автосамосвалы. Большие воз-
можности в осуществлении селективной разработки сложных мас-
сивов в перспективе имеют гидравлические экскаваторы, у кото-
рых ковш может поворачиваться в различных плоскостях. Нан-
боетее легко селективная разработка сложных массивов достига-
ется при использовании автотранспорта как за счет погрузки
разнокачественной горной массы в разные автосамосвалы непо-
средственно из забоя без промежуточного складирования, так и
благодаря удобству изменения параметров экскаваторных забоев
и заходок. При железнодорожном транспорте раздельная разра-
ботка сложного массива часто связана с дополнительным штабе-
лированием горной массы по типам и сортам в призабойном про-
странстве, с увеличением продолжительности погрузки локомоти-
восоставов однородной массой, с уменьшением их полезной массы.
Конвейерный транспорт обычно не обеспечивает раздельного пе-
ремещения разнородной массы. При разработке сложных масси-
вов, представленных горизонтальными или пологими слоями рых-
лых и плотных пород, селективная выемка успешно осуществля-
ется роторными и цепными многоковшовыми экскаваторами.
304
10.5.	СТАБИЛИЗАЦИЯ КАЧЕСТВА ДОБЫВАЕМЫХ
ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ
Технологические процессы использования и переработки полез-
ных ископаемых (сжигание, коксование и перегонка угля, обога-
щение руд черных и цветных металлов, выплавка металла и т. д.)
настраиваются на средние значения качественного состава по-
ступающего сырья за определенный период (час, смена, сутки и
т. д.). Любые (и особенно резкие) отклонения качественного со-
става полезных ископаемых от средних значений отрицательно
сказываются на работе потребляющих и перерабатывающих пред-
приятий. Это объясняется следующим образом. При обогащении
железных руд с содержанием железа выше среднего увеличива-
ются его потери в хвостах и расход реагентов. При содержании
железа ниже среднего уменьшается производительность обогати-
тельного оборудования по выпуску концентрата, растут потери
железа, реагентов, уменьшается извлечение железа.
В основу требований к качеству сырья горных предприя-
тий положены требования к его химическому составу и техно-
логическим свойствам. В частности, к рудам, идущим на обо-
гащение, предъявляются жесткие требования к абсолютному
содержанию полезного, несколько вредных и шлакообразующих
компонентов, к влажности руды и гранулометрическому со-
ставу. При отгрузке угля для сжигания на ТЭЦ регламенти-
руются зольность, влажность, содержание видимой породы. При
этом к каждому типосорту руд, сорту угля и других видов
продукции горных предприятий предъявляются жесткие требо-
вания к однородности качественного состава с минимальными
отклонениями регулируемых параметров от средних значений
по крайне малым объемам добычи, т. е. требуемые регулируе-
мые параметры должны быть стабильными.
Под стабилизацией качества добываемого полез-
ного ископаемого понимается комплекс технологических и органи-
зационных мероприятий по обеспечению постоянства (однородно-
сти) химического состава и технологических свойств сырья (гра-
нулометрического состава, текстуры и др.) за определенный
период. Степень стабилизации качества полезного ископаемого
оценивается среднеквадратичным отклонением содержания усред-
няемого компонента от среднего содержания, определяемым по
формуле
А / Е <а‘ ас)2
V "п-1	’
где аг- — содержание усредняемого компонента в t-м объеме руды;
ас — среднее содержание усредняемого компонента.
Стабилизация качества полезного ископаемого достигается пу-
тем усреднения па различных стадиях его добычи и в процессе
переработки. Степень усреднения качества полезного ископаемого
305
на карьерах часто оценивается коэффициентом усреднения, опре-
деляемым по формуле
/?уср = Он/Оу,	(10.6)
где Стн, cry — среднеквадратичное отклонение содержания усред-
няемого компонента от среднего содержания соответственно до и
после усреднения.
Коэффициент feycp показывает, во сколько раз уменьшается
значение среднеквадратичного отклонения после усреднения.
Усреднение является процессом многостадийным. Уже в про-
цессе проектирования карьера и при перспективном планировании
необходимо установить такой порядок развития горных работ и
структуру механизации, которые обеспечивают не только дости-
жение плановых объемов добычи, но и способствуют сглажива-
нию качественных характеристик добытого полезного ископаемого
в течение длительных периодов. Основными методами стабилиза-
ции качества полезного ископаемого при этом являются выбор си-
стемы разработки и параметров ее элементов (длины и скорости
подвигания фронта работ, ширины рабочих площадок, размеров
панелей, типов и параметров заходок и др.), управление этими
параметрами, выбор технологии усреднения, обоснование моделей
экскаваторов и их шихтовочпого резерва. При текущем планиро-
вании и оперативном управлении предусматривается дальнейшее
сглаживание качественных характеристик полезного ископаемого
за счет выемки его из разных участков месторождения. Регули-
рование объема добычи в забоях (межзабойное усреднение) осу-
ществляется с таким расчетом, чтобы в сменных или суточных
объемах добычи на карьере обеспечивались плановые показатели
качества по каждому раздельно перерабатываемому типосорту
полезного ископаемого. Межзабойное усреднение характеризу-
ется средним показателем качества полезного ископаемого опре-
деленного типосорта, определяемым по формуле
<7св — (7^1	. . + К), (10.7)
где </1, </2, ..., </п — показатели качества полезного ископаемого
в 1, 2, ... п-м забоях; V), V2, ..., Vn — объем добываемой руды
в 1, 2, ..., /г-м забоях.
За счет межзабойпого усреднения достигается /Суср= 1,3+1,5
(иногда 24-2,5). Для создания необходимой степени межзабой-
ного усреднения предусматривается шихтовочпый резерв добыч-
ных экскаваторов, который па рудных карьерах составляет 18—
50%. При использовании в качестве выемочно-погрузочных ма-
шин мобильного оборудования (пневмоколесных погрузчиков)
шихтовочный резерв их может отсутствовать при создании резерв-
ных добычных забоев. В случае использования более мощных
экскаваторов их резерв увеличивается. При использовании менее
мощных экскаваторов увеличивается их число, т. е. число дейст-
вующих забоев, вследствие чего уменьшается шихтовочный резерв.
Во многих случаях при значительной изменчивости качествен-
ных показателей полезного ископаемого и при высоких требова-
306
Рис. 10.7. Схемы усредпнтельных складов:
а, б — соответственно при транспортировании полезного ископаемого автосамосвалами
и локомотивосоставами
ния.х потребителей и его стабильности межзабойного усреднения
оказывается недостаточно. В этом случае осуществляется допол-
нительное усреднение на складах полезного ископаемого различ-
ного типа и местоположения. Различают усредпительные склады
внутрикарьерные, прикарьерные склады обогатительных фабрик
или других потребителей сырья. Усреднительпые функции складов
могут совмещаться с перегрузочными функциями складов при
комбинированном транспорте. Сущность усреднения на усредни-
тельных складах заключается в следующем. На складах отсыпа-
ются штабели полезного ископаемого тонкими наклонными или
горизонтальными слоями с определенными качественными при-
знаками. Из штабелей полезное ископаемое отгружается вкрест
слоев, в результате чего происходит его перемешивание. На
усреднительпые склады полезное ископаемое доставляется авто-
самосвалами или локомотивосоставами. При доставке автосамо-
свалами полезное ископаемое из первичной насыпи, создаваемой
с помощью бульдозера, может отгружаться непосредственно экска-
ватором и другим погрузочным средством или дополнительно не-
реэкскавироваться в штабели, а затем отгружаться (рис. 10.7).
При доставке локомотивосоставами полезное ископаемое разгру-
жается в приямок вдоль насыпи, а затем переэкскавируется в шта-
бель, после чего осуществляется отгрузка (см. рис. 10.7). Лучшие
условия усреднения присущи усрсднительным складам, располо-
женным на поверхности между карьером и обогатительной фабри-
кой. Стационарность и наличие необходимого пространства на та-
ких складах обеспечивают более качественное усреднение полез-
ного ископаемого по сравнению с внутрикарьерными складами.
Коэффициент усреднения здесь достигает 3,5—4, а на внутрикарь-
ерных складах он составляет 2—3. Наибольшая степень усредне-
ния обеспечивается на усреднительных комплексах (использую-
щих усредпительные машины с роторным исполнительным орга-
ном), где коэффициент усреднения достигает 6—8. Несмотря на
высокие капитальные и эксплуатационные затраты усредпительные
комплексы находят все большее применение на крупных предпри-
ятиях особенно при высокой изменчивости качества полезного
ископаемого в недрах):
307
СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ
<*<
1.	Андреев А. В., Дьяков В. А., Шешко Е. Е. Транспортные машины и автома-
тизированные комплексы открытых разработок. М., Недра, 1975.
2.	Бруевич П. Н., Самошкин Е. М. Геодезия. М., Недра, 1985.
3.	Буянов Ю. Д., Краснопольский А. А. Разработка месторождений неруд-
ных полезных ископаемых. М., Недра, 1980.
4.	Ворковастов К- С., Васильева Э. А. Маркшейдерские работы при освое-
нии россыпей. М., Недра, 1981.
5.	Грачев Ф. Г. Управление качеством сырья на горнорудных предприятиях.
М., Недра, 1977.
6.	Единые правила безопасности при взрывных работах. М., Недра, 1972.
7.	Единые правила безопасности при разработке месторождений полезных
ископаемых открытым способом. М., Недра, 1970.
8.	Кулешов Н. А., Анистратов Ю. И. Технология открытых горных работ.
М., Недра, 1968.
9.	Кутузов Б. Н. Взрывное и механическое разрушение горных пород. М.,
Недра, 1973.
10.	Ломоносов Г. Г. Формирование качества руды при открытой добыче.
М., Недра, 1975.
11.	Ломоносов Г. Г. Технология разрушения горных пород в карьерах. М.,
МГН, 1971.
12.	Малышева И. А., Сиренко В. Н. Технология разработки месторождений
нерудных строительных материалов. М., Недра, 1977.
13.	Малышева Н. А., Томаков П. И., Дранников- С. А. Разработка мало-
мощных и сложных угольных пластов открытым способом. М., Недра, 1975.
14.	Мельников И. В. Краткий справочник по открытым горным работам.
М., Недра, 1982.
15.	Механизация вспомогательных работ на карьерах/П. И. Томаков,
В. Э. Парупакяп, А. А. Звонов и др. М., Недра, 1971.
16.	Межотраслевая инструкция по определению и контролю добычных и
вскрышных работ на карьерах. Л., Недра, 1977.
17.	Маркшейдерские работы на карьерах н приисках/М. А. Перегудов,
И. И. Пацев, В. И. Борщ-Компаниец и др. М., Недра, 1980.
18.	Маркшейдерское дело/Д. Н. Оглоблин, Г. Н. Герасименко, Г. И. Акимов
и др. М., Недра, 1981.
19.	Нурок Г. А. Процессы и технология гидромеханизации открытых гор-
ных работ. М., Недра, 1985.
20.	Правила технической эксплуатации при разработке угольных и сланце-
вых месторождений открытым способом. М., Недра, 1972.
21.	Подэрни Р. Ю. Горные машины и комплексы для открытых работ. М.,
Недра, 1971.
22.	Поточная технология открытой разработки скальных горных пород/
А. О. Спиваковский, В. В. Ржевский, М. В. Васильев и др. М., Недра, 1970.
23.	Производство щебня из карбонатных пород/И. Б. Шлаин, Р. А. Родин,
М. Л. Нисневич и др. М., Стройиздат, 1971.
24.	Попов И. И., Немкин А. Ф. Маркшейдерские работы при рекультивации
земель на горных предприятиях. М., Недра, 1984.
25.	Ржевский В. В. Открытые горные работы. Производственные процессы.
М., Недра, 1985.
26.	Ржевский В. В. Открытые горные работы. Технология и комплексная
механизация. М., Недра, 1985.
27.	Родин Б. М. Карьеры пильного камня. Киев, Буд!вельник, 1964.
28.	Рогатин И. Н. Технология и механизация открытых гордых работ. М.,
Недра, 1982.
29.	Русский И. И. Технология отвальных работ и рекультивация на карье-
рах. М., Недра, 1979.
308
30.	Системы разработки и транспорт на карьерах/К. К. Кузнецов,
А. И. Ястребов, Л. Н. Клепиков и др. Недра, 1974.
31.	Спиваковский А. О., Потапов М. Г. Транспортные машины и комплексы
открытых горных выработок. М., Недра, 1983.
32.	Технология, добычи полезных ископаемых со диа озер, морей и океа-
пов/Г. А. Нурок, Ю. В. Бруякин, Ю. В. Бубис и др. М., Недра, 1979.
33.	Технология открытой разработки месторождений полезных ископаемых/
М. Г. Новожилов, Ф. И. Кучерявый, В. С. Хохряков и др. М., Недра, 1971.
34.	Технология и механизация добычи пильного камня/Ю. И. Михайлов,
Е. С. Осадчук, Ф. П. Спиваков и др. М., Недра, 1981.
35.	Теория и практика открытых разработок/Н. В. Мельникова, Э. И. Рееи-
тович, Б. А. Симкин и др. М., Недра, 1979.
36.	Томаков П. И., Наумов И. К- Технология, механизация и организация
открытых горных работ. М., Недра, 1978.
37.	Томаков П. И. Структуры комплексной механизации карьеров с техни-
кой цикличного действия. М., Недра, 1976.
38.	Хохряков В. С. Открытая разработка месторождений полезных ископае-
мых. М., Недра, 1982.
39.	Шешко Е. Ф. Основы теории вскрытия карьерных полей. М., Углетех-
издат, 1953.
40.	Шешко Е. Ф. Открытая разработка месторождений полезных ископае-
мых. М., Углетехиздат, 1957.
41.	Эскин В. С. Рекультивация земель, нарушенных открытыми разработ-
ками. М., Недра, 1975.
”	; ОГЛАВЛЕНИЕ f
Ыхчэг-.'ште
WT'l'.O .;,Г •
Предисловие............................................................3
1.	Общие сведения об открытых горных работах............................4
1.1.	Сущность открытых горных работ и основные понятия..............4
1.2.	Особенности и технико-экономические показатели открытого спо-
соба разработки	......................................... 5
1.3.	Коэффициент	вскрыши..........................................7
1.4.	Элементы карьера и расчет нх параметров.......................10
1.5.	Уступ и его	элементы.........................................20
У 1.6. Зависимость открытых горных работ от природных факторов . . 24
v	1.7. Периоды и производственные процессы открытых горных работ . 27
2.	Подготовка горных пород к выемке...................................32
v 2.1. Горные породы — объект открытых горных разработок...............32
V 2.2. Способы подготовки горных пород к выемке......................35
2.3.	Технологические требования к качеству взрывного рыхления пород
и методы взрывных работ............................................36
2.4.	Взрывные скважины и их параметры..............................38
2.5.	Буримость горных пород........................................39
2.6.	Буровые станки и технология бурения взрывных скважин ... 41
12.7) Расчет производительности буровых станков.....................49
2.8.	Взрываемость горных пород и расход ВВ.........................51
2.9.	Расположение и порядок взрывания скважин......................52
2.10.	Конструкция и принципы расчета скважинных зарядов .... 54
v 2.11. Вторичное дробление..........................................56
2.12.	Механизация вспомогательных работ при бурении и взрывании
скважин............................................................57
2.13.	Применение навесных рыхлителей...............................59
2.14.	Маркшейдерское обеспечение буровзрывных	работ..............62
3.	Выемка и погрузка горных пород.....................................64
„ 3.1. Выемочно-погрузочное оборудование и технологические схемы вы-
емки н погрузки.....................................................64
\ 3.2. Классификация экскаваторов и их технологическая характеристика 66
‘ 3.3. Технологические параметры мехлопат	и	драглайнов.............68
3.4.	Технология выемки горной массы и параметры забоев мехлопат и
драглайнов.......................................................  73
3.5.	Технологические параметры	гидравлических	экскаваторов	....	80
3.6.	Технологические параметры	многоковшовых	экскаваторов	....	81
3.7.	Технология выемки пород н параметры забоев многоковшовых экс-
каваторов .........................................................86
3.8.	Расчет производительности	экскаваторов........................88
3.9.	Применение бульдозеров, скреперов и одноковшовых погрузчиков . 92
3.10.	Механизация вспомогательных работ при выемке и погрузке гор-
ной массы..........................................................99
3.11.	Маркшейдерские работы при выемке и погрузке горной массы . 100
4.	Перемещение карьерных грузов......................................102
"	4.1. Особенности работы карьерного транспорта. Грузооборот и гру-
зопотоки карьера...................................................102
310
V 4.2. Основные виды карьерного транспорта и их технологическая ха-
рактеристика .......................................................103
4.3.	Характеристика пути и подвижного состава железнодорожного
транспорта.........................................................105
4.4.	Схемы развития путей и организация обменных операций на уступах 113
4.5. Расчет полезной массы поезда, пропускной способности пути и пар-
ка подвижного состава..............................................117
4.6.	Характеристика дорог и подвижного состава карьерного автотран-
спорта ............................................................121
4.7.	Расчет парка подвижного состава автотранспорта п пропускной спо-
собности дорог.....................................................127
4.8.	Организация работы карьерного автотранспорта.................130
4.9.	Конструкция и технологическая характеристика ленточных конвейе-
ров. Область применения конвейерного транспорта	на карьерах . . .132
4.10.	Схемы конвейерного транспорта на карьерах и расчет производи-
тельности конвейеров...............................................134
„ 4.11. Комбинированный карьерный транспорт..........................136
4.12.	Вспомогательные работы па карьерном транспорте и их механиза-
ция ...............................................................138
V 4.13. Основные требования правил безопасности (ПБ) при работе карь-
ерного транспорта...................................................145
4.14.	Маркшейдерские работы при перемещении горной массы . . . 148
Б. Отвалообразование вскрышных пород..................................153
у 5.1. Сущность процесса отвалообразования и его связь с другими про-
цессами ............................................................153
5.2.	Выбор места расположения отвалов..............................157
5.3.	Отвалообразование при железнодорожном транспорте..............158
;	5.4. Отвалообразование прн автотранспорте..........................167
5.5.	Отвалообразование прн конвейерном транспорте..................170
5.6.	Технико-экономические показатели отвалообразования............171
,, 5.7. Правила безопасности при производстве отвальных работ .... 172
5.8.	Рациональное использование земель при разработке месторождений
открытым способом..................................................173
5.9.	Маркшейдерское обеспечение отвальных и рекультивационных работ 184
6.	Вскрытие карьерного поля..........................................187
6.1.	Сущность вскрытия карьерного поля............................187
6.2.	Открытые горные выработки и их назначение....................189
6.3.	Системы капитальных траншей..................................192
6.4.	Определение объема капитальных траншей.......................194
\] 6.5. Классификация способов вскрытия..............................198
N 6.6. Трасса капитальных траншей....................................199
6.7.	Выбор способа вскрытия карьерного поля......................202
6.8.	Технология, механизация и организация работ при проведении
горных выработок..................................................205
6.9	Горпо-капитальпые работы при строительстве карьера..........211
6.10.	Маркшейдерские работы прн проведении горных выработок . . . 213
7.	Режим горных работ карьера.........................................216
7.1.	Общие сведения................................................216
7.2.	Графики извлекаемых объемов вскрыши и полезного ископаемого
для горизонтальных и пологих залежей...............................217
7.3.	Графики извлекаемых объемов вскрыши и полезного ископаемого
для наклонных и крутых	залежей................................221
7.4.	Календарные графики	режима	горных работ...................226
7.5.	Анализ, оценка и регулирование календарных графиков режима
горных работ ..................................................... 228
311
8.	Системы открытой разработка месторождений и структуры комплексной
механизации .	  231
8.1.	Общие сведения............................................231
8.2.	Элементы системы разработки и их параметры................233
'— 8.3. Классификация систем	разработки............................239
-~~ 8.4. Основные положения по формированию структур комплексной ме-
ханизации .....................................................247
•’"''8.5. Классификация	структур комплексной механизации...........251
8.6.	Тсхноло1ия и комплексная механизация при сплошных системах
разработки.....................................................254
8.7.	Технология и комплексная механизация при углубочных системах
разработки.....................................................263
8.8.	Комбинированная разработка месторождений..................278
9.	Разработка месторождений строительных горных пород..............279
9.1.	Требования к строительным материалам из строительных горных
пород..........................................................279
9.2.	Технология и механизация добычи пород па щебеночных карьерах 281
ч .5 Технология и механизация добычи и переработки песчано-гравий-
ных пород......................................................283
9.4.	Технология и механизация разработки месторождений стенового
камия..........................................................285
9.5.	Технология и механизация разработки месторождений облицовоч-
ного камня.................................................... 290
10.	Качество полезного	ископаемого................................293
10.1.	Общие сведения...........................................293
10.2.	Опробование полезных ископаемых..........................296
10.3.	Потери и разубоживание полезных ископаемых...............298
<"10.4. Влияние технологии и механизации добычных работ на качество
добытого полезного ископаемого..................................301
—10.5. Стабилизация качества добываемых полезных ископаемых . . . 305
Список литературы..................................................308
учебник
Петр Иванович Томаков
Игорь Константинович Наумов
ТЕХНОЛОГИЯ, МЕХАНИЗАЦИЯ И ОРГАНИЗАЦИЯ
ОТКРЫТЫХ ГОРНЫХ РАБОТ
Редактор издательства £. 3. Шуберт Технический редактор О. А. Колотвина
Художественный редактор О. Н. Зайцева Корректор Е. В. Наумова
ИБ № 5902
Сдано в набор 27.03.86. Подписано в печать 04.10.86. Т-18577. Формат бОХЭОб'к. Бумага типо-
графская № I. Гарнитура Литературная. Печать высокая. Усл. печ. л. 19,5. Усл.кр.-отт.
19,5. Уч.-изд. л. 22,0. Тираж 5800 экз. Заказ 1433/224—Ю. Цена I р. 20 к.
Ордена ^Знак Почета» издательство «Недра»,
Москва, Третьяковский проезд, 1/19.
Ленинградская типография № 4 ордена Трудового Красного Знамени Ленинградского объ-
единения «Техническая книга» им. Евгении Соколовой Союзполиграфпрома при Государ.
ственном комитете СССР по делам издательств, полиграфии и книжной торговли. 191126,
Ленинград, Социалистическая ул., 14.