Технологические схемы проведения траншей

 

Под проведением (проходкой) горных выработок понимают комплекс работ по разрушению, выемке пород в контуре выработки и перемещению их за ее пределы. От скорости проходки траншей зависят продолжительность вскрытия и подготовки новых горизонтов, общая длина фронта добычных и вскрышных работ. Поэтому на карьерах стараются применять способы, обеспечивающие наибольшую скорость проходки. Для ускорения пуска в эксплуатацию карьера или очередного горизонта можно пойти даже на удорожание транспортных работ, так как выигрыш во времени, как правило, покрывает перерасход средств на проходку выработок [4]. Способы проведения траншей различают по числу проходимых слоев (на полное сечение или с разбивкой сечения по высоте на несколько слоев), виду применяемого транспорта, типу забоев (табл. 7.4).

Бестранспортный способ проведения траншей включает несколько вариантов. Траншею проходят сразу на все проектное сечение, породы складируют в постоянных или временных отвалах на одном или обоих бортах. Наибольшее распространение в качестве выемочно-погрузочного оборудования получили драглайны. В основу расчета параметров траншей по известным рабочим размерам экскаватора положено равенство объемов породы, извлекаемой из траншеи и укладываемой в отвал (рис. 7.14)В протяженных выработках объемная задача может быть с достаточной степенью точности заменена плоской:

S_o = К_р S_T, (7.20)

где S_o – площадь поперечного сечения отвала, м²; К_р – коэффициент разрыхления пород; S_T – площадь поперечного сечения траншеи, м².

При перемещении драглайна вдоль оси траншеи и складировании породы в один отвал должны соблюдаться следующие условия:

Н_ч ≥ h, (7.21)

Н_р ≥ Н_о, (7.22)

R_р ≥ 0,5 b_т +h·сtg α + с +Н_о ·сtg β_о, (7.23)

где Н_ч, Н_о, R_р – соответственно, максимальные высота черпания, высота разгрузки и радиус разгрузки экскаватора, м; h – глубина траншеи, м; b_т – ширина траншеи по дну, м; α – угол откоса бортов траншеи, град; с – расстояние от нижней бровки отвала до верхней, бровки траншеи, определяемое исходя из устойчивости пород (не менее ширины возможной призмы обрушения), м; β_о – угол откоса отвала; Н_о – высота отвала, найденная по формуле (7.24),м:

. (7.24)

 

Таблица 7.4. Способы проходки траншей (по А.И. Арсентьеву)

Характер проходки	Забой	Применяемое выемочное оборудование	Применяемые виды транспорта
Без применения транспортных средств
На полное сечение	Торцовой	Одноковшовые экскаваторы – мехлопаты; драглайны; выемочно-транспортирующие машины	–
Боковой	Драглайны, цепные, многоковшовые экскаваторы	–
С применением транспортных средств
На полное сечение	Торцовой	Мехлопаты, роторные экскаваторы, гидромониторы	Железнодорожный, автомобильный, конвейерный, гидравлический
Боковой	Драглайны, цепные многоковшовые экскаваторы	То же
Послойная	Торцовой	Мехлопаты	Железнодорожный, автомобильный
Боковой	Драглайны, цепные многоковшовые экскаваторы	Железнодорожный, автомобильный, конвейерный
Взрыв на выброс	–	Одноковшовые экскаваторы для придания траншее проектного профиля	Железнодорожный, автомобильный

 

Решив совместно выражения (7.21) и (7.24), можно найти рабочие параметры драглайна, позволяющего пройти траншею с необходимыми размерами, или проверить возможность размещения в отвале вынутых из траншеи пород драглайном конкретной модели.

Для увеличения вместимости отвалов предусматривают их размещение на обоих бортах (для внешних вскрывающих траншей), смещение оси движения экскаватора в сторону отвала, зигзагообразный ход экскаватора, выемку породы несколькими заходками или боковым (продольным) забоем [30]. В технологических схемах с оборудованием большой единичной мощности (комплексами непрерывного действия) проходку широких траншей ведут с переэкскавацией пород (рис. 7.14, б).

При укладке породы в один отвал:

V_о = V_т·К_р, (7.25)

в два отвала:

2·V_о = V_т·К_р, (7.26)

здесь V_о – объем отвала, м³; V_т – объем траншеи, м³.

При проходке вскрывающих траншей V_т находят по формулам (7.2), (7.3), (7.7), а при проходке разрезных траншей – по формуле (7.13).

При проходке вскрывающих траншей объем отвала изменяется от 0 до Н_о, поэтому объем отвала (м³) находят по формуле:

, (7.27)

здесь L_т – длина траншеи, м.

При проведении разрезных траншей породу, как правило, размещают на одном (нерабочем) борту. В этом случае для вычисления объема отвала (м³) используют выражение:

, (7.28)

В том случае, если необходимо увеличить вместимость отвала, ось хода драглайна смещают к нерабочему борту траншеи [31].

Увеличение ширины траншей неизбежно приводит к необходимости кратной перевалки пород. Драглайн при первом проходе извлекает породу из первоначальной траншеи I (рис. 7.14, б) иукладывает ее в первый отвал. При втором проходе он переэкскавирует породу из первого отвала во второй отвал, при третьем проходе драглайн добирает оставшуюся заходку 2,укладывая породу в конечное положение. Такая схема проходки применима в тех случаях, когда общие затраты на перевалку не превышают затраты привыполнении проходческих работ с использованием средств транспорта, а фактор времени не играет решающей роли.

Оптимальная кратность переэкскаваций (ед.):

К_п = C_т / C_б, (7.29)

где C_т и C_б – стоимость выемки 1м³ пород при проходке траншей транспортным и бестранспортным способами, руб.

Полутраншеи обычно проходят мехлопатами, перемещая породу под откос косогора (рис. 7.14, в). При этом должны соблюдаться следующие условия:

R_р ≥ b_т – R_чу + Н₁·сtg β_о, (7.30)

Н_р ≥ Н₁, (7.31)

где R_чу – радиус черпания экскаватора на уровне стояния, м.; Н₁ – превышение гребня отвала над горизонтом установки экскаватора, м.

Время и скорость проходки траншеи:

, (7.32)

, (7.33)

здесь t_т – время проведения траншеи, мес.; V_т – объем траншеи м³; Q_эт – сменная производительность траншейного экскаватора, м³; N_эт – количество рабочих смен экскаватора в течение года [25]; W_т – скорость проходки траншеи, м/мес.; L_т – длина траншеи, м.

Выполняя расчет Q_эт пo формуле (4.14), необходимо иметь в виду, что коэффициент использования экскаватора во времени в этом случае достигает 0,85–0,95.

Транспортный способ проведения траншей менее экономичен, но в большинстве случаев, особенно при разработке глубоких карьеров, нет возможности складировать породы вдоль бровки вскрывающих выработок, а приходится вывозить их на внешние или внутренние отвалы. Обычно используют два варианта проходческих работ: с нижней погрузкой в средства транспорта, располагаемые на дне траншей (рис. 7.15), и с верхней погрузкой, когда экскаватор, стоящий на дне выработки, отгружает породу в транспортные сосуды, расположенные на кровле уступа.

При выемке сплошным забоем с нижней погрузкой дляподачи к экскаватору железнодорожных вагонов в траншее укладывают один (рис. 7.15, а) или два погрузочных тупика. По мере подвигания забоя их наращивают звеньями относительно небольшой длины, которые затем периодически заменяют рельсами со стандартной длиной звена. Размеры мехлопат не позволяют одновременно загружать более одного думпкара. Поэтому состав расформировывают для повагонной подачи в забой. Обмен думпкаров осуществляют на специальном выставочном тупике, расположенном в траншее на расстоянии 100–300 м от забоя. Длина его зависит от числа вагонов в составе. Поездная бригада маневрирует гружеными и порожними вагонами: сначала состав порожняком (с локомотивом в хвосте) подают в забои и загружают последний вагон, затем локомотивосостав выходит из забоя, заводит груженый думпкар на выставочный тупик и отцепляет его. Оставшиеся вагоны снова подают на погрузку. Такие маневры повторяют до полной загрузки поезда. После выхода его на обменный пункт (разъезд) в забой направляют новый состав. Минимальное время обменов одного поезда (ч):

, (7.34)

где t_оц = l,0–1,5 – время на отцепку и прицепку одного вагона, мин; V_м = 10 – скорость движения состава при маневрах, км/ч;V_гр и V_пор – скорость движения груженого и порожнего составов, км/ч; l₁ = 0,15–0,2 – расстояние от выставочного тупика до забоя, км; l_с – длина состава, км; l_т = (1,1·l_с +20) – длина выставочного тупика, км; l₂ – расстояние от выставочного тупика до ближайшего разъезда, где происходит обмен поездов, км; τ – время на железнодорожную связь, мин.

Коэффициент обеспеченности забоя порожняком, вычисленный по формуле (5.4), в этом случае практически не превышает 0,3–0,5. При двух железнодорожных тупиках во время обмена одного думпкара можно загружать другой, стоящий на втором пути. Это позволяет повысить η_о до 0,6, но приводит к большой стесненности в забое и при большом количестве негабарита практически неприемлемо [4].

Хороших результатов достигают при спаренной работе экскаваторов (рис. 7.15, б). В этом случае можно грузить до трех думпкаров, поэтому η_о выше, так как при расчете t_о по формуле (7.34) первое и второе слагаемое делят на число одновременно загружаемых вагонов. Во время обмена состава забойный экскаватор складирует породу в штабель позади себя, обеспечивая возможность дальнейшей работы второй машины. По данным Гипроруды, скорость проведения траншей по такой схеме для экскаваторов ЭКГ-8и достигает 208–240 м/мес. (h = 15 м), а при погрузке на один тупик – не более 150 м/мес. [4].

Минимальную ширину траншеи по дну (м) находят с учетом безопасных расстояний между экскаватором и загружаемыми вагонами (рис. 7.15, а):

b_т.min = R_к + f + d + К, (7.35)

где R_к – радиус вращения кузова экскаватора, м; f = 0,6–0,8 – безопасное расстояние между кузовом экскаватора и нижней бровкой траншеи, м; d = 4,15 – расстояние от оси пути до нижней бровки траншеи, м; К – расстояние от оси перемещения экскаватора до оси пути, м.

Величину Копределяют как высоту треугольника, у которого одна сторона равна длине кузова думпкара, вторая – (0,8–0,85) R_p.max, а третья – (R_к+2,5) (рис.7.15, а). Максимальное значение к будет соответствовать положению вагона напротив экскаватора.

Выемку сплошным забоем с верхней погрузкой (рис. 4.9) производят карьерными мехлопатами ЭКГ-5у, ЭКГ-8у с удлиненным рабочим оборудованием и другими экскаваторами (приложение А). При этом не нужно расформировывать поезда и выполнять соответствующие маневровые операции, в результате чего скорость проведения траншей возрастает на 40–50 %.

Однако расположение экскаватора и подвижного состава на разных уровнях затрудняет процесс погрузки, так как машинист лишен возможности контроля и вынужден прибегать к помощи рабочего – сигнальщика. Возможную глубину траншеи устанавливают по формуле (4.1), а необходимый радиус разгрузки – по формуле (4.2). Ширина траншеи по дну (м) при односторонней погрузке составляет:

b_т.min = 2(R_к + f), (7.36)

b_т.max = R_чу. (7.37)

При использовании автомобильного транспорта производительность экскаваторов в тупиковой заходке лишь на 15–20% ниже, чем в сквозной. Схемы подачи автосамосвалов под погрузку – кольцевая или с тупиковым разворотом (рис. 7.15, в, г).

Ширина траншеи по дну (м) при кольцевом развороте автомобилей (схема в)

b_т.min = 2·(R_a + m), (7.38)

а при тупиковом (схема г)

b_т.min = R_а + l_а+2·m, (7.39)

здесь R_a – радиус поворота автосамосвала по колее переднего внешнего колеса, м; m = 1–2 – минимальный зазор между автосамосвалом и нижней бровкой борта траншеи, м; l_а – длина автомобиля, м.

Расчетная скорость проведения траншей в этом случае в 1,5-1,7 раз выше, чем при железнодорожном транспорте, достигая 202–240 м/мес. (ЭКГ-8и, h =15 м).

 

При использовании обратных гидравлических лопат глубина траншеи зависит от расположения транспорта относительно горизонта установки экскаватора (рис. 7.16). В случае расположения транспортных средств на одном уровне с экскаватором (рис. 7.16, а)глубина траншеи (м) составляет:

в крепких породах с углом откоса α = 60º

h_т = (0,8 ÷ 0,9)·Н_ч.max, (7.40)

в мягких породах с α = 45–50°

h_т = (0,65 ÷ 0,8) Н_ч.max, (7.41)

где Н_ч.max – максимальная глубина черпания обратной гидравлической лопаты (приложение 3), м.

При погрузке ниже уровня стояния (рис. 7.16, б)в крепких породах с углом откоса уступа α = 60º

h_т = (0,7 ÷ 0,8) Н_чmax, (7.42)

в мягких породах при α = 45–50°

h_т = (0,6 ÷ 0,7) Н_чmax. (7.43)

Расчетные параметры схемы для различных моделей экскаваторов в породах I-II категории по трудности экскавации приведены в таблице 7.5.

Таблица 7.5. Параметры траншей при использовании гидравлических

экскаваторов «обратная лопата» (по данным «КузНИИшахтостроя»)

Показатели	Модель экскаватора
ЭГО-4	ЭГО-6	ЭГО-8	ЭГО-4у
Транспортные средства расположены на уровне стояния экскаватора
Глубина траншеи, м	7,5	7,5	7,5	11,6
Ширина траншеи по дну, м	16,0	16,0	16,0	19,8
Угол откоса борта траншей, град
Ширина полосы безопасности, м	3,2	3,2	3,2	3,2
Производительность экскаватора - сменная, м^3 - годовая, тыс. м^3	793,5			735,4
Транспортные средства расположены ниже уровня стояния экскаватора
Глубина траншеи, м	6,5	6,5	6,5	6,5
Ширина траншеи по дну, м	33,5	33,5	33,5	51,5
Угол откоса борта тран­шей, град
Ширина полосы безопасности, м	2,7	2,7	2,7	2,7
Расстояние: между двумя крайними точками экскаватора при зигзагообразном перемещении, м.	15,5	15,5	15,5	15,5
Производительность экскаватора - сменная, м^3 - годовая, тыс. м^3

 

В сложных горно-геологических условиях, при большой обводненности нижних горизонтов илизначительной влажности грунтов для проходки траншей с погрузкой породы всредства железнодорожного транспорта можно использовать драглайны. Для увеличения скорости проходки траншей целесообразно двухстороннее расположение путей на бортах траншеи.

В соответствии с требованиями Единых правил безопасности [15] при погрузке драглайнами породы в железнодорожные составы должны быть разработаны мероприятия по безопасным методам работы и обеспечена защита от прикосновения ковшом к проводам тяговой сети.

Схема работы мехлопаты с конвейерным транспортом аналогична схеме выемки в тупиковой заходке. При нижней погрузке конвейер располагают по оси траншеи, при верхней – на ее борту, а ширину выработки по дну принимают минимальной – формула (7.36). Интенсификации проходческих работ на карьерах с железнодорожным транспортом достигают за счет одновременной выемки нескольких слоев (рис. 7.17). При этом V_т = 240–260 м/мес. Высоту каждого слоя находят по формуле (4.1), а число слоев из выражения (условные обозначения те же, что и на рис. 4.5), (ед.):

n_сл ≥ h / (Н_р.max – h_в – h_з). (7.44)

Возможна также послойная выемка комбинированным способом: первый слой – верхней погрузкой мехлопатами с удлиненным оборудованием в думпкары, нижней – мехлопатами с нормальным рабочим оборудованием в автосамосвалы.

Послойную проходку траншей отличает большой объем работ по перемещению путей. Кроме того, возрастают размеры выработок, общий объем и стоимость проходческих работ (на 10–35 %). Эксплуатация подготавливаемого уступа возможна лишь после проведения траншеи на всю длину [30].

Полный цикл проходческих работ в скальных породах включает: бурение скважин, заряжание и взрывание, экскавацию, настилку железнодорожных путей, вторичное дробление негабаритных кусков.

По опыту работы железорудных карьеров Кривбасса, предпочтительно взрывание блоков длиной 50–100 м для въездных и до 200-300 м для разрезных траншей. Наилучшее дробление пород обеспечивает диагонально-клиновые или диагонально-волновые схемы взрывания

Количество продольных рядов скважин в блоке (рис. 7.18), (ед.):

, (7.45)

где b – расстояние между рядами скважин, м.

Расчетное значение n_ртокругляют до ближайшего целого значения, корректируя соответственно величину b.

Число скважин в одном продольном ряду взрывного блока L_б, (ед.):

, (7.46)

где n_скв– количество скважин в одном ряду, ед.; а – расстояние между скважинами в ряду, м.

При нечетном числе продольных рядов врубовым является один центральный ряд, а при четном – два ряда. Глубина врубовых скважин на 0,5–1,0 м, больше, чем отбойных.

Объем буровых работ в блоке Б_т, (м):

Б_т = n_скв·[n_вс·L΄_с + (n_рт – n_вс)·L_с], (7.47)

здесь n_вс – количество врубовых рядов, ед; L´_с– глубина врубовых скважин; L_c – глубина отбойных скважин, м.

Масса заряда в скважинах первого поперечного (рис. 7.18) и последующих рядов, (кг):

Q´_з = q_р·W·b·h, (7.48)

Q˝_з = q_р·а·b·h, (7.49)

где Q´_з – масса заряда в скважинах первого поперечного ряда, кг; Q˝_з – масса заряда в скважинах второго и последующих поперечных рядов, кг; q_р – расчетный удельный расход ВВ, кг/м³; W – линия сопротивления по подошве, м.

Расход ВВ на блок с учетом увеличения на 10–15 % массы заряда во врубовых скважинах по сравнению с отбойными (кг)

Q_вб = [Q´_з + Q˝_з·(n_скв – 1)]·[(n_рn – n_вс) + (1,10÷1,15)·n_вс]. (7.50)

Расход забоечного материала на блок (м³):

Q_зб = V_заб ·n_скв ·n_рт, (7.50)

здесь V_заб - объем забойки в скважине, м³.

После взрыва бульдозером или экскаватором очищают трассу для укладки железнодорожного пути или для автодороги. Настилку железнодорожного пути с заменой отрезков рельсов на нормальные звенья ведут, как правило, путеукладочными кранами. Объем путеукладочных работ определяют в каждом конкретном случае в зависимости от ширины развала, скорости подвигания забоя и длины взрываемого блока.

Если возникает необходимость проведения широких разрезных траншей, то ее проходят в два приема [4]. На первом этапе экскаватор работает в тупиковой заходке минимально возможной ширины. Оставшуюся часть траншеи после перегона его к началу блока отрабатывают сквозной заходкой. Производительность выемочно-погрузочной машины в этом случае будет практически той же, что и при выемке заходок нормальной ширины на уступах, а средняя скорость проходки (погрузка ЭКГ-8и на один тупик) возрастает до 157–180 м/мес. Кроме того, такая схема позволяет проводить траншею сразу двумя экскаваторами, один из которых проходит тупиковую, а второй (с отставанием на 150–200 м) – сквозную заходку. В результате среднее значение V_т (h=15м, ЭКГ-8и) достигает 246–270 м/мес. [4].

При выборе способа проведения траншей можно следовать рекомендациям Гипроруды. Целесообразнее применять на проходческих работах автотранспорт, независимо от вида транспорта, занятого на основной деятельности. Для сокращения объемов выемки и увеличения скорости проходки необходимо вести взрывание блока разрезной траншеи широкой полосой и проводить ее в два приема. Если используют железнодорожный транспорт, то рациональна схема с верхней погрузкой экскаваторами, имеющими удлиненное рабочее оборудование (рис. 4.5), а при достаточном количестве экскаваторов и оборудования для путеукладочных работ – послойное проведение (см. рис. 7.17). Эффективна также схема со спаренной работой экскаваторов (рис.7.15, б).

Стационарные наклонные траншеи в скальных породах разбивают по длине на несколько блоков. Первый участок длиной 50–70 м проходят без применения буровзрывных работ, поскольку массив до глубины 2,5–3,0 м разрушен за счет перебура скважин верхнего уступа. Второй участок дли­ной 125–135 м обуривают с минимальным расстоянием между скважинами. В последующих блоках увеличивают глубину и расстояние между скважинами [4].

Опыт работы железорудных карьеров Кривбасса показал, что для подготовки новых горизонтов целесообразно проходить временные вскрывающие выработки. В этом случае взрывные скважины обуривают на всю высоту уступа. Экскаватор проходит съезд с необходимым уклоном, оставляя в его подошве взорванную горную массу, которая убирается после окончания срока службы съезда. Подобная технология исключает дополнительное бурение и взрывные работы при ликвидации траншей.

Взрывы на выброс позволяют создавать траншеи значительной длины в относительно короткие сроки. Расчет зарядов ведут специально для каждого взрыва, а расстояние между ними должно обеспечивать эффективность выброса породы и получения выработок нужного поперечного сечения. Однако этот способ обладает невысоким коэффициентом полезного действия, требует больших затрат и не обеспечивает заданные параметры траншей. Поэтому после взрыва необходимо вести экскаваторные работы для расчистки выработки и придания ей требуемого профиля [38].

Контрольные вопросы и задания

Поясните, когда целесообразно рассредоточение карьерных грузопотоков.

Сформулируйте цель вскрытия месторождения, участка, горизонта.

Перечислите открытые горные выработки и укажите их основные параметры.

Дайте классификацию траншей по расположению относительно контуров карьера и количеству обслуживаемых уступов.

Укажите, как подразделяют траншеи по величине продольного уклона и степени стационарности.

Поясните, из каких соображений устанавливают ширину траншеи по нижнему основанию (дну).

Сформулируйте, в чем различие между вскрывающими и разрезными траншеями.

Перечислите виды примыкания капитальных траншей и рабочим горизонтом и характер изменения при этом общей длины трассы вскрывающих выработок.

Дайте классификацию траншей по форме их трассы в плане.

Что понимают под схемой вскрытия?

Укажите способы вскрытия карьерных полей.

Назовите способы проходки траншей.

Поясните принцип расчета параметров траншей при бестранспортном способе их проведения.

Сформулируйте достоинства и недостатки проходки траншей полным сечением с нижней погрузкой в средства железнодорожного транспорта.

Поясните, с какой целью используют на проходке траншей экскаваторы с удлиненным рабочим оборудованием.

Охарактеризуйте особенности проведения траншей с использованием автотранспорта.

Перечислите составляющие цикла проходческих работ в скальных породах.

Укажите, почему возрастает скорость проходки траншей при послойном их проведении с использованием железнодорожного транспорта.

Назовите особенности технологии взрывных работ при проходке траншей.

Поясните основные принципы, которыми следует руководствоваться при выборе способа проведения траншей.

Укажите область применения подземных вскрывающих выработок.

Перечислите виды подземных вскрывающих выработок.

В каких случаях рабочие горизонты карьера вскрывают рудоспусками (рудоскатами)?

Укажите область применения крутых вскрывающих траншей.

Перечислите основные вскрывающие выработки при разработке россыпей гидравлическим и дражным способами.

Какие гидротехнические сооружения используют для вскрытия месторождений заводнением?

 

 

8. Системы разработки и технологические

комплексы

 

8.1. Понятие о системах разработки и технологических

комплексах

Под системой разработки понимают определенный порядок производства горных работ в пределах карьерного поля или его участка. Она отражает принятые решения по формированию рабочей зоны карьера в пространстве и времени, соразмерному развитию горных работ на уступах, и должна обеспечить безопасную, планомерную и экономичную разработку месторождения, комплексное извлечение полезных ископаемых, охрану недр и окружающей среды.

При разработке горизонтальных и пологих месторождений рабочая зона карьера формируется в период строительства карьера, а в дальнейшем развивается в горизонтальном направлении. Такие системы разработки называют сплошными или системами разработки без углубки карьера.

Отработка наклонных и крутопадающих залежей характеризуется перемещением фронта работ в горизонтальном на­правлении и в глубину (по мере подготовки новых горизонтов). Такие системы разработки именуют углубочными.

Фронт работ уступов может быть ориентирован вдоль длинной и короткой осей карьерного поля, а также иметь кольцевую или эллипсовидную форму (рис. 8.1). Продольноерасположение обеспечивает значительную протяженность фронта работ, создавая благоприятные условия для интенсивной отработки месторождения и раздельной выемки, но обусловливает значительный объем горно-капитальных работ. Его целесообразно применять при малой мощности по­крывающих пород.

Поперечное размещение (вдоль короткой оси) фронта работ обеспечивает небольшие объемы горно-капитальных работ и протяженность транспортных коммуникаций, но создает определенные трудности по вскрытию новых уступов и эксплуатации дорожно-путевого хозяйства из-за частого его переустройства. Этот вариант наиболее эффективен при использовании автотранспорта и подготовке горизонтов котлованами, отличаясь высокой интенсивностью разработки.

Кольцевая или близкая к ней конфигурация уступов характерна для месторождений округлой формы. Она обеспечивает минимальные объемы горно-капитальных работ и высокие темпы углубки. но отличается переменной длиной фронта и транспортных коммуникаций на разных этапах разработки.

Перемещение фронта работ может идти параллельно длинной или короткой оси карьерного поля с однобортовой (схема а) или двухбортовой (схема б) выемкой, по вееру (схема в),радиально от центра выемочного слоя к его границам (схема г)или от периферии к центру (схема д).

 

Оборудование, используемое для добычи полезного ископаемого и удаления вскрыши, образует единый комплекс машин и механизмов. Практически при любой системе разработки можно применять различные комплексы оборудования. В то же время параметры системы разработки (высота уступов, ширина рабочих площадок и др.) взаимосвязаны с рабочими параметрами, расположением, перемещением оборудования на уступах и, в свою очередь, влияют на эффективность его работы. Это две единые диалектические категории: система разработки отражает форму, а комплексная механизация – содержание технологии горных работ. Поэтому акад. В. В. Ржевский ввел понятие о технологических комплексах вскрышных и добычных работ как совокупности комплексов оборудования и технологических решений по вскрытию и системам разработки, совместно обеспечивающих безопасное, высокопроизводительное и экономичное выполнение горных работ в плановых объемах [30].