毕业论文-平朔东露天矿20Mta设计

中国矿业大学2014届本科生毕业设计第I页本科生毕业设计 采煤破碎站设置水平及移设步距的确定二○一一年六月中国矿业大学2014届本科生毕业设计第Ⅱ页设计的一般部分为平朔东露天矿20Mt设计，采煤采用间断工艺，剥离为综合工艺。设计确定的采场最终帮坡角为35°,排土场边坡角为20°。圈定的境界面积45.90km²,地质储量1645.62Mt,平均原煤剥采比5.58m³/t,服务年限为74.7a。平朔东露天划分为4个采区，首采区位于平朔东露天矿中部，从北部拉沟，向南推进。首采区服务年限24.59a。东露天矿正常生产时期，采用工作帮移动坑线和端帮半固定坑线相结合的开拓方案。共设有两个排土场，其中北排土场占地面积1.64km²,容量109.63Mm³。东排土场占地面积4.57设计还包括设备选型，开采参数，运输，投资、总平面布置等内容。专题部分研究了采煤破碎站设置的合理水平为剥离半连续工艺最低水平，移设步距为翻译部分翻译了一篇国外关于露天矿可呼吸性粉尘评价的论文《Assessmentof关键词：剥离半连续工艺；半固定破碎站;设置位置；移设步距中国矿业大学2014届本科生毕业设计slopeangleof35°,dumpslopeangleof20°.Delineationoftheborderareaof45.90km2,fislocatedintheeastcentralPINhefirstminingareafTheEastdumpwhichcoversareaof4.57km²haThedesignalsoiThetranslationpartisabouttheevaluationoftherespirablsemi-continuousprocess;semi-fixed一般部分1矿田概况及煤田地质 11.1矿田概况 11.2矿田概况 31.3矿田地质构造及煤层产状特征 42露天矿边坡设计 62.1工程地质条件 62.2采掘场边坡稳定计算 62.3采掘场边坡角确定及其稳定性 82.4排土场边坡稳定计算 2.5边坡稳定措施 3开采境界和储量计算 3.1开采境界的确定 3.2储量计算 4开采工艺及开采程序 4.1开采工艺 4.2开采程序 4.3设备选型 4.4开采参数 4.5掘沟和延深 5.1开拓系统方案 5.2出入沟位置的选择 5.3开拓坑道定线 6.2排土 中国矿业大学2014届本科生毕业设计7.1工作制度 7.2生产剥采比 7.3生产能力 8.1设备数量计算 8.2设备检修 719.1位置与交通 9.2总平面布置 10.1基建投资 10.2矿石成本 10.3人员配备 10.4主要技术经济指标 1概述1概述 1.1平朔东露天煤矿概况 1.2半连续工艺 1.3问题的提出 1.4研究思路和内容 2.1采煤开拓运输系统典型设置方案 3半固定破碎站的合理设置水平 3.2矿石半固定破碎站位置的合理设置 4.1半固定破碎站移设步距的确定方法 4.2半固定破碎站的移设步距的确定原则 4.3平朔东露天矿半固定破碎站移设步距的确定 5.1结论 参考文献 翻译部分英文原文 中文译文 中国矿业大学2014届本科生毕业设计第1页1矿田概况及煤田地质1.1.2矿区范围西平朔矿区总体规划的批复》对平朔矿区开采范围、井田划分、建设规模、露天和矿井的合理开发顺序等进行了批复。批复的矿区范围南北长23km,东西宽22km,总面积380km²,保有地质储量112.21亿t。平朔矿区共规划了16个井(矿)田(其中3个露天矿田，13个矿井井田),矿区总建设规模为9350万吨/年，其中露天矿三个，分别是安太堡露天矿1500万吨/年，安家岭露天矿1000万吨/年，东露天矿2000万吨/年；井工矿13个，建设规模共1.1.4地形与地貌平朔矿区北、东、西三面环山，最高点海拔标高为+1501m,最低点海拔标高在+1000m,一般海拔标高为+1200～+1350m。山河山河关浑源后山3平行五h五寨225r罚梁粉定寿寿t感平感●●龄河9图1.1平朔矿区交通位太太中国矿业大学2014届本科生毕业设计第3页1.2.1矿田位置东露天矿田位于平朔矿区的东北部马关河与麻地沟之间，西部以马关河为界与安太堡露天矿扩采区为邻，北部是规划的梨园井田(张崖沟),东部为韩村井田，南部为马东井田。1.2.2矿田范围矿区总体规划的批复》,东露天煤矿东、南部境界以矿田勘探边界线作为4号煤层开采的边界线；西部与相邻两个露天矿以勘探线为分界线；东北部境界以4号煤层风、氧化边界线为4号煤层的开采边界线；北部境界以矿田勘探边界线作为4号煤层开采的边界线。1.2.4矿田内的矿井和小窑东露天矿田内主要可采煤层厚度大，煤层埋藏较浅，因此，生产矿井和小窑较多。截止2004年5月，区内有小煤矿10座，开采年限为3～5年，开采4、9、11号煤层不等。在矿田外北、东部沿煤层露头有许多古窑，大部分开采4号煤层，个别开采9号煤层，因年代久远，详情难以了解，因其在矿田外，开采范围仅限于煤层露头一带，对本区影响1.3.1地质构造(1)奥陶系(o)奥陶石灰岩在本区发育良好。岩性：中奥陶系多为石灰岩，间夹灰黄色钙质泥岩。下奥陶系为灰黄色、灰白色白云质石灰岩及白云岩。总厚约400m左右。泥质灰岩风化后呈豹皮状，中下部夹数层同生角砾岩。本系地层主要出露于区外的东部及北部马营河一带，地层厚210～400m,平均厚250m。(2)石炭系(C)其中4、5号煤层分为上煤组，4煤与5煤之间夹层一般为泥岩、砂岩或粉砂岩。6、7号煤层划分为中煤组，其间夹层为泥岩、砂质泥岩、砂岩，且本组煤层赋存状况不稳定。6号煤之上普遍发育的T4砂体，在大部分范围内均可成为与上煤组区分的岩层。8、9、10、11、12号煤层划分为下煤组，各煤层间夹层多为泥岩、砂质泥岩、砂岩。中、下煤组一般是以T3砂体区分。11号煤层顶板一般发育有一层厚度不大但层位较稳定的泥质灰岩，并(3)二叠系(P)该组地层在石峰山及其以北直接出露，经剥蚀不全，局部残厚仅9.50m(D404),甚至下统下石盒子组(P1x):岩层构成主要由泥岩、砂质泥岩、砂岩组成。最底部一层含砾各大沟谷中均有不同程度出露，地层残留厚为0～115.15m,一般厚46.66m。(4)第三系(R)(5)第四系(Q)中、上更新统(Q2+3):岩层构成主要为亚粘土和古土壤层，土体中含有结核和硬质砂全新统(Q4):主要分布于较大河谷、河床及两侧阶地之上，由石灰岩砾、卵石、粉砂土、中、粗粒砂岩岩屑及洪积物组成，厚0～40m,平均厚10m。如J5-02号钻孔在243米仍然为全部风化。1.3.2煤层产状特征中国矿业大学2014届本科生毕业设计第5页东露天矿田主要有三个含煤组，分别为山西组、太原组和本溪组。其中具有经济价值的含煤地层为太原组。本溪组地质勘探中仅见有煤线。山西组亦为小煤线，偶见可采(1)山西组本组含煤3层，自上而下编号1、2、3号煤，全部为不稳定煤层，均不可采。本组地(2)太原组本组为主要含煤地层，各煤层从上至下进行编号为4~12号，共计有9层煤。各煤层分为三个煤组：上煤组、中煤组、下煤组。上煤组包括4、5号两层煤；中煤组包括6、7号两层煤；下煤组包括8、9、10、11、12号共计五层煤。其中具有工业价值能够实现全矿开采的为4、9、11号煤层，是东露天矿区主要的可采煤层，5、6、7、8号煤为局部可采煤层。煤层平均总厚38.49m,可采煤层总厚34.77m。本组地层69.61～118.77m,平均厚96.13m,含煤系数40%。4～9号煤层间距为20.10～55.99m,平均37.25m,9～11号煤层间距为2.95～11.77m,平均6.19m。(3)本溪组本组地层厚20.58～49.55m,平均厚35.71m,含煤1～2层，煤厚一般小于0.50m。无工业价值，本组含煤系数约1%左右。中国矿业大学2014届本科生毕业设计第6页2露天矿边坡设计(1)新生界(Kz)(2)二叠系下统下石盒子组(P1X)(3)二叠系下统山西组(P1S)(4)石炭系上统太原组(C3t)(5)石炭系中统本溪组(C2b)砂岩、砂质泥岩及泥岩为本组的主要岩层，中夹1～3层石灰岩，底部山西式铁矿不发性脆易碎，底部之铝土质泥岩为主要软弱层，质软，有滑感，具有湿胀干燥龟裂特性。本组地层为主要可采煤层的下伏岩层，平均厚度为37m左右。2.岩体结构面及软弱夹层本区的主要次生软弱夹层为风化夹层，分布在区内岩层上部的松散覆盖层以下，为基矿田内岩层倾角较小且上部覆盖层(黄土)强度较低，下部由强度较高硬岩(砂岩、泥岩)构成，有利于边坡稳定。边坡具有存在时间短，服务年限短的特点，期间边坡岩体强度损失较小，有利于保持边坡2.2.1计算方式的选择根据设计规范及工程实际应用，采用安全系数法作为指标评价东露天矿边坡稳定性。常用的计算方法有毕肖普法法和瑞典条分法中国矿业大学2014届本科生毕业设计中国矿业大学2014届本科生毕业设计计算公式如下：1.瑞典条分法式中：Wi土条i的天然重量；qi土条i上作用荷载的平均集度；ci、i土条i底端所在土层的粘聚力和内摩擦角，采用总应力指标。对上式作变形：中国矿业大学2014届本科生毕业设计式中：σc为点x,s(x)处的竖向应力，等于坡面上x处的荷载集度q与点x,s(x)处自重应力之c、为土层中点x,s(x)处的粘聚力和内摩擦角，采用总应力指标。2.毕肖普法3.计算结果评价通过对比分析计算结果可知，两种计算方法中瑞典条分法的边坡稳定系数较毕肖普法小，所以本设计采用相对保守的瑞典条分法，并用该方法计算的结果对东露天最终边坡角及其稳定性进行分析。2.3.1计算断面的选取东露天最终境界边坡平均高度211.67m,其中松散层厚度34.77m,煤岩边坡厚度选取断面应为最为危险的地方以及能够代表全矿平均水平的地方。本次设计选取V-V'剖面左侧，J4-J4′剖面以及Y1-Y1剖面图。其中V-V'剖面左侧为露天边坡最大高度处，中国矿业大学2014届本科生毕业设计第9页边坡高度为270m,其中松散层厚度30m,煤岩厚度240m;J4-J4’剖面左侧为露天边坡最终境界松散层最大厚度处，厚度为为92m。故本设计以地质勘探资料中的地质剖面为基础，对边帮进行稳定性分析，全边坡所选图2.2B-B边坡地质剖面图根据本矿地层和围岩强度特征，将边坡计算中的边坡组成简化为八个部分：第四系表土(黄土)、岩石层、4煤、4煤底板、9煤、9煤底板、11煤和11煤底板，并根据表2.1的岩石力学强度指标转换为岩体力学指标，它们的物理力学性质见表2.1。设计采用瑞典条分法，对V-V'剖面左侧全边坡在不同边坡角33°~38°时，进行了稳定系数计算，计算结果见图2.3;设计针对J4-J4′剖面，松散层最大厚度为92m时，不同边坡角22°~26°时，进行了对Y1-Y1剖面，松散层厚度66.30m,边坡角为26.5°时，边坡稳定系数1.11;边坡角为24°时，边坡稳定系数1.22。中国矿业大学2014届本科生毕业设计第10页对B-B剖面，粉土层厚度27m,煤岩厚度162.91m,整体边坡高度189.91m。松散层边坡角37°时，粉土层边坡稳定系数1.10;松散层边坡角33°时，粉土层边坡稳定系数1.21;当整体边坡角为42.8°时，整体边坡稳定系数为1.114。计算结果见表2.1。中国矿业大学2014届本科生毕业设计第11页从上面计算可知，当露天煤矿最大边坡(V-V'剖面)高度达到270m,露天矿最终境界边坡角为34°~38°时，其边坡的稳定系数为1.32～1.20,边坡角为35°时，稳定系数为表2.1东露天矿采掘场边坡计算分析结果表边坡位置与名称边坡角度稳定系数瑞典条分法首采区东部B-B剖面边坡首采区东部Y1-Y1剖面松散层边坡首采区北部端帮边坡首采区西部最终帮边坡首采区南部端帮边坡当松散层最大边坡高度达到92m,松散层边坡角为23°~25°时，其边坡的稳定系数边坡角度越陡，其稳定性越差，但是减少的边坡剥离量也大，边坡越缓，边坡剥离量越大，但同时边坡稳定性越小，因此存在一个最优边坡角区间。在满足露天矿开拓运输条件下，边坡角宜取计算结果的大值。东露天矿正常生产期间实行内排，边坡使用年限均小于10a,根据设计规范可知边坡稳定系数要求大于1.1～1.2。结合平朔矿区安家岭露天矿、安太堡露天矿的边坡管理经验，从上述计算方法得到的结果分析可知，东露天矿最终边坡角取35°,其稳定系数大于1.2,满足东露天的正常生产需要。本区岩层以中硬岩类～硬岩为主，结合同矿区相似露天矿的现状和经验，设计确定东露天最终帮松散层台阶坡面角为60°,岩石台阶坡面角为65°,煤台阶坡面角为65°。2.4.1外排土场1.稳定计算指标的选取本矿排弃物料的力学指标见表2.3。表2.3外排土场边坡稳定计算岩石强度参数表岩石名称粘聚力(kPa)内摩擦角(°)容重(t/m3)排弃物料排土场基底根据工程地质勘察报告，外排土场地层共分为四层，从上至下为黄土状粉土、黄土状粉质粘土、红粘土和基岩。在确定岩体强度时，取值的原则是低于平均值，但高于最低值，中国矿业大学2014届本科生毕业设计第12页取最低值时，边坡稳定分析有一些保守，取平均值时，边坡稳定分析时风险偏大。因此确根据露天矿设计规范可知，外排土场服务年限大于20a,稳定系数要求为1.2～1.5根据计算结果可以得出如下结论，在边坡角度取20°~22°的情况下，外排土场稳定系表2.4外排土场边坡稳定计算岩体强度参数表岩石名称凝聚力(kPa)内摩擦角(°)容重(t/m3)排弃物料黄土状粉士黄土状粉质粘土红粘土2基岩2.计算方法的选择内排土场由松散的剥离物堆积而成，故其边坡潜在的滑移模式为圆弧形。瑞典条分法表2.5内排土场边坡稳定计算岩体强度参数表凝聚力(kPa)内摩擦角(°)容重(t/m3)排弃物11煤层底板3.内排土场稳定性分析计算结果显示，当边坡角20°时，内排土场稳定系数为1.310,边坡角23°时，内排土场稳定系数为1.136。本设计确定内排场边坡角为20°,能够保证内排土场的稳定性。2.控制大气降水以及地下水渗入排土场基底；3.对排土场基底加强管理；4.在排弃剥离物剥离物时，应注意软硬岩层排5.加强采剥作业管理措施，保证工作帮坡角不大于最大帮坡角；6.及时对排土场平台绿化，发挥植被固土涵水的作用。第13页中国矿业大学2014届本科生毕业设计第13页3开采境界和储量计算2.平朔矿区东露天矿田煤炭勘探地质报告及矿产资源储量评审意见书；4.勘探区内煤层露头、煤层风化边界、陷落柱等自然条件；6.与相邻的两个露天矿的分界，以不损失4号煤储量为原则(以勘探边界线作为煤7.境界剥采比不大于10m³/t;8.根据设计规范规定，设计规模大于10.0Mt/a的新建露天矿，设计服务年限不小于35年。3.1.2开采境界的圈定采矿权许可范围内剥采比满足小于经济合理剥采比，同时矿田周边有其他矿田、井田以及采空区、风氧化煤、陷落柱等限制性因素，因此境界的圈定主要以后者为依据。同时考虑到4#煤煤质较好、赋存稳定等优点，本次设计圈定境界以不损失4#煤储量为原则。先确定4#底板境界，再根据第二章确定的最终帮坡角上推至地表，下延至11#煤底板，从除东北部外，其余地方均根据矿田勘探边界线确定4#煤边界线。对于东北部由于之前井工开采的影响以及风化煤、氧化煤等因素使煤质出现恶化、最新勘探结果发现了两个陷落柱，因此在原有的矿田勘探边界线基础上4#煤底板境界线向内按照上述理论和原则，最终圈定了东露天煤矿的开采境界范围为，东西长1.99～5.95km,南北宽4.90～10.63km,地表面积45.90km²,深部面积37.81km²,4煤40.62km²,地质储量1645.62Mt,计算的原煤量15.58m³/t,按东露天矿年产原煤20.0Mt/a的能力考虑，同时考虑到矿区生产的储量备用系数，取1.10,计算出东露天矿田的服务年限为74.7a。东露天煤矿开采境界见图3.1。略有减少，主要是拉沟区发现陷落柱，拉沟区为躲避陷落柱向内收3.2.1境界内工业储量计算根据东露天矿田地质报告，利用断面法对勘探区内的地质储量进行计算，勘探区内的中国矿业大学2014届本科生毕业设计第14页依据确定的开采境界，对露天矿地表境界内(垂直境界)的地质资源量进行了计算，露天煤矿地表境界内(垂直境界)地质资源量为1707.21Mt。依据圈定的露天矿开采境界，对露天矿境界(垂直境界)内的边帮压占资源量进行了计算，露天煤矿边帮压煤量为61.59Mt东露天煤矿属于地质构造简单、煤层赋存稳定的露天煤矿，因此可信度系数取0.9,故露天煤矿工业储量为1577.60Mt。3.2.2可采储量计算露天煤矿可采储量=(露天煤矿工业资源储量—采区过渡时煤柱煤量)×回采率。各煤层综合回采率为95%。露天煤矿可采储量为1458.52Mt。第15页中国矿业大学2014届本科生毕业设计第16页4开采工艺及开采程序露天矿的设计中最基础而且最重要的部分就是开采工艺系统方案的确定。开采工艺方案的确定直接影响了后续采用的开采程序方案、开拓运输系统如何布置、矿区内整体的设施布局等一系列采矿方案的决策，并直接影响了后续的经济开采效益。此外，开采工艺系统中设备类型的选择与确定又是开采工艺系统中重要内容之一，露采设备与开采参数以及露采设备之间的合理匹配又是决定露天矿山生产效率和效益的基础；另外开采设备又必须与其所服务位置的剥采量相匹配。东露天矿田存在采深大，产量规模大、剥采量大的特点，上部与坑底的工作线长度、与运距等差异明显，这就为采用多种工艺方案提供了可能，本章节通过对各个煤岩层具体情况分析，对提出的各种可能方案进行计算、分析与评价、最终确定了采用半连续综合开采工艺的方案。开采工艺系统方案的确定受到多方面因素的影响，主要包括以下几个方面：(1)矿床的赋存状况；(2)地形地貌；(3)露天矿的产量规模及矿山尺寸；(4)资金；(5)市场。4.1.2开采工艺选择的原则设计依据东露天煤矿的规模，矿田尺寸、地形地貌、地质构造、当地气候、周边环境等因素，并考虑到主要可采煤层的地质赋存条件，最终确定开采工艺选择原则如下：②主要耗能设备尽可能以电代油，选择效益好和效率高的开采工艺，确定的开采工③工艺系统尽可能简单化，设备规格尽量大型化、通用化、系列化，便于管理；④本矿土岩性质差别明显，此外由于采场采深大，不同水平的矿石、岩石的运距差异明显。因此，应当考虑组合工艺并对其进行优化；⑤选择的开采工艺能达到基建期短、出煤快的目的；⑥参考国内各大露天煤矿的先进的、成功的开采工艺；⑦开采工艺布置要符合采矿工程的时空发展。4.1.3开采工艺选择东露天矿区黄土层平均厚度约为50m,冲沟发育明显，地表起伏大，矿上自营的大型剥离设备无法发挥应有的采剥效率。而外包则多为小型液压挖掘机和自卸卡车，剥离效率高，且成本较低。结合平朔矿区经验，确定黄土层主要采用外包的方式进行剥离。一方面节省了经营成本，另一方面简化自营所生产的管理。2.4#煤以上的基岩(1)4号煤层以上岩石层特点中国矿业大学2014届本科生毕业设计4#煤以上的基岩在黄土层的下方，是东露天煤矿生产中主要的剥离岩层，该层年剥离量约为60～95Mm³/a,剥离量占到了东露天矿年剥离总量的52%以上。该层基岩厚度约为100m。4号煤层以上岩石的岩性为中硬岩类岩石，因此该层岩石必须进行穿孔爆破，以利于采掘设备采装。东露天矿田煤岩层赋存条件均为近水平分布，内排条件良好，因此本露天矿正常生产是全内排为主。(2)4号煤层以上岩石层的剥离方案1:间断工艺(推土机辅助排土)方案2:半连续开采工艺(使用自移式破碎机破碎、排土机排土)与间断工艺(推土机辅助排土)(3)4#煤层以上岩石层剥离工艺方案的比较方案一②机动灵活，系统可靠性高，便于管理；⑤汽车爬坡能力大，一般可达8%～10%。①汽车的经济合理运距小，吨公里运输成本较高；②消耗燃油多，污染环境；④汽车运输受气候影响较大。地形复杂的山坡露天矿；②长度短的深凹露天矿；③矿体产状复杂，要求选采的露天矿；方案二上部运距长采用半连续工艺，下部运距短采用单斗卡车工艺①具有两种工艺的优势，能够根据运距、工作线长度等因素确定一个水平采用两种工艺中的一种，具有很强的适应性、同时较方案一自动化程度高。能够局部实现矿岩的连续运输，节省运输成本；②半连续工艺(使用移动破碎机)取消了卡车运输的环节，可以较少柴油的消耗，实现以电代油，这对于避免油价起伏造成的生产成本变化，并且减少了卡车运输，可以较少燃烧产生的废气，起到保护环境的目的；③由于半连续工艺中自移式破碎机的使用，电铲可以一刻不停地采装，因而提高了①胶带运输机需要定期移设，移生产量大，生产管理复杂；中国矿业大学2014届本科生毕业设计第18页②胶带机运输对物料的块度有要求，因此相比较于间断工艺，岩石破碎费用增加。③上部剥离半连续工艺的使用限制了坑线设置，使得坑线设置的合理方案减少。在靠近坑底深部，由于单斗—卡车工艺能够进行双环内排，且工作线长度短，卡车运距小，因此具有一定优势。而在靠近地表的上部，工作线长度加大，卡车运距加大，间断工艺的投资和经营成本急剧上升，不再具有优势，而半连续工艺无论是投资还是经营成本增加不明显，因而具有相对的优势。经过对两种方案各水平运营成本、投资的计算，本设计最终确定采用两套半连续工艺，设置在4#煤以上的4个台阶(采用组合台阶的方式)。3.4#、9#煤层间的岩石层(1)4#、9#煤层间的岩石层概况4#煤、9#煤之间岩层根据年推进量、工作线平均长度和岩层厚度，计算出的剥离量占到整个平朔东露天矿年总剥离量的16%左右。(2)4#、9#煤层间岩石层的剥离工艺根据上一小节所述4#、9#煤层间的岩石层概况，现提供如下两个可行方案。方案一：间断剥离工艺(推土机辅助排土)方案二：半连续工艺(带移动式破碎站，排土机排土);经过详细的技术经济比较，最后推荐单斗挖掘机—卡车开采工艺。由于4～9号煤层间的岩石层剥离内排运输距离较近，半连续工艺失去了竞争的优势，因此方案二被排除。4.煤层开采工艺根据本矿煤层赋存特点，提出如下3种方案：①间断工艺采煤；②坑底设置破碎站的半连续采煤工艺；③破碎站设置在坑口的半连续采煤工艺。考虑到东露天煤矿的配煤和选采的需要，各方案对于内排的影响程度以及系统的可靠性，对采煤工艺的技术经济比较，选择方案三。对于方案3,就破碎站设置水平及合理移设步距的问题在专题中有详细论述。开采程序、生产工艺和开拓系统是露天矿三大关键问题，这三者是密不可分的。开发露天矿首先要选择合理的生产工艺，在生产工艺确定后，又要根据生产工艺优化开采程序。露天矿优化开采程序包括条区的合理划分、首采区的优化与初始拉沟位置的确定、开采顺序优化以及露天矿主要开采参数的优化等内容。露天矿开采程序与露天矿设计的其他部分息息相关，相互影响。开采程序是后续许多决策和设计工作的基础。因此在确定开采程序时必须充分考虑各种影响因素及开采条件，做出一个最优的开采程序的决策方案。4.2.1影响东露天煤矿开采程序的主要因素1.矿床赋存条件中国矿业大学2014届本科生毕业设计第19页煤岩层为近水平赋存，倾角一般在5°以下。境界内有多层煤可采，分别为4#、5#、6#、7#、8#、9#和11#煤，其中主采4#、9#和11#煤其他煤层赋存不稳定，只在局部范围可采。东露天煤矿开采境界面积大，煤层多，必须采用分区开采。在采用分区开采时，必须合理的确定条区间重复剥离量与丢弃煤量之间的关系，从而确定先期开采区内排高度。东露天煤矿开采工艺采用半连续综合工艺，设备比较庞大。因此，在采用分区开采时应尽量减少条区间的过渡次数，条区间必须过渡时，宜采用对半连续综合开采工艺影响小东露天煤矿设计规模20.00Mt/a,规模大。因此，其工作线长度不宜过小，否则，年东露天煤矿采用多出入沟移动坑线与固定坑线相结合的开拓运输系统，由于受地形复杂，开采工艺多的影响，东露天煤矿开采程序和工作面布置方式必须考虑上述因素。5.工业场地位置与矿山总体布局东露天煤矿工业场地选择在开采境界东部中间位置，外排土场位于乔二家沟和梨阳坡村附近，因此，东露天煤矿拉沟位置应选择在外排土场附近，工作面南北向布置，分别在工作面南北两侧设置出入沟，通达外排土场。在东侧的非工作帮南北两侧也布置两个出入沟，北侧的出入沟为带式输送机和自卸卡车出入沟，南侧的出入沟保证采场和工业场地联件，在确定开采程序时应考虑尽量实现及早内排，减少外排土场占地和剥离物外排运距。4.2.2采区划分及开采顺序A=L×m×V×p×nμ(式4.1)V——年推进速度，取250m/a;p——煤的密度，取1.49t/m³;7μ——原煤采出系数，依计算得0.95。L=A/(m×V×Ma×p)=2×10⁷/(33×250×1.4结合国内露天矿山生产经验和管理水平，以及本设计选用的生产工艺，确定工作线平均长度L=1700m。(2)采区划分考虑的因素中国矿业大学2014届本科生毕业设计第20页①各采区实行内排压帮开采，其相邻的下一条区开采时压帮部分需二次重复剥离。②为了减少条区间重复剥离和生产剥采比，采区间适当留有煤柱。考虑4号煤煤质较好，9、11号煤煤质较差，各分区开采时以4号煤层为界，确保4号煤煤量不减少。④条区宽度尽量按照1700m划分，宽度结合矿田的形状可大于1700m。根据上述确立的依据，考虑到平朔东矿田尺寸及形状、工程地质条件、上一小节中选择的开采工艺方案和采区间过渡接续等因素，现提出下面两个方案。方案一：如图4.1所示，沿倾向在矿田中部划分出首采区，其余采区均为南北方向划分，共划分为五个采区，其中二采区在首采区北部西侧、三采区在首采区北部东侧，四采方案二：如图4.2所示，将全矿田划分为个四个采区，东北部沿走向划分一个条区，表4.1采区划分方案对比表方案优缺点方案I方案Ⅱ优点①首采区煤质好；②勘探程度高；①首采区煤质好；②比方案一少一个采区，减少一次转③采区宽度约1.8km,相比一方案较为合理缺点①多了一个采区；②除首采区外，其他采区宽度过大约为2.2km,远大于1.7km的合理采取宽度。②南部勘探程度较低；图4.1采区划分及开采程序示意图(方案一)中国矿业大学2014届本科生毕业设计现将两个方案进行对比分析如下：对于方案一：由于首采区划在矿田中部，因此三、四采区间不能正常的采用扇形转向等方式进行过渡，必须重新拉沟1次，在整个采区接续过程中，共有3次转向，其中1次90°转向，2次180°转向。对于方案二：由于各采区间可以较容易的实现转向，可以不进行重新拉沟。方案二也需要进行3次转向但是总的转向角度小，1次45°转向，1次180°转向，1次90°转向。并且由于采区三、采区间直接相连且工作线转向角度小，转向期间对生产影响较小。首先从技术上分析，两个方案都可行。从经济的角度来分析，方案一首采区剥采比小，矿田生产初期剥离成本相对较低，其次，一、二采区的煤质也较优。经济效益好，初期经济效益相对较好。但从长远看，采区过宽，采区间过渡时间长，且三四采区被首采区隔开，运距加大。简言以概之，方案一初期经济效益好，而远期经济效益欠佳。而对于方案二，初期效益与方案一相比并无太大差距，条区宽度较为合理，各采区过渡顺畅，时间短，并且前三个采区剥采比小，相对可以降低成本，从收益的时间价值而言，结论：方案一前期效益佳，但不明显。从矿区长期经济效益出发，选择方案二。中国矿业大学2014届本科生毕业设计第23页2.开采程序(1)开采顺序在划分采取确定的方案二基础上确定各采区的开采顺序。开采顺序的确定主要考虑了各个采区开采的经济效益以及采区间过渡是否顺畅两方面。开采顺序见图4.2。由于首采区南部勘探程度低，因此确定在首采区的北部拉沟。拉沟工作线沿东西向布置，向南推进，在首采区开采的后期，须经90°扇形转向，将工作线进行调整直至进入二采区后工作线东西向布置，向北推进。在二采区开采后期，工作线经90°扇形转向进入到三采区，工作线向北推进，在推进到三采区开采后期，经90°转向过渡进入四采区，此时工作线调整为向东南推进，同样四采区开采末期，采用扇形转向的方式进入最后一个采区，工作线向南推进，直至开采到终了位置。(2)条区间的接续与过渡过程中会产生压帮和重复剥离的问题，采区间适当留有煤柱，减少条区间重复剥离和生产剥采比。同时考虑4号煤煤质较好，各分区开采时以4号煤层为界，确保4号煤煤量不减少。4.2.3、首采区拉沟方案初始拉沟位置选择应符合以下几个要求：②覆盖层较薄，剥采比小；④距外排土场和工业场地较近运输条件好；⑤尽量使沟道的服务时间长，少动迁。首采区为南北走向的长条状，因此可以从南部或北部进行拉沟作业。首采区南部勘探程度较低，无法掌握地质情况且煤层较薄，因此放弃该方案，选择在首采区北部进行开沟。由于首采区北部存在三角，情况特殊，可以采用沿北部首采区境界线开沟，垂直于北部境界线推进，也可以在东西方向开沟，由北向南推进(如图4.2)。2.采区接续的过度方式采区接续的过度方式采用扇形推进连续转向方式，当I采区推进至某一阶段时内侧停转向方式如图4.3所示。该过渡方式转向期间剥离物仍可实现双环运输，对于采用带式输送机运输的露天矿，转向期间输送机头可固定不动，带式输送机移设容易，系统管理简单。中国矿业大学2014届本科生毕业设计图4.3采区过渡扇形推进示意图中国矿业大学2014届本科生毕业设计第25页排弃作业以及辅助作业要求。本节将进行详细的分析论述，确定最终设备的型号、规格及①设备选型最好与矿区内其他矿的设备型号规格一致，这样可以使设备的维修及管④选择设备时应当考虑到矿山的开采开采参数，使设备满足矿山开采实际需求，并且(1)剥离钻机的选型东露天的岩层大部分属于中硬岩层，选择的钻机应当能够在硬岩中使用。结合平朔矿区钻机的使用经验，国产牙轮钻机质量可靠，价格较国外低廉。因此本次设计推荐使用孔(2)采煤钻机的选型东露天矿田的煤质较硬且局部地区煤层厚度大于15m,因此要求所选钻机最大钻深应4.3.2单斗挖掘机结合本矿区岩层较硬的实际和相邻矿区挖掘机的使用情况，出于维护及管理方便的角度，暂不考虑液压挖掘机。设计推荐的单斗机械挖掘机主要有55m³的P&H4100XPB(55.8m³)和BE495HR(55.6m³)以及35m³级的P&H2800XPC(35.7m³)等，其主要技术参数见表本设计综合考虑采掘设备的主流产品，以及本矿田产量的产量规模等因素，推荐选用目前世界上主流的55m³级的单斗挖掘机作为剥离设备，参考型号：P&H4100XPB、依据本矿生产规模大，三个主要可采煤层厚度不一，煤层中夹矸厚度大的特点，本设计推荐采煤选用斗容为35m³级的机械挖掘机。参考型号为WK-35、P&H2800XPB。中国矿业大学2014届本科生毕业设计第26页(1)剥离自卸卡车出于设备匹配的目的，目前可以与55m³级的单斗挖掘机匹配的大型自卸卡车级自卸卡车、300t级自卸卡车、360t级自卸卡车，根据设备匹配理论与现场实际应用可知，目前300t级和360t级自卸卡车能够与55m³级电铲较好地匹配，其中300t级别的自卸卡车在市场的分额也较大，产品较为成熟(参数见表4.4)。根据相邻矿区设备的实际使用情况，设备的可靠性，维护条件，设计推荐300t级卡表4.5930E-3技术参数表序号1标称载重t2t3最大总重t4m5m6m7驱动方式(2)采煤自卸卡车与采煤挖掘机较优匹配的是200t级自卸卡车。根据目前使用卡车可靠性、维修条件考虑，设计推荐采用在平朔矿区使用效果较好的电动轮卡车。参考型号为730E。MMD的产品，确定能力及规格。,具体采用何种设备型号及供货厂家待企业招标确定。选用移动破碎站的额定生产能力为5600Lm³/h。受料斗容积：130m³卸料带式输送机长度：36m卸料带式输送机带宽：2200mm中国矿业大学2014届本科生毕业设计第27页最大走行纵度：1:10最大作业横坡：1:20设计结合本矿3个主采煤层开采的特点，考虑到东露天煤矿的煤质特点以及配煤的需要，经综合比较确定选择两台3000t/h的它移式破碎站。本设计拟定采用MMD1000,生产厂家为英国MMD公司，产品类型为双辊式破碎机。进料斗容积：≥150m³;站体卸车平台高度小于5m;卸车台位：1个最大组合部件重量≤300t为了配合剥离工作面带式输送机两采一移以及开缺口的需要，在移动式破碎站和工作面带式输送机之间根据需要，配备剥离转载机，参考型号BRs1800/(32+35)-18。根据初步设计推荐的剥离半连续工艺作业程序，在开采主台阶第一个采幅时，不需要离半连续工艺系统在不考虑端部困难部位时使用转载机的概率为83.3%～86.6%,转载机的为了配合4号煤层上部剥离物采用剥离半连续工艺，考虑排土机向上向下排土要求，选用结构先进、行走方便转弯半径小的紧凑型排土机。该排土机理论能力6000Lm³/h,参考型号：ARS1800/(30+45)×18,供电电压6000V。(具体参数见表4.8)推土机用于平整排土场、路面、移设及拖拽设备等辅助工作。排土场采用2台履带推表4.7中国矿业大学2014届本科生毕业设计转载机的技术参数表第28页1234受料臂长度m5卸料臂长度m6最大受料高度m7最小受料高度m8最大卸料高度m9最小卸料高度m上部回转角度度走行坡度工作坡度最大容许横坡行走速度7设备工作重量t对地比压表4.8排土机的技术参数表序号1234受料臂长度m5排料臂长度m6受料臂最大回转角度度7最大上排高度m8排料臂回转角度度9走行坡度工作坡度最大容许横坡行走速度7设备工作重量t对地比压中国矿业大学2014届本科生毕业设计第29页为了配合半连续开采工艺的带式输送机的移设，设计推荐采用2台320HP履带移设机完成带式输送机的移设任务。对采用综合工艺的东露天煤矿来说，每年仍有部分道路需要建设、维修和保养，筑路用推土机选用2台轮胎式推土机，功率为330kW。为了配合排土机作业，选用2台330kW轮胎式推土机进行辅助作业。推土机主要技术参数见表4.9表4.9推土机主要技术参数表技术参数860HP推土机330KW推土机320HP推土机推土机功率走行方式履带式轮胎式履带式外型尺寸：长×宽×高自重(kg)最小转弯半径爬坡能力发动机型号小松SDA12V140发动机型式直列，水冷，四冲程，顶阀直喷，65°V型配置，水冷，四冲程，顶阀直喷，涡轮增压中冷柴油机增压中冷四冲程铲刀型号容量半U形27.2m³半U11.7M³驱动轮无载有载发动机型号功率(kW)碾压宽度(mm0速度(km/h)1224344.3.9其他设备见表4.10其他矿用设备见表4.10表4.10中国矿业大学2014届本科生毕业设计序号设备名称型号备注1前装机斗容17m³辅助采煤2铵油炸药车载重15t3乳化炸药车载重15t4炮孔填塞机功率41kW5洒水车载重80t6静力式压路机7震动式压路机8平路机9爆破材料车移动式液压碎石机二次破碎电缆车中国矿业大学2014届本科生毕业设计第31页东露天煤矿采用综合开采工艺，其上部的松散层大部分采用外包的方式完成，少部分采用单斗卡车工艺完成；松散层以下到4号煤之上的基岩，几乎全部采用半连续工艺完成，4号煤层以下的剥离物全部采用单斗卡车工艺完成，各主要可采煤层采用半连续工艺完成，各工艺的开采参数不同。在所有的设计参数中，台阶高度的划分是最为基础的也是参数设计中重要的一部分。它直接影响甚至决定了后续的参数设计。影响台阶高度化分的因素有很多，主要有煤岩层厚度及赋存条件，穿孔及采掘设备的规格，开采工艺的选择等。具体台阶划分见表4.1。表4.11台阶高度划分地层台阶分层方式要求划分高度(m)黄土层水平分层不能过高，防止雨季发生滑塌4#以上基岩水平分层半连续，组合台阶4#煤倾斜分层厚度大于15m时，大于15m的部分划分为一个台阶4#,9#之间岩层倾斜分层9#煤倾斜分层要求同4#煤9#,11#煤之间夹层倾斜分层混合为一个台阶，混爆倾斜分层2.台阶坡面角α工作帮松散层台阶坡面角为60°,岩石台阶坡面角为65°,煤台阶坡面角为65°。3.采掘带宽度采掘带宽度是按式4.3确定：P&H2800XPB挖掘机的Rwp=15.85m,则A=15.85～26.94m;P&H4100XPB挖掘机的Rwp=16.94m,则A=16.94～28.80m。对于剥离半连续工艺，其采掘带宽度一方面影响了工作面胶带机年移设次数，另一方面影响了工作帮的帮坡角，因此采掘带宽度的确定应使这两方面整体达到最优。此外采掘带越宽，转载设备线性尺寸就越大，从而使得投资费用增加。考虑到上述因素的影响，确定剥离半连续工艺采用的采掘带宽度为40m。对于剥离间断工艺采掘带宽度定为30m。中国矿业大学2014届本科生毕业设计最小工作平盘宽度按式4.6确定：(式4.6)C--工作线汽车路边到爆堆坡底的距离，取4m;E--道路外侧到下一台阶坡顶线的安全距离，取4m。经计算B=60m(1)半连续工艺最小工作平盘宽度半连续系统主台阶最小平盘宽度为80m,下分台阶最小平盘宽度为80m。为增加系统的可靠性，每套系统之间均留有一个富余采掘带宽度40m。表4.12单斗卡车工艺工作平盘宽度剥离采煤单斗卡车工艺装车作业90m非装车作业50m5.爆堆宽度b爆堆做一爆一采，爆堆宽度b按式4.4确定：计取爆堆宽度31m。为保证爆堆宽度适应采掘的要求，用以下关系反算采掘带宽度A:(式4.5)中国矿业大学2014届本科生毕业设计第33页ξ—-爆堆形状系数，不太坚硬的矿岩爆堆呈梯形，取1;H——台阶高度，15m。经计算A=20.26m,因为15.85m<A*<26.945m,说明一爆一采满足设计要求。5.帮坡角(1)端帮帮坡角端帮帮坡角均为35°左右。(2)工作帮坡角由上述参数确定，东露天矿正常生产时，工作帮坡角在10°左右。最大工作帮坡角最大工作帮坡角是维持正常生产所能达到的最大帮坡角，如图4.7。工作帮坡角是工作帮形态的集中体现，能够直接影响到露天矿的经济效益。较缓的工作帮坡角将会增加剥离量，即超前剥离，导致超前剥离阶段的剥采比加大，投资和初期成本增大，从而恶化经济效果。当台阶高度、平盘宽度和台阶坡面角相等时，工作帮坡角按式4.7计算。(式4.7)式中：H--台阶高度，为15m;B——最小工作平盘宽度，为60m;α—-台阶坡面角，为65°。计算得β=12.62°台阶参数见表4.13:台阶参数表台阶要素单位数值台阶高度m台阶坡面角o最大工作帮坡角0采掘带宽度m爆堆宽度m最小工作平盘宽度m4.4.2工作面配线及运输方式第34页工作面配线及运输方式直接影响了电铲和卡车的效率，合理的配线及运输方式应该使电铲和卡车的整体效率最优。通常汽车运输有回返式，行车旁装车，折返式三种方式。其因此本设计采用工作面回返式装车的方案，该方案配线及运输方式见图4.8。图4.8工作面回返式装车示意图(1)穿孔方式和爆破方法岩层的穿孔设备采用孔径为250mm的牙轮钻机，煤层的穿孔设备采用孔径为150mm由于穿凿倾斜孔时钻机效率低，装药及充填倾斜炮孔麻烦，本设计采用垂直炮孔。根2号岩石炸药为起爆药，对于含水炮孔则采用乳化炸药，采用炸药混装车运送炸药和装药、(2)起爆方法和起爆顺序炮孔行间采用毫秒微差起爆。设计的起爆顺序为微差斜切起爆，完整的爆破程序见图4.9。图4.9微差斜切起爆网络示意图中国矿业大学2014届本科生毕业设计(3)爆破参数①底盘抵抗线Wp对应的岩石W₀=(6.125～11.025)m;煤层Wo=(3.625～6.625)m。要满足穿孔设备的安全作业，底盘抵抗线应满足式4.9:(式4.8)(式4.9)式中：H--台阶高度，取15m;C—-前排炮孔中心位置到穿爆台阶的台阶坡顶线的安全距离，取2m;6—-穿爆作业的炮孔的倾角，为简化作业本次设计取90°。a=m·Wp(式4.10)一般在0.8～1.2之间，本设计岩石台阶取1,煤台阶取0.9。b=(0.8～0.9)W,(式4.11)经计算b=(0.8～0.9)×9=(7.2～8.1)m。本设计取排距为8m。④超深h⑤炸药单位药耗q炸药单位药耗q为实验指标，本次设计参考相似露天矿生产经验，本次设计取qy=0⑥单孔装药量QQ=q·H·Wp·a(式4.13)计算得：岩石台阶Q=520.02kg;煤台阶Q=226.8kg。⑦装药高度Lc中国矿业大学2014届本科生毕业设计第36页(式4.14)计算得：岩石台阶Lc=10.6m;煤台阶Lc=12.83m。⑧充填长度Ls=(20～25)d(式4.15)式中钻孔直径d岩层取0.245m,煤层取0.145m.经计算岩石台阶炮孔充填6m,煤层台阶炮孔充填长度为3.6m。充填长度根据Lc=H+h-Ls穿爆参数如表4.14:调整。采煤台阶1台阶高度(h)m15(暂取)2台阶坡面角03采掘带宽度m4边眼距(cm225底盘抵抗线m9967炮孔直径孔距(a)m988排距(b)m889超深(m)m孔深(H)m综合炸药单耗装药密度每孔装药量钻孔装药高度m充填长度m6每米钻孔爆破量每孔爆破量掘沟通常是为了延深出一个新的开采水平或者是修建运输系统的斜坡道。掘沟工程主要包括出入沟和开段沟。出入沟是为开拓运输系统中联络地表与采场以及各个水平之间互相连通，开段沟是为建立新水平初始工作线而挖掘的沟道。本矿设计采用半连续工艺，可采用单斗挖掘机—卡车工艺掘沟，可采用平装车一次掘中国矿业大学2014届本科生毕业设计第37页4.5.1沟道几何尺寸(1)沟底宽首先，出入沟底宽应满足自身掘沟作业的要求，此外应满足开拓运输系统道路宽度的要求以及留足空间布置相关设施，若有推帮作业的要求，沟底宽度也应满足推帮的要求宽开段沟的沟底宽除了满足本身掘沟作业要求宽度外，还需①布置开拓运输系统道路以及相关设施的沟底宽度(如图4.11):b-双车道路宽，■;C一道路外侧到台阶坡底线的安全距离，■②推帮作业要求的沟底宽爆堆旁应保留一定的道路宽度，如图4.12所示。沟底宽按照公式4.16计算(式4.16)bwn=2R₄-2h,cota+2e,m(式4.17)b.汽车运输沟底宽度(按调车要求):汽车运输掘沟时的调车方式主要有回返式、折返式和壁槽式调车，分别见图4.13(a)、中国矿业大学2014届本科生毕业设计第38页方式存在工程量大的缺点，从而影响掘沟进度，降低掘沟效率。该方式要求壁槽之间距离50～60m,入换时间长，影响铲、车效率。而采用折返式调车方式时，不仅汽车及电铲的等待时间减少、作业效率提高，而且沟道工程量相对减少。所以本次设计推荐折返式(b)折返式调车(c)壁槽式调车图4.13汽车运输沟调车方式示意图bwn=R+(B+L)/2+2e,m(式4.18)径为12.2m,Rin=14.64m;根据①、②、③限制条件，取其中最大值，故本设计选定沟底宽为27m。一般按照台阶高度来设计，本次设计取15m。①沟道纵坡i沟道纵坡i取决于运输设备，掘沟工程中中选择汽车运输，这里取i=8%。中国矿业大学2014届本科生毕业设计②出入沟水平长度L出入沟水平长度L为：(式4.19)i——出入沟的坡度，等于垂直距离比上水平距离，本设计卡车运输道路取8%。③开段沟长度L₂一般情况下，取工作线长度(本水平正常生产时的工作线长度)作为L₂。第一采区地表第一水平为1800m左右。④沟道坡面角沟道的坡面角与所在台阶的帮坡角一致。沟道的几何尺寸见表4.15。4.5.2沟道工程量计算(1)开段沟工程量V=(bmin+hcota)h·L,m³(式4.20)h——开段沟高度，15m;L——开段沟长度，取1500m。沟道要素单位数值沟底宽m沟道坡面角Q沟深m沟道纵坡出入沟水平长度m开段沟长度m(2)出入沟工程量(式4.21)(式4.21)式中：i为出入沟纵向坡度，其余符号同式4.20。4.5.3扩帮工程量的计算(1)扩帮宽度的确定(如图4.14所示)。B=Bm+b+h(cota+cotθ),m(式4.22)α——工作帮坡面角，取为659;bmin——扩帮所需的最小宽度，取27m。(2)扩帮工程量V=B·L·h,m(式4.23)4.5.4矿山工程延深程序在开采初期，不光需要在水平方向推帮，还需要在垂直方向上延深，以建立新的工作面，本设计中采用移动坑线开拓。延深一个台阶的新水平开拓准备程序为：(1)开挖出入沟，满足限坡、台阶高度及设备作业要求；(2)根据工作线长度进行掘沟作业；(4)开挖下水平的出入沟和开段沟，非工作帮一侧与上水平坡底线之间保持平台宽带要求或运输道路宽度要求，工作帮一侧与上水平坡底线之间保持最小工作平盘宽度要求。图4.15为移动坑线开拓时的新水平开拓准备程序示意图：中国矿业大学2014届本科生毕业设计第41页(a)挖掘出入沟以及第一个水平的开段沟(c)继续推帮使新的工作面形成图4.15新水平延深开拓示意图(移动坑线)中国矿业大学2014届本科生毕业设计第42页5开拓系统开拓系统是露天矿设计中的重要环节，开拓系统中坑线的布置往往与运输干线系统是一致的，因而又称为开拓运输系统。开拓系统是为了实现物料流从采场运输至排土场及地表的沟道系统。开拓运输系统的布置受到采场，排土场及工业广场的空间关系的影响。此外还与开采程序，所选择的生产工艺等有关。露天矿开拓系统的布置应当考虑上述影响因素，使露天矿整体的效益最因为开拓方案牵扯到露天矿的方方面面，因此确定开拓系统方案后，不宜经常变动。(1)开拓系统的作用建立沟道系统，形成一个完整畅通的运输系统，实现物料从采场运输至排土场或是地(2)影响开拓方式的主要因素②开采技术条件：包括露天开采境界尺寸、生产规模、工艺设备类型、开采程序、③经济因素：包括国家矿山建设的方针、政策，建设的速度，设备购置费用及供应(3)开拓系统方案选择原则②尽量避免矿岩物料流的交叉，同时又能够使各个水平之间联络方便；④开拓系统方案不应是生产剥采比有较大的波动。5.1.2开拓系统方案平朔东露天矿剥离采用半连续、单斗卡车的综合工艺，采煤采用间断工艺。在首采区图5.2工作帮移动坑线开拓图5.3端帮半固定坑线开拓中国矿业大学2014届本科生毕业设计第44页结合本区的煤岩的赋存条件、排土场及工业广场的位置及周围的地形等因素，同时考5.1.3开拓方式优缺点①非工作帮帮坡角变缓，增加了基建剥离量，从而使投资成本增加；⑤矿岩的平均运距比方案I的短。②工作帮存在三角台阶，降低电铲效率。(4)联合开拓(端帮半固定坑线和工作帮移动坑线)中国矿求大学2014届本科生毕业设计蕊45真②端帮布置坑线增加了对端帮稳定性的要求；③工作帮存在三角台阶，降低了电铲平朔东露大矿采场，外排土场以及工业广场的空间关系如图5.5由于东露天矿煤层埋藏比较深，在端帮设置坑线会导致端帮变缓、增加利高量，直接增加了成本。相比较于端帮，工作帮和非工作帮设置坑线虽然会降低采掘设备、穿孔设备的效率，但其工作量相对较小，并且剥离量基本不增加或不明显。此外，端替为了不使帮坡角变得太缓，隔一个保安平台设置一条道路，因此需要在端帮走不最的水平在工作面设置斜坡道，进入端帮杨通的水平。因此确定工作帮必须设置坑线，端帮不设置坑线。基建期(未实现内排):在非工作帮，延深形成的端帮因为初期没有内排的影响可以设置固定坑线。道路条件好，其距离排土场近，减少排弃运距。因此。初期采用非工作帮因定坑线和工作帮移动坑线相结合的方案。(如图5.6)基建期(部分内排》:部分内排使前期在非工作帮设置的固定坑线被掩埋，此时可以在排土场上设置坑线与原有的未被掩理的固定坑线黄通，直至内排土场移动坑线完全取代原有的非工作帮固定坑线，(如图5.7)完全内排时期：此时内排土场的移动坑线完全取代了初期的固定坑线，工作帮仍设置移动坑线用于端帮不通的水平的卡车胆坡一个台阶进入编帮及内排土场。(如图5,8)中国矿求大学2014届本科生毕业设计第46真在上部剥高半连续投入使用以后由于破坏了排十场上运煤卡车的通道，因此改为端帮半固定坑线与工作面移动坑线相结合的方案。为了减轻端帮压煤或者剥离量增加的情况。只在端新上部半同定坑线，运煤卡车先道过工作帮爬坡再进入端替坑线。图5.6基建期(末实现内排)坑线系统布置示意圈中国矿业大学2014届本科生毕业设计毫47丸在上部剥离半连续投入使用以后由于破坏了排土场上运煤卡车的通道，因此改为端帮半固定坑线与工作面移动坑线相结合的方案。为了减轻端帮压煤或者剥高量增加的情只在端帮上部半固定坑线，运煤卡车先通过工作帮爬坡再进入瑞替坑线。根据平朔东露天矿的地质赋存条件，设计的生产工艺、开采程序及外排土场与采掘场之间的空间相对位置，设计选择首采区出入沟位置主(1)考虑首采区出入沟为后期生产服务的可能性以及从前期向后期过渡的合理性：(2)尽量避免各沟口之间，以及系统之间的相互丁扰；(3)考虑排土场容量的限制；(4)考虑运煤最合理的通道，综合以上因素，对首采区出入沟位置提出了以下一种方案：(1)方案I:工作帮单出入沟，(2)方案Ⅱ:非工作帮单出入沟.(3)方案Ⅲ:非工作帮、东端塘各一出入沟方案。5.2.2出入沟位置方案比选(1)方案I:工作帮单出入沟中国矿业大学2014届本科生毕业设计毫48丸②运煤距离加大(3)方案Ⅲ:非工作帮、端帮各一出入沟中国矿业大学2014幅本程生学业设计第49真5.3开拓坑道定线(5)综合经济效果好。(1)东露天运输方式(2)东露天运输系统②原煤6.1.2矿山运输道路③卡车运输道路的纵坡不超过10%:D=nA+(n-DX+2Y(式6.1)A——卡车的宽度(取外部轮席最宽处》,为8.7m;D=nA+(n-)X+2Y=2×8,7+3+2×2=24.4m,取整为D-25m。③路基宽度：取为30m;⑥最小停车视距30m,最小会车视距60m;(2)胶带道路和道路修筑技术参数在矿建初期，剥离与采矿全部采用间断工艺卡车运输。生产后期4#煤以上基岩布置两①胶带机道：胶带最小间距：5m,机道坡度；1:4.3。②胶带维修道路；路基的设计宽度为5m,路面的设计宽度为3.5m.(3)路而结构对于岩层，由于东露天矿岩石为中硬岩石，可以不设路基：但对于黄土层，需要设置路基。其路而结构见图6.1.表6.1支线及短切剥高下线11111国层1.区度单位，cm6.1.3行车密度和通过能力(1)道路通行主要4辆通过能力指的是在保证安全作业的前提下，道路所能承受的最大车流通过能功率(kW)数量(台)制计算作业时间(h/台·a)224222l922113242K——卡车运营不均衡系数，与电铲有关，取0.6;S,——卡车停车视距，取30m;(式6.3)能力要求。外排610.7Mm²。北排十场占地面积1.64km²,容量109,63Mm³,达产时已完全排弃，使6.2.2排十方式第54页第54页6.2.3排土场排弃参数(1)汽车——推土机排土参数最小排土平盘宽度组成示意图见图6.5.排土平盘的宽度式中：A——汽车排土作业平盘宽度，m:C——防止滚石安全距离，取21m:F——卡车后桥中心至排十作业台阶坡顶线距离，设计取2m。(2)带式输送机——排土机排土排土机卸料臂的长度。排弁不同的土岩时，考虑排土台阶稳定和设备作业安全，下排台阶高度经验取值如表6.4所示。当所排土岩不够稳定时，卸载中心线应位于台阶坡底线之外，下排分台阶高度尚受卸裁臂水平投影长度限制，如图6.6所示，即中国矿业大学2014幅本程生毕业设计蕊55真类别台阶高度mmm台险坡而角a最终昆坡角扦弃物类别计算得h=30.1m,取h=30m,式中：H——排土机卸载高度，取20m;(式6(式6.7)一般为15～20m,取17m。b₄=R,(1+sing)-h,cot按式6,9计算：(式6.9)上排台阶高度下排台阶高度上排排上带宽度下排排土带宽度工作平盐窗度台阶我面角mmmmm7生产能力7.1.1矿山的工作制度年工作天数：330d;口工作班数：采煤3班，剥离3班：班工作小时数：8h.7.1.2主要设备的工作制度主要设备天3班，检修月次，大修3a次.7.2.1矿岩量计算为简化计算过程，工作线平行推进，延深到一定程度后按工作线每推进300m计算矿岩量。③台阶高度15m;④最小工作平盘宽度70m;开段沟宽度30m;⑦煤容重：1.49vm³;⑤回采率95%。表7.1运深及推台阶水平345689)7.510累计台阶水平母(力岩(力(万公(万岩(力岩(力岩(力雄(力岩(力岩(力公(万6405累计774800186台阶水平(万(万岩(力岩《力(万去(力#(力岩(力t岩(力65399累计088$0890台阶水平僻(力岩(力岩(力(万岩(力(方250累计2094538台阶水平累计矿(万m3)岩(万m3}矿(万n3)岩(万m3)7.2.2生产剥采比均衡均衡生产剥采比均衡后的剥采曲线如图7.1所示，生产初期不作均街，按自然生产剥采比进行生产；均衡后第一期剥采比为n,=4.23m²/t,服务年限为8.85a;均衡后第二期剥采比为n,=5.14m²/t,服务年限为9.02a:均衡后第三期剥采比为n.=4.04m²/t,服务年限5.33a。表7.2时期岩(Mm³)a生产初期中国矿业人学2014星本科生毕业设计第64页7.3.1年产量的确定本设计规模为年产原煤20.0Mt7.3.2日、班生产能力根据已确定的年产量及工作制度，计算出对应各期均衡刺采比的年、口、班矿岩生产能力，见表7.3。表7.3口班产量表到离总量(Mm)剂离总量(m)制离总量(m)出山期7.3.3首采区服务年限平朔东露天矿一采区境界内可采储量为541.09Mt,储量备用系数按11计，首采区服务年限为24.59a。7.3.4采据进度计划编制根据平朔东露天矿采掘进度让划编制依据及原则，编制从矿建开始至达产三年的采掘进度计划，进度计划编制结果见表7.4。具体开采进度计划见平期东露大矿开采进度计划时期3a(投产)5a(达采煤量(万t)0刺采比(m³)8.1设备数量计算表8.1帖机生产能力计聋表煤1钻机型号(参考)23d4日工作斑数班335h666%7年比穿孔时问h8955台年生产能力(2)钻机数量计算E=55m³,T=8h,ty=38s,K=0.90V130,k;=0.7,9=0.7,m=990,E-35m³,T-8h,t₁-38,K=0.95/1.35,k-0.60,1-0.7,m-990,(式8.4)班班(式8.6)总剥离量扣除两套半连续的剥离量2923万m3,(1)采煤半固定式破碎站为保证系统的安全可靠性，充分发挥采煤挖据机的能力，结合本3个煤层开采的特点，本设计推荐破碎站为2座，每座处理能力为Q-2500th。移动破碎站的额定生产能力为5600Lm³h。共计2台，负责4#以上4个水平年2923中国替业人学2014毫本科生毕业设计第09页理论能力齿宽条2228.1.7排土机数量的计算排土机数量一般不考虑备用，数量取决于排土干线带式输送机的数量，最大内