第一节 概述
最终开采境界是在当前的技术经济条件下对可采储量的圈定,也是对开采终了时采场几何形态的预估。那么,如何采出最终境界内的矿石和岩石则是露天开采程序问题。
简单地讲,露天开采是从地表开始逐层向下进行的,每一水平分层称为一个台阶。一个台阶的开采使其下面的台阶被揭露出来,当揭露面积足够大时,就可开始下一个台阶的开采。随着开采的进行,采场不断向下延伸和向外扩展,直至到达设计的最终境界。每一台阶在其所在水平面上的任何方向均以同一台阶水平的最终境界为限。推到最终境界线的台阶所组成的空间曲面称为最终边帮(或非工作帮)。可以想象,最终边帮并不是一“光滑”的曲面,而是呈阶梯状的。为了开采一个台阶并将采出的矿岩运出采场,需要在本台阶及其上部各台阶修筑至少一条具有一定坡度的运输通道,称为斜坡道或出入沟。图15-1是一采场的水 平投影与剖面示意图。
本章从台阶的几何参数入手较为详细地讨论露天开采中的掘沟、台阶推进、采场扩延、线路布置及台阶和工作面参数的计算等内容。
第二节 台阶几何要素
一、 基本概念
图15-2是两个相邻台阶的局部剖面及其平面投影示意图。台阶由坡 顶面、坡底面和台阶坡面组成。台阶常以其坡顶面水平和坡底面水平命名,例如图15-2中的上部台阶称为188 - 200米台阶。台阶坡顶面和 坡底 面与台阶坡面的交线分别称为台阶的坡顶线和坡底线。一个台阶的坡底面水平同时又是其下一个台阶的坡顶面水平。台阶坡面与水平面的夹角称为台阶坡面角(α),台阶坡顶面与坡底面之间的垂直距离即为台阶高度(H)。从本台阶的坡顶线(本台阶外缘)到上一个台阶的坡底线(本台阶内缘)之间的距离称为台阶宽度(W)。台阶是垂直方向上的最小开采单元,即台阶在其整个高度上是一次爆破、一次铲装的。穿孔和装药作业在台阶的坡顶面水平进行,铲装和运输作业在台阶的坡底面水平进行。
二、台阶高度
台阶高度是露天开采中最重要的几何参数之一。影响台阶高度的因素有生产规模、采装设备的作业技术规格以及对开采的选别性要求等。为保证挖掘机挖掘时能获得较高的满斗系数(铲斗的装满程度),台阶高度应不小于挖掘机推压轴高度的2 / 3。另一方面,为避免挖掘过程中
图15-1 露天采场平面投影与剖面示意图
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A-A
坡顶面
200m
H W 坡底面 188m
H 台阶坡面 176m
坡底线
A A W 176m
200m 188m 坡顶线
台阶坡面
图15-2 台阶几何要素
在台阶的顶部形成悬崖,台阶高度应小于挖掘机的最大挖掘高度。图15-3所示是斗容为6.88m3的电铲,其各种作业技术规格列于表15-1。从表 15-1中可知,该挖掘机的最大挖掘高度是13.26m。若选用这样的电铲 ,台阶高度定为12m较为合适。
在品位变化大、矿物价值高的矿山(如金矿),开采选别性是制约台阶高度的重要因素。开采选别性系指在开采过程中能够将不同品位和类型的矿石及废石进行区分开采的程度。以金矿为例,往往需要对于一个区域内的高品位矿、低品位矿、硫化矿、氧化矿及废石进行区分开采,运往各自的目的地。例如,将低品位矿送往浸堆,高品位氧化矿送往选矿厂,硫化矿送往焙烧炉,废石送往排土场,等等。由于一个台阶在垂直方向上是不可分采的,即使在台阶高度内矿石的品位、矿种或矿岩界线变化很大(如某处台阶的上半部分是矿石、下半部分是岩石),也不可能在开采过程中将不同种类的矿石及岩石分离出来,由此所造成的贫化和不同矿种的混杂是不可避免的。可见,台阶高度越大开采选别性越差。因此,在开采对选别性要求较高的矿床时,应选取较小的台阶高度。一般说来,黑色金属矿床的品位变化较小、矿体形态较为规则、矿物价值低、对选别性要求
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较低,台阶高度一般大于10m,以12m~15m最为常见。大多数贵重金属矿床的特征恰恰相反,故台阶高度一般小于10m,以6~8m最为常见。
图 15-3 电铲作业技术规格图解
表 15-1 图15-3中电铲的作业技术规格 斗容
起重臂长度 起重臂倾角 有效斗杆长度 斗杆全长
最大卸载高度(A) 最大卸载半径(B1)
最大卸载半径处的卸载高度(A1) 最大卸载高度处的卸载半径(B)
最大挖掘高度(D) 最大挖掘半径(E)
站立水平挖掘半径(G) 下挖深度(H)
天轮顶距地面的高度(I) 天轮外缘回转半径(J) 机体尾部回转半径(K)
机体(包括驾驶室)宽度(S) 司机视线水平高度(U)
6.88m3 12.65 m 45。
7.77m 9.38m 8.54m 14.48m 6.25m 13.87m 13.26m 16.62m 10.75m 2.59m 12.88m 12.20m 6.02m 6.86m 5.49m
另一方面,台阶高度也制约着铲装设备的选择,当选用汽车运输时,铲装设备的斗容和装卸参数又进一步制约着汽车的选型。台阶高度同时也影响着最终边帮的几何特征。由此可以看出,台阶高度的选取对整个露天矿的开采经济效益有着重要的影响。在一定范围内增加台阶高度会降低穿孔、爆破和铲装成本,但确定最佳的台阶高度应综合考虑各种相关因素,
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使矿床开采的经济效益(不仅仅是穿孔、爆破和铲装成本) 达到最高值。
三 台阶坡面角
台阶坡面角主要是岩体稳定性的函数,其取值随岩体的稳定性的增强而增大(最大为90。)。确定台阶坡面角时需要进行岩石稳定性分析,或参照岩体稳定性相类似的矿山选取。另外,岩体层理面的倾向对台阶坡面角有直接的影响,当台阶坡面与岩体层理面的倾向相同或相近, 而且层理面倾角较陡时,台阶坡面角等于层理面的倾角。表15-2是均质 岩体中台阶坡面角与岩石硬度的大体关系。表15-3列出了国内部分金 属露天矿的台阶坡面角取值。 表15-2 均质岩体中台阶坡面角的参考值
岩石硬度系数 8~14以上 3~8 1~3
台阶坡面角(度)
70~75 60~70 50~60
表15-3 国内部分露天矿的台阶坡面角
矿山名称 大孤山铁矿 东鞍山铁矿 南芬铁矿 大石河铁矿 白云鄂博铁矿 白银厂铜矿
台阶坡面角(度)
70 75
48~50(岩石层理倾角) 65 70 70
四 工作平台与安全平台
正在被开采的台阶称作工作台阶(或工作平台、工作平盘)。如图15-4所示,工作台阶上正在被爆破、采掘的部分称为爆破带,其宽度
Ws
Wc
H 爆破带
Ws
W 安全平台
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Ws Wc 采区宽度 安
全
平爆破带 台
采掘方向 台阶推进方向
W
图 15-4 工作平台要素示意图
(Wc)为爆破带宽度(或采区宽度 ) ,台阶的采掘方向是挖掘机沿采掘 带前进的方向,台阶的推进方向是台阶向外扩展的方向。在开采过程中,工作台阶不能一直推进到上个台阶的坡底线位置,而是应留有一定的宽度(Ws)。留下的这部分称为安全平台。安全平台的作用是收集从 上部台阶滑落的碎石和阻止大岩石块滚落。安全平台的宽度一般为2/3~1个台阶高度。在矿山开采寿命期末,有时将安全平台的宽度减小到台 阶高度的1/3左右。工作平盘的宽度(W)等于采区宽度与安全平台宽 度之和。最小工作平盘宽度是刚刚满足采运作业所需要的空间的宽度,其计算详见后面第四节。
沿工作平盘的外缘常用碎石堆筑一道安全挡墙(图15-5),用于阻 止石块滚落到下面的台阶和防止汽车或其它设备驶落台阶。安全挡墙的高度一般等于汽车轮胎的半径。其坡面角等于碎石的安息角(一般为35。左右)。
图 15-5 安全挡墙
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第三节 掘沟
如前所述,露天开采是分台阶进行的。那么,每一台阶的开采是怎样开始的呢?由于采装与运输设备是在工作台阶的坡底面水平作业,所以,必须在新台阶顶面的某一位置开一道斜沟,使采运设备到达作业水平,而后以沟端为初始工作面向前、向外推进。因此,掘沟是新台阶开采的开始。
按运输方式的不同,掘沟方法可分为不同的类型,如汽车运输掘沟、铁路运输掘沟、无运输掘沟等。由于现代露天矿山,特别是新设计的露天矿山大都采用汽车运输,故本节只介绍汽车运输掘沟,稍加扩展即可处理铁路运输及其它方式的掘沟问题。有关各种掘沟方法的更全面的介绍可在其他的参考书目和设计手册中查到。
山坡露天矿与深凹露天矿的掘沟方式有所不同,下面分别给予简要的介绍。
一 深凹露天矿掘沟
如图15-6所示,假设152m水平已被揭露出足够的面积,根据采掘计 划,现需要在被揭露区域的一侧开挖通达140m水平的出入沟,以便开 采 140-152m台阶。掘沟工作一般分为两阶段进行:首先挖掘出入沟, 以建立起上、下两个台阶水平的运输联系;然后开掘段沟,为新台阶的开采推进提供初始作业空间。
出入沟的坡度取决于汽车的爬坡能力和运输安全要求。现代大型露天矿多采用载重100吨以上的大吨位矿用汽车,出入沟的坡度一般在8%~10%左右。出入沟的长度等于台阶高度除以出入沟的坡度。例如,当 台阶高度为12m、出入沟的坡度为8%时,出入沟的长度为150m。
图 15-6 出入沟与段沟示意图
掘沟时的穿孔与爆破方式没有统一的模式,不同的矿山由于岩性不同,掘沟时的爆破设计各异。总的可分为两种:全沟等深孔爆破与沿坡面的不等深孔爆破。
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当采用全沟等深孔爆破时,出入沟的斜坡路面修在爆破后的松散碎石上。这种掘沟方法的优点是穿孔、爆破作业简单,而且当出入沟位置需要移动时,可避免在斜坡上穿孔、装药。其缺点是路面质量差,影响汽车的运行效率,加重了汽车轮胎的磨损。
当采用沿坡面的不等深孔爆破时,需要沿出入沟的坡面从上至下穿凿不同深度的炮孔进行分段爆破。图15-7是这种掘沟方式的一种爆破设 计的纵断面示意图。这里假设台阶高度为12m,坡度为8%,穿孔设备 选用250mm牙轮钻机。图中将出入沟沿纵向全长分为三个爆破区段,依次进行爆破和采运。从沟口起25m范围内的炮孔深度为4.5m,此后各区段的炮孔与拟形成的出入沟坡面保持2m的超深(如图中虚线所示)。 炮 孔在平面上采用间距等于行距的交错布置,各个区段上采用不同的间距(如图中括号内的数字所示)。
爆破 区段3 12m 2m (6.5x6.5) 段沟 (6.5x6.5) 50m (6.0x6.0) 35m (5.5x5.5) 30m 爆破 区段2 爆破 区段1 4.5m 25m (4.5x4.5) 35m 图 15-7 出入沟爆破设计实例
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出入沟掘完后继续掘段沟。掘段沟时是否需要分区段爆破要看段沟的长度而定。由于段沟为等深度,没有必要采用不同的爆破设计。在图15-7所示的情形中,段沟的爆破设计除采用等深孔外与最后一段出入沟 的爆破设计相同。
沟底宽度是掘沟的重要参数。一般说来,为了尽快到达新水平,在新的工作台阶形成生产能力,应尽量减少掘沟工作量。因此沟底宽度应尽量小一些。最小沟底宽度是满足采运设备基本的作业空间要求的宽度,其值取决于电铲的作业技术规格、铲运方式与汽车的调车方式。
最节省空间的调车方式是汽车在沟外调头,而后倒退到沟内装车(图15-8和15-9)。这种调车方式下的沟底宽度只取决于电铲的作业方式 和采装方式。最常用的采装方式是中线采装,即电铲沿沟的中线移动,向左、右、前三方挖掘(图15-8)。这种采装方式下的最小沟底宽度是 电铲在左、右两侧采掘时清底所需要的空间,即
WDmin = 2G (15-1)
式中,G为电铲站立水平挖掘半径。若选用图15-3所示的电铲,从 表15-1中查得G为10.75m。则最小沟底宽度为21.5m。
另一种更节省空间的采装方式是双侧交替采装(图15-9)。电铲沿 左右两条线前进,当电铲位于左侧时,采掘右前方的岩石,装入停在右侧的汽车;而后电铲移到右侧,采装左前方的岩石,装入停在左侧的汽车。这种采装方式下的最小沟底宽度为: WDmin = G + K (15-2)
式中,K为电铲尾部回转半径。若选用图15-3中的电铲,从表15-1查 得G=10.75m,K=6.02m,计算出WDmin =16.77m 17m。双侧交替采装 所需的作业空间虽然小,但电铲移动频繁,作业效率低,一般用于境界最底部作业空间有限的几个台阶上的掘沟。
实际采用的沟底宽度应适当大于最小沟底宽度,以保证作业的安全和正常的作业效率。
采用沟外调头、倒车入沟的调车方式虽然节省空间,但影响行车的速度与安全,因此有的矿山采用沟内调车的方式,包括沟内折返和环形调车(图15-10和图15-11)。由于汽车在沟内调车所需的空间一般 要比电铲作业所需的空间大,因此沟内调车方式下的沟底宽度(WD ) 是由汽车的作业技术参数决定的,可用下面的公式计算: 折返调车: WD = R + l + d/2 + 2e (15-3)
环形调车: WD = 2R + d + 2e (15-4)
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G B G 图 15-8 沟外调头中线采装
K G B G B K 图 15-9 沟外调头双侧交替采装
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式中,R为汽车最小转弯半径;l为汽车车身长度;d为汽车车身宽 度;e为汽车距沟壁的安全距离。 l l e e R R e d d R R e d
图 15-11 沟内环形调车 图 15-10 沟内折返调车
若采用Webco-120c(109吨)汽车,R=12.4m,l=11.37m,d=6.197m ,并设e=1.5m。则折返和环形调车时的沟底宽度分别为30m和34m。
二 山坡露天矿掘沟
在许多矿山,最终开采境界范围内的地表是山坡或山包(图15-12), 随着开采的进行,矿山由上部的山坡露天矿逐步转为深凹露天矿。采场由山坡转为深凹的水平称为封闭水平,即在该水平上采场形成闭合圈。从图15-12 所示的剖面上看,闭合圈位于箭头所指的水平。
在山坡地带的开采也是分台阶逐层向下进行的。与深凹开采不同的是不需要在平地向下掘沟以到达下一水平,只需要在山坡适当位置拉开初始工作面就可进行新台阶的推进。不过在习惯上将“初始工作面得拉开”也称之为掘沟。山坡上掘出的“沟”是仅在指向山坡的一面有沟壁的单壁沟。
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最终境界 H 封闭圈 矿体 图 15-13 推土机开掘单壁沟 图 15-12 山坡露天矿剖面示意图 爆破爆破爆破爆破如果山坡为较为松散的表土或风化的岩石覆盖层,可直接用推土机 段沟区段4区段2区段3区段1在选定的水平推出开采所需的工作平台(图15-13)。如果山坡为硬岩或 (6.5x6.5)坡度较陡,则需要先进行穿孔爆破,然后再行推平。 4..5m(6.0x6.0)x(6.56.5)12m山坡单壁沟也可用电铲掘出(图15-14),电铲将沟内的岩石直接 倒
(4.5x4.5)(5.5x5.5)在沟外的山坡堆置,不再装车运走。沟底宽度应与电铲作业技术规格相适2m35m30m35m50m应。从图15-14可以看出,沟底宽度为: WD = G + T + e (15-5) 图 XX.7 出入沟的爆破设计 式中,G为电铲站立水平挖掘半径;T为电铲回转中心到履带外缘 距离; e为 电铲履带外缘到单壁沟外缘的安全距离。
e T G WD 图 15-14 电铲开掘单壁沟
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第四节 台阶的推进方式
掘沟为一个新台阶的开采提供了运输通道和初始作业空间,完成掘沟后即可开始台阶的侧向推进。由于汽车运输的灵活性,有时在掘完出入沟后不开段沟,立即以扇形工作面形式向外推进。如图15-15所示, 刚完成掘沟时,沟内的作业空间非常有限,汽车须在沟口外进行调车,倒入沟内装车(图15-15a);当在沟底采出足够的空间时,汽车可直接 开到工作面进行调车(图15-15b);随着工作面的不断推进,作业空间 不断扩大,如果需要加大开采强度,可在一定时候布置两台采掘设备同时作业(图15-15c)。划归一台采掘设备开采的工作线长度称为
采区长 度。采区长度影响一个台阶可布置的采掘设备台数,从而影响台阶的开采
强度。采区长度随采运设备的作业技术规格而变。根据有关资料,美国矿山的采区长度一般在60~150m,国内矿山一般大于200m。从新水平掘沟开始到新工作台阶形成预定的生产能力的过程叫做新水平准备。
台阶推进方式主要包括采掘方式和工作线布置方式。
一 采掘方式及工作平盘参数
根据采掘方向和工作线方向之间的关系,有两种基本的采掘方式,即垂直采掘和平行采掘。
图 15-15 台阶推进示意图 (a)
(b)
(c)
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(一) 垂直采掘
垂直采掘时电铲的采掘方向垂直于台阶工作线走向(即采区走向)、与台阶的推进方向平行(图15-16)。开始时,在台阶坡面掘出一个 小缺口,而后向前、左、右三个方向采掘。图15-16所示是双点装 车的 情形。电铲先采掘其左前侧的爆堆,装入位于其左后侧的汽车;装满后,电铲转向其右前侧采掘,装入位于其右后侧的汽车。这种采装方式的优点是电铲装载回转角度小(10到110之间,平均为60左右),装 载效率高;缺点是汽车在电铲周围调车对位需要较大的空间,要求较宽的工作平盘。当采掘到电铲的回转中心位于采掘前的台阶坡底线时,电铲沿工作线移动到下一个位置,开始下一轮采掘。
垂直采掘时一次采掘深度(即采掘带宽度A)为电铲站立水平挖掘 半径(G),沿工作线一次采掘长度为2G。当然,电铲在同一轮采掘中可以采掘更大的范围,但超过上述范围时电铲需要作频繁的小距离的移动,影响采装效率。
(二) 平行采掘
平行采掘时电铲的采掘方向与台阶工作线的方向平行、与台阶推进方向垂直。前面图15-4所示即为平行采掘推进。根据汽车的调头与行驶 方式(统称为供车方式),平行采掘可进一步细分为许多不同的类型。单向行车不调头和双向行车折返调头是两种有代表性的供车方式。
1. 单向行车不调头平行采掘
如图15-17所示,汽车沿工作面直接驶到装车位置,装满后沿同一 方向驶离工作面。这种供车方式的优点是调车简单,工作平盘只需设单车道。缺点是电铲回转角度大,在工作平盘的两端都需出口(即双出入沟),因而增加了掘沟工作量。
采掘方向
图 15-16 垂直采掘示意图
下一轮采掘位置 工作线
采区宽度 台阶推进 方向
。
。
。
14
台阶推进方向 采掘方向 工作平盘宽度
B 安全挡墙 图 15-17 单向行车不调头平行采掘
2. 双向行车折返调车平行采掘
如图15-18所示,空载汽车从电铲尾部接近电铲,在电铲附近停车 、调头,倒退到装车位置,装载后重车沿原路驶离工作面。这种供车方式只需在工作平盘一端设有出入沟,但需要双车道。
图 15-18 双向行车折返调车平行采掘(单点装车) 安全挡墙 B 工作平盘宽度
采掘方向 台阶推进方向 15
图15-18所示是单点装车情形。空车到来时常常需等待上一辆车装满驶 离后才能开始调头对位,而在汽车调车时电铲也处于等待状态。为减少等待 时间,可采用双点装车。如图15-19所示,汽车1正在电铲右侧装车。 汽车2 驶入工作面时,不需等待即可调头、对位,停在电铲左侧的装车位置。装满 汽车1 后电铲可立即为汽车2装载。当下一辆汽车(汽车3)驶入时,汽车1 已驶离工作面,汽车3可立即调车到电铲右侧的装车位置。这样左右交替供 车、装车,大大减少了车铲的等待时间,提高了作业效率。在理想状态下, 汽车2调车完毕 ,汽车1恰好装满;汽车2装载完毕,汽车3也刚好调车完毕, 车和铲的等待时间均为零,作业效率达到最大值。但实际生产中这种理想状 态是几乎不存在的。可以看出,双点装车比单点装车需要更宽的工作平盘。
(a)
图 15-20 两种不同供车方式示意图
(b)
图 15-19 双向行车折返调车平行采掘(双点装车) 汽车2正在调车 2 安全挡墙 B 采掘方向 B 工作平盘宽度
台阶推进方向 1 汽车1正 在装车 16
其它两种供车方式如图15-20所示。图中,(a)为单向行车__折返调车__双 点装车, (b)为双向行车__ 迂回调车__单点装车。由于汽车运输的灵活性, 有许多 可行的供车方式。这里不一一例举。
(三) 采区宽度与采掘带宽度
采区宽度是爆破带的实体宽度,采掘带宽度是挖掘机一次采掘的宽度。 当矿岩
松软无需爆破时,采区宽度等于采掘带宽度。绝大多数金属矿山都需 要爆破,故采掘带宽度一般指一次采掘的爆堆宽度。二者关系见图15-21 。 图中,(a)为一次穿爆两次采掘,(b)为一次穿爆一次采掘。
从图15-21可以看出,采区宽度应与采掘带宽度相适应,即实体(采区 ) 爆破后的爆堆宽度应与挖掘机的采掘带宽度和采掘次数相适应。采掘带宽度 过宽或过窄都会影响挖掘机的生产能力:过宽时挖掘机回转角度大,且爆 堆外缘残留矿岩多,清理工作量大;过窄时则挖掘机移动频繁,行走时间 长。采掘带宽度一般应保持挖掘机向里侧回转角不大于90,向外不大于30 ,其 变化范围一般为:
。
。
Ws 安全平台 Wc 采区宽度 爆破带 Ws 安全平台 台阶推进方向
Wc 采区宽度 爆破带 爆堆 爆堆 台阶推进方向
采掘带宽度 Ac 爆堆宽度b (a)
采掘带宽度 Ac 爆堆宽度b (b)
图 15-21 采区与采掘带示意图
式中,G为挖掘机站立水平挖掘半径。国内矿山采掘带宽度一般为1~1.5G,国外矿山的采掘带宽度可达1.8G。国内采用汽车运输和4~5m3挖掘机的矿山,其采掘带宽度一般为9~15m。采用一次穿爆两次采掘时,第一采掘带 (外 采掘带)一般要比第二采掘带宽一些。
Ac = (1 ~1.8) G
(15-6)
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采区宽度与爆堆宽度的关系,可根据矿山实际爆破的统计资料进行估计 ,也可用下式作粗略估算:
度;Hb 为爆堆高度; 为爆堆形态系数。坚硬岩石爆堆横断面近似三 角形,=0;不坚硬岩石爆堆横断面近似梯形,=1;中等坚硬岩石,0<<1 。采用一爆一采区宽度。
有的矿山采用大区微差爆破,采区宽度很大。这时可将爆破方向转90 , 使之与
。
b2ksWcHWc Hb(15-7)
式中,b为爆堆宽度;ks为矿岩爆破后的松散系数;Wc为采区宽度;H为 台阶高
时,爆堆宽度即为采掘带宽度(即b=Ac)。式(15-7)可用来 根据采掘带宽度反算出采
工作线平行,并采用横向采掘(图15-22)。
(四) 最小工作平盘宽度
最小工作平盘宽度是刚好满足采运设备正常作业要求的工作平盘宽度, 其取值需依据采运设备的作业技术规格、采掘方式和供车方式确定。采用单 向行车、不调头供车的平行采掘方式时,最小工作平盘宽度可根据装车条件 计算(图15-23)。这时,最小工作平盘宽度(Wmin)为:
Wmin = G + B + d/2 + e + s
(15-8)
图 15-22 沿工作线方向爆破、横向采掘
爆破方向 采掘方向 工作线
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式中,G为挖掘机站立水平挖掘半径;B为最大卸载高度时的卸载半径 ;d为汽车车体宽度;e为汽车到安全挡墙距离;s为安全挡墙宽度。
[例 15-1] 已知台阶高度H=12m,坡面角=70;采用图15-3中的电铲, 从表15-1查得G=10.75m,B=13.87m;Webco-120c汽车车体宽度 d=6.2m; 假设e=1.5m,s=3.5m;采用平行采掘,一爆一采。根据采装条件计算最小工作平盘宽度、采掘带宽度和采区宽度。
解:①直接套用式(15-8)得Wmin=32.72m 33m;
。
Wc s e d B Ac G 图 15-23 按铲装条件确定最小工作平盘宽度
②采掘带宽度Ac=1.5G=16.125m 16m;
③采区宽度:设爆堆高度Hb=1.2H,松散系数Ks=1.3,岩石为中等硬度, 取=0.5,应用式(15-7)得:
Wc=9.6m 10m;
④必要的检验:
a:爆堆外缘与汽车距离
B + G - d/2 =21.52m > Ac
说明爆堆外缘与汽车轮胎间有一定的距离,检验通过。 b:挖掘高度与坡面角
电铲最大挖掘高度为13.26m,大于台阶高度(12m)。故电铲可
坡面角为:
以
挖到坡顶。电铲最大挖掘半径E=16.62m,电铲可以铲成的最缓
arctg(12)arctg()64¡£ ,小于台阶坡面角 EG166.2107.5H 因此,铲斗可以铲到坡面上的任何地方。检验通过。
当采用折返调车,单点装车时,装车位置一般在电铲的右后侧,远离工 作面外
缘,最小工作平盘宽度主要取决于调车所需空间的大小。参照图15-24有:
采掘方向 B 19 台阶推进方向 e d R l
式中,R为汽车最小转弯半径;l为汽车车体长度;e为汽车距挡墙和台 阶坡底线的安全距离。若选用Webco-120c汽车,R=12.4m,d=6.2m, l=11.38m,设 e=1.5m。则Wmin=33.5m。
若采用双点装车,当汽车位于电铲右后侧时,所需的最小平盘宽度与上 述单点装车相同。但当汽车向电铲左侧(靠近工作平盘外缘)的装车位置调 车对位时,为节省调车时间,汽车一般回转近180后退到装车位置( 图15-25) 。这时的最小工作平盘宽度为 :
应用 Webco-120c型汽车的作业技术参数,计算得 Wmin=37.5m
实际上,由于汽车的灵活性,即使最小工作平盘宽度比式(15-9)和 式(15-10)的计算结果小一些,也可实现调车。但调车的时间会增长,影 响作业效率。
其它供车方式下的最小工作平盘宽度可以仿照上述做法,通过简单的几 何分析计算求得。实际生产中的工作平盘宽度一般应大于理论计算值。当采 用一次穿爆两次采掘(或如图15-22所示的横向采掘)时,由于采区宽度 (Wc) 大大增加,工作平盘宽度也将大大增加。
台阶推进方向 采掘方向 B 2R
B 2 d 20 Wmin = R + d/2 + l + 2e + s (15-9)
。
Wmin = 2R + d + 2e + s (15-10)
1 e d
二 工作线的布置方式
依据工作线的方向与台阶走向的关系,工作线的布置方式可分为纵向、 横向和扇形三种。纵向布置时,工作线的方向与矿体走向平行(图15-26 )。 这种方式一般是沿矿体走向掘出入沟、并按采场全长开段沟形成初始工作 面,之后依据沟的位置(上盘最终边帮、下盘最终边帮或中间开沟),自上盘向下盘、自下盘向上盘或从中间向上、下盘推进。
横向布置时工作线与矿体走向垂直(图15-27)。这种方式一般是沿矿 体走向掘出入沟,垂直于矿体掘短段沟形成初始工作面,或不掘段沟直接在出入沟底端向四周扩展,逐步扩成垂直矿体的工作面,沿矿体走向向一端或两端推进。由于横向布置时,爆破方向与矿体的走向平行,故对于顺矿层节理和层理较发育的岩体,会显著降低大块与根底,提高爆破质量。由于汽车运输的灵活性,工作线也可视具体条件与矿体斜交布置。
扇形布置时工作线与矿体走向不存在固定的相交关系,而是呈扇形向四周推进(图15-28)。这种布置方式灵活机动、充分利用了汽车运输的灵活 性,可使开采工作面尽快到达矿体。
图 15-25 折返调车双点装车时最小工作平盘宽度
第五节 采场扩延过程与布线方式
一个台阶的水平推进使其所在水平的采场不断扩大,并为其下面台阶的开采创造条件;新台阶工作面的拉开使采场得以延深。台阶的水平推进和新水平的拉开构成了露天采场的扩展与延深。
21
图15-26 纵向工作面布置示意图
图15-27 横向工作面布置示意图
图15-26 扇形工作面布置示意图
第六节 帮坡形式与帮坡角
在采场的扩延过程中,会形成各式各样的帮坡。本节对帮坡角及 其经济内涵、增加工作帮坡角的途径、各种帮坡角的计算进行较详细 的论述。
一 工作帮坡角
工作帮是由工作台阶组成的边帮,并随台阶的推进而向最终边帮 (非工作帮)靠近。工作帮坡角一般定义为最上一个工作台阶的坡顶 线与最下一个工作台阶的坡底线联成的假想斜面与水平面的夹角(图15-33)。若工作帮由n个相邻的工作台阶组成,且工作平盘宽度相等, 工作帮坡角(θ)可由 下式计算:
22
arctgnH(n1)WnH/tg (15-11)
式中,H为台阶高度,W为工作平盘宽度,为台阶坡面角。实际 生产中各工作平盘的宽度一般不相等。式(15-11)变为:
arctgn1i1nHWinH/tg (15-12)
式中,Wi为从最下部工作台阶算起第i个工作平盘的宽度,最上部 工作平盘宽度不参与运算。
6H
非工作帮 W W 工作帮 W 图 15-33 工作帮与工作帮坡角
23
。
设图15-33中三个工作平盘的宽度均为40m,台阶高度为12m,台阶坡 面角为
。
70,则由式(15-11)求得工作帮坡角为 =21.14。
工作帮坡角对露天矿开采寿命期内的剥岩量变化有很大的影响。 图15-34所示是矿体规整、在上盘矿岩接触带掘沟、向两侧推进时的采 剥关系示意 图。图中将台阶式的工作帮简化为一条直线。可以看出, 当采到第三条带时,要想采出矿量T,必须剥离岩石量V。在开采过程中,由于矿体规整,每一条带的矿量基本保持不变,但所需的剥岩量先是随着采场的延深而增加,采到第五条带(H1深度)时达到最大值,而后逐年下降。如果采用如图中虚线所示的陡工作帮,则前期的剥岩量大大降低,峰值的到来将大大推迟(推迟到H2深度)。若工作帮坡角等于最终帮坡角,剥岩量将随采场的延深单调增加,剥岩高峰推迟到最后。因此,工作帮越缓,前期剥岩量越大,基建投资越高 ,基建周期越长。由于资金的时间价值,前期剥岩量的增加会降低整 个矿山的经济效益。所以从动态经济观点出发,工作帮坡角应尽量陡一些。 ΔV 1
2 3 4 5
H1
T H2 Δ
最终境界
陡工作帮
缓工作帮 图 15-34 剥岩量-工作帮坡角关系示意图
增加台阶高度或减小工作平盘宽度可以使工作帮坡角变陡。然而 ,台阶高度受到设备规格和开采选别性的制约,没有多大的变化余地 ;工作平盘的宽度又必须满足采运设备所需的作业空间的要求,并保 持较高的设备作业效率,可减小的幅度也非常有限。(即使采用前面 所述的最小工作平盘宽度,工作帮坡角仍较缓)。采用组合台阶开采 是提高工作帮坡角的有效方法。
二 组合台阶
组合台阶是将若干个(一般4个左右)台阶组成一组,划归一台采掘设 备开采。这组台阶称为一个组合单元。 图15-35所示是四个台阶 组成的一个单元。在
组合单元中,任一时间只有一个台阶处于工作状 态,保持正常的工作平盘宽度,其它台阶处于待采状态,只保持安全 平台的宽度。
组合台阶开采只有当采场下降到一定的深度后才能实现。如果采 场空间允许,可以在不同区段布置多台采掘设备同时进行组合台阶开 采,也可视工作帮的
24
高度在同一区段垂直方向上布置多个组合单元。 组合台阶开采常用于分期开采的扩帮工作。(分期开采将在后面介绍 )。 Wc Ws
W
Ws
4H
Ws
g
图 15-35 组合台阶开采中的一个组合单元
组合单元内的工作帮坡角一般定义为单元内最上一个台阶的坡顶 线与最下一个台阶的坡底线连成的斜面与水平面之间的夹角,计算公式为:
式中,n为组合单元中台阶的数目;Ws为安全平台的宽度;W为工 作平盘宽度。假设n=4,H=12m,Ws=10m,W=40m,α=70,则求得 g =31.78
三 各种帮坡形式
图15-36所示是在开采过程中形成的由6个台阶组成的一段帮坡, 每一台阶均
。
。
g arctgnH(n2)WsWnH/tg (15-13)
保持安全平台宽度(Ws)。从最上一个台阶的坡顶线到最 下一个台阶的坡底线的斜面与水平面的夹角(θ)称为该段边帮的总帮坡角,其计算式与 式(15-11)相同,只需将式中 的W换成Ws即可。 设Ws=10m,H=12m, α=70。则得 =
。
43.37。
如果图15-36中的剖面通过一宽度为WR的斜坡道,斜坡道位于第三 台阶的中腰,该段边帮变为图15-37。建议读者画出这段边帮的水平投 影草图。
图15-37中的 仍为总帮坡角。道路将整段边帮分为AC和DB两段 ,图中1 和2 称为路间帮坡角。若WR=30m,其它数据不变,则 =34.13
。
。。
。
。
,1
=44.14, 2 =42.84。可见,在边帮上加入运输道路 会使总帮坡角变缓许多(本例中变缓了约9)。若该段帮坡是最终边 帮,帮坡角的变缓意味着多剥离大量的岩石。这一简单的例子说明在 设计最终境界时,最终帮坡角的选取应考虑到运输道路的布置情况 。
1 Ws Ws 2 3 6H 4 Ws Ws A 1 Ws 2 3 25 6H 道路 Ws 1 C WR D Ws Ws 4
A 1 Ws 2 13 6H 4 5 6 2 C 工作平盘 Wc Ws D Ws Ws Ws B
若图15-36所示的边帮上有一个台阶是工作台阶,边帮将变为如图 15-38所示。工作台阶对帮坡角的影响与道路相似。若这6 个台阶是组 合开采中的一个组图 15-38 具有一个工作台阶的一段边帮
合单元,那么,该段边帮的总帮坡角()即为前面提到的组合单元工作帮坡角(g)。工作平盘上下两段的帮坡角(1和2 )有时也称为路间帮坡角。若其它的数据不变,工作平盘宽度W=40m ,则 =34.13,1 =52.02,2 =45.32。
更复杂的边帮是既有工作台阶又有道路,如图15-39所示。读者可 利用前面
。
。
。
的有关数据计算总帮坡角和路间帮坡角。
若将图15-36中的6个台阶沿垂直方向平分为两个组合单元进行组合 台阶开采, 边帮变为图15-40。单个组合单元的工作帮坡角可用式(15-13)计 算。利用前面的数据,计算结果为: =27.86,g =29.70。
。
图15-41是实行三台阶并段的最终边帮。若坡面角α=70,台阶 高度H =
。
。
12m, 安全平台宽度Ws = 17m,则该段边帮的总帮坡角为 =59。若一露天
。
矿最终境界深为42个台阶高度(即504m),采用这 样的安全平台宽度和并段方
26
式,不考虑运输道路时,最终帮坡角可达51.25。如果不实行并段,每一台阶都留7m宽的安全平台,同一露天矿的最终帮坡角为46.97。
。
。
1 Ws 2 1 3 6H 4 5 6 工作平盘 Wc Ws 道路 Ws 2 WR Ws Ws 3 图 15-39 具有工作台阶和道路的一段边帮
27
1 Ws
2 3 6H
4
5
6
6H
第七节 生产剥采比
图 15-41 实行并段的最终边帮
工作平盘 Wc Ws Ws g 工作平盘 Wc Ws Ws g图 15-40 组合台阶开采工作帮 Ws 生产剥采比是露天生产过程中某一时段(或某一开采区域)内的 岩石量与
矿石量之比。常用的生产剥采比的单位有m3(岩石)/m3(矿石)、 t(岩石)/t(矿石)、m3(岩石)/t(矿石)。如图15-42所示,生产剥采比一般 是按工作帮坡计算的、采场下降一个台阶采出的岩石量与矿石量之比 ,即VH/TH。为了与下面将要提到的其它生产剥采比相区别,这里将图15-42所示的生产剥采比称 为几何 生产剥采比,记为SRH。
从图15-42中可以看出,一般情况下,几何生产剥采比先随采场的 降深而增加,在某一深度达到最大值,然后随深度的增加而减小。在 矿体形态较复杂的矿山,几何生产剥采比随采场深度变化的曲线可能 出现几个峰值。
D H TH VH 28 工作帮
累积生产剥采比是指从开采开始到某一深度(或时间)累积采出 的岩石量
与矿石量之比,记为SRc。如图15-43所示,采场下降到深度 D时的累积生 产剥采比为 SRc =VD/TD。
在编制采掘计划时,往往需考虑剥采比的逐年变化情况,并采取 措施(如改变台阶的推进方向、调整工作面的布置方式等),尽量避 免剥采比的大幅度波动。因此,年生产剥采比是编制采掘进度计划时 最常用的生产剥采比。顾名思义,年生产剥采比(SRy)是某一年内采出的岩石量(Vy)与矿石量(Ty )之比,即: SRy = Vy / Ty 。
从设备管理(包括备品备件)和生产组织的角度,生产剥采比在 生产过程中的波动越小越好。这样可以保持较稳定的设备数量、备品 备件的库存量、机修设施的能力以及设备操作和维护人员队伍。因此 在生产计划中常进行所谓的剥采比均衡,以得到较稳定的生产剥采比 。然而,对于一定的矿体形态、最终境界和开采方式,剥采比均衡的 结果往往是将剥离高峰处的岩石提前剥离。图15-44中曲线A是不进行 剥采比均衡的生产剥采比随时间变化的曲线。在“极限均衡状态”, 即均衡后的生产剥采比是一常数时(图中的直线B),需要将高峰期的剥岩量Vp提前到Vp'剥离。由于资金的时间价值,提前剥离量大会降低 总体经济效益。因此,在提前剥离所带来的经济效益损失与剥采比均 衡所能带来的好处之间
图 15-43 累积生产剥采比
最终边帮 TD 工作帮 D VD 29
应进行成本__效益分析,以确定每年最佳的生 产剥采比。这是一个生产剥采比的优化问题,采矿优化界已研究出基 于动态规划的剥采比动态优化算法。应用这些算法可求出在满足每年 矿石目标产量的条件下,使矿山生产的总体经济效益达到最大的最佳 年生产剥采比。优化后的生产剥采比曲线一般位于A与B之间(图15-44中曲线C)。
剥C - 优化剥采比曲线 A - 未均衡剥采比曲线
采
比
B - 极限均衡剥采比曲线 Vp
Vp' 时间 t (年)
图 15-44 剥采比均衡示意图
第 八 节 分期开采
在前面图15-29所描述的开采过程中,工作帮沿水平方向一直推进 到最终开采境界,这种开采方法称为全境界开采法。由于工作帮坡角一般比最终境界帮坡角缓得多,所以全境界开采的初期生产剥采比高,大型深凹露天矿尤为如此。全境界开采法的缺点是基建时间长、初期投资多,故仅适用于埋藏较浅、初期剥采比低、开采规模较小的矿山。
与全境界开采方法相对应的是分期开采,所谓分期开采就是将最终开采境界划分成几个小的中间境界(称为分期境界),台阶在每一分期内只推进到相应的分期境界。当某一分期境界内的矿岩将近采完时,开始下一分期境界上部台阶的采剥,即开始分期扩帮或扩帮过渡,逐步过渡到下一分期境界内的正常开采。如此逐期开采、逐期过渡,直至推进到最后一个分期,即最终开采境界。
图15-45是分期开采概念示意图。从图中可以看出,由于第一分期 境界比最终境界小得多,所以初期剥采比大大降低,从而减小了初期投资,提高了开采的整体经济效益。
二期开采境界 一期开采境界 30 最终开采境界
分期开采的另一个重要优点是可以降低由最终境界的不确定性所带来的投资风险。一个大型露天矿一般具有几十年的开采寿命,在进行可行性研究(或初步设计)时确定的最终境界在几十年以后才能形成。在科学技术飞速发展、经济环境不断变化的今天,几十年后的开采技术(包括设备)和经济环境与开采初期相比将有很大的差别,这意味着在优化开采境界时采用的技术、经济参数在一个时期后将不再适用,最初设计的最终开采境界也不再是最优境界,甚至是一个很糟糕的境界。因此,最终开采境界的设计应当是一个动态的过程,而不应是一成不变的。一开始就将台阶推进到最终境界是高风险的、不明智的。
若采用分期开采,最初设计的各分期境界(除第一分期境界之外)都是参考性质的。在一个分期将要开采完毕,向下一分期过渡时,可充分利用在开采过程中已获得的矿床地质资料和当时的技术、经济参数,对矿床未开采部分建立新的矿床模型,对未来的分期境界(尤其是下一分期境界)做更适合当时的技术和经济条件的优化设计。依此类推,直至开采结束。
实践证明,许多大型露天矿最终形成的开采境界与可行性研究(或初步设计)阶段设计的境界有较大的差别。采用分期开采,对境界实行动态优化大大降低了最终境界随时间的不确定性可能带来的经济损失。
分期开采对生产技术手段和管理水平要求较高,这主要体现在从一个分期向下一个分期的过渡上。分期间的过渡时间尤为重要,若过渡得太早,则会增加前期剥岩量,与分期开采的目的相悖;若过渡得太晚,因下一分期境界上部台阶没有矿石或矿石量很少,而其下部台阶还未被揭露,当前分期的开采却已经结束,从而造成一段时间内减产、甚至是停产剥离的被动局面,这是重大的生产技术事故。所以,在进行采剥计划编制时,必须对各分期间的过渡时间以及过渡期内的生产进行全面、周密的计划,并在实施中实行严格的生产组织管理。
分期之间的过渡时间应根据相邻分期境界的大小及形态、矿体的赋存条件与形态、矿石的品位分布、矿山的采剥生产能力、开采强度等因素综合确定。总的原则是既要确保矿山生产的连续性、满足选厂对矿石产量与质量的要求,又要避免无为的提前过渡。这一准则可用图15-46 加以说明。当第一分期工作帮推进到B1C1D1 时,开始在第二分期境界 的上部(A1A2和E1E2)区段进行扩帮过渡。第一分期的正常开采与第二分期的扩帮过渡分别在不同水平独立作业,二者间留有较陡的工作帮。如果过渡开始时间选择得当、过渡时期的生产组织得力,第一期正常开采结束时(即工作帮推进到C2F时),在区段A2A1C2B2和E1E2D2F的扩帮工作也恰好结束,从而顺利地过渡到第二分期。这是最理想的过渡。
31
从理论上讲,可以利用最终帮坡角、工作帮坡角、分期境界边帮间的水平距离、开采下降速度、扩帮能力、采选生产能力等参数,通过几何推导得出扩帮开始时间。但由于大部分矿山的矿体赋存条件较为复杂、境界形态不规则等原因,纯几何计算公式的应用价值很小。只有通过建立矿床模型,应用运筹学手段对开采顺序进行全面优化才能真正解决问题。
分期过渡中的扩帮通常采用组合台阶开采。在不同的扩帮区段,可以根据扩帮强度、分期境界边帮间的水平距离和采场形态,灵活安排扩帮工作面,并保持较陡的工作帮坡角。图15-47 是在扩帮区段分两个组 合单元、以组合台阶形式进行扩帮的示意图。
二期境界 组合台阶 扩帮工作面 一期境界 B2 C2 B1 C1 F D1 D2 一期开采境界 最终开采境界 图 15-46 分期过渡示意图 A2 A1 E1 E2 32 A2
在某些矿山,相邻两个分期境界边帮间的水平距离小,不能象图15-47所示的那样在垂直方向上划分多个组合单元,在一个扩帮区段只能 安排一个工作面自上而下进行扩帮。如果扩帮强度不够,可以在一个扩帮区段采用“尾追式”布置两个工作面(图15-48)。这种在一个扩帮 区段不分组(也可以看作只分一组)的扩帮方式有时称为自上而下扩帮法。当然,若对扩帮强度要求低,即使可以在两分期境界边帮之间布置一个以上的组合单元,也可只用一台电铲在一个扩帮区段实施自上而下扩帮。这时,若在两个分期境界的边帮之间实行一次推进的工作面太宽,或一次推进下降的速度太慢,可以沿境界边帮纵向分条带进行。例如,在图15-47所示的情况下实行自上而下扩帮时,可分两个条带进行, 即图中点划线左右侧各为一个条带。
在另外一些矿山,由于矿体赋存条件和地形等因素,设计的分期数目多,每一分期开采时间短,扩帮是连续进行的,即在当前分期正常开采的一开始,向下一分期的扩帮工作就已经开始。这样,正常开采与扩
图XX.46 分期过渡示意图第二分期境界第一分期境界 33
图 15-48 尾随工作面至上而下扩帮示意图
帮始终同时进行。如图15-49所示,正常开采I的同时在1处扩帮;正常 开采II 时,在2处扩帮,依此类推。这种开采方式称为扩帮开采。
图 15-49 扩帮开采示意图
V 4 2 3 III IV 1 I II 1 2 3 4 34
分期开采较全境界开采更符合露天矿建设与生产发展规律,在国外得到十分广泛的应用。我国一些露天矿也采用了分期开采。对分期开采的整体经济效益影响最大的四个参数是:
(1)最佳分期数;
(2)各分期境界的最佳位置、大小和形状; (3)相邻分期间的最佳过渡时间; (4)分期内和分期间的最佳开采顺序。
对以上四大参数的优化是采矿优化界的一个重要研究课题,并已取得了一定的研究成果。感兴趣的读者可参阅书后的有关论文。 小结:
本章以露天开采时空发展程序为主线,较详细地介绍了露天开采中较常用的开采方式(包括工作面与线路的布置、设备的工作方式及分期开采等),以及相关的参数计算,同时引入了有关露天开采的基本概念和术语。由于露天开采受空间约束较小、设备的布置与运行机动灵活,实际生产中,不同的矿山在开采方式上均有其自己的特点。因此,很难将露天开采在方法上象地下开采那样归纳为几大类,进而在每一类中划分出各具特色的不同方法,而且这样做的结果对于露天开采的研究与实践并不具有什么指导意义。重要的是了解露天开采的基本几何约束、时空发展的基本顺序要求和主要参数的经济内涵。掌握了这些基本内容,就可以根据具体条件灵活处理各种问题,制定出符合具体条件的合理开采方案。这也是本章的编写宗旨。
本章只是定性地论述了露天开采的一般时空发展程序和常见的开采方式,并没有定量地讨论开采顺序问题。换言之,本章回答的是什么条件下可以采什么地方的问题。实际上,在一给定的时段(一年、一季度、或一个月)有多个符合时空发展基本要求的开采地段。由于资金的时间价值,定量地确定任一时段的开采地段和开采量对于获得最大的经济效益十分重要。开采顺序与产量的定量优化是采矿界的一个重要研究课题,在发达国家倍受重视,并且已取得了一些具有实用价值的研究成果。
本章引入的运输线路布置方式在以往的国内教材中均划归露天矿开拓。然而,线路不仅是到达矿体和运出矿岩的通道,其布置方式对开采时空的发展程序有直接影响,是确定开采顺序必须考虑的因素,故编者认为将其归入本章更为合适。
35
一 采场扩延过程的一般描述
假设一露天矿最终境界内的地表地形较为平坦,地表标高为200m ,台阶高度为12m。图15-29是该露天矿扩延过程示意图。首选在地表境 界线的一端沿矿体走向掘沟到188m水平(图15-29a)。出入沟掘完后在 沟底以扇形工作面推进(图15-29b)。当188m水平被揭露出足够面积时,向176m水平掘沟,掘沟位置仍在左侧最终边帮(图15-29c)。之后, 形成了188-200米台阶和176-188米台阶同时推进的局面(图15-29d)。 随着开采的进行,新的工作台阶不断投入生产,上部一些台阶推进到最终边帮(即已靠帮)。若干年后,采场现状变为如图15-29e所示。 当整个矿山开采完毕时便形成 了如图15-29f所示的最终境界。
从图15-29可以看出,在斜坡道之间留有一段水平(或坡度很缓的 ) 道路,称为缓冲平台。缓冲平台的作用是减少陡坡的持续长度,以免重车在陡坡上连续行驶时间过长,引起引擎过热和加速机械磨损;同时也避免下坡连续刹车时间过长,使汽车制动鼓发热,造成可能的车速失控,发生车祸。缓冲平台的坡度一般不大于3%,长度在80m左右。实际生产中可能每隔几个台阶留有一段缓冲平台。连续陡坡坡长随道路纵坡坡度增加而减小,当纵坡坡度为8%左右时,连续陡坡坡长应限制在约 350m以内。
二 布线方式
图15-29所示的采场扩延过程的一个特点是,台阶的出入沟沿最终边帮成螺旋状布置,故称为螺旋布线。这种布线方式的特点主要有:
(1)螺旋线弯道半径大,线路通视条件好,汽车直进行驶,不需经常改 变运行速度,道路通过能力强;
(2)工作线的长度和推进方向会因采场条件的变化而发生变化,生产组 织较为 复杂;
(3)各开采水平之间有一定的影响,新水平准备和采剥作业程序较为复 杂; (4)要求采场四周边帮的岩体均较为稳固;
有的矿山将出入沟以迂回形式布置在采场一侧的非工作帮上,称为迂回布线(图15-30)。迂回布线要求布线边帮的岩石较为稳固,地质 条件允许时,一般将迂回线路布置在矿体下盘的非工作帮上,这样可以使工作线较快接近矿体,减少初期剥岩量。迂回线路布置在矿体上盘非工作帮时,虽然工作线到达矿体的时间长,但可减少矿石的损失和贫化。当然,视具体条件也可将迂回线路布置在采场的端帮。线路迂回曲线的半径必须大于汽车运行的最小转弯半径,故在迂回区段需留较大的台阶宽度。在生产规模大、服务年限长的矿山,其选厂和废石场不在采场的同一方向或分散设置废石场时,为了分散矿岩运量,缩短运输距离,
36
图29 采场扩延过程示意图
37
图 15-30 迂回式布线示意图
减少运输干扰,可同时布置两套或更多迂回线路,增加出入沟数目。但线路增多会减缓最终帮坡角,增加最终境界内的平均剥采比。与螺旋布线相比,采用迂回布线时,开采工作线长度和方向较为固定,各开采水平间相互影响小,故生产组织管理简单。但行车条件不如螺旋布线。
有些矿山采用上部迂回布线、下部螺旋布线的所谓“联合布线”形式。采用联合布线的矿山往往是由于采场下部尺寸小,迂回布线发生困难。
图15-29所示的采场扩延过程的另一特点是,每一新水平的掘沟位 置选在最终边帮上,出入沟固定在最终边帮上不再改变位置。这种布线方式称为固定式布线。由于矿体一般位于采场中部(缓倾斜矿体除外),固定布线时的掘沟位置离
矿体远,开采工作线需较长时间才能到达矿体。为尽快采出矿石,可将掘沟位置选在采场中间(一般为上盘或下盘矿岩接触带),在台阶推进过程中,出入沟始终保留在工作帮上,随工作帮的推进而移动,直至到达最终边帮位置才固定下来。这种方式称为移动式布线。采用移动式布线时台阶向两侧或呈扇形推进(图15-31)。
无论是固定式布线还是移动式布线,新水平准备的掘沟位置都受到一定的限制,这在固定螺旋式布线时尤为明显。这种限制会使新水平准备延缓,影响开采强度。在实践中,可充分利用汽车运输灵活机动的特点,以掘进临时出入沟的方式,尽早进行新水平准备。临时出入沟一般布置在既有足够的空间又急需开采的区段(图15-32a)。 临时出入沟到 达新水平标高后,以短段沟或无段沟扇形扩展(图15-32b)。 临时出 入沟一般不随工作线的推进而移动。当固定出入沟掘进到新水平并与工作面贯通后,汽车改用固定出入沟,临时出入沟随工作线的推进而被采掉(图15-32c)。
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三 并段
图15-29所示的采场扩延过程中,每一台阶推进到最终边帮时,均 与上部台阶之间留有安全平台。在实际生产中,常常在最终边帮上每隔两个或三个台阶留一个安全平台,将安全平台之间的台阶合并为一个“高台阶”,称为并段。图15-32c中,152-164米台阶与164-176米台阶在 上侧最终边帮实行了并段。由于并段后台阶的高度增加,石块滚落到安全平台上的滚落速度也加大,故实行并段后的安全平台宽度应适当加宽。一般是每并入一个台阶,安全平台的宽度增加1/3左右。选择安全平 台的宽度时还应考虑最终帮坡角的要求。若依据滚石安全要求所设置的安全平台宽度使最终帮坡角大于最大允许帮坡角时,需增加安全平台宽度。
图15-31 移动式布线示意图
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图32 采用临时出入沟的采场扩延过程示意图
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