辽宁工程技术大学 露天矿 课设说明书.docx
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辽宁工程技术大学露天矿课设说明书
1煤田地质概况
1.1矿区地质条件
某煤田矿位于内蒙西部地区，煤层呈单斜赋存，煤层倾角40°，平均水平厚度为47m，剥物上部为沙土层平均厚度7m，顶板岩层由两层构成，上部为砂页岩，下部为砂岩，底板岩层自上而下由泥页岩和砂页岩构成。
1.2矿区地形条件
矿区内地表地形为北高南低的鞍形山坡。
地形图如附图I所示，比例为1：
2000。
矿区内有6条勘探线，其横剖面图I-I，Ⅱ-Ⅱ，Ⅲ-Ⅲ，Ⅳ-Ⅳ，Ⅴ-Ⅴ，Ⅵ-Ⅵ，比例为1：
1000；
1.3煤质
煤的容重为1.45t/m³，回采率为95%，废石混入率4%，设计中采用的经济合理剥采比6m³/m³。
1.4设计生产能力
根据矿区煤炭地质储量和本露天矿范围，以及当今煤炭市场需求，确定该矿设计生产能力为60万吨原煤。
2露天矿合理帮坡角确定
2.1影响边坡稳定性的因素
（1）岩性的影响
包括岩石的矿物组成、物理化学性质及岩石的结构等，这些因素的不同导致岩体承受地应力的能力有所差异，直接影响着边坡的稳定性。
（2）岩体结构面、结构体、岩体结构的影响
岩体中存在的弱层、断层以及一些节理、裂隙等使得岩体的强度与岩石的强度比大为减弱。
（3）构造应力的影响
随着露天采场的开发，使边坡岩体初始应力重新分布，以水平方向为特征的构造应力的不均匀释放会引起岩体向采空区回弹和膨胀，使原有的裂隙进一步扩大，或者造成新的卸荷裂隙，从而降低了岩体强度，边坡稳定性下降；构造应力容易在坡角处产生应力集中，降低了边坡稳定性。
（4）水的影响
水对边坡的不利影响主要表现在：
软化岩石，降低其强度，以及对边坡的静水压力与动水压力作用。
（5）爆破作业、震动的影响
露天矿爆破作业对边坡稳定性的影响，一是爆破震动力增加了边坡的滑动力，二是爆破作用破坏边坡岩体，降低了岩体的强度。
2.2露天矿工程地质条件
露天矿区主要岩层物理力学指标如表1-1。
表1-1各岩层力学指标
岩性
容重（t/m3）
内摩擦角φ（°）
凝聚力C（Kpa）
煤层
1.45
30.5
50.46
沙土
1.95
29.50
15.04
泥页岩
2.40
27.0
55.50
砂页岩
2.37
28.0
63.55
砂岩
2.22
32.0
58.37
2.3边坡稳定性分析
（1）估算境界内的储量
根据已知的煤层赋存条件，煤层厚度为47m，煤层倾角40°，煤层走向长度1200m，煤层容重为1.45t/m3，假设开采深度为85m。
所以估算的境界内储量Q为：
Q=47×1200×1.45×85÷10000=695万t
（2）计算境界内的服务年限
已知该矿设计生产能力为60万t，境界内储量为695万t，所以服务年限A为：
A=695÷60=11年
（3）安全储备系数Fs确定
根据估算的服务年限和边坡的性质，对照煤炭工业露天矿设计规范确定边坡安全储备系数，Fs应选择在1.3~1.4。
（4）应用软件按不同边坡角试算稳定系数，使最终假设的帮坡角满足安全储备系数的要求。
根据已知条件，煤层顶板岩层由两层构成，上部为砂页岩，下部为砂岩，底板岩层由上而下由泥页岩和砂页岩构成。
泥页岩的容重为2.40t/m3，内摩擦角为27°，凝聚力55.50kPa；砂页岩的容重为2.37t/m3，内摩擦角为28°，凝聚力为63.55kPa；砂岩容重为2.22t/m3，内摩擦角为32°，凝聚力为58.37kPa。
在计算帮坡角时采用岩性较弱的岩石的参数，因此顶帮一侧采用砂页岩，低帮一侧采用泥页岩。
假设底板帮坡角为29°，并将已知数据输入软件得：
图2-1slide软件数据输入
图2-2底帮帮坡角稳定性分析
假设满足安全要求。
假设顶板帮坡角为33°，并将已知数据输入软件得：
图2-3slide软件数据输入
图2-4顶帮帮坡角稳定性分析
假设满足安全要求。
3露天开采境界
露天开采境界是技术上可能，经济上合理的露天开采范围或空间轮廓。
露天开采境界的要素：
露天矿底周界、地表境界、合理开采深度、最终帮坡角。
合理的露天矿开采境界极为重要。
露天开采境界大小影响矿场内的矿岩量，露天矿的规模及服务年限，基建工程量，建设年限及达产年限，设备选型配套，劳动定员和效率,产品成本和赢利，基建投资及合理利用，投资经济效益等。
影响露天矿开采境界的因素：
（1）社会主义建设的方针政策。
如劳动保护，经济政策，综合利用及环境保护法等。
（2）自然因素。
包括矿床埋藏条件，矿石及围岩性质，地形，河流，冲沟等。
（3）技术经济因素。
包括开采工艺及设备，矿岩质量，设备供应情况及国民经济发展水平等。
（4）其他因素。
包括：
地面主要建筑物，城市，铁路等。
其中促进露天开采的有：
矿体易发火的高硫矿床，含泥多的或矿岩和围岩松软的矿床，应用地下开采在安全和技术上有较大的困难，这时尽可能扩大露天矿开采境界。
3.1露天矿底宽的确定
露天矿的底宽与运输设备和调车方式有关，由于选用单斗电铲汽车运输工艺，并采用折返式调车，因此
Bmin=Rmin+0.5（B+L）+2e
Rmin—汽车道路的最小回转半径，取汽车最小曲线半径的1.2倍，m；
B—汽车宽度，3m；
L—汽车长度，7.4m；
e—安全距离，一般0.5~1.0m；
Bmin=1.2×8.5+0.5×（3+7.4）+2×1=18m
由于Bmin＜47m（煤层厚度），为了保证经济合理，露天矿底宽，按露采、井工开采盈利相得求底宽：
M（dd-cd）=Bt（dc-a）
dd—井工采煤售价，元/t；
cd—井工开采成本，元/t；
dc—露天采煤售价，元/t；
a—露天纯采煤成本，元/t；
露天矿底宽B=max〔Bt，Bmin〕
因此，该矿露天矿底宽B=18m。
图3-1折返式调车示意图
3.2合理开采深度的确定
确定合理开采深度的方法有三种，分析法、方案分析法、图解法。
方案分析法就是根据露天矿底宽和最终帮坡角确定不同深度的边帮，计算不同深度的境界剥采比nk，建立境界剥采比与开采深度的函数关系，nk=f（H），建立直角坐标系，函数与经济合理剥采比nj交点的深度就合理开采深度。
我们选用图解法确定合理开采深度，图解法就是直接在横断面图上，依据nj，确定合理开采深度。
步骤：
、分别在地表先上取A1·····Ai个点。
、过顶帮一侧取A1·····个点，以顶帮最终帮坡角30°作边帮线，与其顶板的交点分别为B1····Bi。
、分别延长AiBi到Oi使AiBi/BiOi*nyl=nj。
（nyl为原矿的采出系数，nyl=n/（1-ρ）,n为原矿的工业储量回采率，95%，ρ为原矿的贫化率，计算的nyl为0.99）
、同时同顶帮一次去C1·····Ci个点，以底帮最终帮坡角29°做边帮线，与其底板的交点分别为D1····Di
、分别延长CiDi到Mi使CiDi/DiMi*nyl=nj。
、连接Oi个点与Mi相交于O点，由O点向上取H'=B/（cotβ+cotγ），这样过H'做水平线，与最终的帮坡线的交点就是最小底宽，此时的深度就是合理开采深度。
图3-2
--
剖面合理开采深度确定示意图
因此
--
断面的经济合理的开采高度为85m。
根据此方法分别算出余下五个断面的合理开采深度。
图3-3
--
剖面合理开采深度确定示意图
图3-4
--
剖面合理开采深度确定示意图
图3-5
--
剖面合理开采深度确定示意图
图3-6
--
剖面合理开采深度确定示意图
图3-7
I--
I剖面合理开采深度确定示意图
分别得到合理开采高度为84m、86m、84m、85m、84m。
然后将横断面图上确定的合理开采深度，投影到地质纵断面图上，可得到在纵断面图上的合理开采深度，即一个
凹凸不平的折线图，为了便于采掘和布置运输线路，调底。
调底原则：
转弯度应该满足运输曲线半径的要求，长度上应该符合设置坑线的要求，宽度上保证采矿作业正常进行。
因此最终的合理的开采深度为85m。
3.3露天矿境界
根据确定的最小底宽及其位置，以及露天矿在走向方向上西部坑底境界以I-I勘探线西100m为界，东部坑底境界以Ⅵ-Ⅵ勘探线东100m为界。
以35°为两端帮帮坡角向上反出地表界。
在地形图上圈定地表境界和坑底境界。
图3-8露天矿地表及坑底境界示意图
4开采工艺选择及设备选型
4.1开采工艺选择
选型原则：
（1）充分考虑各种工艺；
（2）设计应遵循市场经济原则，力求投资少、成本低、效益好；
（3）应结合本矿的井田范围、资源量、煤层赋存条件、生产规模等选择开采工艺；
（4）开采工艺应适应矿区气候条件。
4.1.1表土层
本矿表土赋存量较少，剥离物上部为沙土层平均厚度为7m，所以选择使用单斗挖掘机—汽车开采工艺。
4.1.2岩石
煤层顶板岩层由两层构成，上部为砂页岩，下部为砂岩，底板岩层自上而下由泥页岩和砂页岩构成，选择使用单斗挖掘机——汽车工艺。
单斗挖掘机——汽车工艺具有：
对岩性的适应性强；剥采作业灵活，可以实现横采和之字形行走；对矿床赋存条件适应性强，选采效果好；爬坡能力强，一般可达8%～10%，转弯半径小，机动灵活，建设速度快，开采强度大，矿山基建工程量小，投资小，基建时间短等优点。
4.1.3煤层
单斗挖掘机——汽车工艺的特点如前所述，结合本矿煤层硬度、倾角的特定条件，煤层开采推荐采用机动灵活的单斗挖掘机—汽车工艺。
4.2开采工艺确定
综合本矿上述对土、岩、煤的开采工艺的论证，单斗电铲汽车工艺有对矿床地质条件适应性强，适用于地形复杂、长度短、矿体产状复杂的露天矿。
本设计使用单斗挖掘机—汽车开采工艺。
4.3采运设备规格匹配
4.3.1从高度上匹配
Hc—汽车高度，3.1m；
e—卸载安全距离，0.5—1.0m；
3.1≤6.0-1.0，满足要求。
4.3.2从车体承载能力上考虑
V—自卸卡车容积，11.4m3；
E—单斗电铲容积，2m3；
11.4:
2≥2:
1，满足要求。
4.4设备选型
选型原则：
1）所选设备成熟、可靠，性能优越；
2）所选设备型号满足本矿的开采规模，生产工艺的要求,并兼顾适应后期发展的需要；
3）所选设备型号适应本矿赋存缓倾斜、开采层数多、各开采层厚度变化大等条件；
4）所选设备规格尽量统一，便于生产、维修管理；
5）所选设备符合节能、环保要求；
6）装备水平达到国际一流，技术可靠；
7）设备规格尽量大型化、通用化、系列化，满足高产高效的要求；
8）采运排设备之间匹配合理。
4.4.1电铲的型号
本矿设计产量为50万/a，为小型露天矿，机械式挖掘机宜采用斗容为1~4m³，一般一车应装4~6斗，经技术经济比较确定本矿均采用WK-2型单斗挖掘机.
单斗电铲：
选用WK—2型，其相关参数见表4-1
表4-1WK-2电铲主要性能参数
最大采掘高度
9.5m
最大卸载半径
10.1m
站立水平半径
8.5m
最大采掘半径
11.6m
最大挖掘深度
2.2m
最大卸载高度
6m
标准斗容
2m³
最大爬坡角度
15°
机尾回转半径
4.6m
理论生产率
300m³/h
回转90°工作时间
24s
行走速度
1.22Km/h
4.4.2汽车的型号
根据所选择的的电铲型号（WK-2型单斗挖掘机）配备BZKD20式（载重20t）自卸式卡车运煤、运岩。
BZKD-20汽车相关参数见表4-2
表4-2BZKD-20汽车主要性能参数
最大载重量
20t
最小转弯半径
8.5m
汽车长度
7365mm
汽车高度
3110mm
汽车宽度
2909mm
最高速度
50Km/h
最大爬坡能力
29%
轮距
前轮2382mm
后轮2070mm
汽车容积
11.4m³
5开采参数和开采程序确定
5.1概述
露天矿的开采程序是指在开采境界内，采剥工程在时间和空间上的发展变化方式，即采剥工程的初始位置、在水平方向的扩展方式、在垂直方向的降深方式，以及工作帮的构成特征等。
在一般情况下，开采程序所需研究的主要内容有：
（1）开采台阶的划分
（2）采剥工程初始位置的确定
（3）采剥工程在水平方向的扩展方式
（4）采剥工程在垂直方向的降深方式
（5）工作帮的构成及工作帮坡角。
开采程序和生产工艺系统以及开拓运输方式有密切联系。
它往往会影响生产工艺系统和开拓运输方式的的选择与确定。
5.2确定开采参数
5.2.1台阶高度
（1）挖掘设备作业规格和条件
需要爆破：
Kb—爆破系数，松动爆破1.1~1.5，挤压爆破0.8，有抛掷时1.2~1.5；
H—台阶高度，9m；
Ht—单斗电铲推压轴高度，8.5m；
Hwmax—单斗电铲最大挖掘高度，9.5m；
无需爆破：
（2）矿体的埋藏条件及岩性
同台阶由同岩性的岩石构成。
综上，由于中硬岩石，所以选用松动爆破，Kb选择1.15，并且由于表土层高低不平，为了使表土层与岩层划分开（有利于爆破作业），表土层采用倾斜划分，岩层采用水平划分。
因此，第一个表土台阶为7m，其余的台阶按水平划分，标准台阶9m。
5.2.2开段沟沟底宽
折返调车：
b=R+0.5Lc+0.5bc+2e
回返调车：
b=2（R+e）+bc
bc—汽车宽度，3m；
Lc—汽车长度，7.4m；
R—汽车道路回转半径，10.2m；
该矿选用折返式调车，因此开段沟的宽度为18m。
5.2.3采掘带宽度
单斗挖掘机—汽车运输工艺的采宽通常采用大采宽，同时要考虑穿爆参数的影响。
—采掘带宽度；
—台阶高度，9m；
—炮孔排距，b=（0.8~0,9）Wp
—炮孔排数，取n=3；
C—边眼距，取3m。
图5-2采掘带宽度示意图
综上，取采掘带宽度为19m。
5.2.4工作平盘宽度
单斗挖掘机工作平盘宽度应满足一定的爆堆宽度，并保证采、运设备的正常作业和安全通行。
图5-1工作平盘宽度示意图
（1）保证采运设备正常作业和安全通行
b—爆堆宽度，m；
C—爆堆与运输线路的安全距离，2.0~3.0m；
D—道路的宽度，单车道3.5~6.5m，双车道6~12m；
E—运输线路与稳定坡面线的距离，2.5~4.0m；
F—实际坡面线与稳定坡面线的距离，F=H（cotγ-cotα），γ—稳定坡面角，α—实际坡面角
表5-1不同岩石的硬度的工作台阶坡面角和稳定坡面角
岩石硬度
工作台阶坡面角
台阶稳定坡面角
土岩
45°~55°
40°~50°
f=2~5
55°~60°
50°~55°
f=5~6
60°~65°
55°~60°
f=6~8
65°~70°
60°~65°
f=8以上
65°75°
60°~70°
（2）保证生产储量的要求
M—开采多少个月；
Ak—年生产能力；
Lk—采掘带长度；
（3）保证露天矿生产的可靠性，每隔1~2台阶多留一条采掘带宽度。
综上，B=40m。
5.3矿山工程发展程序
初始拉沟位置选择的原则：
（1）保证露天矿的生产能力;
（2）尽量减少初期建设工程量,减少基建费用;
（3）煤质相对较好;
（4）尽量缩短煤和剥离的运距;
因为剥采工程初期位置接近于矿体，基建剥离量比较少，投产和达产快，生产工作集中，减少运输线路和供电线路的敷设和维护费用，但也引起矿石损失和贫化。
因此，我们采用沿底帮拉沟，向顶帮推进，纵采。
6v=f（p）曲线绘制及生产剥采比均衡
6.1绘制v=f（p）曲线
6.1.1确定最小工作平盘宽度Bmin，露天矿底宽b
由上得Bmin=40mb=18m
6.1.2按台阶划分画出工程延深每个水平的工程位置
图6-1
--
剖面台阶划分示意图
图6-2
--
剖面台阶划分示意图
6.1.3根据最终平面图绘制纵剖面图
图6-3纵剖面影响距离量取示意图
6.1.4计算矿山工程延深到一定位置的矿石量和剥离量
；
；
6.1.5绘制V=f（P）曲线
；
；η—回采率；r—废石混入率；
表6-1绘制矿岩工程量表
矿山工程位置
合计
生产剥采比
ns（m3/m3）
累计
剥采比
V（m3）
P（m3）
V（m3）
P（m3）
n（m3/m3）
1
240282
0
240282
0
2
1478507
203379
7.3
1718789
203379
8.5
3
1544398
605900
2.5
3263187
809279
4.1
4
2647264
607559
4.4
5910451
1416839
4.2
5
3197269
606270
5.3
9107721
2023109
4.5
6
2691531
594659
4.5
11799252
2617769
4.5
7
1792712
445686
4.0
13591965
2883296
4.7
8
702244
555856
1.3
14294209
3619312
3.9
9
120731
485855
0.2
14414940
4105167
3.5
6.2均衡生产剥采比
原则：
（1）在φmax与φ0之间均衡，靠近下面的曲线做切线，切线的斜率就是均衡生产剥采比。
切线直缓，工作帮φ变陡，滞后剥离；切线变陡，超前剥离，按缓的工作帮坡角生产。
（2）均衡时尽量减小基建剥采比和均衡剥采比，提高经济效益。
（3）各时期剥采比相对稳定，相邻时期的均衡剥采比不应相差太大，大、中型露天矿每期均衡剥采比时间10—15a。
（4）各时期的均衡剥采比不得大于经济剥采比。
（5）均衡线过达产点。
图6-4露天矿均衡剥采比曲线
A点为投产点，由露天矿生产实际可以判定投产即达产，因此AB为均衡的第一期,B以后均衡第二期。
均衡生产剥采比实质就是调整剥离量,均衡剥采比及服务年限。
均衡生产剥采比，见下表：
表6-2露天矿均衡剥采比
时期
煤量（万m3）
岩量（万m3）
均衡剥采比（m3/m3）
对应=f（p）
曲线
均衡年限（a）
均衡第一期
250.12
1102.17
4.4
AB
8
均衡第二期
164.46
325.59
2.0
B以后
5
7开拓运输系统
7.1概述
开拓系统：
开辟地表至工作水平，以及工作线之间的运输联系的通道系统。
开拓运输线路系统：
开拓系统加上工作平盘的运输联系。
7.2外部沟与内部沟的选取
外部沟：
开拓沟道境界之外。
内部沟：
开拓沟道境界之内。
区别：
外部沟：
沟道平直，对运输有利，沟道不受境界形状影响，外部沟比内部沟在运距上缩短。
但外部沟工程量大。
内部沟：
形状不如外部沟平直，沟道受境界影响。
考虑到该露天矿的自然地质条件，技术因素、经济因素等多方面的考虑，该矿选用外部沟。
7.3固定坑线与移动坑线的选取
固定坑线：
开拓沟道布置在非工作帮，沟道位置不随工作帮的推进而改变。
优缺点：
（1）坑线质量好，对运输有利；
（2）不因移设开拓干线影响生产；
（3）在整台阶上作业，对穿、爆、采有利；
（4）工作帮坡角大；
（5）缓倾斜矿床，实现内排困难；
（6）境界运距大；
（7）新水平准备时间长，端帮扩帮量大，建立运输环线；
（8）受工程地质，水文地质影响大；
移动坑线：
开拓沟道布置在工作帮，沟道位置随工作帮的推进而改变。
（1）坑线质量差，对运输不利；
（2）移动开拓干线影响产量；
（3）存在三角帮子，对穿、爆、采、运不利；
（4）工作帮坡角小；
（5）对缓倾斜矿床，可实现内排；
（6）新水平准备时间短，无需建立工作帮与排土帮的环线联系；
（7）受工程地质，水文地质影响小。
考虑到该露天矿的自然地质条件，技术因素、经济因素等多方面的考虑，该矿选用移动坑线。
8主要设备数量计算
8.1挖掘机生产能力
8.1.1单斗挖掘机台班能力
E—勺斗的容积，2m3；
tj—挖掘机完成一勺采装的技术周期时间，25s；
kf—电铲移动，处理大块、选采等辅助操作系数，0.9~0.5,取0.6；
Kw—挖掘系数，0.75，Kw=Km/Ks，Km满斗系数，Ks松散系数；
T—挖掘机班工作时间，8h；
η—班工作时间利用系数，铁路运输0.4~0.5，汽车运输0.6~0.7，胶带或倒堆作业0.9~0.95；
经计算单台挖掘机班生产能力为622m3/班。
8.1.2单斗挖掘机台年能力
m—挖掘机年日历工作班数，990班；
ηw—挖掘机出动率，90%；
经计算单台挖掘机年生产能力554000m3/a
8.2挖掘机数量计算
8.2.1剥离用挖掘机
n—挖掘机数量；
V—剥离量；
均衡生产剥采比后，均衡第一期剥采比为4.4m3/m3，均衡第一期总剥离量1102.17万m3,均衡年限为8a。
经计算
N=2.7
剥离用的单斗挖掘机数量取3台。
8.2.2采煤用挖掘机
均衡第一期总采煤量共计250.12万m3，均衡年限8a。
经计算
N=0.62
采煤用的单斗挖掘机数量取1台。
所以采煤电铲取1台。
经计算，一共需要挖掘机4台。
8.3汽车运输能力
8.3.1汽车台班运输能力
卡车计算平均行车速度应根据路况、运距及卡车牵引特性确定。
可参照表8-1选取。
表8-1自卸卡车平均行车速度
运距/km
0.5
1.0
1.5
2.0
2.5
3.0
3.5
卡车平均速度/km﹒h-1
14
16
18
20
22
24
25
根据公式：
T—班作业时间，其值由班日历时间乘以作业率求得。
通常一班作业率0.9，二班作业率为0.8，三班作业时间为0.75；
q—汽车容积，11.4m3；
t—汽车运行周期时间，min，包括装载时间、卸载时间、运行时间、调车等车时间、其他时间,20min；
其中：
，min
其中：
，min
式中：
N—装载斗数，装岩、装煤均取6；
t入—汽车入换时间，取20s；
t循—挖掘机作业循环时间，30s；
其中：
，分
式中：
L—矿岩平均运输距离，煤、岩平均取2km；
V—汽车平均运行速度，煤、岩均取20km/h。
t卸—卸车时间；
其中：
，剥离采煤同取1.5min；
式中：
t1—汽车驶进卸载点所消耗时间，取10~15s；
t2—车箱举升时间；
t3—车箱降落时间；
t4—汽车从卸载点驶出时间；
t调—调车时间，剥离采煤同取1min；
t停—停留时间，剥离采煤同取2min。
经计算t=20m
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