采矿学露天部分

第一节 概述

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

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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。

表 15-1 图15-3中电铲的作业技术规格

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斗容 6.88m 起重臂长度 12.65 m

。

起重臂倾角 45有效斗杆长度 7.77m 斗杆全长 9.38m 最大卸载高度(A) 8.54m 最大卸载半径(B1) 14.48m 最大卸载半径处的卸载高度(A1) 6.25m 最大卸载高度处的卸载半径(B) 13.87m

最大挖掘高度(D) 13.26m 最大挖掘半径(E) 16.62m 站立水平挖掘半径(G) 10.75m 下挖深度(H) 2.59m 天轮顶距地面的高度(I) 12.88m 天轮外缘回转半径(J) 12.20m 机体尾部回转半径(K) 6.02m 机体(包括驾驶室)宽度(S) 6.86m

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司机视线水平高度(U) 5.49m

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。

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，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 台阶坡面角(度) 8~14以上 70～75 3～8 60～70 1～3 50～60

表15－3 国内部分露天矿的台阶坡面角

矿山名称 台阶坡面角(度) 大孤山铁矿 70 东鞍山铁矿 75 南芬铁矿 48~50(岩石层理倾角) 大石河铁矿 65 白云鄂博铁矿 70 白银厂铜矿 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(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）。

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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）。

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。

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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。

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。

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）。

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

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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)

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。

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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。

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）。如果山坡为硬岩或坡度较陡，则需要先进行穿孔爆破，然后再行推平。

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应。从图15-14可以看出，沟底宽度为：

WD = G + T + e (15-5)

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。

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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。 (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。

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(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。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。

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

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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。

图15-19 双向行车折返调车平行采掘（双点装车）

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，

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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

00

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： Ac = (1～1.8) G (15-6)

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

3

1.8G。国内采用汽车运输和4～5m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。

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：

b2ksWcHWcHb

(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)

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。

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当采用折返调车，单点在电铲的右后侧，远离工作宽度主要取决于调车所需空有：

Wmin = R + d/2 +

装车时，装车位置一般面外缘，最小工作平盘间的大小。参照图15-24

l + 2e + s (15-9)

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： Wmin = 2R + d + 2e + s (15-10)

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。

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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。

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

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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。 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，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。

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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)。

图15-29 采场扩延过程示意图

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图 15-30 迂回式布线示意图

图 15-31 移动式布线示意图

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，这在固定螺旋式布线时尤为明显。这种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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图15-32 采用临时出入沟的采场扩延过程示意图

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，152-1米台阶与1-176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。 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：

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：

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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。 工作帮坡角在我国一般定义为最上一个工作台阶的坡顶面内沿线与最下一个工作台阶的坡底线连成的假想斜面与水平面的夹角（图15-33中的虚线）。在这一定义下，最上部工作平盘也参与运算，式（15－11）和式（15－12）分别变为式（15－13）和式（15－14）。为了叙述方便，以下均采用第一种定义。

图15-33工作帮与工作帮坡角

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700，则由式(15-11)求得工作帮坡角为  ＝21.140。

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。

图15-34剥岩量－工作帮坡角关系示意图

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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）。

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=700，则求得 g =31.780

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=700。则得 =43.370。

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 =34.130，1 =44.140， 2 =42.840。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90）。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。

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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=34.130，1 =52.020，2 =45.320。

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：＝27.860，g＝29.700。

图15-41是实行三台阶并段的最终边帮。若坡面角α＝700，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 =590。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式，不考虑运输道路时，最终帮坡角可达51.250。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46.970。

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第七节 生产剥采比

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。

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

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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）。

在生产实践中，常常将矿山生产寿命分为几个均衡期，在每个均衡期内将生产剥采比均衡为常数o PV曲线可用于均衡生产剥采比。Pv曲线是矿山开采过程中累积采矿量和累计剥离量的关系曲线，如图15—45所示o Pv曲线上某点处的斜率即为开采至该点时的生产剥采比，PV曲线斜率的变化反映了生产剥采比的变化。Pv曲线法均衡生产剥采比的一般步骤为：

第一步：在矿山开采发展程序确定后，基于最大工作帮坡角(即工作平盘仅保持最小工作平盘宽度)计算出采场延深至各水平的采矿量与剥离量：

第二步：以果计矿石量为横坐标、累计剥离量为纵坐标，绘出Pv曲线；

第三步：依据Pv曲线变化趋势并综合考虑其他有关因素，或依据剥采比优化结果，确定均衡期； 第四步：在Pv图上进行生产剥采比均衡。由于在生产实践中工作平盘宽度不能小于最小工作平盘宽度，实际的累计剥离量在任何时候都不能小于Pv曲线上对应点的累计剥窝量。所以，均衡后的Pv曲线必

须位于原Pv曲线的上方。图15—45中折线ABCD是分三个均衡期的一个均衡方案，三个均衡期内的均衡生产剥采比分别为线段AB、BC和CD的斜率。往往需要比较若干个均衡方案才能得到满意的均衡结果。

利用PV曲线法进行生产剥采比均衡，需要在各水平分层平面图上标出按最大工作帮坡角发展的推进线，计算采矿与剥离量，绘图和计算很繁琐。所以，在实践中常以最大的相邻几个分层的平均剥采比作为均衡生产剥采比进行均衡。

图15-45 PV图上均衡生产剥采比

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。

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图15-46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。

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。

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。

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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，正常开采与扩帮始终同时进行。如图15—50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。

分期开采较全境界开采更符合露天矿建设与生产发展现律，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

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所列的有关论文。

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第十四章 最终开采境界的确定

第一节 概述

地质储量并不都将被开采利用。由于受到技术条件的制约和出于经济上的考虑，一般只有一部分地质储量的开采是技术上可行和经济上合理的，这部分储量称为开采储量。圈定开采储量的三维几何体称为最终开采境界，它是预计在矿山开采结束时的采场大小和形状。图14-1是某矿山最终开采境界的平面投影图。

露天开采过程是一个使矿区内原始地貌连续发生变形的过程。在开采过程中，或是山包消失，或是形成深度和广度不断增加的坑体（即采场）。采场的边坡必须能够在较长的时期内保持稳定，不发生滑坡。为满足边坡稳定性要求，边坡坡面与水平面的夹角（即最终帮坡角）不能超过某一最大值（一般在35o ~ 55o 之间，具体值需根据岩体的稳定性确定）。最终帮坡角对最终境界形态的约束是确定最终境界时需要考虑的几何约束。

图14-1 最终境界平面投影

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第二节 最终境界设计的手工法 一 基本原理

图14-3是理想矿体的横剖面图，矿体与围岩之间有清晰的界线，矿体厚度为t，倾角为450，矿体延深到很深。假设上、下盘最终帮坡角为450。那么，在该断面上最终开采境界应该多大为好呢？由于矿体倾角与最终帮坡角相等，矿岩下盘界线显然是剖面上最终境界的一个帮。若矿体的水平厚度b满足布置铲运设备所要求的最小工作宽度，最终境界底宽应该是b。在深度为H的水平上作一水平线与矿体上、下盘界线分别相交于A、B点，从A点向上以450角（帮坡角）作直线与地表相交于C点，如图14-4所示，CABD组成一个最终开采境界。境界内岩石总量为W，矿石总量为O ，W与O之比称为平均剥采比，用Ra表示。

WRa O (14 - 1)

如果境界深度增加dH，境界变为C'A'B'D（图14 - 5），境界内岩石量增加 dW （即C'A'AC部分），矿石量增加dO（即ABB'A'部分）。dW 与 dO之比称为瞬间剥采比或境界剥采比，用Ri表示。

RidWdO CAAB

(14 - 2)

当dH趋于无穷小时， dW与dO之比趋于线段CA与线段AB的长度之比，即

Ri (14 - 3)

设矿山企业的最终产品为精矿，矿体的地质品位为g。，精矿品位为gp，其售价为q ；单位剥岩成本为Cw，单位采矿成本为Cm，单位选矿成本为Cp，采选综合回收率为r。那么不考虑矿石的贫化时，采出增量dW和dO带来的利润增值（dP）的计算如下：

dOgorqdPCwdWCmdOCpdOgp

(14 - 4)

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dPgorqCwRi(CmCp)dOgp或

(14 - 5)

从上式可以看出，利润增量随瞬时剥采比的增加而减小（因为需要花费更多的剥岩费用）。从图14-5可知，对于给定的dH，dO不变（因 为矿体厚度不变），dW随着深度H的增加而增加。也就是说，瞬时剥采比随境界深度而增加。因此利润增量dP/dO随境界深度的增加而减小。只要利润增量大于零，那么就应开采dW和dO，因为这样会使总利润P增加。当利润增加为零时，总利润达到最大值，这时的境界为最佳境界。利润增量为零时的瞬时剥采比称为盈亏平衡剥采比(breakeven stripping ratio)或经济合理剥采比，用Rb表示。

gorq(CmCp)gpRbCw

(14 - 6)

因此，确定最终境界的准则是瞬时剥采比等于经济合理剥采比。将境界位置上下移动，根据式（14

- 3）计算每次移动后的瞬时剥采比， 直到它等于经济合理剥采比为止，就找到了最终境界。这就是手工法境界设计的基本原理。

从式（14 - 6）可知，经济合理剥采比不依赖于境界的大小和几何 形状，只依赖于回收率与成本、价格等技术经济参数，其值可以通过市场与成本分析得出。式(14 - 6)不是计算经济合理剥采比的通用公式，而 是简化了的示意性公式。最终产品和成本构成不同，计算经济合理剥采比的公式也不同，必须根据矿山的具体情况进行计算。总的原则是在计算中应包括从开采到最终产品加工整个过程与产量有关的成本和损失、贫化等参数。

下面是手工法基本原理在不同情况下的应用。 二 应用线段比法与面积比法确定最终开采境界

对于走向较长且厚度较小的矿体，设计方法通常为：在地质横剖面图上运用线段比或面积比法依次确定出各剖面位置上的最佳开采深度，然后在矿体的纵断面图上对各剖面最佳开采深度进行综合均衡，确定出最终开采境界。

（一）面积比法确定长矿体的合理开采深度 如图14-6所示，面积比法的设计步骤如下：

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图14-6地质横剖面面积比法确定合理开采深度示意图

第一步：根据开采与运输设备的规格、边帮岩体的稳定性及其力学性质选定最终开采境界的最小底宽

（Bmin）及上下盘最终帮坡角α、β；

第二步：在每一地质横剖面图上确定出若干深度方案，当矿体形态简单时可少取一些深度方案，否则，

应在境界剥采比变化大的地方多增加一些深度方案；

第三步：对于某一剖面上的深度方案Hi(参见图14-6），在Hi水平处以选定 的最小底宽确定出该开采

深度的境界底线位置ab，分别 从a、b 两点以上下盘境界帮坡角α、β做出上下盘边坡线 bc、ad，假设bc线交矿体上盘界线于e点；

第四步：从Hi水平开始向上减少△H高度（△H通常取作一个开采台阶的高度），在Hi-1水平处以同

样的方法作出开采境界线 c'b'a'd'，c'b'交矿体上盘界线于e'点；

第五步：利用求积仪求出自 Hi-1水平降深到Hi水平后所需开采的岩石 面积△W与可能采出的矿石面

积△O，其中△W为岩石多边形cc'e'e与dd'a'a的面积之和，△O为矿石多边形e'b'a'abe的面 积；

第六步：求算Hi开采深度的境界剥采比Ri：Ri = △W/△O；

第七步：若Ri  Rb，则Hi水平即为该地质横剖面图上最佳的开采境界深度；否则，重复第三至第六步，试算其它深度方案，直至第七步验算成功。

（二）地质横剖面线段比法确定长矿体的合理开采深度

地质横剖面上的线段比法是面积比法的一种简化形式，当矿体走向较长，且矿体形态变化不大时，可运用线段比法来代替面积比法，这样既可保证设计工作具有一定的精度，又免除了运用求积仪求算面积的繁琐工作。如图14-7所示，具体的设计步骤如下：

第一步：根据开采设备规模、岩体的稳定性及力学性质选定开采境界的最小底宽（Bmin）及上下盘最

终帮坡角α、β；

第二步：在每一地质横剖面图上结合矿体的赋存形态确定出若干个开采深度方案；

第三步：对于某一剖面上的深度方案Hi(参见图14 - 7 )，在Hi 水平处以 选定的最小底宽Bmin和上下

盘最终帮坡角α、β作出Hi水平的开采境界线cbad；

第四步：从Hi水平向上升高△H，在Hi -△H水平处以选定的最小底宽 Bmin和上下盘最终帮坡角α、

β作境界c'b'a'd'；

第五步：从c点与d点分别作aa'的平行线交Hi水平线于g与f两点；

第六步：计算Hi 水平的境界剥采比 Ri：

Rigbafebba；

第七步：若 Ri  Rb，则Hi为该剖面上最佳开采水平；否则，再重复上述各步骤试算其它的深度方案。

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（三）水平剖面面积法确定短矿体的开采深度

对于走向短的矿体，其端部的岩石量对境界剥采比影响很大，此时水平剖面图能较好地反映矿体的赋存特点和形态，所以宜采用水平剖面面积法确定短露天矿的最佳开采深度，具体的确定步骤如下： 第一步：选择几个深度方案，基于地质勘探线剖面图绘制出每一深度方案所在水平处的平面图(图

14-8） ；

第二步：在各开采深度的平面图上，依据矿体形态、运输设备的要求确定出该水平境界底平面的周界，

再根据该水平境界底平面与境界帮坡角确定出各地质勘探线剖面图上的相应开采境界(如图14-9所示）；

第三步：将各地质勘探线剖面图上的地面境界点投影到带有底部周界的平面图上，再依次连接各地面

境界点即确定出矿体上下盘两侧的开采境界线(如图14-8所示）；

第四步：为了确定矿体端部的开采境界线需要切割出若干个端部辅助剖面。如图14-10所示，在各辅

助剖面上，依据端部境界帮坡角 确定出地表开采境界点（图中m点），将该点投影到水平剖面图上，依次连接各辅助剖面的地表境界点，即形成了端部开采境界(如图14-8所示）； 第五步：在水平平面图上，根据确定出的地表开采境界内所包含的矿石面积与岩石面积，运用面积比法计算出境界剥采比Ri ：

第六步：若 Ri  Rb ，则该开采深度为最佳开采深度； 否则，重复以上各步，试算其它的开采深

度方案。

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（四）最终开采境界的审核

基于上述方法确定出各地质剖面上的开采深度或底部周界后，即可进一步圈定出最终开采境界。具体做法如下：

1、调整最终开采底平面标高：

采用平面面积法确定出的短矿体开采的底平面标高一般不需另行调整，但对采用地质横剖面法确定出的长矿体开采深度需要进行纵向底平面标高的调整，具体步骤为：

第一步：将在各地质横剖面上确定出的最佳开采深度投影到矿体的纵断面图上（图14-11），连接各开

采深度点得到露天矿纵剖断图上的理论开采深度；

第二步：调整纵断面上的理论开采深度。调整时依据的原则：当纵断面上的各理论开采深度点相差不

大时，露天矿底可设计为同一标高；当矿体埋藏深度沿矿体走向变化较大时，露天矿底平面可调整成阶梯形。调整时可按纵断面图调整后底平面标高线上部增加的面积总和与下部减少的面积总和近似相等来衡量。调整后，最终境界内的平均剥采比应小于经济合理剥采比，最终开采境界底平面的纵向长度应满足最短的运输线路的长度要求。

图14-11在地质纵断面图上调整露天矿底平面标高

2、圈定最终开采境界的底部周界

如图14 - 12所示，具体的圈定步骤如下：

第一步：按调整后的开采境界底平面水平绘制地质分层平面图；

第二步：按调整后开采境界底平面标高修正各地质横剖面图上的各开采境界，并将修正后的各开采底

平面界线点投影到地质分层平面图上，分别连接各界线点得到理论底部周界；

第三步：修正理论底部周界，修正原则：底部周界要平直，弯曲部分要满足运输设备最小转弯半径的

要求，底部周界的纵向长度要满足设置运输线路的要求。

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三 应用品位-剥采比关系设计最终境界

线段投影法与面积投影法适用于矿体产状较为规则、品位变化较小、而且矿岩界线较为清晰的矿床，在我国的铁矿设计中最为常用。因为盈亏平衡剥采比是地质品位的函数，当矿床的地质品位变化大时（如贵重金属与有色金属矿床），境界线的位置不同，其穿越的矿体品位有较大的差别。这种情况下，就不应采用一成不变的盈亏平衡剥采比进行境界设计，而应采用与境界线穿越的矿体部位的品位所对应的盈亏平衡剥采比。品位和盈亏平衡剥采比的关系可由式（14-6）（或与之类似的公式）求出。在实践中为方便起见，常常将这一关系式绘成直线（图14-13）。从经济意义上讲，这一直线表明了具有某一品位的矿石可以“支持”的剥岩量。下面介绍不同情况下利用品位-盈亏平衡剥采比直线在剖面上设计最终境界的方法。

（一）横剖面和纵剖面上的最终境界设计

横剖面和纵剖面分别指垂直于矿体走向和平行于矿体走向的剖面。图14 - 14中，aa'、bb'、cc'、dd'和ee'是横剖面线，AA'是纵剖面线。 这 两种剖面上的最终境界设计方法相同。

1、最终境界底位于岩石中

图14-15所示是一矿床模型剖面示意图，图中矿体被分为一定尺寸的小块。每块的品位已应用第十三章中讲的方法求出，并标于每一块 中。矿体下面为废石，并已知最终境界的深度为矿体下端与岩石的交界线所在的深度，即境界底位于岩石中。这时，剖面上境界的确定就是确定上下盘境界线的位置。以上盘（左）境界线为例，具体步骤如下：

第一步：在上盘猜测位置根据上盘帮坡角（β）画一直线aa'，在图上 量取岩石段a'e的长度lw和矿石段ea的长度lo，根据下式计算境界所在位置的瞬时剥采比：

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式中，w

和o分别为岩石和矿石的体重。

第二步：量取矿石段ea穿过每一矿石块的线段长度loi（∑loi = lo）， 并根据下式计算矿石段的平均品

位：

galoigoilo （14 - 8）

式中，goi为矿石段穿过的第i块矿石的品位。

第三步：从品位－剥采比关系图上根据ga读取盈亏平衡剥采比Rb。如果Ri约等于Rb，aa'即为左帮境

界线；否则，进行下一步；

第四步：将境界线移至另一位置（bb',cc',......），重复以上各步骤，直 到Ri  Rb为止。

利用同样的方法，可以确定右帮的境界线的位置。最后应对最终境界的底宽进行检查，如底宽小于最小底宽应作适当调整，使之等于最小底宽。 2、最终境界底位于矿石中

图14-16所示是最终境界底位于矿石中的情形。这种情况下，境界的深度也需确定。境界线上的岩石剥离费用不仅得到两帮上的矿石带来的收入的支持，而且也得到境界底上矿石收入的支持。所以在计算瞬时剥采比和平均品位时应考虑 境界底线穿过的矿石段。具体步骤如下： 第一步：在一透明纸上，根据上下盘帮坡角（β和α)和最小底宽(Bmin) 画出与矿床模型剖面图等比例的境界剖面，将之覆于模型剖面图的一个猜测位置；

第二步：量取左边帮线的岩石段长度lw和矿石段长度lo，lo包括境界底线的一半。同理，量取右边帮

线上的矿岩线段长度，右边帮的矿石段长度包括境界底线的另一半。应用式(14 - 7）分别计算左 右帮的瞬时剥采比；

第三步：量取境界左端线与底线左半段穿越的各个矿石块的长度；再量 取境界右帮线与底线右半段穿

越的各个矿石段的长度。应用式（14 - 8）分别计算左右帮矿石段的平均品位。

第四步：依据平均品位从品位－剥采比关系图上分别读取左右帮的盈亏平衡剥采比。

第五步：移动境界位置，重复上述步骤，直到左右帮上的瞬时剥采比足够接近左右帮的盈亏平衡剥采

比为止。

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3、最终境界底与一个帮位于矿体中

图14-17所示是最终境界底与下盘边帮位于矿体中的情形。由于矿 体下盘与围岩的交界线之倾角小于或等于最大下盘帮坡角，境界下盘边帮与下盘矿岩交界线重合。因此，下盘境界帮线的位置已定，只需要确定上盘境界线与底线的位置。这种情况下的境界确定步骤与前面讲述过的步骤相同，只是在计算上盘帮线穿越的矿石段的长度和平均品位时，应包括境界底线长度及其穿越的矿块的品位。

（二） 径向剖面上的境界设计

最终境界是三维的，纵向和横向剖面上的境界线还不足以构成三维境界。要想控制最终境界在三维空间的形态，还需要在矿体两端的径向剖面上确定境界的位置与形态。图14-14中o-1、o-2、o-3和o-4为径向剖面线。

在径向剖面上确定最终境界的基本原理与在纵、横剖面图上相同，只是在计算瞬时剥采比时应考虑径向剖面的特点。在平面投影图上，每一横（或纵）剖面的影响范围是以剖面线为中线向两侧各延伸1/2剖面间距的范围（基本上是长方体）。径向剖面的影响范围是以剖面线为中线的扇形棱体。图14－18a是矿体及最终境界与地表的交线的平面投影图。将径向剖面o-2影响扇区抽出并放大，其立体图如图14-18b所示。境界在o-2剖面影响扇区内的真实瞬时剥采比是该区境界坡面与 岩石及矿石的相交面积之比B/A。但当在径向剖面上进行设计时，象在 纵、横剖面上一样，只能量取剖面上的境界线穿越矿石与岩石的线段长度，即剖面图14 - 18c上的lw和lo。lw/lo称为径向剖面上的表观瞬时剥采比，记为Rai。通过简单的三角函数推导，可以得到真实瞬时剥采比Ri与表观瞬时剥采比Rai之间的关系如下：

Ri = (Rai + 1)2 - 1 (14 - 9)

式（14 - 9）留给读者自己推导。

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图14-18径向剖面瞬间剥采比计算示意图

[提示：B与A之比等于其在平面的投影（图14-18d）的比值，即B/A＝B'/A' ]

因此在径向剖面上确定最终境界时，与在横剖面上一样，首先选一猜测位置，然后量取矿石段与岩石段长度，计算平均品位与表观瞬时剥采比，根据式（14-9）将表观瞬时剥采比换算为真实瞬时剥采比，然 后将真实瞬时剥采比与依据平均品位从品位－盈亏平衡剥采比关系图上读取的盈亏平衡剥采比进行比较，若两者不等，移动境界线位置，重复计算，直到二者基本相等为止。 （三）最终境界核定及矿量、品位计算

确定了各种剖面上的境界线后，就可以将它们连接起来求得完整的最终开采境界。然而，在大多数的情况下，各剖面上的境界有一定程度的差异（有时差异很大）：有的剖面上的境界较宽，而有的剖面上的境界则较窄；一些剖面上的境界较浅，而另一些剖面上的境界则较深。因此在连接时需要视情况做某些调整，这种调整称为光滑处理。连接各剖面上的境界线求出完整最终境界这一过程很难以较为通用的步骤给出，实践经验起着重要作用。读者可参照前面线段和面积投影法中最终境界的核定步骤。

最终境界内的开采矿量为各剖面影响体的矿量之和，开采矿量的平均品位等于各剖面上矿石平均品位的加权平均值。这里不作详细介绍。 （四）特例

以瞬时剥采比和盈亏平衡剥采比相等为准则的手工法进行最终境界设计时可能出现这样的情况，即在一定的矿体形态和品位分布情况下，在某一剖面上可能出现两个以上满足设计准则的境界线位置。如图14-19所示，矿体上部和下部较肥大，中间出现细腰，在位置1和位置2上的瞬时剥采比都

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约等于盈亏平衡剥采比，而在两位置之间瞬时剥采比大于盈亏平衡剥采比。这种情况出现时该采用哪个境界呢？这一问题做为思考题留给读者。

设计最终境界的手工方法实质上是一种试错法。在矿体形态复杂、品位变化大的矿床中，仅确定一个剖面上的境界常常需要重复多次，工作量大，耗时费力。而且由于在不同矿床类型的地质条件下，往往需要在具体方法和步骤上做具体处理，很难编制一套较为通用的设计步骤。因此，手工方法的计算机化较为困难，即使针对具体情况编写的计算机程序，使用起来也并不减少多少工作量，设计结果也并不比手工法优越。手工法的优点是它对使用者的知识结构和水平要求低，容易被现场工程技术人员理解和接受。

第三节 最终开采境界的计算机优化方法

建立了矿床价值模型，矿床中每一模块的净值变为已知。那么，确定最终开采境界就变成一个在满足几何约束（即最大允许帮坡角）条件下找出使总开采价值达到最大的模块集合的问题。本节介绍求解这一问题的浮锥法与LG图论法。

一 浮锥法

图14－20a是一个二维价值模型的示意图，图中每一模块中的数值为模块的净价值。除地表的模块外，由于几何约束条件的存在，要开采某一模块，就必须采出以该模块为顶点、以最大允许帮坡角为锥面倾角的倒锥内的所有模块。以图14－20a中第二行第四列上的模块（记为 B2,4）为例，如果左右帮最大允许帮坡角均为45，且模块为正方形，那么B2,4的开采只有当B1,3、B1,4和B1,5全被采出后才能实现。因此，在确定是否开采某一模块时，首先要看该块的净价值是否是正值，若该块的净价值为负，那么最好不预开采，因为它的开采会减少境界的总值。但有时为了开采负块下面的正块，不得不将负块开采。另一方面，开采一个正块不一定能使境界的总价值增加，因为以该正块为顶点的倒锥中的负块很可能抵销正块的开采价值。因此，在考察是否开采某一块时，必须将倒锥的顶点置于该块的中心，以锥体的净价值（即落在锥体内包括顶点块的所有块的净价值之和）做为根据。这就是浮锥法的基本原理。以图14－20a为初始价值模型，浮锥法的算法步骤如下：

第一步：将位于地表的正模块B1,6采出。由于地表模块没有其它模块覆盖，不需使用倒锥。开采B1,6后，价值模型变为图 14－20b；

第二步：将倒锥的顶点从左至右依次置于第二层的正块上，找出落在锥内的模块并计算锥体价值。若

锥体价值大于或等于零，则将锥体内的所有模块采出；否则，将倒锥的顶点“浮动”到下一正

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块。以B2,4为顶点的锥体价值为+1，将锥体内的模块采去后，价值模型变为图14 - 20c。以B2,5为顶点的锥体只包含 B2,5一块 ， 将其采去后，模型如图14 - 20d所示。

第三步：逐层向下重复第二步，直至所有价值大于（或等于）零的锥体全部被采出。从图14 － 20d

可以看出，以B3,3为顶点的锥体价 值为-1，故不予采出。以B3,4为顶点的锥体价值为0，采去后得图14 －20e。这时以B3,3为顶点的锥体价值变为+2，开采后得 图14 - 20f。虽然B3,5为正块，但 其锥体价值为-1，故不予采出。

将浮锥法用于图14 -20a所示的价值模型得到的最终开采境界由上述过程中所有被采出的块组成(图14-20g)，若按照此境界进行开采，开采终了的采场现状如图14-20f所示。境界总价值为+6。若岩石与矿石比重相等，境界平均剥采为7:5=1.4。虽然在这一简单算例中，应用浮锥法确实得到总价值为最大的最终开采境界，但该方法是“准优化”算法，在某些情况下不能求出最佳境界，下面是两个反例。

[反例一] 遗漏盈利块集合

当倒锥的顶点位于某一正块时，锥体价值若为正数是由于锥中正块的价值足以抵销锥中负块的价值的结果，换言之，负块得以开采是由于正块的“支持”。当位于两个正块的锥体有重叠部分时，单独考察任一锥体时，锥体的价值可能为负；但当考察二锥的联合体时，联合体的总价值为正。结果浮锥法遗漏了本可带来盈利的块的集合。图14-21即 为这种情形。根据前面的浮锥法，结论是最终境界只包括B1,2一个块，因为以B3,3、B3,4和B3,5为顶点的锥体价值均为负数。但当考察三个锥体的联合体或三者中任意二者的联合体时，联合体的价值为正数。所以最佳开采境界应为粗黑线所圈定的块的集合，总开采价值为+6。

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[反例二] 开采非盈利块集合

位于某一正块的锥体值为正，可能是由于锥体内其它未被开采的正块的作用。如图14－22所示，在考察B2,2和B2,4时，两锥均为负值，故 不予开采。当倒锥顶点移到B3,3时，锥体值为+2。结果浮锥法给出的境 界为图14-22b所示块的集合，境界总值为+2。因此，浮锥法使境界包 容了本不应该采的、具有负值的模块集合（即B2,3和B3,3）。本例中的最优境界应是图14－22c，其总价值为+3。

一些研究者对浮锥法进行了改进，试图克服上述问题。如Lemieux 浮锥法和Dowd浮锥法。改进浮锥法的基本思路是对锥体重叠部分进行某种处理，这里不予详细介绍，有兴趣的读者请参考书后的有关参考文献。

以上对于浮锥法的讨论是在二维空间进行的。在三维空间，浮锥法的基本方法和步骤与在二维空间相同，只是锥体变为三维锥体，确定落于锥体之内的模块转为复杂、费时。图14－23a是一个三维倒锥体示意图，将这样一个倒锥体的顶点置于价值模型中的正块时，找出落于其内的所有块在算法上较为困难。

一个便于计算机编程、且较为节省计算时间的方法是“预制”一个足够大的“锥壳模板”。如图14－23b所示，三维锥壳在X-Y面上的投影被离散化为与价值模型中模块的X、Y方向上尺寸相等的二维网格，网格内的数字表示锥壳在网格中心的X、Y 坐标处距离顶点的垂直高度，这一高度不等于锥壳的真实高度，而是与真实高度最接近的台阶高度（台阶高度等于模型中的模块高度）的整数倍。模板的中心点与锥体的顶点相对应，其高度为 0；其余点的高度均为正整数。例如，图14－23b中第6行第9列网格中的数字“4”表示锥壳在该点距顶点的高度为4个台阶。锥壳模板在编程中可用一个二维数组表示。

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图14-23 三维倒锥体与锥壳模板

有了预制的锥壳模板，在应用浮锥法时，将模板的中心网格置于模型中的正块Bo上，如果Bo上方某一模块Bi的台阶水平与 Bo 所在水平的高差大于或等于与该模块的X、Y坐标相同的模板网格上的高度值, 则模块Bi落在以Bo为顶点的倒锥体内；否则落在倒锥体外。例如，在图14 - 24中，锥顶模块是第i水平的一个正块，上一个水平（i+1 ）上标 有Y的那一块落于锥体内，因为该块所对应模板网格上的高度值为1，而两个水平的高度差也为1；i+1水平上标有N的那一块落于锥体外，因为两水平的高度差小于这一块所对应的模板上的高度值。同理，i+2水平上标有Y的那一块落在锥体内，而标有N的那块落在锥体外。

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应用锥壳模板不仅便于计算机编程，而且便于处理在不同方位具有不同帮坡角的情况。因为不论帮坡角如何变化，锥壳在模板某一网格上距顶点的准确垂直高度很容易用三角函数算出，求出准确高度后，将其用最接近的台阶高度的整数倍代替即可。

最终境界的设计往往是在矿山投产前完成的，而最终境界的形成是在矿山开采十几年或几十年后。从本章的内容可知，最终境界是各生产工序的成本和产品价格的函数。在市场经济条件下，由于技术的进步、市场行情的变化等因素，矿山的生产成本和产品销售价格在矿山开采寿命期内会发生很大变化。因此，在矿山投产前设计的最优境界方案，在矿山开采一定时期后可能不再是最优方案，甚至可能是经济上很不合理的方案。鉴于此，在进行可行性研究和初步设计时，往往要针对不同的成本和产品价格设计出多个境界方案，用以分析最终境界随这些参数变化的灵敏度。同时，在矿山开采过程中，每隔几年应用当时的经济技术参数对最终境界进行重新优化是非常必要的。

第十八章 露天开采的生产工艺

金属矿床露天开采一般要经过以下四道生产工艺：穿孔、爆破、铲装及运输，以上各工序环节相互衔接、相互影响、相互制约，共同构成了露天开采的最基本生产周期。 第一节 穿孔作业

穿孔作业是矿床露天开采的第一道生产工序，其作业内容是采用某种穿孔设备在计划开采的台阶区域内穿凿炮孔，为其后的爆破工作提供装药空间。穿孔工作质量的好坏直接影响着爆破工序的生产效率与爆破质量。在整个露天开采过程中，穿孔作业的成本约占矿石开采总生产成本的10％~15％。 一、穿孔方法与穿孔设备

截至目前为止，露天矿生产中曾广泛使用过的穿孔方法有两种：热力破碎法与机械破碎法，其相应的穿孔设备有火钻、钢绳式冲击钻、潜孔钻、牙轮钻与凿岩台车，其中以牙轮钻的使用最为广泛，潜孔钻次之，火钻与凿岩台车仅在某些特定条件下使用，钢绳式冲击钻已被淘汰。

露天矿穿孔设备的选择主要取决于开采矿岩的可凿性、开采规模要求及设计的炮孔直径。

表18-1各类钻机及其相应特性一览表 钻机种类 火钻 手持式 凿岩台车 一般 钻孔直径(mm) 最大 最小 用途 钻孔方法 热力破碎 冲击式机械破碎 冲击式机械破碎 冲击式机械破碎 冲击式机械破碎 切削式机械破碎 滚压式机械破碎 200~250 380~580 100~150 含石英高的极硬岩石 38~ 42 23~ 25 浅孔凿岩和二次破碎等辅助作业 小型矿山的主要穿孔作业或大型矿山辅助作业 大中型露天矿山各种硬度的岩石 主要用于中小型矿山中硬以上的岩石 软至中硬矿岩 凿岩台车 56~ 76 100~140 38~ 42 钢绳冲击钻 潜孔钻 旋转式钻机 200~250 300 150 150~250 508~762 65~ 80 45~ 160 牙轮钻机 250~310 380~445 90~ 100 大中型矿山中硬至坚硬的岩石

第二节 爆破作业

爆破工作是露天开采中的又一重要工序，通过爆破作业将整体矿岩进行破碎及松动，形成一定形状的爆堆，为后续的采装作业提供工作条件。因此，爆破工作质量、爆破效果的好坏直接影响着后续采装作业的生产效率与采装作业成本。在露天开采的总生产费用中，爆破作业费用大约占15%~20%。

露天开采对爆破工作的基本要求是：

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(1) 有足够的爆破贮备量，以满足挖掘机连续作业的要求，一般要求每次爆破的矿岩量至少应能满足挖掘机5~10昼夜的采装需要；

(2) 要有合理的矿石块度，以保证整个开采工艺过程中的总费用最低。具体说来，生产爆破后的矿岩块度应小于挖掘设备铲斗所允许的最大块度和粗碎机入口所允许的最大块度；

(3) 爆堆堆积形态好，前冲量小，无上翻，无根底，爆堆集中且有一定的松散度，以利于提高铲装设备的效率。在复杂的矿体中不破坏矿层层位，以利于选别开采；

(4) 无爆破危害，由于爆破所产生的地震、飞石、噪音等危害均应控制在允许的范围内，同时，应尽量控制爆破带来的后冲、后裂和侧裂现象。

(5) 爆破设计合理，使整个开采过程中的穿孔、爆破、铲装、破碎等工序的综合成本最低。

在矿床的整个露天开采过程中，需要根据各生产时期不同的生产要求、不同爆破规模而采用不同的爆破方式。露天开采过程中的爆破作业可分为以下三种：基建期的剥离大爆破、生产期台阶正常采掘爆破与各台阶水平生产终了期的台阶靠帮(或并段)控制爆破。

剥离大爆破的设计原则及要求：

(1) 经济合理性原则：在保证良好的爆破效果的前提下，尽可能减少基建投资与爆破工程量，加快基建工程的建设速度、降低爆破成本 ；

(2) 爆破设计要求：根据矿山基建期与生产期的整体要求，结合矿床的地形地质条件，科学合理地确定大爆破的各项参数及爆破范围，应尽量方便施工，不给后续工程留下隐患；

(3) 爆破质量要求：爆堆的形态及分布应符合要求，降低大块率，减少边缘欠挖量，爆破后形成的场地要平整。

(4) 爆破安全要求：在工业场地、重要建筑物或重要设施附近进行大爆破时，必须保证周围环境的安全，在采场边帮附近进行大爆破时，必须保证采矿场边帮的稳定； 靠帮并段台阶的控制爆破

随着采场水平方向的不断推进与垂直方向上的不断延伸，每一台阶水平最后都要推进到设计的最终边帮位置，通过靠帮或并段方式过渡为露天采场的固定边帮。台阶靠帮时常常采用并段措施以提高露天采场的最终边帮角，使之达到稳定边坡所允许的最大值。当生产台阶向最终边帮过渡时，由于这一过渡生产过程的爆破地点与最终边帮相邻，若采用正常生产爆破的组织与设计方式进行生产，其爆破的地震效应将会给最终边帮稳定性带来很严重的影响，因此，在实际生产中，通常采用预裂爆破、缓冲爆破与光面爆破等控制爆破手段来避免或减少台阶靠帮或并段爆破对最终边帮稳定性的危害。

第三节 采装与运输

采装与运输作业是密不可分的，两者相互影响、相互制约。如何选择采运设备，采运设备的规格与数量匹配是否合理、采装工作与运输工作的衔接是否流畅都将大大地影响矿山企业的投资规模、生产效率与生产成本。目前，采装运输工艺的发展趋势主要体现在采运设备的大型化、采装与运输环节的一体化与连续化。

一、采装作业与采装设备

采装作业的内容是利用装载机械将矿岩从较软弱的矿岩实体或经爆破破碎后的爆堆中挖取，装入某种运输工具内或直接卸至某一卸载点。 二、挖掘机生产能力的计算

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露天开采中，挖掘机的生产能力有技术生产能力和实际生产能力两种。

挖掘机的技术生产能力是假设其在某一具体工作环境下（某一工作面尺寸、某种矿岩性质、某种装载条件）进行一小时不间断作业所能达到的生产能力，即挖掘机从工作面挖掘并装入运输容器中的矿岩实方体积(m3)或重量。它是考虑了采装作业中的铲斗满斗系数、矿岩松散系数和工作循环时间后挖掘机连续工作的生产能力，是经过采取一定措施后挖掘机可能达到的最大的生产能力，即：

Vj3600tEKW (18-22)

式中： Vj  挖掘机技术生产能力，米3/小时； t  挖掘机工作循环时间，秒，其值一般经实地测试后求得； E  铲斗容积，米3； KW  挖掘系数，又称实方满斗系数；

挖掘机的实际生产能力是考虑了挖掘机工作时间利用率后的生产能力。在实际采装作业中，挖掘机因进行辅助作业（如剔除爆堆中的不合格大块、铲整爆堆、等车、设备故障、铁路运输时的移道工作以及司机交等原因不可能保证挖掘机在工作时间内都进行采装作业，因此挖掘机的实际生产能力才是编制采掘生产进度计划的基础。

挖掘机的班实际生产能力通常以下式计算：

VBVjT (18-24)

式中： VB  挖掘机班实际生产能力，米3/台班； Vj  挖掘机班技术生产能力，米3/小时； T  班工作时间，小时；

  班工作时间利用系数，即装车时间占班工作时间的比例。 三、提高挖掘机生产能力的途径

在某种意义上说，某矿挖掘机全年实际生产能力的总和即为该矿的年采剥总量，因此，最大限度地提高挖掘机的生产效率对确保矿山采剥计划的完成具有重要意义。

挖掘机生产能力的高低，一方面取决于挖掘机自身的设备规格与技术性能；另一方面也受到挖掘机作业条件的制约，所以在实际生产中，应从以下几方面入手提高挖掘机的生产能力： (1) 结合矿山的设计生产能力，合理地选择挖掘机的类型与技术规格。

显然，采用大型的挖掘机可以提高采装工作的生产能力，但大型采装设备需与大型运输设备配套使用才能充分发挥其生产效率。由于大型采运设备的购置费用高，这样就不可避免地增加了矿山的初期投资规模。

(2) 优化爆破设计，改善爆破质量以提高挖掘机采装效率与满斗系数。

爆破质量对采装作业有很大的影响，从采装作业角度出发，它要求爆破作业的质量应当是：矿岩爆破后的块度要均匀适中、不合格大块少、爆堆不应过高或过散、没有根底和伞岩。若爆破后的矿岩块度大、根底多，将增加挖掘机的铲取难度与铲取时间要把一个不合格大块从爆堆中挑出来送到挖掘机后侧，几乎需花费两倍的采装循环时间。同时，爆破后的块度过大、根底多时，将影响挖掘机的 满斗系数，而且也增加了设备零件的磨损和设备的故障率。另一方面，应保证爆堆有足够的矿岩储量以减少挖掘机设备的频繁移设，进而提高挖掘机的利用率。

(3) 通过组织技术培训和经验交流，提高挖掘机操纵人员的工作水平和熟练程度，以提高挖掘机的工作效率与生产能力。

(4) 合理选择挖掘机的采装方式与运输设备的供车方式，以缩短挖掘机工作循环时间。挖掘机的一个工作循环时间是由从挖掘点开始挖掘、重斗转向卸载点、铲斗对位卸载、空斗转回工作面至下一挖掘点这样四个连续的操作环节构成。挖掘机工作循环时间的长短一方面受到司机的操纵水平与爆破质量的影响，另一方面供车方式是否科学合理也在很大程度上影响着挖掘机工作循环时间的长短。采用汽车运输与挖掘机配合作业时，应配备足够数量的汽车，合理组织运 输。在供车方式上应注意汽车的停靠位置要尽量减少挖掘机装车时的回转角，缩短汽车在工作面的入换时间，有条件时可在工作面

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并列两辆汽车，使挖掘机不间断地工作。

采用铁路运输与挖掘机配合时，为了及时向工作面供应空车，提高挖掘机的工作时间利用系数，除保证足够数量的运输设备和合理地组织运输工作外，在工作平盘上还应合理地配设线路，提高线路质量，适当加快运行速度，以缩短列车入换时间。 采运设备的合理选型与科学配比

采装与运输设备的选型是露天开采设计中的重大决策问题，直接关系到露天开采所能实现的生产规模、生产效率、开采强度以及矿石的生产成本。 (一)挖掘机的选型

单斗挖掘机的选型要根据矿山生产规模、矿岩年采剥总量、开采工艺、矿岩的物理力学性质、设备的供应情况等因素来决定，国内矿山的开采实践表明，特大型露天矿应选择8~10M3或更大型挖掘机；大型矿 山一般应选用斗容为4~10M3；中型矿山一般应选用斗容为2~4M3的挖掘机；而小型矿山宜选择1~2M3的挖掘机。

(二)矿用自卸汽车选型

矿用自卸汽车的选取与矿岩运量、装载设备的容积、矿岩运距及道路的技术条件等因素有关，在矿山设计时一般是从车箱容积、汽车的比功率及车箱强度三方面来考虑。车箱容积应与铲斗容积、矿岩比重及矿岩块度相适应，以充分利用铲斗和车箱容积，发挥采运作业的最大综合生产效率。汽车比功率的大小反映了汽车的动力特性，生产实践证明，比功率过小的车型，在深凹露天矿重车上坡时表现为车速低，达不到额定载荷，因此大型车的比功率宜在6马力/吨。车箱的强度应能适应装载大块矿岩时所产生的冲砸。实践中，车厢容积有以下两种计算方法：

1、根据汽车运距及运输作业各环节(主要分为装车与行车)的时间比例，以电铲与汽车利用率最高时的车铲容积之比求算车箱容积：

Rttrts (18-30)

式中：R  车铲容积之比；

tr  汽车入换时间，分； ts  铲斗作业一次循环时间，分； t  汽车运行周转时间，分；

v (18-31)

其中：L  汽车运距，公里； v  汽车的平均运行速度，公里/小时； tx  卸车时间，分；

td  等待装车时间，分。

从上式中可看出，理论车铲容积比是随运距的增加而增加、随速度的加大而降低。当运距为1~2公里时，车铲的容积比为3~6；当运距为3~5公里时，车铲的容积比为6~8。结合我国当前的矿山情况和生产实践经验，对于中小型矿山，当矿岩运距较短时，可依据车铲比3~5来选择车箱容积；对于大型露天矿山，当运距较长时，可根据车铲比4~6来选择车箱容积。

2、依据矿岩比重和汽车车型的有效载重求算车箱容积 汽车达到额定载荷时所需的车箱容积为：

t2L60txtd

V1000qk (18-32)

式中：V  车箱容积，m3； q  汽车额定载重，吨；

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  矿石(岩石)的体重，kg/m3；

k  矿岩松散系数，一般为1.3~1.5。

可见，当矿岩的体重相差较大时，分别计算出的车箱容积就会相差较大。为了便于生产管理和运输设备的维修，在同一矿山应当尽可能选用同一型号的汽车，但对于大型露天矿也可以考虑分别选用不同型号的自卸汽车。

33

国内露天矿山开采的矿石体重大多都在3.3吨/M左右，而岩石体重一般在2.6~2.8吨/M，实际生产剥采比大多在3~4 ，因此，开采过程中 所发生的岩石运量远远大于矿石运量。所以，一般应依据岩石的比重确定车箱容积。 (三) 采装与运输设备的合理配比

采装与运输作业环节相互衔接，互相制约，为了充分发挥采运系统的综合生产能力，必须做到采运设备的合理配套。一方面，采装设备的规格要适应露天矿的生产能力要求；另一方面，采装与运输作业之间要相互协调、铲与车的数量配比要合理，以充分发挥采运设备的综合生产能力，降低采运费用，从而降低采矿成本。采运设备合理配套的经济准则是矿山开采中折算到每吨矿岩中的采装与运输设备费用最低。

1、车铲比：即平均配备给每台挖掘机的自卸汽车数量，可用下式计算：

n

NcNz

(18-33)

式中：n  自卸汽车与挖掘机的数量比； Nc  露天矿生产中同时使用的汽车数，台； Nz  露天矿生产中同时使用的挖掘机数，台。

为了使装载与运输设备的生产能力相平衡，以最大限度地发挥车、铲双方的生产能力，车铲比应等于运输设备的运输周期与装载设备的平均装车间隔时间之比，此时的车铲比称为理论车铲比，计算方法为：

no

ttztr (18-34)

式中：no  理论车铲比； t  运输设备的运行周期，分； tz  挖掘设备装载一车的平均装载时间，分； tr  运输设备的平均入换时间，分。

在实际的露天生产过程中，由于各种随机因素的影响，常使采运设备受阻而不能实现连续作业，如汽车因在挖掘机工作面或卸载点排

队等待装卸，而产生了排队待装或待卸时间，致使运输周期延长；挖掘机则会因等待空车的到来而使二次装车时间延长，所以实际的车铲比应按实际发生的作业循环时间来确定，即：

tztytxtpntztd (18-35)

式中：n  实际车铲比； tz  挖掘机平均装车时间，分； ty  一个运输周期内的汽车往返运输时间，分； tx  汽车平均卸载时间，分； tp  汽车等待装车的平均排队时间，分； td  挖掘机平均待车时间(其中包括汽车的入换时间)，分；

在实际的采装运输作业中，上述各时间都是一随机数。通过实际测量和统计分析，可以发现装车时间服从正态分布，运行和卸载时间服从正态分布或负指数分布。

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迄今为止，在车铲配比及优化问题的研究中产生过两大类方法：即运筹学优化和随机模拟。 我国绝大多数矿山生产中采用固定配车方法，即把指定数量的汽车固定地派给某台挖掘机。此时，对于配给某台挖掘机的汽车来说，由于装卸地点是固定的，因此，运输周期中的tz、ty、tx三个时间参数波动不 大，而tp、td则随固定配车数的不同而变化。图18-16中曲线表明了固定配车采运系统车铲比对系统的设备效率、采矿成本以及等车和待铲时间的影响程度。

从图中可以看出车铲比对采矿成本的影响有极小值，而对采装系统生产能力的影响有极大值。固定配车的采运系统酷似运筹学排队理论中的单服务台有限客源、循环排队系统，因此，可依照该系统的M/M/1模型进行车铲比优化设计。

固定配车的铲装运输系统工作组织简单、易行，但系统中采装或运输设备不能充分利用。采装设备间相互制约性大，不论采装或运输设备任一方出现故障时，其它设备的利用率即明显降低。为了克服固定配车在设备能力方面的浪费，最佳方法是实现全露天矿范围内生产汽车的统一调度。计算机技术的飞速发展及其在矿业上日益广泛的应用为生产汽车的统一调度提供了手段与可能。1973年，南非的柏拉博拉铜矿首次研 制成功一套露天矿生产汽车统一调度实时控制系统并投入运行，以后相继在加拿大的莱特山铁矿、保加利亚的未特德铁矿实现，现在已成为露天矿山汽车运输调度管理的主要发展方向。

露天矿生产汽车统一调度实时控制系统一般由以下四部分组成：最佳调度控制系统、运输设备当前运行位置的监测系统、调度通信系统和计算机辅助系统组成。

为了实现运行汽车的实时控制，在露天矿场内的各主要停靠点(如 电铲、破碎站、废石场、贮矿仓和运输道路的岔路口)均设有位置发射 机。当汽车进入某一监测区段时，汽车上将收到位置发射机发出的特殊信号，并予识别，在接受到站的询问信号后，将其当前位置参数等信息自动转发给控制站。控制站按最优调度算法进行分析处理后，向汽车发出调度指令，指示其最佳行车路线以及装载点与卸载点。操作司机根据显示在司机室内荧光屏的数码指令进行操作。控制站实现了对采运设备的实时监测，并可在控制机的显示屏上动态显示出设备的调度状态，如某一汽车的工作状态(装车、停车、加油、待装等)、车位、指定地点、作业电铲分配、电铲工况(停铲、待车、装载等)、车辆分配和汽车运行线路正确与否的判断等，站还具有生产数据的自动收集功能，可统计并打印出生产累积数字、设备运转状态统计表等。如今，全球定位系统(GPS)被广泛用于采运设备的定位。

通过计算机统一生产调度系统，实现了运输设备行车路线的最佳选择，减少了汽车排队、待装、待卸、空车运行以及电铲等车时间，最大限度地发挥了采运设备的生产效率。 第四节 排岩工程

金属矿床露天开采的一个重要特征：必须首先剥离矿体上覆的表土与岩石、暴露出矿体、再实施矿石的开采。因而，矿体上覆岩石与表土（在此统称为废石）的剥离与排弃工作是金属矿床露天开采中必不可少的生产环节。为了保证金属矿床安全、持续地开采、通常废石的剥离量要比矿石的采掘

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量大几倍，而剥离下的废石又须运到指定场地（通常称为废石场或排土场）进行堆放。因而，废石的排弃工作量与废石场的占地都是相当大的。据统计，我国金属露天矿山废石场的平均占地面积约为矿山总占地面积的39％~55％，排岩工作人员约占全矿总人数的 10％ ~ 15％ ，排岩成本约占剥离单位成本的6％，因此如何提高排岩工作的 劳动生产率与机械化程度是提高露天开采经济效益的重要手段。

通常将运输剥离下的废石到废石场进行排弃称作排岩工程。排岩工程的经济效率主要取决于废石场的位置、排岩方法和排岩工艺的合理选择。排岩工程是一项系统工程，其内容涉及废石的排弃工艺、废石场的建立与发展规划、废石场的稳固性、废石场污染的防治、废石场的复田等方面。排岩工程必须同采矿场的生产工艺相联系并全面规划，因地制宜地选择废石场，合理地规划排岩工程，科学地管理排岩作业，不仅关系到矿山的生产能力和经济效益，而且对社会环境和生态平衡也有着十分重要的意义。

目前，露天矿排岩技术与废石场治理方面的发展趋势主要表现在三个方面： (1）采用高效率的排岩工艺与排岩设备，提高排岩强度；

(2）提高堆置高度，增加废石场单位面积的排岩容量，提高废石场的利 用率，减少废石场的占地面积；

(3)适时进行废石场的复垦，减少废石场对生态环境的污染。 一、废石场的位置及要素 （一）废石场的位置选择

按与采场的相对位置，废石场可分为内部废石场与外部废石场。内部废石场是把剥离下的废石直接排弃到露天采场内的采空区。这是一种最经济而又不占农田的废石排弃方案，不仅运距短、剥离费用低、而且减少了矿山废石场的占地，有利于回填和复垦采空区。但内部废石场的应用受到一定

。

条件的，只有开采水平或缓倾斜的矿体（矿体倾角小于12）或在一个采场内有两个不同标高底平面以及分区开采的矿山才适用。绝大多数露天矿山都不具备设置内部废石场的条件，而需在采场附近设置一个或多个废石场，根据采场和剥离废石的分布情况，可以实行分散或集中排岩。 废石场地选择时应遵循下列原则：

(1)不占良田、少占耕地，尽量利用山坡、山谷的荒地，避免村庄的迁 移。

(2)在不影响矿山工程发展的前提下，尽可能靠近采场布置废石场，以便缩短岩石运距。

(3)尽可能采用内部排岩，通过二次转排的技术经济合理性的论证，积极采用内部临时废石场。 (4)废石场应设置在居民区或工业场地的下风侧或最小风侧以及生活水源的下游，以免对居民或工厂造成危害。

(5)废石场不应截断山洪和河流，避免设置在水文地质复杂的地段，以保证废石场的稳定，避免废石场发生滑坡和泥石流事故。

(6)剥离下的废石中可利用的部分要单独堆置以便日后二次回收利用。

(7)有条件的地区靠近采场的废石场宜分散布置，以利于多出口运输，疏散排岩道路的通过能力，缓和废石排弃高峰。

(8)废石场地的选择要有利于征用土地的复垦。 （二）废石场的堆置要素 1．废石场的堆置高度：

废石场的阶段高指排土台阶坡顶线至坡底线间的垂直距离，各阶段的高度总和称为废石场的堆置高度。废石场的阶段高与堆置高度主要取决于废石场的地形与水文地质条件、气候条件、废石的物理力学性质（岩石成份、粒度、回收率等）以及排岩设备和废石运输方式、生产管理等因素。在确定靠近地面第一层阶段高度时，应避免在地质条件差时堆置过高，以免造成严重的基础凸起使局部废石场下沉，造成台阶边坡滑落而引起上层阶段的不稳定现象。在多台阶堆置时，上下台阶要留有一定的超前距离，即保证下一台阶的安全生产，也为上台阶的稳定创造条件。 2．堆置阶段的平盘宽度：

废石场的工作平台宽度主要取决于上一台阶的高度、大块废石的滚动距离、采用的排弃设备、运输方式、运输线路的条数及移道步距等因素，其宽度应达到上下相邻排岩台阶互不影响的基本要求。

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3．废石场容积的确定

(1)有效容积计算：

VyVsKs1Kc (19-1)

式中： Vy ____ 废石场的设计有效容积，米3； Vs ____ 剥离岩土的实方数，米3； Ks____ 岩土的松散系数，其取值可参考表19-1； Kc ____ 岩土的下沉率，％，其取值可参考表19-2。 (2)废石场的设计总容积： V ＝K1  Vy (19-2)

式中： V ____ 废石场的设计总容积，米3； K1 ___ 容积的富余系数，一般取1.02~1.05； Vy ___ 废石场有效容积，米3。 二、废石排弃工艺

根据废石的运输与排弃方式及所使用设备的不同，外部废石场的排弃工艺可分为如下几种： (1) 铁路运输排岩：根据废石场排岩设备的不同又分为挖掘机排岩、排土犁排岩、铲运机排岩。 (2) 公路运输排岩：此种排岩工艺是利用汽车将废石直接运到废石场进行排卸，然后由推土机推排残留的废石及整理排卸平台。

(3) 胶带运输排岩：此种排岩工艺是利用胶带机将剥离下的废石直接从采场运到废石场进行排卸。 （一）汽车__排土机排岩工艺

采用汽车运输的露天矿大多采用汽车__排土机排岩工艺，其排岩作业的程序是：汽车运输剥离下的废石到废石场后进行排卸，推土机推排残留废石、平整排岩工作平台、修筑防止汽车翻卸时滚崖的安全车档及整修排岩公路。

汽车__排土机排岩工艺具有一系列的优点：汽车运输机动灵活、爬坡能力大、可在复杂的排岩场地作业，宜实行高台阶排土。废石场内运输距离较短，排岩运输线路建设快、投资少，又易于维护，我国多数露天矿山都采用汽车__排土机排岩工艺。 （二）铁路运输排岩工艺

铁路运输的排岩工艺主要是由铁路机车将剥离下的废石运至废石场，翻卸到指定地点再应用其它的移动设备进行废石的转排工作。可选用的转排设备有排土犁、挖掘机、推土机、前装机、索斗铲等。目前，在国内采用铁路运输排岩工艺的矿山主要以挖掘机为主，排土犁为辅，而其它设备很少用。铁路运输的排岩工艺的辅助设备有移道机、吊车等。 1．挖掘机排岩

采用铁路运输的矿山广泛采用挖掘机排岩。其工艺过程：列车进入排岩线后，依次将废石卸入临时废石坑，再由挖掘机转排。临时废石坑的长度不小于一辆翻斗车的长度，坑底标高比挖掘机作业平

3

台低1~1.5m ，容积一般为200~300m。排岩台阶分为上下两个台阶，电铲站在下

部分台阶从临时废石坑里铲取废石，向前方、侧方、后方推置。其中向前方、侧方推置是挖掘机的推进而形成下部分台阶，向后方推置上部分台阶是为新排土线修筑路基，如此作业直至排满规定的台阶高度。

挖掘机排岩工艺的优点有：

(1) 受气候的影响小，剥岩设备的利用率高； (2) 移道步距大，线路的质量好；

(3) 每米线路的废石容量大，因而减少了排土线在籍长度及相应的移设和维修工程量；

(4) 排岩平台具有较高的稳定性，可设置较高的排岩台阶，并能及时处理台阶沉陷、滑坡； (5) 场地的适应性强，可适用各种废石硬度的内外废石场； (6) 可在排岩过程中进行运输线路的涨道，在新建的排土场可直接用挖掘机修筑路基，加快建设速度，

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节省大量的劳动力和费用。 其缺点有：

(1) 挖掘机设备投资较高、耗电量大，因而推土成本较推土犁高；

(2) 运输机车需定位翻卸废石和等待挖掘机转排，因而降低了运输设备的利用率。 2．推土犁排岩

推土犁是一种行走在轨道上的排岩设备，它自身没有行走动力，由机车牵引，工作时利用汽缸压气将犁板张开一定的角度，并将堆置在排岩线外侧的岩土向下推排。

推土犁排岩的工艺过程：列车进入排岩线排卸岩土后，排土犁进行推刮，将部分岩土推落坡下，上部形成新的受土容积，然后列车再翻卸新的岩土，直到线路外侧形成的平盘宽度超过或等于排土犁板的最大允许排土宽度，排土犁已不能进行排岩作业时，用移道机进行移道。一般排岩线每卸2 ~ 6列车由排土犁推刮一次，每经过 6~8次推排后需移设线 路，排土犁废石场台阶高度通常为10~25m。 推土犁排岩具有如下优点：

(1) 推土犁价格低，排岩效率高。每台推土犁的价格仅为挖掘机的1/3，而排岩效率为挖掘机的两倍； (2) 设备结构简单，便于维修；

(3) 推土犁适用性强，适用于准轨运输的各种地质条件、各种岩石硬度的内外废石场； (4) 推土后的路基不需要加工便可直接铺设线路。 缺点：

(1) 排岩台阶高度受到，一般为10~12m；

(2) 移道步距较小，两次移道间的容土量少，因而需设较多的排岩线。 3．推土机排岩

推土机排岩的工艺程序是：列车将剥离下的废石运至废石场翻卸，推土机将废石推排至排岩工作台阶以下，并平整场地及运输线路。国内采用推土机排岩工艺的不多。采用这种方式推排免除了人工作业繁重的体力劳动，当排弃湿度较大的岩石时，由于推土机履带的来回碾压，加强了路基的稳定性，使排土场的堆置高度增大，但排弃成本高于其它方式。 4．前装机排岩

前装机转排具有机动灵活、排岩宽度大、运距长、安全可靠等的优点。这种排岩方式的排岩台阶

。

有较长的稳定期。但当运距大时、排岩效率较低。当排岩平台较宽时，前装机可就地做 180转向运

。

行，当排岩 平台较窄时，可就地做90转向运行以进行加长排岩工作平台的作业。 （三）胶带运输机－胶带排岩机排岩

露天矿采用胶带运输机__胶带排岩机排岩是近十年来发展起来的一种多机械、连续排岩工艺。这一工艺系统一般的工艺流程是：使用汽车将剥离下废石运至设置在采场最终边帮上的固定或移动式破碎站进行废石的粗破碎，破碎后的废石被卸入胶带运输机，由胶带运输机运至废石场再转入胶带排岩机进行排卸。当一个台阶高度排满后，用推土机平整场地，然后移动胶带排岩机。

如图19-1所示，胶带排岩机是一种设有胶带运输机的可行走的金属 结构物，它是由受料臂、卸料臂、回转台和行走部分组成。受料臂可以直接接受运输胶带转载，亦可通过加载装置加载。

胶带排岩机的主要工艺参数是最大排岩高度和排岩带宽度，它们都取决于排岩机的结构尺寸。排岩机向站立水平以上排岩时，应尽量利用悬臂长度形成边坡压角，以保证排岩边坡的稳定；向下排岩也要尽量利用卸载悬臂长度，使排岩带宽度达到结构允许的最大值，为排岩机创造稳定的基底。

胶带运输机__胶带排岩机的排岩工艺充分发挥了连续运输的优越性。胶带运输机爬坡能力强，运距长、运输成本低、自动化程度高。与汽车运输相比，具有能源消耗小，维修费低、设备的利用率高等优点。胶带排岩机增大了废石排岩段高，在很大程度上缓解了废石场容量不足和占用耕地问题。但这种排岩工艺初期投资大，生产管理技术要求严格，胶带易磨损、工艺灵活性差。 三、废石场的危害防治及复田 （一）废石场的危害及防治

金属矿床露天开采过程中所建立的废石场不但占用了大量的土地而且也对生态景观与环境也造成了相当大的破坏和危害。概括说来，废石场的潜在危害主要来自两个方面，其一，由于废石场的稳定性差所引发的废石场变形、滑坡及废石场泥石流；其二，废石场所造成的环境污染。

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废石场发生变形破坏、产生滑坡或泥石流的主要诱发因素是废石场基底软弱岩层、排弃物料中含有大量表土和风化岩石以及地表汇水和天然降雨的作用，因而，其治理措施应着眼以下几个方面： (1) 改进排岩工艺，选择合理的排岩设备及工艺参数，合理控制排岩顺序，避免形成软弱夹层（即潜在滑动面），同时将大块岩石堆置在废石场底层以稳定基底，或用大块岩石堆置在最底一个台阶反压坡脚，以稳定废石场。

(2) 积极处理软岩基底。对于基底表土或较薄的软岩层，可在排土之前 开挖掉；若软岩基底较厚，则预先开挖处理是不经济的，此时则要控制排岩阶段的堆置高度，以使基底得到压实和逐渐分散基底的承 载压力，也可用爆破法将基底岩石预先破碎，这样不仅可增大抗风化能力，还可在底部形成排水层。

(3) 采取必要措施进行废石场的疏干排水。首先应对排土场上方山坡汇水进行截流，将水疏排至外围

。

的低洼处；其次为分散平台本身的 汇水使其不致侵蚀或冲刷边坡，应将废石堆置平台修成 3左右的反坡，使水流向坡根处的排水沟而排出界外；最后在排土坡下游沟谷的收口部位修筑不同形式的拦挡坎起到拦挡泥石流，防止污染农田的作用。

(4)采用不同形式的护坡挡墙，稳定坡角，防止废石场滑坡。这种护坡 挡墙通常是坚硬石块堆置成的石块重力坝，透水性好、施工简单造价便宜，能阻挡滑坡和泥石流。

(5) 进行废石场植被。在已结束排岩的废石场平台和斜坡上进行全面植被，可以防止雨水对废石场表面侵蚀和冲刷，同时植被的根系可以加固废石场表面的岩土，以阻止雨水往内部渗透，并且植被本身也 吸收大量的水分。 （二）废石场的污染

废石场的污染有粉尘、毒气和酸雨三类。

粉尘污染主要来自废石排弃过程的运输与卸载，其污染程度主要取决于岩石的脆性、硬度和外部因素（如季节、风向、风速、大气温度与降雨量等）岩石的脆性越大、硬度越小，则形成粉尘的趋势愈大。飞扬的粉尘悬浮于大气中，使大气的透明度降低，被吸入人体可造成尘肺病。粉尘（特别是含有毒性或辐射性的粉尘）的分散污染土壤、植物、水，不但危害现场作业人员，也危害着家畜和其它生物的安全。

露天矿传统的粉尘污染控制方法是在采矿场运输沿线及废石场进行喷雾洒水以达到降尘的目的。近年来，国外发明了一种粘性聚合物代替水进行喷雾降尘，取得了良好的效果。 为了防止废石场的粉尘危害人畜，废石场附近的居民区应力求布置在废石场的主导风向的上风侧。在已堆置好的废石场台阶或坡面上积极种草植树，既可加固废石场，又可改变废石场的小气候，降低风速，起到固沙降尘的作用。

当废石场中堆置含有硫化物的废石时，硫化物在空气、水以及细菌作用下生成硫酸和氧化物，前者流入地表水系造成酸水污染，后者逸入大气形成毒气而严重地污染空气。

酸水污染通常表现为显性与隐性两种形式，酸水污染较轻时，酸性水中溶解有重金属离子，在生态系统的食物链中被吸收蓄积，最终高度蓄积作为人类的食物而导致人的中毒，这是隐性污染。酸水污染严重时，酸水所及可使植物枯死，水生动物灭绝，呈现显性污染。

废石场酸水的控制广泛应用中和法，有的矿山为降低处理费用还采用截流稀释法。但酸水一经形成，以中和法处理需花费大量的人力、物力，且中和产物__中和泥的处理仍是一个难题。因此有关专家人士提出控制酸水污染应当采取标本兼治，预防为主的方法。从酸水形成机理中各个环节入手，采取积极措施抑制酸水的形成。其措施的要点：

(1) 尽量在气候干燥的季节剥离含有硫化物的岩石，控制岩石的破碎程度，采取集中堆放和及时掩埋等措施，缩短硫化物废石在大气中的 暴露时间；

(2) 使废石堆和地下水和地表水隔绝；

(3) 截流废石场中产生的酸水，使其不漫溢，集中加以中和处理 。 （三）废石场的复垦

露天开采过程中所建立的废石场占用了大量的土地资源，造成了一定程度的环境污染和自然生态景观的破坏。随着现代科学技术的发展，人们的资源再利用和环境保护意识不断加强。国外的一些工

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业发达国家都制定了环境保护和控制矿山三废污染的法律条文，要求矿山经营者在开发过程中或之后必须采取措施，对矿山所破坏的土地，如废石场、采矿坑和塌落区进行造地复田。我国的矿山复田和垦植以及废石场的利用和整治工作还刚刚起步。于19年1月1日发布了《土地复垦规定》，规定指出：为加强土地复垦工作，合理利用土地，改善生态资源，对因从事开采矿产资源，烧制砖瓦，燃煤发电等生产建设活动中所造成的挖损、塌陷、压占等破坏的土地应采取整治措施，使其恢复可利用的状态。规定还指出：土地规划应当与土地利用总体规划相协调，根据经济合理的原则和自然条件以及土地被破坏的状态确定复垦后的用途；有土地复垦任务的企业应当把土地复垦的指标纳入生产建设计划；使土地复垦与生产建设统一规划；有土地复垦任务的建设项目，其可行性研究报告和设计任务书应当包括土地复垦的内容，设计文件一般应当有土地复垦的专门章节，工艺设计应当兼顾土地复垦的要求。 所谓土地复垦是指把被破坏和荒芜了的土地重新加以利用，以及不同于复原的其它任何形式的处理利用。土地复垦的目的，一方面保护了土地资源，实现了土地资源的二次开发和利用；另一方面，保护了生态环境。露天矿区的复垦工作是一项复杂的综合性技术工作，涉及到采矿学、生物学、地质学、土壤学、植物栽培学、农田水利学、环境保护学等多学科知识。

废石场的复田工作是指整治废石堆，控制废石堆对周围环境的影响和回收土地。具体做法在不能种植的废石场地上覆盖适宜的土壤，创造良好的耕种条件，以满足植物的生长。矿山开采之前应首先根据采矿的地质条件、发展前景及当地的具体情况制定出矿山土地复垦规划并纳入矿山开采计划和排岩计划之中，尽可能利用矿山采运设备，使废石场的复土和修坡工作与开采和排岩顺序相协调。 废石场复垦工作的主要内容和要求如下：

(1) 废石场堆的形态整治。为减少废石场的复垦费用，废石场堆的形态 整治应在选择废石场排弃工艺及排弃顺序时综合考虑，一方面应考虑废石场复垦时所要求的堆置高度和堆置台阶边坡角；另一方面应 合理安排废石场的结构，应按岩石的种类、性能和块度大小分层堆置。一般的堆置顺序应是上土下岩，大块岩石在下、小块岩石在上，中性岩石在上、酸性岩石在下，不易风化的岩石在上、易风化的岩石在下，不易于植物生长的岩石在下、易于植物生长的岩石在上。其次，废石场地要具有良好的稳定性与控制地面水源结构。

(2) 表土的采集、存储和复田。考虑到日后废石场复垦之用，应将露天 开采范围内剥离下的表土集中堆放在适当的位置存储，若还需在排土场或工业场地等有土壤资源的地方采集表土、应保证土壤具有良 好的质量，保证适宜植物生长的酸碱度，适宜农作物生长的PH值一般为4~8。

(3) 铺垫表土：场地铺垫表土的厚度按不同的地区加以确定，它与种植作物的种类及基层的持水性能有关。

(4) 在整治好的废石堆上进行再种植。再种植的植物应选择适宜在废石 堆上生长的草类植物、灌木或树木。

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大纲要求

授课学时：2学时；

第十四章 露天转地下开采简介

主要内容是：露天、地下联合开采常见方式、相互影响，开采系统特点等。 重点、难点：重点内容：露天、地下联合开采的相互影响分析，开采系统特点。 难点：充分利用矿山空间、应力的便利，提高开采强度的技术措施。

第十四章 露天与地下联合开采

第一节露天转地下开采

1、露天与地下联合开采分类依据： （1）时间上的结合 （2）空间上的结合

2、露天与地下联合开采的分类： （1）露天与地下同时联合开擦 （2）露天转地下开采 （3）地下转露天开采 3、矿床联合开采的特点 4、露天转地下开拓系统

根据露天和地下采矿工艺联系紧密程度的不同，露天转地下开拓系统可分为：露天和地下开拓系统、局部联合开拓系统、联合开拓系统三种类型。 第二节露天与地下开采的相互影响 一、 露天开采对地下开采的影响 二、 地下开采对露天开采的影响

在地下开采影响区内进行露天开采，应采取必要的技术组织措施。 1、 设计时应采取的措施

2、 生产中保证露天安全作业的主要措施

（1）加强地质与测量工作 （2）空洞处理与边坡整治 （3）降低爆破震动

（4）露天凿岩爆破的安全措施 3、岩层移动区内的露天运输

第三节 露天矿无剥离开采与残留矿体开采 一、露天矿无剥离开采 二、露天矿残留矿体的回采

1、露天矿边坡残留矿体的回采 2、露天矿残留三角矿柱的回采

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