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式中ｓ——桥移没步距的经济损失，万元； ｇ——每移设一次的重复剥离量，万ｍ３／次； ｃ。——重复剥离的单位费用，元／ｍ３； ｏ——露天矿年工作线推进速度，ｒｎ／ａ； ￡——桥移设步距（工作帮推出距离），ｍ； ｎ——露天矿生产剥采比，岔／ｔ； Ｐ——吨煤利润，元；
０００ ｍ
合计经济损失为４３７．８万元／ａ。
方案Ⅱ：以９号煤顶板水平标高控制桥面跨采 空区回填搭桥。此种搭桥方式要在９号煤顶板上回 填剥离物作为“引桥”，存在重复剥离问题。搭桥 时东桥头搭在９号煤底板上，与９号煤顶板平高， 西桥头标高设在１
２１０
ｍ水平（图４）。“引桥”断
面面积８０６ｍ２（引桥高１２ｍ、坡面角３５０、桥面宽 ５０ｍ），按１００ ｍ移设一次，每移设一次的引桥量 为８．０６万ｍ３／次。桥体移没时煤岩接触面部位露 煤的重复剥离量５．４万ｍ３／（次・桥）。
１５
ｍ确定，共划分为２个整台阶和１个半台阶；９
号煤厚１３ ｍ，１１号煤厚５ ｍ，９号煤与１１号煤问 距５ ｍ左右；４号煤与其上部的剥离台阶保留５ （１）
ｍ
ｓ＝竽＋警＋畿，万元
Ｌ，“
ｌ
的保安平台；９号煤与其上部４下一３煤的半台阶 并段；ｌｌ号煤与其上部的夹层台阶并段；４号煤底
ＷＵ
求桥移设经济损失ｓ的最小值，令ｓ。７＝０，整 理得桥最小经济损失的移设步距为
ｏｐｔｉＩＩｌｉｚａｔｉｏｎ ｏｆ ｈｏｒｉｚｏｎｔａｌ ｄｅｖｅｌｏｐｍｅｎｔ ａｎｄ ｔｒａｎｓｐｏｒｔａｔｉｏｎ
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元／（ｍ３・ｋｍ）。 中间迈步式搭桥开拓运输系统可减少汽车运
３４
万方数据
第３５卷第ｌＯ期
煤炭科学技术
２００７年１０月
“Ｅ＇，形。桥面宽度５０ ｍ，共计２个桥，轮换交替 使用。以避免由于桥体中断所造成的运距增加问 题。 露天煤矿坑底南北高差大（高差达４２ ｍ，坑 底坡度达４％），当内排土场最下部排土台阶工作 面水平为ｌ
运输通路被采断，必须重新建立内排运输通路及减
少运距。 ３．２中间迈步式搭桥内排方案 （１）开采方法。在工作线的推进过程中，对 南端帮４号煤底板以下所有台阶都一次性按靠帮开 采条件靠帮（一次性采到界），下部水平内排土通 路通过中间桥进行，内排土场下部水平边帮呈倒扣
肛一通过中间桥运输的年运量，万ｍ３／８； ｃ，叫目过中间桥运输的单位运费，
虑，则要损失０．６７３月／台（套）的设备生产能 力。将此生产能力按生产剥采比４．８ ｍ３／ｔ进行折 算．则每年要少生产８．４１２ ５万ｔ煤。按每吨煤４０ 元收益考虑，每年的效益损失３３６．５万元。合计经 济损失为５０６．０万元／ａ。 方案Ⅲ：９号煤预留“煤鼻子”作为引桥跨采 空区搭桥。此种方式桥体参数与以９号煤顶板水平
（４）效果对比分析。不同开采方式经济效益 比较（表１）。
表１ 南端帮靠帮开采不同开采方式经济效益比较
员讨８
标高控制桥面跨采空区回填搭桥方式相同。只是引
桥为预留９号的煤煤鼻子形成。搭桥时东桥头预留 ９号煤煤鼻子，与９号煤顶板平高，西桥头标高设 在１ ２１０ｍ水平（图５）。引桥拆除时可与９号煤一 起采除。 方案Ⅲ与方案Ｉ相比每年可节约成本２５４万 元，与方案Ⅱ相比每年可节约成本３２２万元。所 以，安家岭露天煤矿南端帮一次性靠帮开采中间迈 步式搭桥开拓运输系统内排，９号煤预留“煤鼻 子”作为“引桥”跨采空区方案（方案Ⅲ）经济 效益最佳。 ３．３综合经济效益分析 （１）安家岭露天煤矿南端帮靠帮开采，开拓 运输系统由原设计采用端帮环线改为采用中间迈步 式搭桥开拓运输系统可多获得煤量。“，见表２。
南端帮靠帮开采方案 南端帮靠帮开采时端帮部位４号煤及４号煤以
角度考虑，桥移设步距越小意味着桥的移设越频
繁，每年的重复剥离总量越大，电铲的作业效益损 失越大。由此可知，桥移设步距存在最小经济损失 关系（即最佳移设步距）。 桥移设经济损失ｓ计算公式为
’
下台阶划分：４号煤单独为一个台阶，４号煤与９ 号煤之间的夹层厚度３８ ｍ左右，按剥离台阶高度
ｍ时，南端帮处的排土台阶高度为
ｍ，北端帮处的排土台阶高度却接近为零，而排
土台阶工作面宜采用水平设置，所以搭桥时必须考
虑到此因素，以免造成反向运输。 （２）桥位置设置。工作帮侧桥位置（东桥头）
宜设在通过此桥运送物料的最短路径位置，但考虑 到９号煤工作线只有１
ｏｏＯ
ｍ，搭桥后坑底形成南
北两个坑，每侧的正常工作线长度应达到４００ ｍ左 右，南北两侧占用距离就达８００ ｍ，再加上２体占 用距离２００ ｍ，所以东桥头只能设在采场中部。 （３）桥间距。两桥间距越靠近越好（可以是 并排桥，左右侧迈步式间断采）。下部水平工作帮 开拓运输系统的沟口一旦优化后是固定的，开拓运 输系统的沟口应正对着东桥头，否则会增加平面对 准距离，增加运距。其搭桥方案论述如下。 方案Ｉ：以９号煤底板水平标高控制桥面跨采 空区搭桥。与现运输系统（环北端帮内排）相比， 可减少南部中下部系统剥离量平面运距ｌ
经过对南端帮边坡稳定分析，南端帮总体边坡 角保持３８。是稳定的”．４ｊ。因此，研究方案主要是 按南端帮总体边坡角３８。靠帮。
３．１
（３）桥体最佳移设步距。从运距角度考虑， 移设步距大，意味着桥体鹾度大，采掘工作帮与排 土工作帮之间的距离大，运距长，运费增加，桥移 设步距越小越好；从重复剥离和电铲作业效益损失
图４
９号煤顶板控制桥面跨采空区回填搭桥
引桥建设：从９号煤顶板上部水平排弃剥离物 逐步堆垒形成。引桥拆除时可与１ｌ号煤顶板的剥 离物一起去除。桥体建设可从桥体东西两侧同时堆 垒。 重复剥离成本：此方案的重复剥离发生在煤岩 接触面部位和引桥拆除。煤岩接触部位的重复量为 ５．４万ｍ３／（次・桥），按重复剥离单位成本３．０
内排时期下部水平开拓运输系统优化 内排时期下部水平开拓运输系统由传统的双环
内排（绕两侧端帮建立内排运输环线）或单环内 排（绕一侧端帮建立内排运输环线）改在采场中 部建立中间桥实现方式，在工作帮的推进过程中， 对采场下部水平两侧端帮含煤台阶按帮坡稳定条件 靠帮开采。下部水平内排通路系统通过横跨采空区 建立（即通过中间桥连接）。中间桥可以是单桥或 双桥。 （１）中间搭单桥。下部水平内排运输通路通 过横跨采空区的一个中间桥和在采场下部水平两侧 端帮含煤台阶按边坡稳定条件靠帮开采后回填剥离 物交替连接贯通。当横跨采空区的中间桥连通后， 采端帮含煤台阶并靠帮，然后用剥离物回填，连接 贯通端帮位置的运输通路；当端帮运输通路连通 后，采横跨采空区中间桥所压的滞后煤。随着工作 帮的推进，交替向前推进发展。如图１所示。 （２）中间搭双桥。下部水平内排土运输通路 通过横跨采空区的两个中间桥连接贯通。采场下部 水平两侧端帮含煤台阶按边坡稳定条件靠帮开采后 不回填建立内排运输通路。当左侧桥连通后，将右
１ ３００ ｍ，ｌ ２７０ ３３０ ｍ，
桥所压的滞后煤采出。随着工作帮的推进，两中间
桥交替使用向前推进发展。如图２所示。
ｍ，即４号煤底板。北端帮运输平
３７５ ｍ，１ ３４５ ｍ，ｌ
（ａ）连右桥断左桥
（ｂ）推进过程连左桥断右桥
盘水平分别为１
３００ｍ，即４号
煤底板和９号煤底板。
圉２中间搭震桥迈步推进演化过程
板处平盘宽度由３５ ｍ减少到１７．５ ｍ，台阶边缘修
筑２ ｍ高的挡墙，以拦截从上部台阶可能滚落的岩 石，同时也可布置抽水管道；其余各台阶留５ ｍ宽 的保安平台，使总体帮坡角保持３８。的陡端帮开采 条件”““。运输道路宽度按５０ ｍ考虑（３５ ｍ行车 路面宽度，１５ ｍ安全宽度）。 端帮靠帮开采的目的是回收端帮残煤，增加露 天采矿的经济效益。但端帮实行靠帮开采后原有的
Ｕｎ沁Ｈａｙ《Ｍ撕帆ａＴ％ｈＭｋ盯，ｘ曲ｗ＃Ⅻ∞８，ｃｈｉＭ、
帮坡角，降低生产剥采比，减少汽车运距，增加企 业的经济效益。
２
１概
述
露天煤矿汽车运输内排时，传统的开拓运输系 统通常是采用双环内排（绕两侧端帮建立内排运 输环线）或单环内排（绕一侧端帮建立内排运输 环线），由于运输道路占用宽度大，造成端帮运输 通路压煤，影响露天开采的经济效果。 根据露天采矿设计理论，露天开采境界的确定 过程首先是根据露天矿帮坡的地层情况及设计的开 采深度确定稳定帮坡角；根据确定的稳定帮坡角和 经济合理剥采比，初步确定各台阶的开采位置；根 据露天矿开拓运输系统布置，确定各台阶运输通 道。然后由坑底至地表（自下而上）确定各台阶 的设计开采位置。由于运输通道占用的宽度往往较 大，在中、硬岩层构成边坡的露天矿，实际圈定的 各台阶开采境界范围往往大于按稳定帮坡角初步确 定的各台阶的开采位置。即实际形成的设计帮坡角 往往小于稳定帮坡角，由此对露天煤矿的设计易引 起补充扩帮量（地表境界向外扩大），对露天煤矿 的生产造成运输通路压煤，增加露天煤矿的生产剥
０００
算，则每年要少生产３．３７５万ｔ煤。按每吨煤４０ 元收益考虑，每年的效益损失为１３５万元。合计经 济损失为１８３．６万元／ａ。 桥移设步距：通过式（２）得方案Ｉ、方案 Ⅱ、方案Ⅲ的最佳移设步距分别为６２．６８，２１２．１，
１２７．７５ ｍ。
ｍ，运距最小。影响电铲作业
的效益损失按每年的重复剥离量为４０．３８万ｍ３考
（工作帮多走５００ ｍ，内排土场多走５００ ｍ）。但 是，当剥离运输汽车过桥时必须从９号煤顶板水平 降至９号煤底板水平，过桥后在１ 弃，或升至１ 底，ｌ
２００ ２４０ ２００
ｍ水平排
ｍ水平排弃。即由于桥面水平
ｍ水平排土台阶高度低，排土３５０ ｍ左右 （图３）。
３３
采比¨ｊ。