安家岭露天煤矿转向期剥采比优化研究

露天采矿技术2012年增刊安家岭露天煤矿转向期剥采比优化研究贺昌斌1，邓有燃1，刘如成2，史灵杰2，张小东1（1.中煤平朔煤业有限责任公司安家岭露天矿，山西朔州036006；2.中煤平朔煤业有限责任公司总工程师办公室，山西朔州036006）摘要：系统研究动态规划原理，考虑多方面矿山生产的影响因素，在动态规划原理的基础上，确定最优剥采优化策略。

综合分析系统工程理论，采用系统工程控制论的方法，控制剥采比的均衡。

重点研究动态规划原理与矿山生产实际相结合，建立了适合安家岭露天矿分区开采动态规划数学模型，降低剥离洪峰，均衡剥采比，减少投资费用，提高矿山生产。

关键词：露天煤矿；剥采比；优化；动态规划中图分类号：TD824.1文献标识码：B文章编号：1671－9816（2012）S1－0031－03安家岭露天矿田，位于平朔矿区的中南部，其行政隶属山西省朔州市平鲁区。

矿区范围由29点坐标连线圈定，矿田东西宽7.842km，南北长6.556km，面积28.8832km2，划出南部西易煤矿2.4959km2，东易矿4.3855km2，矿田面积为22.0018km2。

安家岭露天煤矿划分3个采区开采，分别为首采区、二采区、三采区。

首采区于1997年11月开始基本建设，2003年达到设计产量10.0Mt/a。

为扩大产能，自2005年11月开始向南扩工作帮，使工作线长度达1500m，改扩建后的产能达20.0Mt/a。

预计2016—2017年首采区上部剥离台阶将逐步到界，首采区将转向二采区作业。

由首采区向二采区转向过渡是一项复杂的剥采工程接续过程，转向过渡需要一段较长的时间。

由于二采区开采是从地表开始，存在较大的“基建剥离量”，给整个过渡期生产带来极大地不便。

如果过渡期剥采工程进度计划安排不当，将会导致露天矿采煤接续不上，或煤炭产量急剧下降，年剥离量大增，生产剥采比过大甚至超出经济合理剥采比，使露天矿经济效益下滑，甚至出现亏损。

因此，对安家岭露天矿转向过渡期剥采比优化进行研究是十分必要的。

1生产剥采比动态规划1.1生产剥采比动态规划基本原理动态规划法是求解多阶段决策问题的有效方法。

露天开采恰好是一个多阶段决策问题：一个阶段（计划时段）的决策影响其后各阶段的决策。

对矿石开采能力和岩石剥离能力进行优化。

该方法以计划时段为阶段变量，以最终界中未开采的模块集合为状态变量，在满足给定的矿、岩生产能力和其他约束条件下，求净现值最大的开采顺序。

图1曲线ABC表示某露天矿优化前的剥离量变化情况，曲线DEF表示优化后剥离量变化情况。

若矿山要按ABC曲线发展，不但要加大设备的投资，而且有关的投资不能充分利用；若按DEF曲线生产追求均衡剥离，必然加大早期的基建投资，导致资源浪费。

在这两者之间存在最优决策。

在DEF曲线上HK是i年最佳剥离量，GK为临界剥岩量，为设计中规定的最少剥岩量，一般根据矿山实际，按照规范，通过一定的方法得到。

GH为提前剥离量，HGJ 区域为t年累计提前剥离量。

临界剥岩量是由曲线v=f（t）插值求出。

提前剥离量是通过动态规划法计算得到的。

利用动态规划法，求出每年的最优剥离量，得到最优生产剥采比，从而正确指导矿山生产，能减少基建投资，提高机械设备利用率，获得最佳经济效益。

1.2优化数学模型收稿日期：2011-12-28作者简介：贺昌斌（1973-），男，陕西合阳人，高级工程师，工程硕士，1996年毕业于中国矿业大学采矿工程系露天开采专业，现任中煤平朔安家岭露天矿总工程师，从生产技术、经营管理等工作。

图1优化前后的剥离量对比图采矿工程３１··露天采矿技术2012年增刊1）状态转移方程。

第t年提前采出的矿石量和提前剥离的岩石量为：ΔP（t）＝P（t）-D（t）ΔV（t）＝V（t）-X（t）ΔP（t）、ΔV（t）—分别为第t年提前采出矿石量和提前剥离的岩石量；P（t）、V（t）—分别为第t年实际采出的矿石量和实际剥离的岩石量；D（t）、X（t）—分别为第t年临界矿石量和临界岩石量。

2）约束范围与边界条件。

V1（t）≤V（t）≤V2（t）P（1）=0、V（1）=0V1（t）—为某状态下第t年内累计临界剥离岩石量；V2（t）—为某状态下第t年内累计极限剥离岩石量；n—为矿山开采年限。

3）目标函数。

最小费用原则J1（t+1）=Min1≤i≤n tC（t）α+J1（t≤≤）J1（t）=0，1≤i≤nJ1（t）—从第一年初到第t年初某状态下的累计最小费用；C（t）—某状态下第t年内最小开采费用；α—贴现率。

2安家岭露天矿分区开采剥采工程动态优化2.1安家岭露天矿分区开采过程分析安家岭露天矿在接续过程中两个采区的开采速度要相互配合，如果二采区开采速度太快，导致基建投资过大，浪费资源；如果二采区开采速度太慢，导致生产系统不协调。

两个采区开采速度的调整是个动态过程，需在最快与最慢之间寻求最优解，使整个矿山开采连续，剥采比均衡，获得更大的经济效益。

表1是安家岭露天煤矿不同接续方案不同接续位置接续期间剥采比变化情况。

结合各方案开拓运输系统确定接续方案为L型接续方案，接续位置为工程位置21，且当首采区矿山工程发展到工程位置21时，其上部剥离台阶即将到界，富余设备可调入二区作业。

2.2安家岭露天矿过渡期间生产剥采比优化安家岭露天矿分区开采动态优化模型如下：1）阶段变量与状态变量。

在三维矿山模型基础上进行量表和地质分析，结合一系列技术参数，进行地质模块划分，利用动态规划法，通过动态分析，以时间为阶段变量，单位为年，阶段变量为：j=1，2，3…k，…。

每一年的工程位置为状态变量，第j年整个采区的状态集合为：λj=｛λ1j，λ2j｝首采区、二采区第j年的状态分别为：λ1j=｛λ1j(1)，λ1j(2)，…｝、λ2j=｛λ2j(1)，λ2j(2)，…｝2）决策变量。

首采区、二采区每一年都有不同矿岩组合构成某一阶段的决策，第j年的整个矿山决策集合为：u j=｛u1j，u2j｝首采区、二采区第j年的决策分别为：u1j=｛u1j(1)，u1j(2)，…｝、u2j=｛u2j(1)，u2j(2)，…｝首采区、二采区在λ1j、λ2j状态下有N1k、N2k个决策，其决策集合分别为：u1j［λ1j（k）］=｛u1j［λ1j（k），1］，u1j［λ1j（k），2］，…u1j［λ1j（k），N1k］｝u2j［λ2j（k）］=｛u2j［λ2j（k），1］，u2j［λ2j（k），2］，…u2j［λ2j（k），N2k］｝其中，首采区：u1j［λ1j（k），1］=｛x1j［λ1j（k），1］，y1j［λ1j（k），1］｝u1j［λ1j（k），2］=｛x1j［λ1j（k），2］，y1j［λ1j（k），2］｝┇u1j［λ1j（k），N1j］=｛x1j［λ1j（k），N1j］，y1j［λ1j（k），N1j］｝二采区：u2j［λ2j（k），1］=｛x2j［λ2j（k），1］，y2j［λ2j（k），1］｝u2j［λ2j（k），2］=｛x2j［λ2j（k），2］，y2j［λ2j（k），2］｝┇u2j［λ2j（k），N2j］=｛x2j［λ2j（k），N2j］，y2j［λ2j（k），N2j］｝x1j［λ1j（k），n］、x2j［λ2j（k），n］—首采区、二采区在第j年内λ1j（k）、λ2j（k）状态下，第n个决策分别采出的矿石量。

y1j［λ1j（k），n］、y2j［λ2j（k），n］—首采区、二采区在第j年内λ1j（k）、λ2j（k）状态下，第n个决策分别剥离的岩土量。

3）目标函数递推方程。

J j min（t+1）＝Min1≤i≤n tC j W jαt+J j min（t┇┇）W j（t）=E j（t）n ti=1ΣE i（t）E j（t）=α1h1+α2h2+α3h3表1安家岭露天煤矿不同接续方案不同接续位置接续期间剥采比变化情况接续方案接续位置剥采比/m3·t-1L型接续方案2021225.5985.5045.576扇形接续方案2022238.1447.1157.115拉沟方案2122246.6286.3766.759注：剥采比为均衡后的生产剥采比。

采矿工程３２··露天采矿技术2012年增刊（上接第30页）沟3车道，改成2车道，西南侧翼内排土场将压掉一排车道，增大内排容积。

1345水平升至1375水平后，经计算各排土平盘新增排土容积见表1，排土剖面图见图3。

综上所述，经过改造后，南翼一侧内排土场可增加排土容积961.56万m 3，可极大缓解内排空间不足的压力，减小因排土空间不足而不得不将物料提升到较高排土平盘排弃所消耗的燃油成本。

表1排土容积计量表平盘水平1345-13751375-14051405-1435排土容积321.96267.6372万m 3h 1=（R 1i （t ）+R 2i（t ））O t-（ts =1Σ（R 1i（t ）+R 2i （s ））ts =1ΣO s+1h 2=（R 1i （t ）Q ti -ts =1Σ（R 2i（s ）ts =1ΣQ s+1h 3=（R 2i （t ）O t -ts =1Σ（R 2i （s ）ts =1Σ（Os-Q s t）+1α1+α2+α3=1，0≤α1，α2，α3≤1α1，α2，α3—全矿、首采区、二采区为保持生产稳定的系数；W j —露天矿第t 年在状态j 下的综合稳定系数；h 1，h 2，h 3—为全矿、首采区、二采区生产剥采比的变化；E j （t ）—露天矿第t 年在状态j 下的生产剥采比综合变化。

优化计算参数为：α=70%，α1=0.3，α2=0.35，α3=0.35，生产成本为140.05元/t 。

按照首采区、二采区开采程序，兼顾矿岩搭配关系，进行剥采动态优化，在生产平稳原则下求解。

应用MATLAB 编程计算，以追求最佳矿岩搭配为目标进行剥采优化，保持整个矿山生产平稳。

求出每年的最优剥离量，得到最优的生产剥采比。

首采区与二区开采动态优化计算结果见表2。

3结论剥采比能直接反映露天矿的生产效益，它受到矿山境界、矿体赋存条件、开采工艺、开采程序等因素的影响，决定着露天矿生产经济效果。

生产剥采比是由露天矿剥离岩石量和采出矿石量组成，剥采比优化就是处理剥离岩石量与采出矿石量的搭配关系。

论文建立了安家岭露天矿分区开采动态优化模型，在保持整个矿山生产平稳原则下，优化了首采区、二采区每年的采剥矿石量和岩土量，使剥采关系达到最佳效果。

过渡之前，调节首采区的年剥采量趋于平衡；过渡时期，将大量剥离向二采区转移，保持整个采区剥采量平稳；过渡后，二采区年剥采量均衡发展。

最终实现了整个矿山的年剥采矿岩组合最佳，剥采比最小，从而取得良好的经济效益。

参考文献：［1］刘如成，刘峰，许昌.安家岭露天煤矿开拓运输系统优化［J ］.露天采煤技术.2008，（4）.［2］陈俊智.露天矿生产剥采比的优化与控制［D ］.昆明理工大学，2002.［3］黄光球，云庆夏.露天矿分期开采CAD 优化设计系统［J ］.北京科技大学学报.Vol.16：29-35.［4］历永建.露天矿经济合理剥采比和最优开采深度的研究［D ］.昆明理工大学，2002.［5］冯杰.黄力伟.数学建模原理与案例［M ］.北京：科学出版社，2007：97-112.［6］于汝绶，露天矿设计理论的新发展［J ］.中国矿业大学学报，2004，32（1）：22-26.［7］伍绍泽.兰尖铁矿兰营徐采场中深部开采合理生产剥采比的研究［D ］.昆明理工大学，2002.表2首采区与二区开采动态优化计算结果年号1234567891011121314151625.025.025.025.025.025.025.025.025.025.025.025.020.818.03.3133.0133.0133.0133.0133.0133.0133.0133.0133.0130.035.026.023.016.033.05.325.325.325.325.325.325.325.325.325.201.401.041.110.8910.004.27.021.725.0398.0109.0110.0117.0100.0133.026.1916.714.615.325.325.325.325.325.325.325.325.325.325.325.325.325.325.325.325.32首采区采矿量/百万t 剥岩量/百万m 3首采区剥采比/m 3·t -1二采区采矿量/百万t 剥岩量/百万m 3首采区剥采比/m 3·t -1全区剥采比/m 3·t -1≤≤≤≤≤≤≤≤≤≤≤≤≤≤≤≤≤≤≤≤≤≤≤≤≤≤≤≤≤≤≤≤≤≤≤≤≤≤≤≤≤≤≤≤≤≤采矿工程３３··。