采矿施工组织设计

1 玉溪大红山矿业有限公司 400 万 t/a 采矿工程生产持续东上南采区采矿项目 五、矿山开采施工组织设计 编 制： 审 核： 批 准： 九冶建设有限公司 二一五年七月 2 目 录 五、矿山开采施工组织设计 1 前 言 4 一、编制依据 .4 二、编制原则 .5 第一章 项目概况 5 第一节 项目简介 .5 第二节 项目概况 .6 第三节 采矿工程内容 .10 第四节 施工部署及准备 11 第五节 项目施工原则和目标 12 第二章 施工组织管理机构 .13 第一节 项目组织机构 13 第二节 劳动力组织模式 14 第三章 采矿方法 .15 第一节 采矿方法选择 .15 第四章 采切工程施工 24 第一节 采切掘进施工 .25 第二节 巷道支护施工 .36 第五章 施工辅助设施 .42 第一节 压风系统 .42 第二节 供水系统 43 第三节 通风、防尘系统 .44 第四节 供电系统 .45 第五节 排水系统 .46 第六章 工程质量保证措施 46 第一节 质量目标 46 第二节 质量承诺 46 第三节 工程质量保证措施 47 第七章 产量、工期保障措施 50 3 第一节 产量承诺 .50 第二节 产量、 工期保证措施 .51 第八章 施工安全措施 60 第一节 安全生产目标 .60 第二节 安全承诺 .60 第三节 安全措施计划 .61 第四节 安全生产保证措施 62 第五节 安全生产突发事件应急处置预案 .68 第九章 文明施工措施 .77 第一节 文明施工承诺 77 第二节 文明施工保证措施 78 第十章 施工环保措施 .79 第一节 施工环保措施目标 79 第二节 环保防治措施 .79 第十一章 冬雨季施工措施 .81 第十二章 施工临时设施布置 .83 第一节 地表临时设施 .83 附表一：拟投入本项目的主要施工设备表 84 附表三：劳动力计划表 86 附表四：计划开、竣工日期和施工进度示意图 88 附表五：施工总平面图 89 附表六：临时用地表 90 4 前 言 一、编制依据 1、玉溪大红山矿业有限公司 400 万 t/a 采矿工程生产持续东上南采区 采矿项目招标文件（招标编号：YNZZZB-2015-0156）及答疑。 2、玉溪大红山矿业有限公司 400 万 t/a 采矿工程生产持续东上南采区 采矿项目招标技术文件、工程量清单、及昆明有色冶金设计研究院设计施 工图。 3、施工现场实际情况 4、国家颁布的现行矿山施工有关规范、规程及验收标准： 中华人民共和国安全生产法 中华人民共和国矿山安全法 金属非金属地下矿山安全规程 （ GB16423-2006） 爆破安全规程 （ GB6722-2011） 建设工程安全管理条例 （国务院令第 39 号） 有色金属矿山井巷工程施工规范 （GB50653-2011） 锚杆喷射混凝土支护技术规范 （GBJ500862001） 有色金属矿山井巷安装工程施工规范 （GB 50641-2010） 有色金属工业安装工程质量验收统一标准 （GB50654-2011） 矿井水文地质规程（试行） 工程测量规范 (GB500262007) 施工现场机械设备检查技术规程 （JGJ1602008） 工程建设施工企业质量管理规范 （GB/T50430-2007） 建筑工程施工质量验收统一标准 （GB50300-2001） 施工现场临时用电安全技术规范 （JGJ46-2005） 建设工程文件归档整理规范 (GB/T50328-2001) 5 建设工程项目管理规范 (GB/T50326-2001) 二、编制原则 1、本施工组织设计作为指导施工的科学依据，按照安全第一、技术合 理、工艺先进、措施得力、优质高效、质量保证、确保 230 万 t/a 的生产 能力，充分体现安全上有保障、技术上可行、经济上合理、满足采矿生产 能力的原则。 2、根据矿山现已形成的采切基建工程布置、设计采矿方法、年生产能 力、业主方所提供采矿生产设备以及我方现有的施工设备，结合我单位的 实际采矿技术、劳动力安排组织和材料投入、项目管理机构配置等诸多因 素充分考虑，突出科学性及可行性。 3、遵循科学、合理、周密、结合现场的施工原则：利用现有井巷工程， 减少掘进工程量；充分回采矿石资源；充分考虑提高矿石回收率，降低矿 石损失率，降低矿石贫化率，降低采矿成本，实行网络控制，抓好关键线 路工程施工，确保采矿技术经济指标和采矿生产目标的实现。 4、合理配置资源，配备工程施工经验丰富的各类技术、安全管理人员 进行管理监控，及时统筹协调处理问题，确保人、材、物、设备的科学合 理利用。实现优质高效、安全文明生产。 第一章 项目概况 第一节 项目简介 1、工程名称：玉溪大红山矿业有限公司 400 万 t/a 采矿工程生产持续 东上南采区采矿项目。 2、招标编号：YNZZZB-2015-0156。 3、项目地点：云南.玉溪.新平.戛洒. 玉溪大红山矿业有限公司矿区。 4、设计生产规模：230 万 t/a 采矿工程。 6 5、矿山生产准备期、合同期限： 矿山生产准备期：合同签订后 60 天内具备供矿条件； 合同期限：本项目采矿主合同期限为 10 年或招标范围内矿石采完为止， 合同每三年一签，承包人按约定完成首次的所有承包工作内容后双方协商 签订下一期承包合同。 1、工程质量要求：达到招标文件第五章“技术文件和技术要求” 。 2、承包方式：工程施工总承包。 第二节 项目概况 1、矿区交通地理 大红山铁矿位于云南省玉溪市新平彝族、傣族自治县戛洒镇，地理坐 标东经 10139，北纬 2406，在紧靠哀牢山脉东侧的戛洒江（红河、 元江上游）东岸。矿区往东有公路通往新平县城（87km） 、玉溪市（179km） ， 昆明市（282km） ，往西有公路至楚雄市（178km） 、昆明市（344km） 。从矿 区经新平、玉溪至昆钢本部公路距离 260km，至戛洒生活区 10.5km，对外 交通方便。 2、矿区地形、气候 矿区标高 600m1850m，属侵蚀剥蚀山地地形，切割深，起伏大，网 状沟谷发育，曼岗河、肥味河、老厂河从矿区流过，汇合为浑龙河，在矿 区西南约km 处注入戛洒江。河水流量受降雨量控制，变化很大。年平均 气温 23.5，最高气温 45，最低气温，年降雨量 700mm1200mm， 平均 930mm，大气降雨集中于月，多以阵雨、暴雨形式降落。年均蒸 发量 1270mm，月最大，占全年总蒸发量的 40，月份最小，仅 占 5%。据地质报告提供的资料，矿区风向以西及南西西风为主，最大风速 可达 1418m/s。 3、工程概况 7 400 万 t/a 采矿工程生产持续东上南采区开采对象为 400m 标高以下的 1 矿组，赋存最低标高 25.72m，埋藏深度 362.48m988.31m。平面上东 西向分布于 A39A24 间，东西向长约 1500m，南北向分布于纵线北 200m纵线南 400m 间，南北宽约 600m。据昆勘院最新提交资料 400 万 t/a 采矿工程生产持续东上南采区开采范围内 160m-400m 标高共有地质矿量 9488 万 t,平均 TFe 品位 44.09%。 4、 工程地质 4.1、地质特征：矿区位于滇中中台坳南端，界于北西向(红河)断裂与 南北向(绿汁江)断裂夹持的三角地带。区域成矿地质条件好，主要产出火 山沉积变质型矿床，其次有沉积变质、沉积和热液型矿床，计有铁、铜、 金、煤及石灰石等十余个矿种。 4.2、地层构造：大红山矿区分基底和盖层两套地层，盖层为上三叠统 干海子组（T3g）及舍资组(T3s) 以陆相为主的海陆交互相砂页岩建造，广 范分布于矿区四周山岭地区；基底为早元古代大红山群(Ptd)，系富含铁、 铜的浅中等变质程度的钠质火山岩系，属古海底火山喷发沉积变质岩 系(是区内铁铜含矿地层)。基底地层出露于老厂河、曼岗河、肥味河河谷 及其两岸山坡地带，由五组十八个岩性段构成。 矿区主要构造分为东西向及北西向两组，东西向构造是矿区含矿系的主 干构造，形成时间早，由一系列褶皱及断裂组成，既是成矿构造也是控矿 构造。有底巴都背斜及其南翼的次级红山向斜、肥味河向斜及 F1、F2 等断 层；北西向构造主要展布于矿区西南部，由一系列断层构成，其中 F3 断层 为矿区东、西两矿段的自然分界线，F4 断层为深部铁矿西南的自然边界； 东西向的 F1 断层为深部1 铁矿组的南界，F2 断层为浅部铁矿与深部铁矿 的分界线；南北、北东向构造区内不明显。 4.3、环境地质：矿区内山高谷深坡陡，覆盖层厚，风化强烈，水系发 8 育。地处通海石屏地震活动带和长期反复活动红河断裂边缘，具有地震 活动和滑坡、崩塌、泥石流等不良地质现象。区内河流雨季常发洪水，浑 浊，含砂量大，其势迅猛，易造成人身伤亡和财产损失。雨季施工的地表 工程容易引起滑坡而产生泥石流带来的危害。 4.4、矿体规模及分布：400 万 t/a 采矿工程生产持续东上南采区采矿 项目的主要开采对象为深部铁矿1 矿组，该矿组由四个矿体(层)组成。矿 体位于曼岗河南岸。分布于 A25A43线，南以 F1 断层为界，北至 F2 断 层。受大红山向斜的控制，矿体呈一轴向近乎东西向延伸的断块向斜产出， 总体东高西低、中部厚边部薄、南北翘起、似船型，矿体东西长 1969 m， 南北宽 440m640m，面积 1.02 km2，埋深 362.48m988.31m，标高为 25.72m945.00m。产状与围岩基本一致,倾伏方向南西（倾伏角 A40以西 521,A41A41线间 4168,A41线以东为 20左右）。向斜 轴部产状平缓，南翼倾角 40，北翼倾角 15左右，南北两翼平均 18。 矿体厚度 2.62m221.61m，平均 72.58m。经探明 111b 级（贫+富）矿石量 9488 万 t,平均 TFe 品位 44.09%，其中:富矿 5265 万 t,平均 TFe 品位 50.55%； 贫矿 4223 万 t,平均 TFe 品位 36.04%；2M11 级表外矿矿石量 670 万 t,平均 TFe 品位 27.56%。矿石类型有磁铁矿、赤磁铁矿、磁赤铁矿和赤铁矿，以 混合型矿石类型为主，各种类型均出现有大量的贫矿、富矿石及少量的表 外矿。 5、矿床开采技术条件 5.1、矿岩稳固：矿区内风化作用深度一般在百米以内，各地层全风化 带深度不大，而以半风化带发育为特征。风化裂隙一般规模小，裂隙率 0.83 条/m3.15 条/m。矿体产于红山组浅色变钠质熔岩中，含矿围岩为浅 色块状含磁铁变钠质熔岩、绿泥石化变钠质熔岩。矿体顶底板围岩除少量 绿泥片岩、角闪黑云片岩和接触带部位的蚀变辉长辉绿岩稳固性较差外， 9 一般稳固性好。工程地质条件的复杂程度应属于中等类型。 5.2、矿岩物理力学性质 名 称 单位 II1矿体 备 注 t/m3 3.70平均体积密度 矿石 岩石 t/m3 2.90 松散系数 矿岩 1.60 M 36.28102.38抗压强度 : 矿石 岩石 M 59.33119.54 自然安息角 : 矿石 4610 内摩擦角 : 矿岩 37594746 5.3、地热：大红山群弱裂隙含水层为储热层,三叠系干海子组泥岩为 隔热盖层,为储热创造了条件, 深部独头工作面，坑内温度曾达 32.0以上， 甚至有达到 36.0，地热对正常生产一般无明显影响危害，但在通风不良 地段会对作业带来不利影响。由于 400 万 t/a 采矿工程生产持续东上南采 区开采地段埋深加大，地热影响将会加重，需采取必要的降温措施。 5.4、岩爆：400 万 t/a 采矿工程生产持续东上南采区开采深度达到 700m1000m，从矿岩的抗压强度、抗拉强度、RQD 值等分析，具有发生岩 爆的条件，巷道掘进和采矿过程中，应加强监测，采取有效措施，预防岩 爆造成安全危害。 6、采矿公辅系统条件 6.1、通风：除系统通风区域外，局部通风设施由我单位自行购买、安 装及运营维护。必须使用阻燃风筒和阻燃电缆，风机为矿用风机。 6.2、压气：压气设备、设施均由我单位负责购置、安装（370m、340m 分段已建好空压机硐室） ； 6.3、坑内供水：现 340m、370m 采矿分段南北沿脉干线已建成供水系 统,我单位负责沿脉干线至工作面水管、水表的采购、按相关规范安装、维 10 护；生产持续分段的供水搭接点为盲竖井马头门，马头门至工作面水管、 水表、闸阀等采购、安装、维护由我单位负责。 6.4、排水：我单位负责采区内生产废水排至斜坡道水沟流入 180m 中 央排水泵房。 6.5、供电：现高压电已供至变电硐室，变电硐室出线柜以后供配电设 施及阻燃电缆均由我单位自行购置、按相关规范安装。 第三节 采矿工程内容 1、招标范围工程内容 大红山铁矿 400 万 t/a 采矿工程生产持续东上南采区采矿项目 II1 主 矿组 280m-300m 标高 A32-A38勘探线间、300m-400m 标高 A34E-A38勘探 线间、N1勘探线以南所有矿体的采矿生产及切割天井、溜井联道等掘支 工程（东上采区 N1勘探线对应的回采进路在本招标范围内） ，具体内容如 下： 1.1、采矿生产工作内容包括:采区内的中深孔凿岩、爆破落矿、二次 爆破、铲装出矿至采区溜井并放至 180m 水平矿车；负责采区溜井堵塞处理、 180m 卸载站、40m 卸载站、0m 破碎硐室放矿口的大块矿石处理；负责采区 内的安全管理、采区局部通风、采区内巷道维护（路面、撬毛、管缆、水 沟的清理及维护）、180m 运输水平放矿设备及溜井的维护检修、采区生产 所需的供排水、供电、照明设施的维护、现场文明施工等工作； 南采区分段储量估算总表 富矿 贫矿 表外矿 小计 分段 矿量 （t） 品位 （%） 矿量（t） 品位（%） 矿量（t） 品位（%） 矿量（t） 品位（%） 370-400 3768609 51.10 2287195 37.53 8690 25.49 6064494 47.47 340-370 2560482 50.59 2793891 37.05 38452 26.64 5392825 46.14 320-340 1747827 49.97 1818213 37.29 8332 25.98 3574372 42.77 11 300-320 1378044 50.04 1726156 36.57 24250 26.47 3128450 40.73 280-300 925800 49.51 1914690 34.53 96433 26.69 2936923 38.62 合计 10380762 50.58 10540145 36.28 176157 27.39 21097064 43.00 1.2、370m 分段切割天井施工（工程量约 30m /120m，断面 2*2）； 1.3、380m 有轨运输中段 N1勘探线以南切割槽中孔施工、爆破及铲 装出矿。 第四节 施工部署及准备 一旦我公司中标，我们将严格按照招标文件要求，充分做好项目开工 的总体部署及前期准备工作。施工方案将着眼于从全局统筹安排，注重整 体效果，忙而不乱，以理清施工步骤，施工程序为主线，分阶段、突出重 点、明确目标、进行网络控制管理，以实现生产任务总体目标。将本项目 分为三大阶段进行，各阶段控制的重点内容如下 ： 1、施工准备阶段（8 天） 1.1、完成承包合同谈判及签订合同； 1.2、组织人、材、物等施工资源进场。一周内组织项目部管理人员： 采矿、地质、测量技术人员、物资供应人员及相应设备迅速进入施工现场, 其余人员和设备根据准备工作进展以及施工进展情况按计划陆续进场； 1.3、完成中标采矿区域风、水、电、照明、动力电缆安装敷设； 1.4、进行图纸会审和技术交底。组织采矿、地质、测量技术人员现场 勘测，认真审阅设计要求和施工图纸,学习技术规范,编制中深孔、爆破、 铲装出矿、运输、放矿等分项工程作业指导书、管理流程和详细的安全技 术交底内容，准备好各种技术资料和表格,办理开工报批手续。 1.5、编制采矿安全、质量、进度、文明施工等技术管理措施。 1.6、开展安全技术教育培训。学习各项安全操作技术规程、玉溪大红 山矿业有限公司各种管理规章制度、项目生产安全规章制度。 12 1.7、组织对各分项工程（作业工种）进行安全技术交底，确保规范作 业、生产安全。 1.8、开工后 60 天内具备供矿条件。 2、项目施工阶段（按合同要求执行） 2.1、严格按照本施工组织设计组织生产作业，抓好关键线路及关键工 序管理，做好生产组织协调工作，确保生产能力及目标的实现； 2.2、抓好项目安全、质量和采矿产量过程管控，及时纠偏； 2.3、服从发包人的生产指挥、调度协调，完善生产过程的各工序管理 体系、控制体系。 2.4、抓好现场安全文明生产的规范管理； 2.5、按照招标人的要求，收集整理提交完整的相关技术资料； 2.6、按照采矿技术管理规定，提高采矿回收率，尽量降低废石混入率。 3、竣工验收阶段（30 天） 3.1、项目结束后，及时清理现场，首先自检自查，完备竣工资料，达 到验收条件后，及时上报招标人组织验收； 3.2、在项目交工验收合格后 15 天内提交竣工资料，移交归档备案工 作； 3.3、资料归档后 15 天内完成竣工结算上报工作。 第五节 项目施工原则和目标 1、项目施工原则 1.1、严格遵守发包人相关管理规定和矿山安全生产原则； 1.2、严格遵照设计施工、执行安全第一，满足生产能力、质量要求； 13 1.3、提高矿石回收率，降低矿石损失率，降低矿石贫化率，降低采矿 成本，提高采矿经济效益； 1.4、采用无轨设备机械化、提高劳动效率，减轻劳动强度，满足生产 能力。 2、项目施工生产目标 2.1、质量目标：达到发包人的生产技术管理要求，符合现行矿山井巷 工程施工及验收规范、行业相关标准和国家规范的要求，无质量事故。 2.2、生产目标： 不低于 230 万吨/年，力争达到 250 万吨/年。 2.3、安全目标：杜绝重大伤亡事故，实现“五无”(即无死亡、无重 伤、无机械伤害、无中毒、无爆破)，轻伤事故频率控制在 0.5以内。 2.4、文明施工目标：贯彻标准化管理，生产作业现场达到规范齐全、 整洁、无安全隐患。 2.5、环保目标：全面控制生产、生活废水、废弃物，不对周围产生影 响。 第二章 施工组织管理机构 为满足采矿生产能力，本着精干、高效的原则，我公司组织实践经验 丰富、业务能力强、综合素质高的技术、管理人员及具有丰富的采矿经验 的施工队伍完成本合同的施工任务。按项目法组建管理机构，全面负责实 施本项目的施工生产组织任务，人员配置如下表所示。 第一节 项目组织机构 14 天溜井掘进队 （3 支） 第二节 劳动力组织模式 在项目经理部的统一组织协调下，主要施工设备、机具、管理技术力 项目经理部 项目经理 设备副经理 中深孔作业队（6 支） 安全环保部 质量管理部部 综合办公室 技术管理部 物资供应部 机电管理部 经营管理部 安全生产副经理 总工程师 出矿作业队（4 支） 爆破作业队（3 支） 设备维修作业队（3 支） 15 量、劳动力统一调配。做到各类资源合理利用。 1、劳动作业制度 （1）为了便于统一协调组织，固定作业人员上下班路途时间，施工生 产采用“三八工作制” ，爆破、通风排烟后即转入出矿工作，出矿完成后进 入下一个爆破准备。 （2）技术人员采用自行调节技术服务工作，以不影响正常生产循环工 作为原则。管理人员则采取跟班、轮班等值班制度。其他后勤辅助人员可 实行“三八”轮班工作制度。 2、动力配备 劳动力配备的原则是满足“三八工作制”施工作业的要求，以完成当 日产量为原则。 （1）施工生产中抓好各工序的紧密衔接工作。 （2）配备采场、巷道支护队伍。 （3）配备足够的专业设备维修人员、后勤辅助人员。 第三章 采矿方法 第一节 采矿方法选择 大红山铁矿 400 万 t/a 采矿工程生产持续东上南采区开采范围为 II1 主矿组 280m-300m 标高 A32-A38勘探线间、300m-400m 标高 A34E-A38勘 探线间、N1勘探线以南所有矿体。储量约为 2109.7 万 t。采矿选择无底 柱分段崩落法。 无底柱分段崩落法技术经济指标 序号 指标名称 单位 数量 备注 16 序号 指标名称 单位 数量 备注 一 地质 1 地质矿量 估算地质矿量 万t 2109.7 地质报告提交的工业矿品位 % 44.09% 2 估算的采出综合品位 39.2% 二 采矿 1 生产规模（年产原矿量） 万 t/a 230 2 开采方式 坑采 3 开拓方式 胶带斜井辅助斜坡道+竖井联合开拓 4 采矿方法 无底柱分段崩落法 6 采矿方法主要综合指标 综合视在回收率 % 95 综合废石混入率 % 18 深孔台车台年效率 万 m/台.a 7.2 6m3电动铲运机台年效率 万 t/台.a 70 1、开采规模 400 万 t/a 采矿工程生产持续东上南采区 340m 分段以上采矿规模为 230 万 t/a,340m 分段以下采矿规模根据生产实际做相应调整（约 210-230 万 t/a） 。 2、分段高度 持续生产首采 370m、340m 分段高度为 30m，往下开采分段高则选择采 用 20m。 3、进路间距 400 万 t/a 采矿工程生产持续东上南采区工程无底柱分段崩落法选择采 用 20m 的进路间距。 17 4、施工准备 首先对切割、回采巷道断面进行实测，绘制出实测平面图（1：500） ， 实测纵断面图（1：2000） ，采矿技术人员在实测图上做出中深孔设计，地 质人员测算出崩矿品位、崩矿量及经济指标，交由总工程师审核，最后提 交业主有关部门审批后，再由测量人员在巷道内标出中深孔排距、孔距， 同时采矿技术员将炮孔设计交作业班组，并向作业班组进行技术质量交底。 施工准备结束后，首先组织人员对 380m 有轨运输中段 N1勘探线以南 轨道拆除、道渣清除。 预计工程量为：钢轨 3250m、轨枕 5450 根、水沟盖板 6500 块、道渣清 除 4100m、架空线 3250m、溜井振机及基础清除 18 台、照明设施 3250m、 管道 3250 m；轨道、振机、管道及电缆拆除后采用汽车经斜坡道运至地表 招标人指定的堆场，运距：61 Km；道渣及轨枕清除后采用汽车运至招标 人指定的地点，运距约 3 Km。 为满足中深孔施工及拉槽工作，首先清除 380m 有轨运输中段 N1勘探 线以南 8#穿脉，计划工期 8 天；恢复 370m 分段风、水、电等工作计划 7 天。 5、中深孔凿岩施工 中深孔凿岩设备采用 Sandvik DL421-15C 采矿台车钻凿上向扇形深孔落 矿，孔径为 102mm，炮孔排距 2.2 m2.6m，孔底距 3.2m3.4m，孔深控 制在 45m 以内。 首先在工作点接入照明灯具、施工用水、清除作业场地杂物，检查、处 理巷道帮壁、顶板浮石。根据在巷道内标出的炮孔排面正确停放台车，根 18 据设计炮孔位置、炮孔角度及深度进行凿岩。 在凿孔过程中，严格按凿岩安全操作技术规程 ， 设备使用安全操作 技术规程施工。凿孔时，操作人员严禁离开操作台，仔细观察钎杆的推 进速度，冲洗水返回的颜色，水流大小，一旦发生变化应停机处理或者调 整推进速度、压力等参数，严重异常现象应立即停机并报告项目部。 凿岩炮孔精度：同一排面炮孔倾角误差2，深度误差0.5m，排距 误差0.1m。炮孔凿完后，由测量人员现场验收，达不到设计要求的孔必 须重新布孔凿眼。 在凿岩过程中，操作人员必需认真、如实、专人填写施工记录，下 班后并送项目部统计部门。 6、中深孔爆破设计及说明 6.1、出矿进路炮孔布置 根据招标文件技术要求中深孔凿岩设备采用 Sandvik DL421-15C 采矿台 车钻凿上向扇形深孔落矿，孔径为 102mm，炮孔排距 2.2 m2.6m，孔底 距 3.2m3.4m，孔深控制在 45m 以内设计出矿进路炮孔。 19 出矿进路炮孔排面设计 孔深(m) 角度(度) 孔深(m) 角度(度) 进路 排号 孔号 设计 实 际 设计 实 际 进路 排号 孔号 设计 实 际 设计 实 际 534# 001 1 11.5 55 541# 001 1 11.5 55 2 20.3 70.3 2 20.3 70.3 3 25.8 78.6 3 25.8 78.6 4 31.9 81.5 4 31.9 81.5 5 34.9 87.3 5 34.9 87.3 6 34.9 92.3 6 34.9 92.3 7 31.9 99.3 7 31.9 99.3 8 25.9 101.4 8 25.9 101.4 9 20.3 109.6 9 20.3 109.6 10 11.5 125 10 11.5 125 合计 248.9 合计 248.9 6.2、爆破参数确定 1、装药量计算 （1） 、最小抵抗线(排距)W=2.2m，孔底距 3.4m（见炮孔布置图） ；每次 爆破 2 排。 （2） 、岩石硬度 f=68； （3） 、岩石基本不含水份，节理裂隙发育； （4） 、机械装药时，装药密度=0.811g/cm；取 0.9g/cm； （5） 、钻头直径为 102mm，钻孔直径 d=105107mm。实际取 105mm； （6） 、装药过程中炸药的损失率按 b=510，实际取 7.5； 2、计算所得参数如下： 20 （1） 、钻孔单位长度装药量 C=0.785d0.001=7.78kg/m； （2） 、钻孔总长度等于各钻孔长度之和（2 排）：L=521.8 米； （3） 、实际装药长度等于各孔实际装药长度之合 L（2 排）=447.8 米； 炮孔填塞长度见：炮孔填塞示意图 （4） 、装药系数 K=447.8/497.8=0.86； （5） 、总装药量 Q=CLK(1+b)=3753.10kg； 21 22 爆破参数及火工材料消耗表 设计 实际孔号 方位（） 段别（MS） 孔深 倾角 孔深 倾角 装药长度 堵塞长度 装药量 备注 1 11.5 55 11.5 55 9.5 2 73.91 2 20.3 70.3 20.3 70.3 17.3 3 134.59 3 25.8 78.6 25.8 78.6 20.8 5 161.82 4 31.9 81.5 31.9 81.5 29.9 2 232.62 5 34.9 87.3 34.9 87.3 29.9 5 232.62 6 34.9 92.3 34.9 92.3 26.9 8 209.28 7 31.9 99.3 31.9 99.3 29.9 2 232.62 8 25.9 101.4 25.9 101.4 20.9 5 162.60 9 32.3 109.6 32.3 109.6 29.3 3 227.95 10 287 MS1 11.5 125 11.5 125 9.5 2 73.91 小计 260.9 260.9 223.9 37 1741.94 设计 实际孔号 方位（） 段别（MS） 孔深 倾角 孔深 倾角 装药长度 堵塞长度 装药量 备注 1 11.5 55 11.5 55 9.5 2 73.91 2 20.3 70.3 20.3 70.3 17.3 3 134.59 3 25.8 78.6 25.8 78.6 20.8 5 161.82 4 31.9 81.5 31.9 81.5 29.9 2 232.62 5 34.9 87.3 34.9 87.3 29.9 5 232.62 6 34.9 92.3 34.9 92.3 26.9 8 209.28 7 31.9 99.3 31.9 99.3 29.9 2 232.62 8 25.9 101.4 25.9 101.4 20.9 5 162.60 9 32.3 109.6 32.3 109.6 29.3 3 227.95 10 287 MS3 11.5 125 11.5 125 9.5 2 73.91 小计 260.9 260.9 223.9 37 1741.94 23 总爆破参数及火工材料消耗表; 崩矿步距（m） 2.4 备注 矿石量（t） 10451.8 体重：3.9t/m3崩矿量（t） 废石量（t） 体重：2.9t/m3 矿石体积（m3） 2679.94崩矿体积（m3） 废石体积（m3） 地质品位（%） 49.32 崩矿品位（%） 40.7 设计视在回收率（%） 95 出矿量（t） 9929.21 出矿品位(%) 49.32 贫化率（%） 废石混入率（%） 爆破孔数（个） 20 设计孔深（m 521.8 实测孔深（m） 521.8 装药密度（kg/m） 7.78 装药长度（m） 447.8 设计炸药总用量(kg) 3753.10 粒状药 炸药单耗（kg/t） 0.36 装药系数（%） 86 起爆药量（kg） 65 MS1 10 MS3 10段别导爆管 小计（发） 20 磁电雷管 发 2 a、冲击波安全距离冲击波安全距离（m）=同段最大药量 1/3*25=308.36m b、地震波安全距离（m）=同段最大药量 1/3=44.4m 400 万 t/a 采矿工程生产持续东上南采区开采初期，首采 370m 分段， 位于东面的大部分地段处于一期开采范围之下，已形成覆盖层，位于西面 的少部分地段，要形成初始覆盖层，覆盖层可考虑采用自然崩落为主，必 要时局部强制崩落为辅的方式形成。 24 落顶采用和落矿一样的设备和崩落方式，即采用 Sandvik DL421-15C 采矿台车钻凿上向扇形深孔，孔径为102mm，炮孔排距 2.4m3.1m，孔底 距 3.5m4.5m，采用进口装药台车或装药器装粒状硝铵炸药爆破，导爆索 与非电毫秒管复式起爆，在废石覆盖层部位，爆破参数可适当取大一些。 根据覆盖层的作用，并考虑到凿岩设备的能力，设计落顶向上崩落的范围 为 30m 高。预计落顶工程量为 3 万 m/a（落顶工程量及回收率以年度采掘 计划、施工设计为准） 。 6、回采爆破 主采区各分段的切割平巷是沿南北向设于矿体中部，将矿体分为东西 两个采区，每个分段只做一次切割工作就可完成整个分段的开采。拉槽前 在切割平巷内开掘切割天井，切割天井间距按 40m 考虑（局部稍有调整） 。 在切割平巷内钻凿上向平行炮孔，炮孔完成后以每条切割天井为自由面， 切割天井两侧各约 20m 范围分 23 次爆破，适当出矿后形成切割槽。 装药前检查、清除巷道帮壁浮石。炮孔装药采用全液压装药台车，其 装药能力大于 1000kg/h，孔深较小的炮孔采用风动装药器辅助装药。装药 密度为 0.9 ，炸药类型为粒状销铵炸药。 爆破采用非电导爆雷管分段同时起爆，装药结构采用孔底反向起爆， 每个起爆药包内放置两枚非电雷管，采用微差非电雷管与导爆索复式网络 起爆。每排炮孔之间隔断位微差起爆，用磁电雷管引爆非电雷管，爆破体 形成微差挤压来降低矿石块度。以提高爆破效率。 切割槽与扇形中深孔起爆方式相同，即起爆药包放置在孔底炸药末端 朝向孔口。矿石块度应控制在小于 850mm 以下，以减少二次破碎量。中深 孔起爆时上分段超前下分段 23 步距爆破。 孔口用炮泥堵塞，长度一般为 28m。严格控制装药密度，如果密度达 不到设计要求，轻则造成大块率上升，重则会出现立槽、悬顶事故。装药 25 严格按爆破工安全技术操作规程进行。 7、回采出矿 投产后主采区其他生产持续分段可以采用两个分段同时出矿方式。每 次爆破 2 个步距，崩矿量 10451t，一台 6m3铲可以同时对 23 条进路出矿。 严格遵守放矿管理制度，出矿前制定出矿设计报甲方审批。同一块矿 各进路间均匀出矿，使各进路稳步推进，覆盖层整体平稳下降，采用截至 品位出矿，保证出矿量、出矿品位和覆盖层厚度。采区各分段矿石经铲运 机铲装后卸入矿块附近的采场溜井，溜井间距 80m100m,南采区使用 180m 有轨运输 1 号、2 号、3 号、4 号穿脉溜井。 二次爆破，回采过程中产生的大块（大于 0.85m）集中堆放，用气腿式 凿岩机凿眼，眼孔深度大于大块厚度的 1/2，装入适量岩石炸药，堵塞炮泥， 集中起爆。大块率与炮孔爆破参数设计有很大关系，如何降低大块率，降 低二次爆破成本，在以后生产中将作为一个主要课题进行研究。 出矿前接入照明，喷水湿润矿堆，检查清理巷道内浮石。保持全断面 均匀出矿，铲运机铲入深度，电铲不低于 2m，油铲不低于 1.2m，铲运机操 作手在出矿过程中严密注意矿石品位变化。出矿量或出矿品位达不到设计 要求应立即停止，并向项目部管理技术人员报告。同时，在出矿过程中做 到贫富分出，剔除夹石，块度大于 850mm 的矿、渣严禁铲入溜井，应集中 堆放处理。认真做好出矿记录，交接班记录，严格按铲运机安全技术操 作规程进行。铲运机在运行过程中，出现异常情况，应立即停止使用， 并报告项目部有关人员。 项目部设专人负责放矿管理，做好出矿记录，随时对矿堆品位取样， 统计当日出矿量、出矿品位，并上报甲方。 8、采场通风 26 采区的采场通风为：新鲜风流从主干道（主进风斜井、主斜坡道、胶带 斜井、III_IV 矿体进风竖井等）进入井下后，通过采区斜坡道和采区进风 井（340280m 4 号进风井、辅助竖井等）进入各分段 （280m、300m、320m、340m、370m）采场，清洗采场工作面的废风由各分 段回风平巷或回风井排到深部二期 1 2 回风斜井，再通过 HT1、HT2 回 风短井排到主回风系统。采场主要回风井有：340 370m 回风井、 370400m1 回风井、370m400m 北部回风平巷。 。 9、采区设备维修 施工设备一般情况下小故障在现场进行维修，较大故障拖出地表进行修 理。采区附近设立简易设备油脂存放硐室，生产现场配备相应的维修设备 和维修工具，采取三班制维修作业，施工设备每班作业后进行清洗、检查、 维修和润滑。此外，施工设备月底轮流驶到地表检修车间进行维护、维修 和保养。 第四章 采切工程施工 第一节 采切掘进施工 本项目主要为采矿，采切工程量较小，采用常规的 YT-28 高频凿岩机、 YSP-45 型凿岩机施工。 1、溜井联道施工方法 根据我单们对该工程现场踏勘及在大红山铁矿了解的地质状况，并考 虑到生产交叉影响施工及临时支护占用的时间,按月平均凿岩爆破天数30天 计，正常循环率按85%考虑，预计有效凿岩爆破实际天数为3085%=25.5天， 每天2个循环，月平均月成巷90m110m，其爆破参数计算如下： 27 1.1、爆破参数的确定 (1)、炮眼深度 l=L/（N n 1） 式中：L计划月进度，L=110m； N每月实际凿岩爆破工作天数，取N=30天 n每天完成的掘进循环数，取 n=2 次/天； 1正规循环率，1=0.85 炮眼利用率， 取=0.85 则 l 110/（302.00.850.85） 2.53(m) 取炮眼深度为2.7m，其中掏槽眼、底眼眼深度取3.0m。 (2)、炮眼间距及爆层厚度 炮眼间距取E=400mm 爆层厚度W=550mm (3)、药卷规格 周边眼 =32mm，L=200mm，g=150g； 其它眼 =35mm，L=200mm，g=200g。 1.2、凿岩爆破 凿岩：采用YT-28高频凿岩机，3842mm梅花型钻头，配 22mm、L=30003500mm 钎杆，孔深27003000mm。根据基岩的岩石物理 力学性质及巷道设计断面作炮孔设计。炮眼布置、爆破参数、爆破效果分 别如下。 采用直眼五心掏槽方式。中心空眼一个，孔深3.0m；周边孔间距 450mm500mm，抵抗线500mm550mm；辅助孔间距600mm，抵抗线 600mm650mm；底孔孔间距550mm600mm，抵抗线500mm550mm。掏槽孔、 辅助孔与巷道轴线平行；周边孔炮孔偏斜角控制在2 04 0范围内。 28 1.3、凿岩时间 根据爆破参数表：每循环凿岩炮孔总长度为152.4m，工作面配2台凿岩 机同时作业，YT-28型凿岩机平均钻进速度按10m/h，凿岩时间控制在 390min以内。 爆破参数表 装药量序 号 炮孔名称 炮孔 编号 炮孔 长度（个） 炮孔 总长 （m） 个/孔 kg/孔 小计 （kg） 爆破 顺序 起爆方式 1 掏槽 2-5 3.0 12.0 9 1.8 7.2 1 2 空气眼 1 3.0 3.0 3 辅助孔1 6-12 2.7 18.9 8 1.6 11.2 2 4 辅助孔2 13-30 2.7 48.6 7 1.4 25.2 3 5 邦孔 38-41 51-54 51- 54 2.7 21.6 6 0.9 7.2 4 6 顶孔 42- 50 2.7 24.3 6 0.9 8.1 5 采用不隅 合装药、 毫秒雷管 延时磁电 雷管起爆 29 7 地孔 31-37 55 3.0 24.0 7 1.4 11.2 6 小计 152.4 70.1 爆破效果 序 号 名称 单位 数量 序 号 名 称 单位 数量 1 炮孔利用率 % 0.85 5 每米巷道炸药 kg/m 30.48 2 循环进度 m 2.30 6 每立方炸药消耗 Kg/m3 2.06 3 循环爆破实体 m3 34.04 7 每立方雷管消耗 个/m 3 1.58 4 炸药消耗总量 kg 70.10 8 每米巷道雷管 个/m 23.47 1.4、爆破 采用1级岩石乳化炸药，周边眼药卷规格=32mm200，其它眼药卷规 格35200。一次爆破药量70.10kg。炮孔利用系数0.85，每次可崩落岩 石实体34.04m 3，循环进尺2.3m。整个装药、连线、起爆过程控制在60分钟 内完成。 1.5、爆破安全距离 （1） 、爆破震动安全距离计算 式中：R爆破震动安全允许距离，m Q炸药量，Kg，取最大一段药量取27Kg V保护对象所在地质点震动安全允许速度，cm/s m药量指数，取1/3 K与爆破点到计算保护对象间的有关系数，取200 a衰减指数，取1.50 爆破震动安全距离为56m。 30 （2） 、爆破冲击波安全距离 式中：R K空气冲击波对掩体内人员的最小允许距离，m Q一次爆破的炸药量，取70kg。 爆破冲击波安全距离为103m （3） 、爆破飞石安全距离取200m 1.6、通风 a、通风方式：采用压入式通风： b、风量计算及风机选择： 7.8 _ Q= - 3KAS 2L2 t 7.8 _ = - 30.6*71.9*14.80 2*13002 40 =491.05m3/min=8.18 m3/s 式中：K - 涌水影响系数； A - 一次爆破炸药消费量，71.9kg； S - 掘进断面，14.80m 2； L - 巷道最长，1300m；（按段掘进最长段1300m以内计算） t - 通风时间，40min。 c、风机实际的通风能力： Qn=KQ =1.2*491.05=589.26m3/min=9.82m3/s 式中：K - 漏风系数。 d、负压计算： 31 R=6.5L/d=6.5*0.00025*1300/0.9=2.35千缪 h=RKQ2g=2.35*1.2*8.182*9.8=1849.19Pa 式中：R - 风阻，千缪； - 阻力系数； d - 风筒直径，0.9m； L -巷道长，1300m； e、风机功率： Qnh 9.82*1849.19 N= - = - = 22.69Kw 1000 1000*0.8 经计算选用255KW矿用轴流通风机，配900胶皮风筒向工作面压入 新鲜风流，40分钟内可把爆破后产生的烟尘排出。通风结束后在工作面附 近进行喷雾降尘，洒水洗壁，降低有毒有害气体浓度。前期斜坡道及主采 区沿脉干线属独头掘进，采用上述通风方式，等切割天井及充填回风井贯 通后根据实际施工情况相应调整。 1.7、装岩设备及装碴时间 （1）以一个作业面计算汽车运输运力 每循环运量 Q= 34.04m32.766t/m3=94.15t； 每小时出碴量 Qh=94.15t/4/h=23.53t 碴石从 280m 岔口（各分段）斜坡道地表废石场，距离约 11.3Km，其中坑口至南部废石场距离约 0.8Km。 ，独头掘进按 1600m,合计 13.70Km；掘进碴石由承包单位自行运输，掘进付产矿按招标人指定地点堆 排。 汽车载重，取 q=15t/车 汽车平均速度，取 V=15km/h。 （2）汽车运输能力计算： A=60Q/t=1560/94.15=9.56t/h 32 式中：A汽车能力，t/h; Q汽车载重，t/车； t汽车每次来回时间，min 则：t=t 1+t2+t3+t4+t5=8+5+5+103.2+12133.2min t1装车时间，取 t1=8.min t2卸车时间，取 t2=5.0min t3调车时间，取 t3=5.0min t4运行时间，t 4=2L/V=212.9/15=1.72h=103.2min t5-每循环休止时间 12 min （3）汽车数量 按汽车运输与 ZL50 装载机配套考虑，所需汽车数量为： N=Qh/A =23.53/9.56=2.46（辆)。 取工作汽车数量 3 辆。当工作面增加时根据现场情况相应增加排碴车 辆。 （4）每循环装运时间: 通过计算得,前期施工中的碴石由装载机将废碴装到东风自卸车上，运 输到业主指定的弃碴场或井下具备充填的采空区所需汽车3辆，为确保正常 运、卸碴，每循环配备东风牌EQ141自卸汽车5辆，3辆工作2辆备用或运一 些零星材料，ZL50装载机两台，一台备用, 每循环装运时间4小时。等工作 面全面展开后增加相应铲装设备以提高排碴效率。 掘进循环图表 序号 工序名称 耗时 (h) 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 1 准备工作 0.5 2 打眼 6.5 3 装药起爆 1.0 4 通风 0.6 33 5 装碴 1.4 6 清底 1.0 小计 11.0 2、切割天井施工方法 采用普通钻爆法，由下向上施工。 钻眼采用 YSP45 型天井凿岩机进行打眼作业、乳化炸药爆破、塑料导 爆管连接至井底起爆, 采用 YR-Z 型