江西省某钼铋矿开采方案初步设计.doc

目 录 第一章 总论1 1.1 矿山概况 1 1.2 设计依据 1 1.3 矿山建设主要方案 1 1.4 存在的问题与建议 2 第二章 矿山地质4 2.1 矿区地理与气候条件 .4 2.2 矿区地质构造 4 2.3 矿脉分布、产状及规模 5 2.4 矿区水文地质 6 2.5 矿区工程地质 6 2.6 矿区环境地质 7 第三章 矿山年产量及服务年限8 3.1 矿山年产量 8 3.2 矿山服务年限的计算: .8 3.3 矿山工作制度 9 第四章 矿床开采技术条件.10 4.1 矿体及其顶、底板岩石的稳固性 .10 4.2 矿石和围岩的物理力学性质: 10 4.3 有害物质成分分析 .10 4.4 矿床开采工业指标 .11 第五章 矿床开拓（专题部分）.12 5.1 井田的划分 .12 5.2 岩体移动范围 .12 5.3 阶段高度的确定 .12 5.4 矿床开拓方法选择 .12 5.5 阶段及矿块开采顺序 .14 第六章 矿山井巷工程.16 6.1 矿山基本巷道工程 .16 6.2 平硐、井筒及阶段运输巷道断面积设计 .16 6.3 平硐、斜井及阶段运输平巷的施工要求 .20 第七章 采矿方法.21 7.1 矿床地质及开采技术条件 .21 7.2 采矿方法选择 .21 7.3 采矿方法简述 .24 第八章 矿井运输与提升.30 8.1 运输任务、方式及线路 .30 8.2 运输设备选型 .30 8.3 轨道结构与选型 .36 8.4 列车编组计算 .36 第九章 矿井通风.40 9.1 矿井通风概述 .40 9.2 矿井通风条件 .40 9.3 风量计算 .40 9.4 通风阻力计算 .42 9.5 通风制度 .43 9.6 通风设施 .44 9.7 通风设备选型 .44 第十章 矿井供风供水供电.47 10.1 矿井供风 47 10.2 矿山供水条件 47 10.3 矿井供配电 48 第十一章 矿井排水.49 11.1 矿井涌水量及其确定依据 49 11.2 排水系统及工程设施 49 11.3 排水设备选型 50 11.4 防水措施 50 第十二章 劳动安全与工业卫生.51 12.1 劳动安全 51 12.2 工业卫生 54 第十三章 矿山环境保护.55 13.1 矿山主要污染源及污染物 55 13.2 采矿车间环境及保护 55 13.3 其它污染源及环境保护 56 第十四章 总图.57 14.1 矿山地理位置及总图布置 57 14.2 矿区运输 57 第十五章 投资概算与技术经济.58 15.1 投资概算 58 15.2 技术经济 58 附录.61 参考文献.62 致谢.63 第一章 总论 1.1 矿山概况 矿区位于 xx 县县城南 30km 处，属 xx 县 xx 镇管辖。矿区地貌为低山丘陵 区，地势较陡峻，切割较深，海拔最高标高 515.1m，最低标高 270m，相对高差 245.1m，地形坡度 30左右。 区内田少山多，以林业为主，驻地村民主要种植水稻，其次为豆类，兼营 部分林副产品。采矿业是本地区重要的经济来源项目，许多青壮年劳动力长年 或农闲时在附近钨，钼矿山采矿，对发展地区经济联系，改善农民生活起了重 要作用。 矿山原有部分采矿和探矿坑道，都是平硐，但工程量不多，主要是起探矿 作用，分布在+421m、+371m 和+280m 标高，分别为 pd2、ll1 和 pd1。矿山还没 有形成完整的开拓系统，属于新建矿山。 1.2 设计依据 1.3 矿山建设主要方案 开拓系统采用平硐与盲斜井联合开拓方案，主平硐布置在+280m 中段，421 平硐、371 平硐和 321 平硐的矿石通过溜井自溜至 280 平硐，盲斜井布置在 +280m 中段 2 线西侧，斜井断面规格为 24802160，斜井倾角为 250，方位 角为 2420，井口和井底为平车场，240 中段为甩车场，斜井提升机型号为 jtp- 1.6/20，纲绳直径为 14mm，再通过电机车运送至地表。由于地形的限制，各 平硐口附近没有废石堆场，故在地表开挖并浇注一条溜槽，各平硐的废石利用 溜槽溜至+280m，然后利用汽车运输至废石堆场。 由于矿体厚度在 0.373m 之间，矿体厚度在 1 m 以上与在 1m 以下的大约 各占百分之五十，故采矿方法采用浅孔留矿法和分采充填法。浅孔留矿法矿块 沿走向布置，长 50 米，阶段高 40m m，矿块宽即矿体厚度，底柱 6m，顶柱 4m， ，不留间柱。分采充填法矿块沿走向布置，矿块长 50m，阶段高度 40 m，即 +200 米、+240 米、+280 米、+321 米、+371 米、+421 米，矿块宽为矿体厚度， 不留间柱和顶底柱。 通风方式为侧翼对角抽出式通风, 选择 k40-no.14 式扇风机，其性能参数 为：转速：1450r/min，风量 35m3/s，风压 296pa。 +280 米以上的水采用平硐自流排水，+280 米以下的水采用 dy6-25-4 型水 泵泵到 280 平硐，然后通过自流排出。 供风供电供水,采用集中供气。因为山沟里山泉较多，采用直流供水系统， 用水池储水。井下供电由主供电和保安供电两路组成。 矿山采矿主体工程集中布置在矿区内，采矿地面工业场地主要布置在+280 m 平硐口，为矿山开采服务。 风井布置在 8 线与 6 线之间，离移动带距离为 46m，处于安全地带，合乎 地表建筑物保护距离要求。 地面炸药库布置在矿体西侧的河对面的山沟内，离矿体直线距离有 378m， 距离虽然有点短，但与矿体和其他建筑物之间一座小山坡隔离，所以对地面建 筑物和井下工程影响不大。 地面变压器和空压机房安放在西侧 0 线附近，与矿体距离为 101m，离移动 带距离为 87m，处于安全地带，合乎地表建筑物保护距离要求。 溜槽布置在矿体西侧 16m 处，由于阶段回采顺序为下行式，故溜槽可以布 置在移动带之内。 坑内采用蓄电池式 xk2.5-6/48a 电机车牵引 ycc0.7(6)矿车运输，+321m 标 高以上的矿石通过溜井溜放到 280m 中段，+280m 标高以下的矿石通过斜井提升 至 280m 中段，然后电机车运输至地面矿仓。+321m 标高以上的废石通过溜槽溜 放到 280m 中段废石仓，+280m 标高以下的废石通过斜井提升至 280m 中段，然 后电机车运输至地面临时废石场。 地表运输是将主平硐口矿仓的矿石通过公路汽车运输到选矿厂矿仓，废石 通过公路汽车运送到地面废石堆场。 精矿和原材料均采用公路汽车运输。 1.4 存在的问题与建议 1.4.1 存在的问题 矿区专门性的水文、工程地质工作未做，没有专门水文地质动态观察点。 因而，给矿区含水层的划分、评价降水与地下水这间的关系和动态变化带来了 一定的困难，使采矿设计中排水计算失去依据。 1.4.2 对今后的建议工作 一 、加强矿山地质工作 本矿区勘查评价期间，虽然做了大量的地质工作，但由于地质条件较复杂， 地表出露基岩甚少，加上水平有限，可能会有许多地质问题没有解决，对已解 决的问题也有一个不断深化、补充、提高的过程。如近南北向节理带对成矿的 控制作用及其分布规律等问题还有待于进一步研究解决。 二 、加矿石综合利用的研究 研究内容主要有:1、对主产元素如何进一步研究提高回收率；2、对伴生有 用元素研究如何综合利用，加以回收，以充分利用国家矿产资源。 该矿区是以钼为主的伴生铋金属矿床，如何充分利用和回收上述矿产资源 是矿山急待解决的问题，也有必要采取措施提高选矿水平，这也是提高矿山经 济效益的关键所在，应加强这方面的综合研究工作。 继续开展矿区外围找矿工作，扩大矿山规模，提高矿山服务年限。 三 、加强地质灾害和环境污染的防治 规划废石堆放地，采取相应措施，防治砂、石下河沟，避免给下游居民和 农田造成危害。 第二章 矿山地质 2.1 矿区地理与气候条件 矿区矿权为 xx 县骏阳矿业有限责任公司登记，控矿权证界定的矿区范围面 积 15.0813k,地理坐标:东经 11503301150500,北纬 25 35302503930“。重点勘察范围面积 0.40km2。矿区位于 xx 县县城南 30km 处，属 xx 县 xx 镇管辖。矿区有荫掌山林区公路（约 8km） ，与桃江-小坌 乡级公路沟通，并与 105 国道，323 国道，xx 定高速公路，京九铁路相连，交 通极为便利。矿区地貌为低山丘陵区，地势较陡峻，切割较深，海拔最高标高 515.1m，最低标高 270m，相对高差 245.1m，地形坡度 30左右。区内植被较 发育，以灌木杂草为主，少量松、杉，残坡积物覆盖较普遍，覆盖层一般在 0.52m。 本区气候潮湿，春夏多雨，秋冬晴朗。年平均气温为 19.60c，年最高气温 39.50c，最低气温为 230c，有霜冻，无霜期 290 天。年平均降雨量 11001500mm，每年 67 月为山洪暴发期，由于植被发育，很少出现崩塌、泥 石流、滑坡等地质灾害。 2.2 矿区地质构造 2.2.1 地层 矿区地层简单，为寒武系下统牛角河组和中统高滩组，出露不全。 牛角河组（1nj）：岩性为浅灰、深灰色变余长石石英砂岩与浅灰、黑色 绢云母千枚岩互层。变余砂岩风化后呈紫色或棕黄色，中厚层状，坚硬性脆。 主要矿物为石英、长石、绢云母、黑云母等。变余砂状结构，块状构造。千枚 岩浅灰、黑色，主要由绢云母、绿泥石、少量石英组成。 高滩组（2gt）：岩性以变质长石石英杂砂岩为主，夹少量（砂质）绢 云千枚岩，是矿区钼铋矿的成矿围岩。 岩石受挤压后层理扭曲，顺层破碎带常见。岩层产状、倾向南西西或北东 东，倾角 5070。 2.2.2 构造 一、褶皱 矿区位于凤来山松柏山弧形向形构造西翼，褶皱轴向近南北向，轴面 近于直立，由寒武系下统牛角河组和中统高滩组构成。表现为次一级的褶皱或 扭曲构造十分发育，但对矿体的形成和破坏作用不大。 二、断层 矿区规模较大的断层位于矿区中部，走向近东西，横贯并切穿矿带，断裂 带宽度 310m，断层角砾被硅质胶结而成为构造岩，走向上被巨型石英脉充填。 产状：3550750。力学性质属张扭性断层。该断层属成矿后产生，切错了矿带 或矿脉，对矿脉的连续性产生一定的破坏。 矿区规模较小的断裂为走向北东东和近东南向断裂，切错矿脉，具右行平 移性质，错距较小。 三、节理 区内节理主要有三组： 1 走向 35503600，倾向东或西，倾角 800850； 2 走向 700800，倾向 34003500，倾角 450600； 3 走向 300，倾向北西或南东，倾角 600800。第 1 组节理常切穿第 2、3 组节理。 第 1 组节理非常发育，呈近平行的带状展布，是本区的容矿构造，部分被 矿液和石英脉充填，形成石英大脉型钼铋矿床。成矿裂隙主要显示为张扭性力 学性质，它们与凤来山松柏山弧形向形构造和燕山期大埠花岗岩体的上侵 具有密切的成因联系，并形成现今含钼铋石英脉和矿化标志带的空间产布形态。 2.2.3 岩浆岩 矿区范围内未出露岩浆岩，但寒武系变余砂岩普遍具角岩化特征，板岩发 育斑点状构造，其热液应该源于矿区北部的大埠花岗岩体或深部可能存在的花岗 岩体。 2.2.4 围岩蚀变 矿区近矿围岩蚀变较弱，主要是硅化、黄铁矿化，局部见有云英岩化、绢 云母化和绿泥石化。硅化和黄铁矿化与矿化关系最为密切。 2.3 矿脉分布、产状及规模 2.3.1 分布 矿区矿体呈脉状产出，赋存于燕山期大埠复式花岗岩体南部约 3km 的外接 触带寒武系中统高滩组变质砂岩中。按其空间分布，主要集中于 08 线之间， 出露标高由北而南逐渐增高。矿脉出露地表标高在+280487m 之间，已控制矿 脉的最低标高在 200m。 2.3.2 规模 按工业指标圈出矿体 1 个，矿体为中型规模，走向长 345m，倾向延深最大 达 294m，脉幅一般在 0.373m 之间。 矿区矿体含矿性较好，是一个以钼为主，伴生铋的金属矿床，具有一定的 工业价值。 2.3.3 产状及形态特征 （一）产状 矿区矿体总体走向 3550，倾向东，倾角 800850，仅局部具扭转现象，如 tc4-3 和 pd1 控制的矿体产状倾向西，产状分别为 2650800和 25002700800850。 （二）形态特征 矿区矿体形态较简单，沿走向有中间大，两端变小，略呈扁透镜状，局部 地段具膨缩或分支复合、尖灭再现现象；在沿倾斜方向上与走向上的趋势变化 有相似之处，即向下有逐渐变小直至尖灭的变化趋势。 2.4 矿区水文地质 矿区为低山丘陵地貌单元，地形切割较深，坡度较大，相对高差 255.1m。 矿区中部有一山间小溪通过，自东向西流经矿区注入桃江，洪水期最大流量为 0.5m/s，枯水期限流量为 0.1 m/s，溪流明显增加受大气降水制约。 矿区岩石主要有变余砂岩来千枚岩，节理较发育，无较大的含水构造和含 水层。大气降水在地形坡降作用下大部分变为地表迳流，注入桃江，少部分沿 节理或构造破碎带下渗。 矿区地下水主要为裂隙水和沿老窿采空区下渗的大气降水，坑道(老窿)涌 水随季节变化面加大或减小，开采时只需自然排泄即可，对坑内开采不构成大 的影响，经观察，6 月份丰水期在 371m 中段坑道(老窿)开一槽底 10、槽高 5的“u”型槽作试验，流速缓，水量不大。 综上所述，矿区无大的地表小体，地形和构造均不利于地下水的补给，气 候变化是影响水动态变化的主要因素。 2.5 矿区工程地质 矿区矿体形态较简单，产状基本稳定，总体倾向东，局部倾向西，倾向上 略呈 “s”形变化，但倾角均在 8085。矿石结构紧密、质地坚硬、稳固 性较好，利于采矿。 矿区工程岩组以坚固和半坚固岩组为主，岩石的强度和稳定性较好。矿体 顶、底板围岩为变余砂岩，少量千枚岩，岩石坚硬，成矿后断层对矿体破坏不 大。 围岩发育三组节理，密度 35 条/m，但岩块衔接紧密，不易产生脱落掉块， 采掘支护只需一般要求即可，仅局部地段(如 ll1)由于节理发育，围岩破碎， 可能会出现片帮和掉块，需要临时支护或用废石充填，以确保施工安全和减少 围岩地压。 总之，矿区开采工程地质条件属简单类型，但坑道局部冒顶片帮是重大事 故陷患地区之一，必须采取有效的措施加以预防。 2.6 矿区环境地质 矿区处于低山丘陵区，自然生态环境良好，矿山开采应以坑采为主，基本 无地表剥离量，对植被影响很小，更无泥石流、大规模滑坡等重大地质灾害的 发生，因而对生态环境影响较小。 根据中国地震烈度区划图(江西部分 1900 版)，矿区位于地震烈度小于 度带，地震对房屋、工程建筑以用矿区的稳定性破坏轻微，对坑道生产不会 构成大的影响。 第三章 矿山年产量及服务年限 3.1 矿山年产量 按合理开采顺序同时回采矿块数验证矿山年产量: (3-1) k k tg a 式中：a矿山年产量（吨/日） ； g矿房日产量（吨/日） ，留矿采矿法因局部与最终放矿的日产量同， 要求出加权平均值； n单阶段中可布置的有效矿块数（个） ； t年工作日； kk由矿房产出的矿石日产量占矿块采出矿石日产量的比重（%） ； 同时回采矿块的有效利用系数； 矿块生产能力为 50t/d，单阶段可布置有效矿块 7 个，年工作日 t 取 300 天， kk取 80%，把以上数据代入(3-1)可得出 7 4 750 200 =66666.7（t/a）200 300=60000（t/a） ，由此可见能满足矿山的年产量。a 3.2 矿山服务年限的计算: (3-2) z z j a kq 1 式中: 矿山计算服务年限（a） ； j q矿床工业储量（t） ； kz工业矿石总回收率（包括采准、切割、矿房回采、矿柱回采的总 回收率） （%） ； 废石混入率（%） ； z a矿山年产量（t/a） 。 矿床工业储量 19.61 t，工业矿石总回收率为 90%，废石混入率 4 10 5%，矿山年产量为 6.0 t t/a，把以上数据代入(3-2)可得： 4 10 （年） 1 . 3 %5160000 %901061.19 4 j 矿山实际服务年限 (3-3) nzncz 式中：tz矿山从投产到达产的时间，取 tz=0.8 年； tm矿山末期产量逐渐下降时间，取 0.5 年； tj矿山按设计生产能力正常生产的时间， zj 3 2 把相关数据代入(3-3)，可得。 年5 . 46 . 01 . 38 . 0z 3.3 矿山工作制度 年工作日采用 300 天； 每日工作班数为三班制； 每班工作时数为 8 小时工作制。 第四章 矿床开采技术条件 4.1 矿体及其顶、底板岩石的稳固性 矿区矿体形态较简单，产状基本稳定，总体倾向东，局部倾向西，倾向上 略呈 “s”形变化，但倾角均在 8085。矿石结构紧密、质地坚硬、稳固 性较好；矿区工程岩组以坚固和半坚固岩组为主，岩石的强度和稳定性较好。 矿体顶、底板围岩为变余砂岩，少量千枚岩，岩石坚硬，成矿后断层对矿体破 坏不大。 围岩发育三组节理，密度 35 条/m，但岩块衔接紧密，不易产生脱落掉块。由 此可见，矿石和围岩的稳定性较好。 4.2 矿石和围岩的物理力学性质: 矿石自然类型为原生矿石，无氧化矿矿床成因类型履带岩浆期后高中温热 液充填型脉状钼铋矿床。矿区出露的寒武系浅变质岩系以变余砂岩为主，夹千 枚岩。岩石粒细致密，性坚且脆，受外力作用易于破裂。 花岗岩是钼铋矿化的物质基础。与本区钼铋矿化有关的大埠岩体是燕山早 期多阶段的复式岩体，每一次岩浆侵入后在结晶并冷凝过程中，只要伴随有构 造成矿裂隙的产生，都可以形成钼铋石英脉矿床。含矿石英脉中的有用元素种 类与花岗岩相类似，矿脉赋存岩体外接触带上。可以说矿热液来源于花岗岩。 构造是促使钼铋成矿的条件。矿床赋存于凤来山松柏山弧形向形构造的 西翼，区域断裂为花岗岩本的侵入提供了空间和通道，南北向张性节理直接控 制了矿体的展布形态，为矿液的聚集提供了场所。 4.3 有害物质成分分析 矿石中矿物种类较多，但各类矿物含量微少，主要以脉石石英占绝对优势。 其中铋矿物以自然铋和辉铋矿为主，还有次生的铋华、泡铋矿等；钼矿物以辉 钼矿为主，微量次生的钼铅矿；其它硫化矿物有黄铁矿、黄铜矿、铜蓝、磁黄 铁矿、闪锌矿，其次有磁铁矿、纤铁矿、褐铁矿、软锰矿。 非金属矿物以石英为主，次有微量绿泥石、电气石、石榴石、绢云母、粘 土矿物。 各种矿物元素含量见表 4-1。 表表 4-14-1 各种矿物元素含量表各种矿物元素含量表 注:表中 ag 的品位单位为 g/t 由表 4-1 可知，本矿体含硫、银、砷、铅、铜等元素对人体有害的物质。 4.4 矿床开采工业指标 参照全国矿产储量委员会办公室主编的矿产工业要求参考手册 （1987） 和国土资源部钨、锡、汞、锑矿产地质勘查规范 （dz/t02012002）中对铋、 钼矿床的一般工业要求，确定工业指标如下： 铋的边界品位 0.3% 铋的最低工业品位 0.5% 最小可采厚度 0.8m 夹石剔除厚度 2m 伴生有用组分钼的工业指标参照钨矿床伴生有用组分 0.01%。 米百分值应用于脉幅小于最小可采厚度而品位较高的矿脉。 元素 mobicumnwo3fesag 品位 0.110.280.0280.0110.0382.241.0415 元素 assnpbpsio2caomgo 品位 0.0710.0570.0140.00660.410.0710.055 第五章 矿床开拓（专题部分） 5.1 井田的划分 本次设计范围为标高在+200地表勘探线范围内的 v1矿体，由于设 计范围内矿脉集中，且矿山设计生产能力为 200t/d，属小型矿山，故采用一个 井田开采。 5.2 岩体移动范围 矿区位于凤来山松柏山弧形向形构造西翼，褶皱轴向近南北，轴面近 于直立，由寒武系下统牛角河组和中统高滩组构成。表现为次一级的褶皱或扭 曲构造十分发育，但对矿体的形成和破坏作用不大。本次设计考虑开采+200m 标高以上矿石，故自+200m 标高水平按表内工业矿体上下盘以及纵向端部分别 以 650、700和 750之岩层移动角确定了各中段的围岩移动范围线，此线之内便 是矿区开采移动范围。 5.3 阶段高度的确定 由 xx 县 xx 坝钼铋矿现有的地质资料可知，该矿目前已有三处采矿和探矿 工程，即 ll1 的硐口标高为+371m，pd2 的硐口标高为+421m，pd1 的硐口标高为 +280m，为使探矿工程（主要是平硐）尽可能为生产利用，实现“探采结合” ， 确定阶段高在 4060m 之间，+421m 以上标高矿体按原有老巷阶段高 50m 来划 分，+421m 以下标高矿体按阶段高 40m 来划分，各阶段矿石量如表 5-1 所示: 表 5-1 各中段矿石量 中段矿石量（万吨）备注 +421m3.812 +371m4.032 +321m3.922 +280m3.796 +240m2.699 +201m1.345 总计 19.606 由于地质资料不详，只能粗 略计算 5.4 矿床开拓方法选择 矿区地貌为低山丘陵区，地势较陡峻，切割较深，海拔最高标高 515.1m， 最低标高 270m，相对高差 245.1m，地形坡角 300左右。矿区地层简单，为寒武 系下统牛角河组和中统高滩组，出露不全。岩石受挤压后层理扭曲，顺层破碎 带常见。矿区规模较大的断层位于矿区中部，走向近东西，横贯并切穿矿带， 断裂带宽度 310m，断层角砾被硅质胶结而成为构造岩，走向上被巨型石英脉 充填。矿区矿体出露标高由北而南逐渐增高，矿脉出露地表标高在 280487m 之间，已控制矿脉的最低标高在 200m。按工业指标圈出矿体 1 个，矿体为中型 规模，走向长 345m，倾向延深最大达 294m，脉幅在 0.373m 之间。 本次设计主要针对 v1矿体+200m 标高以上的 332、333、334 矿体进行开采 设计。在+280m 标高以上部分矿体埋藏在基准侵蚀面以上山坡内，故这部分矿 体优先考虑才用平硐开拓方案；在+280m 标高以下部分矿体可以采用盲竖井、 盲斜井、明竖井、明斜井开拓。又由地形地质图可知，矿区内平坦地形很少， 地面很难找到明井的工业场地，在+280m 标高以下部分矿体采用明竖井、明斜 井开拓的可能性几乎没有，故初步提出如下两种开拓方案，并进行技术经济比 较优选。 方案方案 1 1 脉内平硐与下盘盲斜井联合开拓脉内平硐与下盘盲斜井联合开拓 +280m 标高以上矿体采用脉内平硐开拓，平硐断面规格为 20802360， +280m 标高以下矿体采用下盘盲斜井开拓，+280m 平硐为主平硐，321 中段、 371 中段和 421 中段开采的矿石通过 xk2.5-6/48a 型电机车牵引 ycc0.7(6)型矿 车运输主溜井(溜井倾角为 870)溜放到+280m 主平硐，200 中段和 240 中段开采 的矿石利用斜井串车单钩提升至+280m 主平硐，斜井断面规格为 2480 2160，斜井倾角为 250，方位角为 2420，井口和井底为平车场，240 中段为 甩车场，斜井提升机型号为 jtp-1.6/20，纲绳直径为 14mm，再通过电机车运 送至地表。由于地形的限制，各平硐口附近没有废石堆场，故在地表开挖浇注 一条溜槽，各平硐的废石利用溜槽溜至+280m，然后利用汽车运输至废石堆场。 通风方式为侧翼对角式，风井断面规格为 20002000。 各阶段平硐口坐标为: 421 平硐：x=2833944.054, y=38607446.035,z=+421m 371 平硐：x=2833984.031, y=38607457.102,z=+371m 321 平硐：x=2834036.109, y=38607460.087,z=+321m 280 平硐：x=2834082.203, y=38607456.270,z=+280m 各中段溜井口坐标分别为: x=2833906.068，y=38607498.014, z=+421m x=2833925.129，y=38607506.210，z=+371m x=2833941.320，y=38607524.098，z=+321m x=2833960.890，y=38607536.210，z=+280m 斜井口坐标:x=2834090.081, y=38607502.181, z=+280m 斜井底坐标:x=2834090.208, y=38607502.216, z=+200m 风井口坐标:x=2833737.412, y=38607612.162, z=+453m 风井底坐标 x=2833698.352, y=38607628.332, z=+200m 方案方案 2 2 脉内平硐与下盘盲竖井开拓脉内平硐与下盘盲竖井开拓 +280m 标高以上矿体采用脉内平硐开拓，平硐断面规格 20802360， +280m 标高以下矿体采用下盘盲竖井开拓，+280m 平硐为主平硐，321 中段、 371 中段和 421 中段开采的矿石通过 xk2.5-6/48a 型电机车牵引 ycc0.7(6)型矿 车运输主溜井(溜井倾角为 870)溜放到+280m 主平硐，200 中段和 240 中段开采 的矿石利用竖井单罐笼提升至+280m 主平硐，竖井断面规格直径 2000，竖井 提升机型号为 jtp-1.6/20 ，纲绳直径为 14mm，再通过电机车运送至地表。 由于地形的限制，各平硐口附近没有废石堆场，故在地表开挖浇注一条溜槽， 各平硐的废石利用溜槽溜至+280m，然后利用汽车运输至废石堆场。通风方式为 侧翼对角式，风井断面规格 20002000。 各阶段平硐口坐标为: 421 平硐：x=2833944.054, y=38607446.035,z=+421m 371 平硐：x=2833984.031, y=38607457.102,z=+371m 321 平硐：x=2834036.109, y=38607460.087,z=+321m 280 平硐：x=2834082.203, y=38607456.270,z=+280m 各中段溜井口坐标分别为: x=2833906.068，y=38607498.014, z=+421m x=2833925.129，y=38607506.210，z=+371m x=2833941.320，y=38607524.098，z=+321m x=2833960.890，y=38607536.210，z=+280m 竖井口坐标:x=2834090.081, y=38607502.181, z=+280m 竖井底坐标:x=2834090.208, y=38607502.216, z=+200m 风井口坐标:x=2833737.412, y=38607612.091, z=+453m 风井底坐标 x=2833698.136, y=38607628.091, z=+200m 比较结果表明：方案 1下盘平硐与斜井开拓方案具有优势，平硐以下只有 两个中段，且深部矿体储量并不明朗，根据地质资料，深部矿体继续延伸的可 能性不大，也就说井筒继续延伸的可能性不大，采用方案 2 不合算，故本次设 计推荐选用方案 1。 5.5 阶段及矿块开采顺序 5.5.1 井田中阶段开采顺序 井田中阶段开采顺序为下行式。下行式回采在逐步回采过程中，可边探边 采， 表 5-2 开拓方案技术经济比较表 方 案序 号 项目单位 方案 1方案 2 1 掘砌工程量 m31486813559 可比投资万元 12081621 其中：设备万元 4386982 井巷工程万元 770923 3 年经营费万元 2315 4 优缺点 该方案石门短，投资较少， 见效快，管理简单，但年经 营费用高，斜井井筒掘进工 程量大。 该方案石门长，投资大，硐室 工程量大，但竖井井筒掘进工程 量小。 进一步探清深部矿体的赋存情况，避免资源浪费。此外，下行式可以缩短基建 时间，节省初期投资，减少投资风险。 5.5.2 阶段中矿块的回采顺序 阶段中矿块的回采顺序为后退式。采用侧翼对角式通风，又有脉内主要运 巷或沿脉平巷作为下一阶段的主要回风道，后退式回采能够保证通过端部工作 面的新风质量，形成完整的通风系统，避免通风短路或堵死现象，同时也避免 或减少采掘间的相互干扰，有利于组织安全生产。虽然后退式回采的初期基建 时间较长，投产较慢，但先里后外的开采顺序确保了开采工程的安全，能保证 减少资源浪费，加强地压的有效管理。所以阶段中矿块的回采顺序采用后退式 较为合理。 第六章第六章 矿山井巷工程矿山井巷工程 6.1 矿山基本巷道工程 矿山主要开拓巷道有斜井、平硐、人行通风天井、溜井、阶段运输平巷或 沿脉平巷、等。 表 6-1 矿山基本巷道断面及支护一览表 巷道名称平硐、斜井阶段运输巷道风井溜井 断面形状三心拱三心拱方形圆形 支护情况岩层稳固处不 支护,遇构造发 育段或断层带 钢砼砌筑支护， 支护厚度为 250mm。 一般不支护，遇岩 层不稳段采用木棚 支护，遇构造发育 段或断层带钢砼砌 筑支护，支护厚度 为 100250mm。 一般不支护，遇岩 层不稳段采用木棚 支护，遇构造发育 段或断层带钢砼砌 筑支护，支护厚度 为 100150mm。 一般不支护， 遇构造发育段或 断层带用钢砼砌 筑支护，支护厚 度为 100150mm。 6.2 平硐、井筒及阶段运输巷道断面积设计 6.2.1 平硐、阶段运输巷道断面设计 虽然平硐、阶段运输巷道担负人行、通风、材料、矿石、废石等通行和运 输，有重要的作用，但由于该矿产量不大，故平硐设计为单轨巷道。 平硐、阶段运输巷道选用三心拱形断面，轨型 11kg/m 钢轨、木轨枕。 电机车选用 xk2.5-6/48a 电机车，宽 950mm，高 h=1450mm,长 2100， 矿 车选用 ycc0.7（6）型，宽 980mm，高 1050mm。 根据金属矿山安全规程并参照标准设计，取巷道人行道宽 c=800mm， 非人行道一侧宽 a=300mm，轨距 b=600mm。 1.确定平硐、阶段运输巷道净宽 b b0=b1+b+b2 =800+980+300=2080mm 2.确定平硐、阶段运输巷道拱高 f0 f0=520mm 4 2080 4 0 b 大圆拱半径：r=0。904b0=0.9042080=1880.3mm，圆弧角 = 26 34 小圆拱半径：r=0.173b0=0.1732080=359.8mm， 圆弧角 =6326 3确定墙高 因为设计中选用的电机车是蓄电池式的,不需架线,所以只需按人行高度确 定墙高 h3 按行人高度要求确定平硐墙高 h3 (6-1) 22 35 1800(100)hhrr =1800+160-249=1711mm h5底板至道碴水平的高度，取 160mm 故平硐墙高 h3取 2000mm， 巷道净高度 h0=f0+h3-h5（6- 2） =2360mm 4.确定巷道净断面积 s 和净周长 p 确定巷道净断面积 s 和净周长 p 巷道净断面积 s= b0（0.26 b0+h2）（6- 3） 4.95m2； 巷道净周长 p=2.33 b0+2 h28.53m 平硐、阶段运输巷道断面图如图 6-1 所示： 图 6-1 平硐、阶段运输巷道断面图 6.2.2 斜井断面设计 斜井内矿车尺寸，ycc0.7(6)宽 980mm，高 1050mm 斜井净宽 b0=b+b2+b1（6- 4） =980+1200+300=2480mm 大圆拱半径：r=0.904b0=0.9042480=2241.92mm，圆弧角 = 2634 小圆拱半径：r=0.173b0=0.1732480=429.04mm， 圆弧角 =6326 拱高 f0=（6- 4 0 b 5） =620mm 4 2480 按人行高度确定墙高 h3 =1800+160-275=1685mm,取 1700mm 22 35 1800(100)hhrr 斜井的净高 mmhhfh21601601700 4 2480 5300 巷道净断面积 s= b0（0.26 b0+h2）5.42m2 巷道净周长 p=2.33 b0+2 h28.86m 斜井断面图如图 6-2 所示： 图 6-2 斜井断面图 6.2.3 溜井断面设计 按矿井日生产能力查表取尺寸:断面直径为 2m。 6.2.4 斜井井底车场设计 斜井井底和井口采用平车场形式，240 中段井底采用甩车道形式，车场断 面为变断面。 6.2.5 井筒装备及设施 (1) 轨道 根据所选的提升容器的要求，选用 11kg/m 钢轨。 (2) 道床 道床采用固定道床，用木轨枕，轨距为 600mm，因为斜井倾角为 250，轨道 需设置防滑装置，采用轨枕槽，槽深 350mm，槽底垫 50mm 厚道渣。 (3) 水沟 斜井主水沟设置在井筒底板人行侧，盖上盖板后作为人行道。断面规格宽 300mm，深 300mm。此外，井筒内每隔 40m 设一横向斜水沟，坡度为 4，以便 将井筒中的流水截至主水沟内。 (4) 人行台阶及扶手 为保证行人安全，人行道与运输道应隔开，方法是沿斜井全长每隔 2m 设一 钢轨立柱，立柱间设隔板（扶手） ，隔板（扶手）用钢管焊接而成，高度 1.2m。此外，人行道应设置台阶，台阶踏步长 800mm，高 200mm，宽 430mm。 (5) 信号及躲避硐室 在人行道一侧，每隔 50m 设置一个躲避硐室，规格为：深 2000mm，宽 2000mm，高 2000mm，井底信号硐室与安全躲避硐室分别设置。 (6) 井底水仓 在斜井最低中段设置一水仓，水仓采用巷道式，水仓体积为 800m3，水仓中 间砌一道墙把水窝一分为二，以便清理。 (7)防断绳跑车装置 采用吊挂式 20-732-00 一坡三档防跑装置。 6.2.6 风速校验 = 允（m/s）(6-6) q s净 式中: q 根据设计要求通过该巷道的风量，m3/s 允 允许通过的最大风速，按井巷硐室工程表 1-14 得 允 = 6 m/s 则通过该巷道的风速为： 平硐、阶段运输巷道风速校验 = =24.338/4.95=4.9m/s允 ,符合要求。 q s净 斜井风速校验 = =24.338 /5.42=4.4m/s允 , 符合要求。 q s净 6.3 平硐、斜井及阶段运输平巷的施工要求 平巷采用传统的钻孔爆破法进行掘进，施工的主要工序有:钻孔，爆破，装 岩和支护；辅助工序有:撬浮石，通风，铺轨，接长管线等。一次成巷，掘支平 行作业。采用 ysp45 风动凿岩机，孔径 40mm，孔深 1500mm。40mm 的一字形合 金活钻头，钎子钢钎杆。 2#岩石炸药，炸药单耗 0.325kg/t。bq100 型装药 器。装药密度 0.9，效率 360kg/h。合理布置周边孔，捣槽孔及崩落孔，以提高 井巷的成型质量。 阶段运输巷道及斜井施工方法与平硐基本相同。 采用普通法掘进溜井，自上而下进行掘进，溜井分为两间，一间为梯子间， 另一间专供积存爆下来的矿石用，其下部装有漏斗闸门，以便装车。掘进时， 每循环架设一次工作台工作台距工作面约两米左右，凿岩，装车，联线都是在 工作台上进行的，工作面便移动 68 米并移动一次安全棚，与此同时，安装梯 子平台和椽子，用隔板隔开人行和岩石间，并接长风管，钻孔采用上向式凿岩 机。 风井掘进，表土层中采用长段掘进，在一个段高内，首先从上向下掘进， 并作好临时支护，当掘完一个段高时，再从下向上在吊盘上砌筑井壁，待全井 段砌好后，再开始掘下一个井段，井段的高度多为 2040 米。井段高度的选取 要结合土层的性质，施工程序，提升方式，井颈等因素综合考虑。基岩部分可 从下向上开凿，向由下向上打反井，再自上而下刷大，基岩掘进工作包括交接 班，凿岩，装药联线，放炮通风，临时支护等工序组成，其中凿岩爆破，装岩 和临时支护是三项主工序。 第七章 采矿方法 7.1 矿床地质及开采技术条件 矿区矿体总体走向 355倾向东，倾角 8085，仅局部具有扭转现象。 矿体走向长 345m，倾向延深最大达 294m，矿体厚度一般在 0.373m，之间。 形态较简单，沿走向有中间大，两端小，略呈扁透镜状，局部地段具膨缩或分 支复合，尖灭再现现象； 在沿倾斜方向上的趋势变化有相似之处，即向下有逐渐变小直至尖灭的变 化趋势。 矿区矿体含矿性较好，是一个以钼为主，伴生铋的金属矿床，矿石中矿物 种类较多，但各类矿物含量微少，主要以脉石石英占绝对优势，其中钼矿物以 辉钼矿为主微量次生的钼铅矿；铋矿物以自然铋和辉铋矿为主，还有次生的铋 华、泡铋矿等。 辉钼矿呈鳞片状集合体为主，鳞片受应力作用发生弯曲，辉钼矿多以合体 分布于石英裂隙中，呈不规则毗邻连生，或以团块状，斑点状生长石英表面， 或附生在石英上面，有的呈薄膜状，有的生长在石英脉的脉与围岩接触处，富 集成薄层状。而在近脉壁的围岩中，辉钼矿呈细分散状分布，极少数连生，一 些辉钼矿表面有氧化铁质薄膜，一些辉钼矿还与绢云母粘土矿物，绿泥石，连 生，有的辉钼矿被除数石英钟包裹。数颗或单独个别颗粒被除数包裹。 7.2 采矿方法选择 由于矿区围岩和矿石均属于致密稳固型,宜选用空场法，可排除崩落法。而 矿体倾角 8085，矿体水平厚度（0.373.5 米） ，显然该矿体属于急倾斜的薄 矿体。经过初步比较各种采矿方法，可选“分采充填法”和“浅孔落矿留矿法” 。 方案方案 分采充填法分采充填法 矿块沿走向布置，矿块长 50m，阶段高度 40 m，即+200 米、+240 米、+280 米、+321 米、+371 米、+421 米，矿块宽为矿体厚度，不留间柱和顶底柱，架 设人工假底，假底高 4m。采准切割工作包括阶段运输平巷，通风人行天井等。 阶段运输平巷布置在脉内，在矿块中央掘进先行天井，矿块两侧边采边架设人 工顺路通风人行天井，分人员上下和材料上下两格，断面 22m2，天井倾角与 矿体倾角一样。在矿块中央架设一条矿石溜井，溜井断面采用圆形的，直径选 2.0m。回采分层高度为 1.01.2m。如图 7-1 所示： - - 图 7-1 分采充填法图 方案方案 浅孔落矿留矿法浅孔落矿留矿法 矿块沿走向布置，长 50 米，阶段高 40m，矿块宽即矿体厚度，顶柱 4m,底 柱 6m，不留间柱。阶段运输平巷道布置脉内，在矿体掘进先行天井(即天井布 置在矿体中央)，在矿块两侧架设人行天井。如图 72 所示 - - - 图 7-2 浅孔留矿法 7.2.2 技术经济比较分析 表 7-1 技术经济分析表 项目方案方案 优点1采空区高度小，两邦维护容易。 2废石混入率低，矿石损失、贫化率小。 3矿、岩分开回采，资源回收率高，也降 低了废石的运输和提升。 4 回采空间安全性高，工人作业安全。 1 结构及生产工艺简单， 管理方便。 2 ，采准工作量小，基建 工程量小、期短，效率高。 4 通风系统较好。 缺点1采切工程量大，基建时间较长，出矿工 作繁重。 2 劳动强度大，而且要建设一套充填系统， 工艺复杂，成本高。 1 工人在较大的暴露面下 作业，安全性差。 2 平场工作繁重，难于实 现机械化，积压大量矿石、 废 石易混入，提高贫化。 矿块生产能力 50t/d 5070t/d 贫化率 10.5%18.7% 损失率 1.2%3.0% 采切工程量 12.8m/kt14.8m/kt 材 料 消 耗 炸药 0.325 0.470.7(0.585) 雷管 0.315 0.170.53(0.315) 导火线 0.556 0.331.11(0.65) 坑木 0.001m3/t0.00057m3/t 据表 7-1 分析，二种采矿方法方案都是巷道式回采，其技术指标大体相同， 方案的矿块生产能力大，但方案的贫化率低，采切工程量小，综合考虑本 矿山的矿体赋存状况，矿体厚度在 0.373m，且从高到低呈减小态势，呈倒梯 形，且矿体厚度在 1 m 以上与在 1m 以下的大约各占百分之五十左右，所以采用 两种采矿方法并用的方案，上部矿体厚大的部分采用方案浅孔留矿法，下部 矿体薄的部分用方案分采充填法，以求达到经济合理的目的。 但要求采取一些措施以减少方案中浅孔留矿法所存在的问题，如:注意保 护好积压的矿石，尽量避免废石的混入，加强撬顶工作管理和加强采场通风， 强化管理，禁止携带火源和易燃物品进入井下，并且要有预防火灾措施，同时 为了爆破安全，每次起爆前安排人员在天井井口处警戒。 7.3 采矿方法简述 7.3.1 分采充填法 一、结构参数 矿块沿走向布置，矿块长 50m，阶段高度 40 m，即+200 米、+240 米、+280 米、+321 米、+371 米、+421 米，矿块宽为矿体厚度，不留间柱和顶底柱，采 用人工假底，底柱高为 4m。 二、采准切割工作 采准切割工作包括阶段运输平巷，通风人行天井等。 阶段运输平巷布置在脉内，在矿块中央掘进先行天井，矿块两侧边采边架 设人工顺路通风人行天井，分人员上下和材料上下两格，断面 22m2，天井倾 角与矿体倾角一样。在矿块中央架设一条矿石溜井，溜井断面采用圆形的，直 径选 2.0m。 单个矿块采切比的计算 h （7-1）t 1 采切 tq =6.7kt % 7 . 181 %9865 . 2 )3442 . 1 80sin 40 50( （7- t l h 采切 2） =12.8 m/kt 式中：ml86,采准切割工程量 采切 k2 . 6 ,矿块采出的矿石量 %90,矿石回收率 %7 .18,矿石贫化率 q单个矿块的工业储量 表 72 单位矿块的采切工程量 采切工程名称数量断面长度工程量 阶段运输巷道 14.9650248m3 先行天井 12238152m3 三、回采工作 回采工作主要包括：浅孔落矿(凿岩，爆破)、铺设垫层、矿石搬运、架设 顺路天井和矿石溜井、采空区充填等作