采矿工程毕业设计说明书3.doc

西南科技大学本科生毕业论文 1 设计总说明 我国磷矿储量大，开采量也逐渐增加，但近两年来由于高浓度磷复肥产量的增 加，磷矿是需求量增长的趋势更加明显。按照国家发改委对磷肥工业发展要求， “十 一五”末磷肥产量将达到 1500 万吨，预计磷矿石需求量将达到 6500 万吨。按这样的 需求，我国高品位磷矿只能满足到 2013 年。因而，我国的磷矿资源规划必须走可持 续发展的道路。本次设计根据矿山的地质资料，进行综合分析和多方案比较，最终 确定平硐溜井开拓方式，浅孔溜矿采矿法，提高回采率，最大限度地利用磷矿资源。 1、设计范围 本设计是对清平磷矿王家坪矿区 1927 勘探线赋存标高 1000m 以上磷块岩进 行的开采设计。 2、设计主要内容 矿床开拓系统设计；+1475m 中段平面开拓设计；倾角 80、厚度 4m 矿块采矿 方法设计；编制矿山基建进度计划（2.5a）和通风系统设计。 3、设计依据和设计原则 以清平磷矿提供的地质勘探资料为依据，按毕业设计大纲和指导书的要求完成 指导老师下达的设计任务书所要求的设计内容。矿山提供的资料主要有矿区交通位 置、矿区气候条件、矿区地形特征、矿床地质特征和矿石质量等。提供的图件有矿 区地形图和各勘探线的纵剖面图。设计中的某些参数是采用类似矿山的数据，以 采矿设计手册和教材为主要参考资料。 在设计过程中，遵循经济合理，技术可行，安全实用的原则。 4、设计成果 开拓系统 根据矿山地质资料设计开拓系统。因矿山地形复杂、地势陡峭所有矿体均赋存 在地面标高以上，选择平硐溜井开拓方案。 采矿方法 根据矿体倾角、厚度、围岩性质和矿石品位确定采矿方法。由于矿体属急倾斜 中厚矿体，矿体上下盘围岩中等稳固，采用浅孔留矿法开采。 通风系统 西南科技大学本科生毕业论文 2 由开拓系统和回采顺序确定通风系统为阶梯式通风，在各中段安装移动抽出式 风压机通风。 井下运输和提升、排水系统 设计矿山井下运输方式为有轨运输方式，主要运输矿石和废石。竖井采用罐笼 提升，主要用于提升材料、设备和人员。矿井水主要由各中段平硐的排水沟自然排 至地表。 编制基建进度计划表 根据三级矿量要求和开拓系统确定基建工程量，按不超过 2.5 年的基建时间编 制基建进度计划，绘制基建进度计划表。 限于本人实践经验不足、考虑问题不很全面，设计中难免存在缺漏与不足，恳 请各位老师帮助指正。 关键词：开拓系统；浅孔留矿法；基建进度；通风排水；井下运输 西南科技大学本科生毕业论文 3 general direction of design the reserves of phosphorite are very large in china, exploitation quantity is increasing gradually, but the output of high chroma complex fertilizer is increasing in latter years, the trend of the number of phosphorite requirement is much more evident. according to the requirement of phosphorite by national development and reform commission, the output of phosphorite fertilizer will reach to 15 million ton at the end of “eleven five plan”, it is estimated that the demand number of phosphorite will reach to 65 million ton. according to this demand, chinas high-grade phosphate will only be able to meet in 2013。therefore, chinas phosphate resources planning must take the road of sustainable development. based on the design of the topographic and geologic mining conditions, mine adit drop shaft exploit，shrinkage stopping with shallow hole were selected to improve recovery ratio and maximizing the use of phosphate resources . .design range this design range is qingping phosphorite wangjiaping mine between 1927exploration line and above occurrence elevation 1000m. .design main content ore deposit development system design; +1475m plane deploitation design; obliquity 80、 thickness 4m lode mining method design; institute mine capital construction plan schedule (2.5a) and ventilation system design. .design gist and principle the basement is the geological reconnoiter information by qingping phosphate provides. according to the demand of the graduation design and guide book, i accomplish the design content what the instructor demands. main information provided by the mine have mine traffic location, mine climatic conditions, mine geological features and ore quality. maps provided by mine have mine topographic map and exploration line profile maps. some parameters is similar to the data of the similar mines, mining design manual and teaching material. in the design process, i follow the principles of economically rational, technical feasibility and safety of practical to complish the design. . design results 1. development system 西南科技大学本科生毕业论文 4 according to the mining geological information, design exploit system. mine landform is complex, the terrain is steep, most orebody occurrence. above ground level, above +1000m, using adit orepass auxiliary silo development system, the shaft hoist personnel, materials and equipments.according to mine production capacity determine transportation equipment, the size of adit and shaft section, and the main chamber. 2. system of mining according orebody inclination, width of ore body, wall rock property and ore grade to determine the system of mining。because of the orebody ode packing instance intricacy, orebody inclination and width of ore body changes larger, orebody fluctuate tray wall rock moderate steady,using short hole slip min. mine farad 3. ventilation system by the development system and mining sequence to determine the ventilation system, by +1000m main adit + and +1300m middle adit into the wind, and the wind will come out through the backwind laneway. 4. underground transport, upgrade and drainage system both design mine underground haulage mode for rail haulage mode，key traffic ore and debris silo upgrade equipment is cage, mainly use to upgrading materials, equipments and personnel. mine water primarily drained by the adits gutter to the surface naturally. 5. institute capital construction plan schedule according to the three grade ore amount requirement and development system to determine the amount of capital construction, by no more than 3.5 years to institute schedule, and drawing the capital construction plan schedule. in this design, because the time is short, the task can not be completely detailed design completed. only to keep the integrity of the sections, the right design task requested by the key links in doing the detailed design, major exploit system,system of mining, ventilation system, transport and exaltation, capital construction scheduled plan. request the teacher to correct criticism. key words: development system，shrinkage stopping with shallow hole，capital construction progress，ventilation and draining water，underground transportation 西南科技大学本科生毕业论文 5 第第 1 1 章章 总总 论论 1.1 设计内容和要求 1.1.1 设计任务 本设计是根据下达年产磷矿 350kt 的任务设计的。设计井田范围：沿矿体走向 1927 勘探线；沿矿体倾向1478m 以上。 设计主要任务包括： 1、矿床开拓系统设计； 2、1475 中段平面开拓设计； 3、倾角 80、厚度 4m 矿块采矿方法设计； 4、编制矿山基建进度计划（2.5a）； 5、通风系统设计。 1.1.2 设计依据 以地质勘探资料为依据进行设计； 矿山生产能力：350kt/a 开采对象：磷块岩（b+c 储量 15110.2kt） 1.1.3 设计要求 1、按毕业设计大纲和指导书要求按时完成设计； 2、设计完成后，应提交设计说明书和开拓系统纵投影图、采矿方法图、通风系 统图、中段平面图、总平面布置图、基建进度计划图表等图纸； 3、其它要求按西南科技大学毕业设计（论文）管理办法规定执行。 1.2 技术经济指标 矿山概况及技术经济指标如表 11。 西南科技大学本科生毕业论文 6 表表 1-1 技技术术经经济济指指标标汇汇总总表表 序号指标名称单位技术指标备注 一、 1、 2、 3、 4、 5、 6、 7、 8、 地质部分 矿床类型 工业类型 勘探类型 矿体类型 主要矿体产状 矿体长度 矿体厚度 矿体延伸 矿体倾向 矿体倾角 矿石类型 围岩性质 上盘岩石硬度 下盘岩石硬度 松散系数 容重 稳固性 矿石性质 硬度 松散系数 容重 稳固性 矿石平均品位 矿石储量 b+c 级 m m t/ m3 t/m3 % kt 1600 7.86 80 f=1012 f=614 1.49 3.05 f=810 1.459 3.05 28.40 15110.2 第二工业类型 坑探、钻探 非金属固体矿 北东南西 南东 磷块岩 稳固 中等稳固 西南科技大学本科生毕业论文 7 二、 9、 10、 11、 12、 13、 14、 15、 16、 17、 18、 19、 20、 采矿部分 生产能力 矿山设计规模 矿山工作制度 矿山服务年限 开拓方式 阶段高度 同时工作阶段数 矿井基建工程量 采矿方法 矿块生产能力 矿石损失率 矿石贫化率 万吨采准比 同时回采矿块数 年下降深度 kt/a a m 个 m3 t/a m/kt 个 m/a 350 42 5060 1 63535.5 浅孔留矿 132574 11 20 10.06 3 12 330 d/a，3 班/天 平硐溜井辅助竖井 三、 21、 矿山机械部分 主要运输设备数量 电机车 矿车 提升设备 压气设备 凿岩设备 台 台 套 台 台 3 38 1 2 8 zkz10-7/250 dc-2-6 单层 4#提升罐笼 l-30/7 型空压机 7655 凿岩机(4 台)、ygz80 导轨式凿岩机(4 台) 西南科技大学本科生毕业论文 8 第第 2 2 章章 矿矿山山地地质质 2.1 矿山概况 2.1.1 矿区位置与交通 四川省清平磷矿是全国重点化学矿山，四川省大型磷矿石生产基地之一，国家 大二型矿山企业，隶属于四川省德阳市。矿山位于四川省绵竹市清平乡湔沟村境内。 矿区距汉旺镇14km，距绵竹市27km，距德阳市65km，有一二级水泥公路与矿区相 通。汉旺镇至德阳市有“德汉铁路”与宝成铁路相连，矿区至汉旺镇有“高（桥）-燕 （子岩）”公路与德汉铁路相接，交通和通讯十分方便。 矿区中心地理坐标：东经 1040314.8，北纬 12919.7 2.1.2 矿区气候条件 王家坪矿区气候温暖潮湿，雨量充沛，属暖温带潮湿型气候。据棉竹气象站统 计，年降雨量973.11131.8mm,潮湿系数 1.21.3,蒸发量 911.21054.3mm,雨季 一般在 610 月,约占全年总降雨量的58.8%83.8%,12 月至次年 5 月为旱季,年最高 气温 36,最低气温-10左右,高山区有短期积雪。 2.2 矿床地质 2.2.1 矿区地形特征 王家坪矿段与其南端的马家坪矿段同属一个走向连续的高山矿床，矿体出露在 单斜长梁陡坡山，部分地段还是悬崖陡壁，矿区内地形陡峻，三面为深沟环绕，南 高北低，西陡而高，沟谷深切，区内植被发育。 2.2.2 矿区地质 王家坪矿段位于王家坪磷矿区中部，南以矿体产状呈陡缓交替地带的27 号勘探 线 k22 槽为界与马家坪矿段相连，北以前沟沉积尖灭带为界与罗茨樑子矿段相接， 西有漆树沟（f5）与黑沟、邓家火地矿段相毗连，东以f2 断层与龙王庙矿区接壤。 矿段长 3300m 以上，宽 2000 余 m，面积为 8.38km2。 1、地层 王家坪矿段在地质构造上处于龙门山边缘凹陷中段，大水闸复式倾没背斜南东 翼。矿段内出露地层有上震旦统白云岩、上泥盆统至三迭系地层，以及第四系冲洪 积层。含磷层赋存于上泥盆统底部、上震旦统芍药组白云岩古岩溶侵蚀面上，二者 西南科技大学本科生毕业论文 9 呈嵌入式平行不整合接触。其底板为厚层块状花斑状白云岩，顶板自下往上为砂状 白 云岩、厚层状细至终晶白云岩、厚层块状中至粗晶粘土质白云岩。 2、构造 矿段为一平均走向北东17南西 197，倾向南东的陡倾角单斜构造，走向较稳 定，由南往北走向微向东扭，至13 号勘探线以北走向为北东30南西 210。随单斜 构造所处部位不同，倾角由较明显的变化，由地表往下地层变陡， 1400m 标高以上地 层倾角一般为5060,至 1200m 标高以下为6070，这种倾角变化控制着矿段构造 总态，直接影响含磷层的延伸状况。 矿段内的次级褶皱主要发育在三迭系及二迭系地层中，泥盆系及震旦系地层未 见存在，它们对矿层产状一般无影响。但在近矿的局部地段，二迭系地层中发育的 次级褶曲及挠曲，对矿层倾角由一定的控制，如1721 线之间使深部矿层倾角变陡至 7080，2723 线间深部矿层倾角变陡至80 以上。 矿段内断裂稀少，构造简单。主要断裂为与两侧大断层（ f2、f5）平行产生的 正断层为主，形成矿段内的主要断层系统，断距一般在60m 以下，延伸在500m 以内， 它们不错断矿层。另外发育着与主要断裂近直交的横逆断层组，是错断矿层及其他 地层的主要断层，断距在30m 以下，延伸小于180m，而错断矿层者较小，断距（垂 直）在 15m 以下，个别达25m。由于该组断层的破坏，使断层附近的矿层产生牵引 现象并具倒转。 2.2.3 矿床地质 1、含磷层特征 含磷层赋存于上泥盆系底部与上震丹系白云岩容侵蚀面上，二者呈嵌入式平行 不整合接触。含磷层呈北东南西向延伸，地表自k113 至 k22 长 3250m，厚度为 3.6823.59m，平均厚 12.66m。露头标高最低为1000m，最高为 1719m。含磷层自上 而下可分为： 含磷碳质水云母粘土岩：厚00.75m，p2o5含量为 1.7510.36%，一般在 5%左 右。 含磷粘土岩（包括含磷高岭石粘土岩及硫磷铝锶矿粘土岩）：厚05.7m， 一般 23m，p2o5含量为 1.349.29%，一般在 4.06%左右。 硫磷铝锶矿：厚度014.87m，平均厚 4.95m，酸溶 p2o5含量为 10.77%，碱 溶 p2o5含量为 10.3622.80%，平均 17.82%。 西南科技大学本科生毕业论文 10 磷块岩：黑色至灰色，具角砾状构造，矿层层位稳定，分布连续，呈层状产 出，平均厚为7.74m，平均品位p2o5为 28.43%。是本次毕业设计的主要对象。 2、矿体特征 矿体产状严格受矿段地质构造控制，与顶底板围岩一致，矿体分布连续，局部 见夹石呈透镜体存在。矿体平均走向为17197，倾向南东，呈陡斜层状产出，平 均倾角 76。由于走向扭曲及倾向的挠曲，使产状发生一定的变化，由南（ 2724 线） 往北（2311 线），走向由10190 扭向 19199 至 30210；矿体倾角为南缓 北陡，26 线倾角为 6468，23 线为 80，22 线为 79 至 14 线为 86；地表较缓而深 部较陡，地表矿体倾角为5070，深部倾角7586 呈陡倾斜至直立产出，具由浅 入深的波状挠曲变化特征。 矿体厚度为0.9120.36m，一般 512m，平均 7.86m。矿体沿走向具有中部厚 度较薄且变化大，两端厚度大而变化较稳定；沿倾向具有地表向深部变薄的趋势。 北部矿体地表厚度为2.5618.98m，平均厚度9.39m，深部厚 3.5616.35m，平均 7.56m，地表与深部平均厚度8.47m；中部矿体地表厚0.9110.93m，平均 5.23m，深 部厚 1.245.29m，平均 2.84m，地表与深部平均厚4.08m；南部矿体地表厚度为 4.0120.36m，平均厚 10.14m，深部厚 1.6916.48m，平均厚 10.17m，地表与深部 平均厚 10.15m。 3、矿石特征 矿石的矿物成分主要由碳氟磷灰石和胶磷矿组成，含量为6595%，其次为粘土 质含量 24%、黄铁矿 215%、碳酸盐5%，个别高达22%，以及高岭石，硫磷铝 锶矿、炭质物等，并含少量三水铝石、硬石膏、石英及陆源碎屑矿物。矿石主要呈 角砾状构造，局部呈含砾致密状构造。矿层结构简单，主要为磷块岩矿石组成，仅 个别工程中见有夹石分布，夹石主要为白云岩，呈大小不一的团块包体产出，一般 厚 0.40.6m；其次为含磷粘土岩，呈小透镜体产出，一般厚0.540.96m。 矿石的化学成分比较简单，除含有用组分p2o5外，一般含 fe2o3、al2o3、mgo、co2、sio2等。但 r2o3、fe2o3、al2o3含量较高，均超过一级 品矿石的工业要求而为有害杂质，其他组分含量尚能符合工业要求。 2.3 矿石质量 从该矿现已开采出的矿石来看，磷矿石品位（含p2o5）25.80%35.09%，平均 品位 28.02%，矿石质量ii 级 西南科技大学本科生毕业论文 11 第 3 章 矿山生产能力 3.1 矿山工作制度： 根据我国大中型矿山的生产管理经验，矿山采用工作制度如下： 年工作天数为330d，每天 3 班，每班 8 小时。 3.2 矿山生产能力验证 矿山生产能力即年产量，一般是根据国家对矿山规定的最终产品产量要求计算 年采出矿石量、矿山设计的任务即从技术可能性和经济合理性验证矿山生产能力。 3.2.1 矿井服务年限计算 (31) (1) qk t a 式中： t矿井服务年限，a； q矿床工业储量，t； k矿石回收率，%； a矿井生产能力，t/a； 废石混入率，%。 根据已知资料 q=15110.2kt,k=90.17%,a=350kt/a, =19.35% 3 3 15110.2 1090.17%) 42 350 10 (1-19.35%) t 3.2.2 按回采年下降深度验证年产量 (31) 1 ps akmk e 年= 式中： 矿山年产量，t/a；a年 p矿床开采年下降深度，m/a； s矿床水平面积，m2； 矿石容重，t/m3； 矿石回收率，； 西南科技大学本科生毕业论文 12 矿石贫化率，； 地质影响系数，0.71.0； km矿体厚度修正系数； k矿体倾角修正系数。 根据金属矿床地下开采修订版 p23 表 5-2 选取；12m/ap m21800 5.6210116s =3.05t/m3； kt 12 1800 5.62 90.17% 3.05 1 1 0.8330.1 1 19.35% a 年 3.2.3 按经济上合理的服务年限验证年产量 (33) (1)j q a t 年 式中: q矿床可采工业储量（减去永久矿柱损失和地质构造因素引起的矿石损失） t； 矿石总回收率，（包括采准、回采、矿柱回采等总的回收率）； 矿石贫化率，； tj矿山企业计算服务年限，计算按下式： (34) 1 () 2 jzhcm tttt tc矿山从投产到产到达产年限，a； 大型 35a 中型 3a 小型 13a tzh矿山按设计能力正常生产时间，a；（要求 tzhtj） 2 3 tm矿山结尾时间，a。 根据矿山提供资料及计算后数据如下：q=23679.9kt, =90.17%,=19.35%,tj=45a； kt 3 15110.2 1090.17% 375.3 45 (1-19.35%) a 年 根据以上两种方式验证生产能力，本次设计矿山生产能力为350kt 是比较合理的。 西南科技大学本科生毕业论文 13 西南科技大学本科生毕业论文 14 第第 4 4 章章 矿矿床床开开拓拓 4.1 开采范围确定 本次开采矿段为王家坪矿段 1927 勘探线，总长度1800m，本矿段最高标高为 1700m,开采标高为1000m 以上,故开采深度为700m,采用一个井田开采. 4.2 错动界限与保安矿柱圈定 4.2.1 错动界限的圈定 地下采矿形成采空区以后，由于采空区周围岩层失去平衡，引起采空区周围岩 层的变形和破坏，以至大规模移动，使地表发生变形和塌陷。为了使地面建筑物及 主要开拓巷道不受地下开采所引起的地表移动的影响，需要圈定地表移动带，其界 限标在总平面图、开拓系统平面图、剖面图及各中段平面图上。参考类似矿山选取， 有： 表土及风化岩 45 上盘砂状白云岩 60 下盘花斑白云岩 55 端部白云岩及矿体 70 本次圈定的移动范围是按本次设计确定的开采范围王家坪矿段 1927 勘探线之 间，1000m 作为开采最终深度来绘制的。设计圈定的地面移动范围见图总平面布置 图。 由于矿体赋存于陡峭山坡，在布置工业场地和地面设施时，应在移动范围之外，同 时要注意由于风化作用或开采崩落引起的滚石威胁和危险，采取必要的预防措施， 例如还需留一定的安全距离。 4.2.2 保安矿柱的圈定 根据矿山具体条件，由于设计中井筒和建（构）筑物都布置在移动带以外，故 不需要留保安矿柱。由于矿床开采采用单阶段下行式开采，故溜井可布置于崩落界 限以内。 西南科技大学本科生毕业论文 15 4.3 矿床开拓 为开发地下矿床，从地面向地下掘进一系列井巷通达矿体，使之间形成完整的 运 输、提升、通风、排水、动力供应等系统，称为矿床开拓。为了开拓矿床而掘进 的井 巷称为开拓巷道，其在平面及空间上的布置系统就构成了该矿床的开拓系统。 4.3.1 开拓方式初选 依据矿床地质赋存特点、地表地形条件、井巷布置的位置和井巷形式的不同， 开拓方法有：平硐开拓法、斜井开拓法、竖井开拓法、斜坡道开拓法。各方法适用 条件和优缺点比较见下表4-1: 表表 4-1 矿矿床床开开拓拓方方式式比比较较表表 开拓方式 主要开拓巷道 类型 主要特点 平硐开拓平 硐 一般适用于山坡矿体，特点是基建工程量较少、投资较快管理 方便、生产费用低 竖井开拓竖 井 一般适用于急倾斜矿体和埋藏较深的水平，缓倾斜矿体，特点 是产量较大，生产可靠，但井巷工程量大 斜井开拓斜 井 一般适用于倾斜矿床，特点是井巷工程量较少，提升能力小， 建设较快；当采用胶带运输时，运输能力也较大； 斜坡道开拓斜坡道 一般适用于产量不大、埋藏又不太深的矿体，井巷工程量大， 汽车运矿时，费用较高；如全盘区无轨开采，则劳动生产率高、 生产灵活性大，但管理水平要求高 国内矿山中，埋藏在地平面以上的脉状矿床或矿床上部，只要地形合适，多优 先采用平硐开拓。与其他开拓方式相比，平硐开拓具有以下优点： 1、掘进速度快，基建时间短、投资较小; 2、排水费用低，矿石运输费用低； 3、通风容易，通风费用低； 4、生产安全可靠，平硐的运输能力很大，平硐运送人员和货载要比井筒安全可 靠。 由于王家坪矿区矿体出露在单斜长梁陡坡山，部分地段还是悬崖陡壁，矿区内地 形陡峻，三面为深沟环绕，矿体倾角为80，矿体厚度为4m。地表允许塌陷，矿体中 西南科技大学本科生毕业论文 16 等稳固，赋存标高为1000m 以上。再考虑开采技术经济条件等因素，故选择平硐开拓 法。 4.3.2 开拓方案选择 1、方案初选 平硐开拓法，由于出矿方式不同，可以选择的平硐开拓方式有 ： 阶段平硐开拓：矿石经各阶段平硐用矿车、汽车、地面有轨斜坡道及简易索 道等方式直接运至选厂。这一开拓方式可不开凿副井及溜井，因而具有基建工程量 小、投资少及投产快等优点。但坑口分散、运输距离长且环节多，经营费用高、产 量少，故多用于小型矿山开拓 主平硐溜井开拓：在主平硐以上的各阶段的矿石，通过溜井下放至主平硐水 平。经主平硐用电机车、带式输送机或汽车运至地表受矿仓。人员、设备、材料用 辅 助盲竖井提升至工作面。 平硐溜井竖井联合开拓：在主平硐水平以上采用平硐溜井开拓方案，主平硐 水平以下采用竖井开拓。 分析几种方案的适用特点，根据这次设计提供的条件，初步选择方案（主平 硐溜井开拓）。 2、方案比较 综上所述，最后比较的方案有： 方案一：转运中段平硐开拓方案，开拓系统示意图如图4-1。 1-主平硐 2-1300 中段 3-1#溜井 4-辅助盲竖井 5-各中段平巷 6-2#溜井 图图 4-1 开开拓拓示示意意图图 将 1000m 设为主平硐，1300 中段平巷起到转运作用。1300 中段以上采出矿石通 过 1#溜井下放至 1300 平巷，然后装入矿车运至2#溜井，由 2#主溜井下放至1000m 主 西南科技大学本科生毕业论文 17 运输巷，最后装入矿车由电机车牵引至地面统一破碎再由皮带运至储矿仓。 设备、人 员以及材料均通过辅助竖井提升至各工作面。 方案二：主平硐主溜井开拓，开拓示意图如图4-2。 1:主平硐 2:各中段平巷 3:主溜井 4:备用溜 井 5:辅助盲竖井 1-1000m 主平硐 2-各中段平巷 3-主溜井 4-备用溜井 5-辅助盲竖井 图图 4-2 开开拓拓示示意意图图 将 1000m 中段设为主运输平巷，1000m 中段以上所采下的矿石均通过主溜井下 放至主运输平巷，然后装入矿车由电机车牵引至地面统一破碎再由皮带运至储矿仓。 设备、人员以及材料均通过辅助竖井提升至各工作面。因为主溜井放矿任务较重在 主溜井附近开掘一个溜井为备用溜井。 以上两个方案都是将1000m 设为主平硐，采用溜井放矿，不同之处在于是否设 置转运平巷。将两个方案进行比较： 基建工程量方面 由于方案二的两个溜井高度较大，开掘起来有一定的难度， 方案一的溜井高度较小，其他方面两个方案差别不大，所以方案二的基建工程量较小。 矿石运距方面 由于方案二采下矿石均由一个溜井下放，采下所有矿石必须 先运至主溜井处，再下放至1000m 主运输平巷由矿车运至地面。这样即便是靠近平 巷口的矿石也要先向内部的溜井运输，再往回运至地表。方案一由于设置了转运平 巷，所有采出矿石只需要单方向运输，很大程度上的减少了矿石的运输距离。相比 之下，方案一的运输距离要小的多。 维护方面 由于方案二的溜井高度较大，如果出现塞矿现象，不易处理。方 案二的溜井高度较小且靠近平巷口，维护方便。 3、方案确定 西南科技大学本科生毕业论文 18 为了保证矿山的长期稳定发展，考虑实际生产的需要，结合矿山实际，经过技 术 经济可靠性分析最后确定本设计使用方案一。将 1000m 设为主平硐。1300 中段以上 采出矿石通过溜井下放至1300 平巷进行一次转运，然后装入矿车运至主溜井，由主 溜井下放至1000m 主运输巷，最后装入矿车由电机车牵引至地面统一破碎再由皮带运 至储矿仓。设备、人员以及材料均通过辅助盲竖井提升至各工作面。 4.3.2 阶段高度确定 阶段高度的确定直接关系到矿山开拓方式和开采工艺的效益， 阶段高度是地下开 采的一个重要参数。 合理的阶段高度应该在满足矿山地质因素和技术因素的条件下，使均摊于每吨采 出的矿石的与阶段高有关的基建费和生产费之和为最小。由于影响因素很多，计算 工作量大，所以在实际工作中对简短高度的确定，一般是采用类比法，必要是可不 进行不同方案的技术经济比较。我国现阶段缓倾斜矿床的阶段高度一般在2030m， 急倾斜矿床的现阶段高度一般是4060m。根据采矿设计手册2，相关类似矿山 阶段高度的选取，对于本次设计王家坪矿段阶段高度选取50m。 4.3.3 开拓巷道数目的确定及位置确定 1、三级储量的计算 表表 4-1 我我国国现现行行规规定定三三级级储储量量保保有有期期定定额额 三级储量类别黑色金属矿山有色金属矿山 开拓储量 采准储量 备采储量 35a 1.52a 612 个月 3a 1a 左右 6 个月左右 根据上表所列三级储量保有期，可以计算出各级储量。 本次设计矿山年产量350kt/a，参考我国现行规定三级储量保有期定额表，开拓储 量的保有期取4a，采准矿量的保有期取2a，备采储量的保有期取6 个月，废石混入率 为 13%，矿石回采率为90%。 开拓储量 k (1) q = katr k （41） 式中： a矿山年产量，t/a； tk开拓储量的保有期； 西南科技大学本科生毕业论文 19 r废石混入率，%； k矿石回采率，%； 3 k 350 104 (1 13%) q =1353.5kt 90% 采准储量 (1) qz= zatr k （42） 式中： tz采准矿量的保有期，a。 3 350 102 (1 13%) qz=676.75kt 90% 备采储量 b (1) q = 12 batr k （43） 式中： tb备采储量的保有期，月。 3 b 350 106 (1 13%) q = 90% 12 169.1kt 4.3.4 开拓系统简述 将 1000m 设为主平硐，1300 中段平巷起到转运作用。1300 中段以上采出矿石通 过溜井下放至1300 转运平巷，然后装入矿车运至主溜井，由主溜井下放至1000m 主 运输巷，最后装入矿车由电机车牵引至地面统一破碎再由皮带运至储矿仓。 在沿矿体走向的矿床中部，矿体下盘崩落界限以外安全地带凿一辅助盲竖井，专 门作为提升人员、材料、设备之用。 1、平硐断面设计 平硐是运输矿石（废石） 、输送设备材料的主要通道，要求有足够的通过能力。 平硐以及石门、阶段平巷及主要运输巷道的断面尺寸，是根据通过巷道中运输设备 西南科技大学本科生毕业论文 20 的类型和数量、运行速度、轨道数目、支护材料及结构型式和各种安全间隙等来确 定 其断面尺寸。 宽度确定 矿山设计生产能力为35104t/a，单阶段回采，即阶段平硐年运输量为35104t/a 本次设计因矿体沿走向较长，优选沿脉平巷布置形式。 主平巷计算 主平硐和各中段运输平巷的断面尺寸根据所选运输设备和运输距离来确定。 选择巷道断面形状和支护形式 主平硐是服务年限较长的运输巷道，所通过的岩层中等稳固，预计巷道承受较 大的地压。单轨运输，选用的三心拱形，支护材料选用浇灌混凝土。 0 b 00/3 fb 确定巷道断面尺寸 巷道净宽度 0 b 根据矿山提升与运输表 1-2，运输量与机车质量、矿车的一般关系见表4- 2。 表表 4-2 运运输输量量与与机机车车质质量量、矿矿车车关关系系表表 运输量 （万 t/a） 机车质量（t）矿车容积(m3)轨距(mm)钢轨型号(kg/m) 30607101.22.0 600 1518 则可初步确定机车质量为10t，矿车容积为2 m3，轨距 600mm，规型为 18 /m。由于矿内无爆炸性气体产生，矿石不具有自燃性，则可选择用电效率高、运费 低的直流架线式电机车。由采矿设计手册第四卷表 1-1-5，矿用电机车规格见表 4-3。 表表 4-3 矿矿用用电电机机车车规规格格表表 外形尺寸(mm) 型号机车质 量 t 电机 数 轴距 mm 轨距 mm 最小曲线 半径 m 长宽高 机车粘 着重量 (kn) zk10-7/2501021100600746151218160068.6 西南科技大学本科生毕业论文 21 与之配套选用2m3的曲轨侧卸式矿车（卸载方便，效率高）运送矿石和废石， 其 规格由采矿设计手册第四卷表 1-1-9 可知，见表4-4。 表表 4-4 矿矿用用矿矿车车规规格格表表 型号 容积 m3 最大载重 kn 轨距 mm 轴距 mm 车厢 长 mm 外形尺寸(mm) 卸载倾 角() 备注 dc-2-6 2506001000250032401200131050底侧卸式 zk10-7/250 型 600mm 轨距架线式电机车宽度1218mm，高度 1600mm；dc-2-6 矿车宽 1200mm，高 1310mm。两者比较，取最大值，故取运输设备的宽 b=1218mm，高 h=1600mm。 取安全间隙b1=300mm，人行道宽度b2=900mm。 (44) 012 bbbb mm 0 300 12009002418b 道床参数 (45) 465 hhh 根据该巷道的运输量及采用的运输设备，选用25kg/m 钢轨，钢筋混凝土轨枕。查得 底板水平与轨面水平的间距h6=400mm，底板至道渣面的高度h5=250mm，则 mm。 465 150hhh 巷道净高度 0 h 拱高及其参数 0 f mm (46) 00/3 2418/3806fb 大圆弧半径 mm (47) 0 0.6920.692 24181673.5rb 小圆弧半径 mm (48) 0 0.2610.261 24181673rb 巷道墙高按电机车架线要求、人行要求、管道架设要求以及通过大件的高度 3 h 等来确定，经比较后选用其最大值。 a、 按电机车架线要求计算墙高 按架线要求考虑时，应保证从轨面算起的电机车架线高度和架线电机车导电 1 h 弓子与巷道之间的安全间隙这两个尺寸应满足安全规程的要求：当电源电压小于 500v 时，；当电源电压为500v 以上时，。 1 1.8mh 1 2mh 西南科技大学本科生毕业论文 22 架线电机车导电弓子顶端两切点的交点与巷道之间的最小安全距离按250mm 计 算。 (49) 250 633.5909450 633.5250 0.455 cos0.554 rak r 即导电弓子进入大圆弧断面内： (410) 3160 hhhrf 22 （r -250）（k+z） 3160 20004001675.5806 hhhrf 22 22 （r -250）（k+z） （1673. 5-250）-（400+300） mm2118 式中： r三心拱的小半径，mm； r三心拱的大半径，mm； 三心拱小圆弧的圆心角，=561836； a非人行道一侧线路中心至墙的距离， mm (411) 0 1 2418 300909 22 b ab k电机车导电弓子宽度之半，取k=450； 250导电弓子顶端两切点交点与巷道壁间的最小安全距离， mm； 从轨道面算起电机车的架线高度； 1 h 巷道底板至轨面的高度，mm； 6 h z轨道中心线与航道中心线的间距，mm。 (412) 0 24181218 2222 bb z 1 （+b）=（+300）=300 b、按管道架线要求计算墙高 若巷道内人行道上方装有管道时，需考虑管道架设要求。管道法兰盘最下边应 满足 1800mm 的人行高度要求，架线电机车的导电弓子与管道间的距离不小于 300mm。 西南科技大学本科生毕业论文 23 (413) 22 0 3511 1800300 2 b hhnrrzkd（） 22 2418 1800250250633.5633.5 2 （+300-450-300-100） mm1667 式中： 管道所占高度为管道直径与托管横梁高度之和，即： 12 100250mmndd c、 按行人要求计算墙高 采用电机车或矿车运输时，由于车高一般均比成人身高低，此时巷道墙高还应 保证人遇车靠壁站立时，距离100mm 处的巷道净高度不小于1800mm。 (414) 2 35 1800hhr 2 （r-100） 2 3 1800250633.5h 2 （633. 5-100） mm1708 按以上三种情况计算墙高后，取其中最大值2118mm，并按 100mm 的倍数向上 选取，故=2200mm。 3 h 巷道净高度: 0 h mm (415) 0035 80622002502756hfhh 选择支架参数 查表取混凝土支护厚度mm 0 250td 水沟参数 水沟坡度与巷道坡度相同，取3，选用型水沟。水沟断面参数为：上宽 330mm，下宽 280mm，深度 250mm，净端面积0.08，掘进端面积.018，每米水 2 m 2 m 沟混凝土用量0.13。 3 m 巷道端面尺寸 从轨道起电机车高度：mm1550h 从轨面算起之墙高：mm (416) 136 22004001800hhh 从道渣面算起之墙高：mm (417) 235 22002501950hhh 巷道掘进高度：mm (418) 300 22008062503256hhfd 西南科技大学本科生毕业论文 24 巷道掘进高度：mm (419) 0305 22008062502756hhff 巷道掘进宽度：mm (420) 0 22