采矿工程毕业设计(论文)兴隆县鑫兴铁矿地下开采设计.doc

HEBEI UNITED UNIVERSITY 毕毕业业设设计计说说明明书书 GRADUATE THESIS 设计题目：兴隆县鑫兴铁矿地下开采设计设计题目：兴隆县鑫兴铁矿地下开采设计 学生姓名：刘晓青学生姓名：刘晓青 专业班级：学专业班级：学 院：矿业工程学院院：矿业工程学院 指导教师：张海波指导教师：张海波 2013 年年 5 月月 30 日日 摘 要 I 摘 要 本次设计为兴隆县鑫兴铁矿地下开采设计，其设计范围内的地质储量 320 万 t，设计生产能力15 万t/a。设计内容主要包括总论、地质、矿床开拓、阶段运输、 采矿方法、矿井提升系统、矿井通风系统、排水系统以及矿山经济。其中开拓采用 下盘竖井开拓，两翼各布置一个风井，中央布置主井，采用2#罐笼提升，钢丝绳 直径为24mm，天轮和滚筒直径为2m。选用的采矿方法为阶段矿房法，YG-80 凿 岩机中深孔凿岩，上向扇形炮孔，重力加机械运搬方式。 通风采用主井进风、风 井回风的两翼对角式通风，主扇安装在风井口，抽出式通风。排水系统采用集中 排水。设计还引用类似矿山生产经验，力争使矿山的经济效益达到最大化。 关键词 开拓系统；采矿方法；阶段矿房法；通风系统 Abstract II Abstract The design for the Xinglong city of Xinxing iron ore underground mining design, its design within the scope of geological reserves 3200,000t, design production capacity of 150,000t/a. The main content of the design include general, geological, mineral deposit developing, stages of transport, mining method, mine hoisting system of mine ventilation system, drainage system, as well as mining economy. Mine shaft development adopted, the wings are arranged in a main shaft of a ventilation shaft. The main shaft is using 2# cage hoisting, steel wire rope diameter is 24mm, sheave and roller diameter 2m. Selection of mining method for sublevel rock-drilling block stopping, YG-80drill in deep hole drilling, upward sector blastholes, gravity plus mechanical haulage way. The main enter air, air shaft ventilation air wings of diagonal ventilation, main fan mounted on the wellhead, exhaust ventilation. Drainage system uses centralized drainage. The design also learn similar mine production experience, and strive to make the mine economic benefit reach maximum. Keywords development system; mining method; sublevel rock-drilling block stopping; ventilating system 目 录 III 目 录 摘 要.I Abstract .II 第 1 章 总论1 1.1 矿区位置与隶属关系1 1.2 矿山周边环境1 1.3 设计任务1 1.3.1 设计内容1 1.3.2 设计基础1 1.3.3 遵循的原则1 1.3.4 开采范围2 1.4 矿山主要生产过程概述2 1.4.1 矿山开拓系统2 1.4.2 采矿方法2 1.4.3 矿山工作制度2 1.4.4 矿山生产服务年限2 1.5 主要经济技术指标3 第 2 章 地质资源概况5 2.1 矿区地质5 2.1.1 地层5 2.1.2 构造5 2.1.3 岩浆岩5 2.2 矿体地质特征5 2.3 矿石质量特征6 2.4 矿石加工技术性能6 2.5 资源储量6 2.5.1 矿床工业指标6 2.5.2 地质储量6 2.6 矿区水文地质6 2.7 矿区工程地质7 2.8 环境地质7 第 3 章 矿床开拓9 3.1 矿山建设现状9 3.2 矿山年产量验证9 3.2.1 产量不均衡系数9 3.2.2 验证年产量9 3.2.3 矿山服务年限10 3.3 开拓方法11 3.3.1 阶段高度11 3.3.2 开拓方案选择11 目 录 IV 3.3.3 排水系统13 第 4 章 中段运输水平17 4.1 矿床开采顺序17 4.1.1 延伸方向回采顺序17 4.1.2 中段回采顺序17 4.1.3 阶段17 4.2 线路设计17 4.2.1 布置要求17 4.2.2 设备选型17 4.2.3 阶段运输水平矿石废石和材料的运输.19 第 5 章 矿山基建工程21 5.1 主井21 5.1.1 断面形状选择21 5.1.2 断面尺寸规格21 5.1.3 风速验证23 5.1.4 支护形式24 5.2 风井24 5.3 石门及运输巷道25 5.3.1 断面形式25 5.3.2 单轨巷道断面25 5.3.3 双轨巷道断面28 5.3.4 井巷掘进速度32 5.4 溜井32 5.5 井底车场32 5.5.1 井底车场规格尺寸32 5.5.2 道岔连接系统36 5.5.3 各段线路长度36 5.6 基建工程量37 5.6.1 编制依据37 5.6.2 井巷掘进定额指标38 5.6.3 基建工程量确定38 5.6.4 编制结果40 第 6 章 采矿方法43 6.1 开采技术条件43 6.1.1 矿体赋存要素43 6.1.2 矿石物理力学性质43 6.1.3 矿石价值及品位43 6.2 采矿方法选择43 6.2.1 初选43 6.2.2 经济技术比较44 6.2.3 采矿方法确定44 6.3 矿块采准切割45 6.3.1 矿块构造要素45 6.3.2 矿块采准布置45 目 录 V 6.3.3 采准切割巷道施工顺序及施工方法46 6.4 矿房回采46 6.4.1 凿岩46 6.4.2 爆破46 6.4.3 采场通风47 6.4.4 采场矿石运搬及二次破碎47 6.4.5 地压管理47 6.4.6 回采工作制度47 6.5 矿柱回采及采空区处理48 6.5.1 矿柱回采48 6.5.2 采空区处理49 6.6 采准、切割和回采49 6.6.1 采准切割回采表49 6.6.2 采切工程量计算50 6.6.3 同时回采矿块数51 6.7 采矿方法主要技术经济指标52 6.7.1 主要技术经济指标表52 6.7.2 采掘设备52 6.7.3 材料消耗52 第 7 章 矿井提升53 7.1 提升方式及系统选择53 7.2 提升设备选择53 7.2.1 提升容器参数计算53 7.2.2 平衡锤选择55 7.2.3 钢丝绳选择55 7.2.4 天轮选择57 7.2.5 提升机选择57 7.2.6 电动机选择58 7.2.7 井架和提升机房配置59 第 8 章 矿井通风63 8.1 通风系统和通风方式63 8.2 进、回风井布置形式63 8.3 通风方式63 8.4 全矿总风量计算63 8.4.1 采场风量63 8.4.2 备采工作面风量64 8.4.3 掘进工作面风量64 8.4.4 硐室需风量64 8.4.5 全矿总风量64 8.4.6 风量分配65 8.4.7 风速校验65 8.4.8 通风制度65 8.5 全矿总风压计算65 8.5.1 通风摩擦阻力65 目 录 VI 8.5.2 全矿总风压66 8.6 通风设备选择66 8.6.1 风机选型参数计算66 8.6.2 设备选型67 8.6.3 局部通风67 8.6.4 安全与防尘68 第 9 章 技术经济69 9.1 基建井巷工程量投资69 9.2 井巷工程费用摊销在每吨矿石的费用69 9.3 矿石回收量69 9.4 矿石成本计算69 9.5 矿床开采情况盈利分析70 9.5.1 计算年盈利.70 参考文献71 谢 辞73 第 1 章 总论 - 1 - 第 1 章 总论 1.1 矿区位置与隶属关系 兴隆鑫兴铁矿位于兴隆县八挂岭乡冷嘴头村。北偏西距县城 76km，南东距 遵化市 20km。有乡间公路相通，交通方便。 采区中心地理坐标为：东经 1174856，北纬 401724。矿区面 积为 0.0411km2。 1.2 矿山周边环境 该矿山周边环境较为简单，经地表移动界限圈定，矿区内边无河流、水库、 铁路、电力线路和通讯线路等重要设施及其它重要的建构筑物，矿区距离村庄 较远。 1.3 设计任务 1.3.1 设计内容 本次地下开采设计可行性研究主要内容包括开拓工程布置、采矿方法选择、 矿井提升、运输、排水、压气和通风等工艺及其设备选择等。 1.3.2 设计基础 （1）河北省兴隆县鑫兴铁矿二矿资源储量核实地质报告，中国冶金地质勘 查工程总局一局，2005 年 5 月。 （2）河北省兴隆县鑫兴铁矿交通位置图。 （3）河北省兴隆县鑫兴铁矿地质剖面图及地质地形图，中国冶金地质勘查 工程总局，2005 年 5 月 1.3.3 遵循的原则 坚持“在保护中开发，在开发中保护”的原则，切实充分利用本矿资源。 贯彻“安全第一，预防为主”的安全生产方针，合理布置井巷工程，选择采矿 工艺及设备，节约投资。在保证安全的前提下，使设计的各个生产系统趋于合 理并具有可操作性，为下一阶段设计提供依据。 河北联合大学矿业工程学院 - 2 - 1.3.4 开采范围 本次毕业设计的设计范围是鑫兴二矿 4 号矿体+99m 水平+225m 水平。 1.4 矿山主要生产过程概述 1.4.1 矿山开拓系统 由于矿体走向长度约 758m，平均倾角为 78，属于急倾斜矿体，矿体埋藏 深度+99+209m，采用下盘竖井开拓。 设计在矿体下盘移动界限以外 20m，开掘一主竖井；在移动界限以外 10m 开掘两个回风井。主井井筒直径 4.5m，井深 224m（包括 5m 水窝，当不考虑延 伸时水窝取 5m） ，采用罐笼提升矿石，兼做进风井；回风井井筒直径 2.5m，井 深 62m，内设梯子间，作为安全出口。 主井坐标： X60847.72，Y70830.56，Z320 回风井坐标：X61018.16，Y71080.38，Z260 X60628.44，Y70549.58，Z270 主井和风井两翼布置，详见井上下对照图和开拓系统纵投影图。 1.4.2 采矿方法 该矿矿石和围岩均很稳固，走向长度为 758m，倾向北西，倾角 78，矿体 平均厚度 11.52m，根据矿体的开采技术条件，以及矿体的规模、形状及产状， 选用阶段矿房法，该法有结构简单、生产能力高、经济效果好、工艺简单等优 点，所以采用分段凿岩阶段矿房法作为该矿的采矿方法。 1.4.3 矿山工作制度 矿山工作制度为：330d/a，3 班/d，8h/班。 1.4.4 矿山生产服务年限 （1-1）/(1)TQA 式中 A年产量 15 万 t/a； T合理服务年限，a； Q地质矿量 329.43 万 t； 第 1 章 总论 - 3 - 矿石回收率，取 83.3%； 地质系数，0.71.0，取 0.8； 废石混入率，取 11.7%。 故 a01.16 %7 .11-115 8 . 0% 3 . 8339.318 ）（ T 根据鑫兴铁矿的资源储量现状，所确定的矿山生产能力 15 万 t/a 较合理， 符合黑色金属矿山，经济上合理的矿井生产能力和服务年限。即小于 30 万 t/a 的小型矿山，矿井服务年限大于 1015 年。 1.5 主要经济技术指标 主要经济技术指标见表 1-1。 表表 1-1 开采设计主要技术经济指标表开采设计主要技术经济指标表 指标名称单位数量 工业储量万 t318.39 矿石年产量万 t/a15 矿石成本元/t40 矿石回收率%83.3 矿石贫化率%11.7 采出矿石品位%25.0 矿山基建工程量m319293.6 矿山基建时间a1.25 第 2 章 地质资源概况 - 5 - 第 2 章 地质资源概况 2.1 矿区地质 本区位于燕山台褶带复式背斜轴部，出露地层为太古界迁西群古老变质岩， 这套地层也是冀东地区铁矿的主要含矿层。地层岩性以浅色麻粒岩为主，少量 暗色的斜长角闪岩和磁铁石英岩呈透镜状残留体定向零星分布。其次还有第四 系冲洪积、残坡积物。 2.1.1 地层 矿区范围内地层呈单斜产出，片麻理走向近南北，倾向西，倾角 5580左 右。 矿区东距罗文峪花岗岩体 6km，而本区只见中基性脉岩出露。其岩性有煌 斑岩、闪长玢岩等。其规模长几百米，宽 2-8 米。产状可分二组：（1）走向 NW60，倾向 NE，倾角 70。 （2）走向 NW10，倾向 NE，倾角 80。上述脉 岩均为成矿后产物，斜切铁矿体。 矿区构造以褶皱为主，断裂次之。褶皱形式以同斜紧密倒转背斜为主，挠 曲现象非常普遍，褶皱轴呈北 5060东，轴面倾向北西，倾角 6070。由 褶皱作用使铁矿体在背斜轴部厚度变大或沿走向由一层变为二层现象很普遍。 2.1.2 构造 区内地层呈单斜产出，断裂构造不甚发育，未见有大规模断裂构造。 2.1.3 岩浆岩 本区大面积的岩浆岩没有见到，在地表与钻孔的岩心中，见到一些岩脉， 如花岗伟晶岩，煌斑岩等，对矿体有一定的破坏作用。 2.2 矿体地质特征 矿床赋存于太古界迁西群马兰峪组黑云斜长角闪片麻岩中，含矿层磁铁石 英岩产状与围岩一致或近于平行，矿体呈似层状。矿区内有三个铁矿体。三个 矿体相距较远，三个矿体开采互不影响。矿体与围岩界限清楚，沿走向厚度、 品位变化基本稳定。三个矿体中以 4 号铁矿体规模较大，含铁量较高。 河北联合大学矿业工程学院 - 6 - 2.3 矿石质量特征 矿石自然类型为磁铁石英岩，以块状构造为主，少量片麻状和条带状构造。 磁铁矿粗粒，呈斑点状或短条带状集中分布。矿石矿物成分以石英、闪石类和 磁铁矿为主，其次为长石、云母类矿物。矿石平均品位:2 号矿体 TFe 30.67%、3 号矿体 TFe28.79%、4 号矿体 TFe 39.99%。 2.4 矿石加工技术性能 铁矿石矿物成分简单，有用矿物磁铁矿粒度粗，属易选矿石。据调查，原 矿磨矿细度-200 目达 70%左右，即能获得品位 65%以上的精矿。 2.5 资源储量 2.5.1 矿床工业指标 参照国家矿产工业手册及唐山市地质矿产局对集体、个体矿山储量核查 工作要求，规定的工业指标如下： 边界品位：TFe20% 工业品位：TFe25% 可采厚度：2m 夹石剔除厚度：2m 2.5.2 地质储量 根据开采范围，矿体长度为地表矿界限定长度 758m，矿体厚度 11.52m，矿体倾角为 78，矿石体重 3.26t/m3。开采深度+99m 以上，经计算 开采范围内的矿石储量为 318.39 万 t，详见表 2-1。 表表 2-1 兴隆鑫兴铁矿地质储量表兴隆鑫兴铁矿地质储量表 矿体号 斜面积 （m2） 平均厚度 （m） 矿体倾角 （度） 体重 （t/m3） 矿石量 （万 t） 品位 （%） 81331.011.52783.26318.3927.54 合计 318.3927.54 根据地质报告核实，经济基础储量为 318.39 万 t。 2.6 矿区水文地质 本区属低山丘陵区，南北高中间低，最高海拔标高+350m，一般海拔标高 第 2 章 地质资源概况 - 7 - 在 250m300m 之间，最低侵蚀基准面标高 220m。 矿区由若干个不连续的小型矿体组成，矿区基岩裸露，多数矿床已经转入 地下开采或准备转入地下开采，矿区内地表无大的水体。矿坑内积水主要来自 基岩裂隙水和大气降水。竖井内涌水量很小，只须间歇性排水。矿床水文地质 条件属较简单类型。 根据附近矿体的开采实测资料，矿体地下开采井下正常涌水量 10.3m3/h， 最大涌水量 15.4m3/h。 2.7 矿区工程地质 本区矿体为磁铁石英岩，本次为做岩矿石物理力学实验，根据原勘查阶段 成果，矿石普氏硬度为 1014，松散系数 1.5，极限抗压强度 99.3164Mpa； 岩石致密坚硬，普氏硬度 914，松散系数 1.5；岩石极限抗压强度为 95.2147.8Mpa；围岩和矿层自然边坡安息角 6070。 矿体顶底板围岩为紫苏辉石斜长片麻岩，岩石硬度大，稳固性较好。围岩 于矿体产状一致，接触界限清楚且较为规整。矿体呈层状产出，倾角 78，稳 固性较好。本区工程地质条件属简单型。 2.8 环境地质 附近的地表水、地下水无污染源，水质良好。矿石和废石中，无有害成分， 不会造成地表水和地下水污染，矿区环境地质质量良好。矿山今后应加强对地 表环境的综合治理。矿山的开采对周围环境的影响较小。 第 3 章 矿床开拓 - 9 - 第 3 章 矿床开拓 3.1 矿山建设现状 该矿暂未开采 3.2 矿山年产量验证 3.2.1 产量不均衡系数 矿山产量不均衡系数取 1.1。 3.2.2 验证年产量 1按矿山开采年下降速度验证年产量 （3-1） 12 1 SVK AKKE 年 式中 S矿体水平可采面积，取 S5313.2m2； 矿石容重，3.26t/m3； V矿床开采年下降速度，取 V20m/a； K矿石回收率，取 K83.3%； 废石混入率，取 11.7%； K1矿体厚度修正系数，取 K11.0； K2矿体倾角修正系数，取 K21.0； E地质影响系数，0.71.0，取 E0.8。 故 万 t/a 5313.2 3.26 20 83.3% 1.0 1.0 0.826.1 1 11.7% A 年 大于 15 万 t，符合设计生产能力。 2按同时回采的矿块数验证矿山年产量 （3-2） 1 NqKt A Z 年 式中 N一个中段可布矿块数目； q矿块采场或进路出矿能力，根据采矿方法取 200t/d； t 年工作日，330d； Z副产矿石率，取 15%； 河北联合大学矿业工程学院 - 10 - K矿块利用系数，取 0.3。 故 /(0.9 400)/50 7NnL l 万 t/a 7 200 0.3 330 16.3 1 0.15 A 年 大于 15 万 t，符合设计生产能力。 3按经济合理服务年限验证矿山年产量 （3-3） (1) QK A T 年 式中: Q为+99+209m 的矿体工业储量，Q329.43 万 t； T经济合理服务年限，T15a； K矿石回收率，取 K83.3%； 废石混入率，取 11.7%。 故 万 t/a 329.43 83.3% 20.7 151 11.7% A 年 大于 15 万 t，符合设计生产能力。 3.2.3 矿山服务年限 按+99m+209m 的矿量计算： （3-4） (1) QK T A 计 式中 A15 万 t； K工业矿石总回收率；K83.3%； 矿石贫化率，取 11.7%； Q工业矿床储量，Q318.39 万 t。 故 a 329.43 83.3% 20.7 15(1 11.7%) T 计 （3-5） cm 1 2 TTTT 正计 （） 式中 T正矿山正常生产年限； Tc矿山产量上升年限，取 2a； 第 3 章 矿床开拓 - 11 - Tm矿山产量下降年限，取 3a。 故 a 1 20.72318.2 2 T 正 矿山实际总的存在年限 a18.22323.2TTTT 正下上实 因此，该矿山的实际存在年限为 23.2a。 3.3 开拓方法 3.3.1 阶段高度 根据矿山的实际，矿床属于急倾斜矿床，采用阶段矿房法开采，阶段高度 采用 4060m。参照类似矿山生产实际并考虑本矿矿床赋存状态以及安全因素、 回采落矿的方便以及地压管理等因素，本次设计确定阶段高度为 55m。 3.3.2 开拓方案选择 1主要开拓方法比较 （1）平硐开拓法：当矿体（或其大部分）赋存在地平面以上时，广泛的采 用平硐开拓法。它包括垂直矿体走向下盘平硐开拓法、垂直矿体走向上盘平硐 开拓法、沿矿体走向平硐开拓法。 （2）斜井开拓法：倾斜或缓倾斜矿体，既矿体的倾角为 1520至 45之 间， 矿体赋存在地平面以下时，矿体埋藏又不深的中小型矿山，地表无过厚的 表土层，可采用斜井开拓。 （3）竖井开拓法：当矿体赋存在地平面以下时，矿体倾角45，或15， 而埋藏较深的矿体。竖井的生产能力比斜井大，且易于维护，故竖井是金属矿 山最广泛采用的开拓方法。包括下盘竖井开拓、上盘竖井开拓、侧翼竖井开拓。 （4）斜坡道开拓法：当不设其他提升井筒时，连通地表的主要用于运输矿 岩并兼作无轨设备出入、通风、材料运输之用。包括螺旋式斜坡道和折返式斜 坡道。 （5）联合开拓法：就是将平硐、竖井或斜井中几种主要的开拓方法组合起 来开拓矿体。 2可选开拓方案比较 河北联合大学矿业工程学院 - 12 - 从矿山的整体情况来看，该矿山有两种开拓方案可选，一个为竖井开拓方 案，另一个为斜井开拓方案。 基建工程量：斜井的长度比竖井长，但是斜井开拓比竖井开拓的石门长度 短，当矿体倾角较缓时，斜井的长度比竖井更长，但是斜井开拓比竖井开拓的 石门长度更短，斜井的井底车场一般比竖井的井底车场简单； 井筒装备：竖井井筒装备比斜井复杂，斜井内的管道、电缆、提升钢丝绳 比竖井要长； 提升：竖井的提升速度快，提升能力大，提升费用较低。斜井提升设备的 修理费和钢丝绳磨损较大； 排水：斜井的排水管路较长，设备费、安装费、修理费较大，同时因摩擦 损失消耗的动能较大，故斜井的排水费用比竖井要高； 施工：竖井比斜井容易实现自动化，采用的施工设备和装备较多，要求技 术管理水平较高，斜井施工较简单，需要的设备和装备少。当斜井的倾角较缓 时，成井速度比竖井快； 安全：竖井井筒不易变形，提升过程中停工事故较少。斜井承受地压大， 容易变形，提升容器容易发生脱轨、脱钩等事故。 通过各方面的综合比较，确定该矿山采用下盘竖井开拓方案。该开拓方案 的最大优点是井筒的保护条件好，不需留井筒保安矿柱。其缺点是石门的长度 随开采深度的增加而加长。由于该矿山矿体为急倾斜矿体，因此使用下盘竖井 开拓更加有利。 3开拓方案描述 根据矿山的实际情况，确定本矿采用下盘竖井开拓方案。 主井为罐笼井，内设梯子间，布置在矿体下盘，在岩石移动界线 20m 以外。 井筒中心坐标：X1059.26，Y97902.08，Z119。井筒全长 224m（含井底 水窝 5m） ，直径 4.5m。主井承担矿石、废石、人员、材料的提升和下放任务。 风井直通地表，内设梯子间，布置在矿体下盘，在岩石移动界线 10m 以外。 井筒中心坐标：X0749.99，Y97736.28，Z112。井筒全长 62m，直径 2.5m。作为回风井，兼作第二安全出口。 鉴于矿体的平均厚度 11.52m，属于中厚矿体，矿体稳固性好，故开拓巷道 掘进在脉内，基建期还可副产一定量的矿石，可提高矿山的经济效益。 开拓巷道主要有运输巷道和主回风巷道。运输巷道选用净断面为 6.36m2， 支护形式采用喷射混凝土，喷射厚度为 80mm；主回风巷道选用净断面为 4.00m2，主回风巷道不支护。 第 3 章 矿床开拓 - 13 - 3.3.3 排水系统 本次设计采用集中排水，泵房布置形式为吸入式。 在+99m 水平设置水泵房，井下涌水汇集到内、外水仓，再经过水泵房里的 水泵将水通过架设在主井内的排水管排出地表。 矿井设计按正常涌水量为 7.1m3/h，最大涌水量为 10.3m3/h。考虑矿井深部 开采其涌水量增大的因素，矿井设计按正常涌水量为 10m3/h，最大涌水量为 20m3/h 设计排水系统。 1排水设备的选择 （1）排水高度估算排水设备的扬程 （3-6） p HKH 式中 H排水设备所需要的扬程，m； K扬程损失系数。取 1.08； Hp排水高度，229m。 故 1.08 229248m p HKH （2）初选水泵 选用 150D-309 型水泵，其技术参数为： 转速 1480r/min，功率 180kW，流量为 155m3/h，扬程 261m。 （3）水泵台数 共 3 台，1 台工作，1 台备用，1 台检修。 2排水管选择 （1）计算内径 （3-7） 12 4 3600 n j nQ d V 式中 n向排水管中输送的水泵台数； Q水泵流量，Q=20m3/h； Vj排水管中的经济流速，取 Vj=2m/s。 故 1 1 2 2 44 1 20 59.5mm 36003600 3.14 2 n j nQ d V （2）计算壁厚 河北联合大学矿业工程学院 - 14 - （3-8） 0.4 0.51 1.3 xd nf xd P da P 式中 钢管壁厚，mm； 许用应力，取 100MPa； x Pd管道最低点压力，取 1MPa； af考虑管道腐蚀及管道制造误差的附加厚度，取 2mm。 故 1000.4 1 0.5 59.5122.26mm 1001.3 1 （3）选标准管 选 YB231-64 无缝钢管，其技术参数为： 外径：d=95mm 壁厚：=4mm2.26mm 内径：dn=87mm59.5mm 钢管每米质量：8.98kg/m 试验压力：9.6/9.6 4 100/8744.14MPa n Pd （4）排水管中实际流速 （3-9） 2 4 3600 p n Q V d 式中 水管中实际流速，m/s。 p V 故 22 44 20 0.94m/s 36003600 (0.087) p n Q V d 3吸水管选择 （1）直径选择 dx=dn+(2550)=87+(2550)=112137mm 选 YB231-64 无缝钢管，其技术参数为： 外径：dx=127mm 壁厚：=5mm x 内径：dnx=117mm 每米质量：15.04kg/m 第 3 章 矿床开拓 - 15 - （2）条数 敷设排水管路两条，一条工作，一条备用。 （3）吸水管中的水流速度 （3-10） 2 4 3600 x nx Q v d 式中 吸水管中流速，m/s。 x v 2 4 20 0.52m/s 36000.117 x v 4计算结果 （1）排水管中水流速度为 0.94m/s；吸收管中水流速度 0.52m/s；管道中的 扬程损失，取 12m。 （2）水泵所需总扬程 229 1.7 12249.4m261m zpxp HHK hh（） 式中 Hz水泵所需总扬程，m； Hp排水系统最低吸水位至排出口中心高度，m； K考虑排水管内壁淤积而增加的系数。较混浊的矿水，取 1.7。 故 229 1.7 12249.4m261m zpxp HHK hh（） （3）排水管路 沿井筒敷设两条排水管，并用闸阀将它们互相连接，使任一台泵可通过任 一条排水管排水。 （4）确定排水泵电机 选用 355M2-2，其技术参数： 功率：190kW；电压：380V；转速：2960r/min。 5排水泵房 根据采矿设计手册 （矿山机械卷）表 1-11-29，取： （1）泵房长度：20m （2）泵房宽度：3m （3）泵房高度：3m 第 4 章 中段运输水平 - 17 - 第 4 章 中段运输水平 4.1 矿床开采顺序 4.1.1 延伸方向回采顺序 矿体延伸方向的回采顺序采用下行式开采，可节省初期投资，缩短基建时 间，在开采的过程中可进一步进行探矿工作。 4.1.2 中段回采顺序 水平方向采用后退式开采，即由矿体端部矿块开始回采1。 4.1.3 阶段 本次设计共有 2 个阶段，每个阶段都能单独达到设计能力。 4.2 线路设计 4.2.1 布置要求 （1）按采矿方法、采场结构及采准布置，采场出矿能力，进行阶段布置。 （2）按运输设备的类型、技术风格、外形尺寸等考虑巷道断面。 （3）阶段运输量大时，可采用环形巷道布置；阶段矿量小时，可采用沿脉 错车道布置形式。布置运输巷时，必须在掌握矿体的界限和上下盘岩体工程地 质资料的基础上，尽量避开破碎带。 （4）采用穿脉装车时，靠阶段平巷最近的一个采场溜井距平巷应大于一列 车的长度，以免堵塞主运输巷及其它车辆的通行。运输线路一般按 35重 车下坡设计。采用单轨运输，主运输巷脉内布置，单线会让式，重车通过，空 车待避，或相反，通过能力小，多用于薄或中厚矿体2。 4.2.2 设备选型 根据中段运输能力、运距、矿车类型计算，选用 ZK3-6/250 电机车 2 台， 需用 YGC0.7-6 矿车 9 辆，中段运输巷选用 15kg/m 钢轨。 1轨道 采用电机车单轨运输，轨距 600mm，钢轨类型为 15kg/m。 河北联合大学矿业工程学院 - 18 - 2轨枕 选用木制轨枕，弹性好，价格便宜，易于加工，安装方便。 表表 4-1 轨道构成要素轨道构成要素 轨型轨枕厚度轨枕长度轨枕间距钢轨长度 15kg/m120mm1200mm675mm7000mm 3道渣 道渣的块度为 2040mm，在水平或 10以下的倾斜巷道中，道渣的厚度不 得小于 150mm，上部必须埋住轨枕厚度的 1/22/3。当巷道倾角为 1025时， 轨枕下部道碴厚度不得小于 50mm。 4连接杆 轨道的连接件包括道钉、垫板及鱼尾板。 5弯道的半径 RCSz （4-1） 式中 Sz运输设备的轴距，电机车为 816mm，矿车为 600mm。 故 RCSz108168160 (V1.5m/s，C10)，取 R12m。 6轨距加宽 列车运行到拐弯处，由于离心力作用，轨距需加宽，以保证行车安全。 S0.18(Lz)2/R （4-2） 式中 S轨距加宽值； R弯道的半径，12m； S运输设备的轴距，电机车为 816mm，矿车为 600mm。 故 S0.18(816)2/1200010mm 7外轨超高 列车在弯道上运行时，由于离心力作用，使外轮轮缘向外轨挤压。这种现 象轻则加巨轮缘与钢轨的摩擦，增加运行阻力；重则使车辆倾覆。为了消除离 心力的影响，要把外轨抬高，使离心力与矿车重力的合力与抬高后的轨面垂直。 使车辆不受离心力的影响，和直线轨道运行一样。 查表得h=15mm。 8外轨抬高段长度 X(100300)h （4-3） 第 4 章 中段运输水平 - 19 - 式中 X外轨抬高段长度，mm； h 外轨抬高值，为施工方便，取 15mm。 故 X150152250mm 9巷道加宽 在弯道处，不仅轨距要加宽，巷道也要加宽，因为车辆在弯道上行驶时， 车箱向外支出的距离，比在直线上的要大些。如不加宽，车辆与巷道之间的间 隙就会减小，有碰人的危险。因此，弯道处巷道必须加宽。 巷道外侧加宽距离： 1(L2-Sz2)/8R(27002-8162)/(812000)69mm 巷道内侧加宽距离： 2Sz2/8R8162/(812000)7mm 4.2.3 阶段运输水平矿石废石和材料的运输 （1）矿石的运输：崩落的矿石，经小溜井，人工装矿，经阶段运输巷直接 运至主井，由罐笼提升至地表。 （2）废石的运输：废石量较小，由电机车矿车经主井罐笼运至地面。 （3）材料的运输：由电机车沿中段运输水平运至各处。 第 5 章 矿山基建工程 - 21 - 第 5 章 矿山基建工程 5.1 主井 5.1.1 断面形状选择 主井井筒断面形状有圆形和矩形两种，考虑到圆形断面井筒具有承受地压 性能好、通风阻力小、服务年限长、维护费用低以及便于施工等优点，本次设 计主井选用圆形断面。 5.1.2 断面尺寸规格 1断面布置形式 主井的最大提升高度为 219m，矿山年产矿石量为 15 万 t，提升容器选用 2#单层罐笼（长 1800mm，宽 1150mm，配 3.3t 平衡锤，平衡锤长 1000mm，宽 300mm），井筒内布置梯子间。 2罐道、罐道梁及梯子梁型号初选 根据井筒的布置形式及提升容器，并参考类似矿山的经验，设计选用木罐 道、钢性罐道梁（工字钢）及梯子梁（槽钢）。 主罐道：木罐道（bh=180160mm） 主罐道梁：I22a 型（bh=220110mm） 次罐道梁：I20a 型（bh=200100mm） 次罐道：木罐道（bh=120110mm） 梯子梁：14b 型（bh=14060mm） 3提升间和梯子间断面尺寸 （1）罐道梁间水平中心间距 L1=m0+2(h-s)+1/2(b1+b2) （5-1） 式中 L1两相邻主罐道梁水平中心距离，mm； m0提升容器要求的罐道之间的水平净间距，由罐笼型号确定，mm； h罐道高度，mm； s 连接处木罐道卡入钢罐梁的深度，取 10mm； b1、b2罐道梁的宽度，mm。 故 L1=1190+2(160-10)+0.5(110+110)=1600mm 河北联合大学矿业工程学院 - 22 - L2=M0+2(h-s)+1/2(b1+b3) （5-2） 式中 L2两相邻平衡锤罐道梁水平中心距离，mm ； M0 提升容器要求的罐道之间的水平净间距，由平衡锤型号确定， mm； H 罐道高度，mm； s连接处木罐道卡入钢罐梁的深度，取 10mm； b1、b3 次罐道梁的宽度，mm。 故 L2= 1040+2(110-10)+0.5(100+100)=1340mm （2）梯子间尺寸 M=1200+m+b3/2 （5-3） 式中 M梯子间短边梁中心线与井壁的交点至梯子主梁中心线间距，mm； m梯子间安全隔栏的厚度，取 100mm； b3梯子主梁或罐道梁的宽度，mm； S 梯子间短边次梁中心线至井筒中心线的距离，S=H-d； H梯子间的两外边次梁中心线间距，即梯子间长度，取 1400mm； d梯子间另一侧短边次梁中心线至井筒中心线的距离，考虑方便安 装，应不小于 300mm，取 400mm。 故 M=1200+m+b3/2=1200+100+110/2=1355mm S=H-d=1400-400=1000mm 4井筒断面工程量 经绘图量取井筒直径近似为 4284mm，直径按 500mm 模数进级，确定主井 井筒断面直径为 4.5m。 （1）支护厚度 所通过岩层较稳定，采用混凝土整体灌注式支护，井筒净直径 4.5m，查表 取井筒支护厚度为 300mm。故井筒的掘进直径为 5.1m。 （2）管缆布置 按照管缆布置的原则，结合该井条件，管缆布置见井筒断面图。 （3）工程量和材料消耗 井筒净断面积：S净=D净 2/4=4.5 2/4=15.90m2 井筒掘进断面积：S掘=D掘 2/4=5.1 2/4=20.42m2 每米井筒混凝土量：V壁=(S掘-S净)1=(20.42-15.90)1=4.52m3 第 5 章 矿山基建工程 - 23 - 动力电缆 信号电缆 排水管 供风管 压风管 罐道梁长度按下式计算： （5-4） 22 =2LRC 式中 R井筒净直径； C每根罐道梁至井筒中心线的距离。 故 2222 1 2222506704296mmLRC 2222 2 22225010613968mmLRC 2222 3 2222506704296mmLRC 在保证罐道梁埋入井壁的长度须合乎要求的前提下，取长度 10 的整数倍， 则各罐道梁长度分别为： L1=4370mm，L2=3970mm，L3=4300mm。 主井断面如图 5-1。 图 5.1 主井断面图 5.1.3 风速验证 根据风速验证公式： 河北联合大学矿业工程学院 - 24 - 通讯电缆 （5-5） 1 Q VV S 允 式中 Q通过井筒的风量， Q=72.12 m3/s（根据全矿总风量计算）； S1减去井筒装备和其他设备尺寸后井筒净断面积，由井筒断面积估 算，S10.85S=0.8515.90=13.515m2； V允 按规程井筒允许通过的最高风速，根据井巷工程3取 V允=8 m/s。 故 72.12 5.34m/s8m/s 13.515 V 风速验算符合要求。 5.1.4 支护形式 参照井巷工程表 10-4，选取井筒采用混凝土整体灌注式支护，支护厚 度为 300mm。此法支护特点是耐火性好，防水性强，成本较低。此外，除水泥 外，砂石的价格低廉，可以就地取材。 5.2 风井 设计回风井井筒断面直径 2.5m，采用混凝土整体灌注式支护，支护厚度设 计为 200mm。内设梯子间，兼作第二安全出口。 风井断面如图 5-2。 图 5.2 风井断面图 第 5 章 矿山基建工程 - 25 - 5.3 石门及运输巷道 5.3.1 断面形式 鑫兴铁矿运输巷道断面主要有两种形式，即双轨运输巷道和单轨运输巷道。 双轨运输巷道主要用于各水平井底车场，单轨运输巷道主要用于各水平沿脉运 输巷中，运输巷均采用下盘脉内布置。本矿矿岩均很稳固，选用三心拱断面。 巷道支护采用喷射混凝土，对于局部围岩不稳定的巷道可采用锚喷支护。以下 分别就单轨运输巷道和双轨运输巷道分别进行计算。 5.3.2 单轨巷道断面 1净宽度确定 本设计选用的电机车为 ZK3-6/250，尺寸为 270012501550mm，矿车为 YGC0.7-6，尺寸为m，则运输设备最大宽度为 A1=1250mm， 最大高度为 h=1550mm。 参考井巷工程表 1-3，取非人行道一侧安全间隙 b左=300mm，人行道 宽度为 b右800mm。则 a1=A1/2+b左925mm，c1=A1/2+b右=1425mm。 故巷道净宽度：B=a1+c1=9251425=2350mm 2净高度计算 （1）道床参数 根据巷道采用的设备及运输量，选用 15kg/m 的钢轨。查表得，底板运输水 平与轨面的垂直间距 hc =320mm，底板至道岔面的高度 hb=180mm。 （2）拱高 fo及其它参数 fo=Bo/3=2350/3=783mm 大圆半径：R=0.6922350=1626mm 小圆半径：r=0.2622350=616mm （3）巷道墙高 h3按下列三种情况计算 按架线电机车导电弓子要求确定 h3 根据公式： （5-6） 22 341 ()() co hHhfRRnKb 式中 H4轨道起电机车架线高，取 H4=2000mm； hc 道床总高度； n 导电弓子距拱壁安全距离；取 n=300mm； 河北联合大学矿业工程学院 - 26 - K导电弓子宽度之半，取 K=400mm； b1 轨道中线与巷道中线间距，b1=B/2-a1=250mm。 故 22 3 2000320783.3 1626.2(1626.2300)(400250) 2007mm h 按管道架设要求计算 根据公式： （5-7） 2 2 3571 (/ 2/ 2) b hhhhrrBbkmD 式中 h5渣面至管子底高度，取 h5=1800mm； h7管子悬吊件总高度，取 h7=900mm； m导电弓子距管子间距，取 m=300mm； D压气管法兰盘直径，D=335mm。 故 2 2 3 1800900 180615.7615.7(2350/ 2250400300335/ 2) 2267mm h 按人行道要求计算 根据公式： （5-8） 2 2 3 1800 b hhrrj 式中 j距巷道壁 j 处的巷道有效高应不小于 1800mm，j100mm，取 j=200mm。 2 2 3 1800 180615.7615.72001526mmh 按以上三个数据中最大值 2267mm，按 10mm 的整数倍，取 h3=2270mm。 3净高度确定 003 7832270 1802873mm b Hfhh 4风速验证 风量 Q=30.72m3 /s，可得过风断面： 03b 2 (0.26) (0.26 2.352.270.18) 2.35 6.35m SBhhB 由井巷工程表 1-10 查得：V允=6m/s，所以， V=Q/So=30.72/6.35=4.84m3/sV允。 第 5 章 矿山基建工程 - 27 - 所以满足通风要求，不用修改断面尺寸。 5支护参数选择 为防止围岩风化及工程特点且围岩较稳固，则单独使用喷射混凝土，支护 厚度 T=80mm。 6水沟参数 本矿为小型矿山，涌水量小于 100m3/h，参阅采矿设计手册（井巷工程 卷），表 1-3-94，决定选用型水沟，其断面参数：上宽为 310mm，下宽为 280mm，深 200mm。净断面积为 0.06m2，掘进断面积 0.15m2，每米水沟砌 0.12m2，坡度 3，水沟一侧墙基深 500mm，另一侧 250mm。 盖板所用混凝土的强度等级为 C20，钢筋采用级钢筋，钢筋保护层为 20mm 水沟盖板的均布荷载按 4kPa 考虑。 7巷道断面尺寸 从轨面算起电机车（矿车）的高度：h=1550mm 从轨面