采矿方法设计全面法.doc

在此处键入在此处键入在此处键入 采矿方法课程设计题 目：全面法采矿设计学生姓名：X X X指导教师：X X X学 院：资源与安全工程学院专业班级：XXXXXXX2016年1月采矿方法课程设计命题书根据下列地质条件进行采矿方法课程设计矿井年产量： 30 万吨；矿石名称：磁铁矿、假象赤铁矿；矿床成因和类型：浅海沉积矿床 ；矿体平均厚度： 3m ；矿体平均倾角： 20；矿体走向长度： 1000 ；矿体埋藏深度： 600m ；矿石围岩的物理力学性质： 1品位： 45%；2容重：矿石 4.02t/m3；围岩 2.9t/m3；3围岩名称：上盘 黑色砂页岩；下盘 灰白色含铁砂岩；4稳固性：矿石 中等稳固；上盘围岩 中等稳固；下盘围岩 中等稳固；5坚固性系数：矿石 1820；上盘围岩 1015；下盘围岩1015；6松散系数：矿石 1.5；上盘围岩 1.5；下盘围岩 1.5；7自燃性： 无；8粘结性： 无；9地质破坏及水文条件：简单；10其它附加条件： 无。参考文献： 1凿眼爆破； 2矿井通风；3井巷工程； 4金属矿山地下开采；5采矿设计手册。设计学生：班级：采矿XXXXXX；姓名： O O O ；学号：0X0X1X0X2X 指导教师： X X X 目录采矿方法课程设计1采矿方法课程设计命题书2第一章 采矿方法选择41.1 设计矿体的开采技术条件41.2 采矿方法的选择4第二章 矿块结构和参数102.1 结构和参数10第三章 矿块的采准和切割工作113.1 采准巷道的布置113.2 采准巷道的断面形状和规格113.3 采准与切割工作14第四章 回采计算194.1 凿岩爆破194.2 通风234.3 出矿与运搬24第五章 矿房回采和采空区处理285.1 矿房回采285.2 采空区处理28第六章 采矿方法技术经济指标29参考文献30第一章 采矿方法选择1.1 设计矿体的开采技术条件 矿体平均厚度： 3m ；矿体平均倾角： 20；矿体走向长度： 1000 ；矿体埋藏深度： 600m ；矿石品位： 45%；容重：矿石 4.02t/m3；围岩 2.9t/m3；围岩名称：上盘 黑色砂页岩；下盘 灰白色含铁砂岩；稳固性：矿石 中等稳固；上盘围岩 中等稳固；下盘围岩 中等稳固；坚固性系数：矿石 1820；上盘围岩 1015；下盘围岩1015；松散系数：矿石 1.5；上盘围岩 1.5；下盘围岩 1.5；自燃性： 无；粘结性： 无；地质破坏及水文条件：简单；其它附加条件： 无。1.2 采矿方法的选择1.2.1 选择依据（1）安全和良好的工作条件；（2）具有合理的、高的采矿强度，满足矿山生产能力要求；（3）采准工程布置灵活性大，对矿体的适应性强，采切工程量小，回采机械化程度高，劳动生产率高，能耗少，矿石损失贫化小，成本低；（4）采矿所需巷道布置在脉外，尽量避免留顶底柱，以提高矿石的回收利用率；（5）矿床水文地质条件复杂，地表不允许陷落，矿石价值高且含硫品位较高，有自燃的可能性，不宜选择大量崩矿或者留有大量矿柱和顶底柱的采矿方法，适宜选择通风条件好、防火条件好的采矿方法。1.2.2 采矿方法初选 采矿方法选择的合理、正确与否，将直接关系到企业的经济效果及其成败。矿床地质条件对采矿方法的选择起控制作用，一般矿山根据矿体的产状、矿石和围岩的物理学力学条件就可以优选出12种采矿方法。空场法：从倾角考虑，就已经排除留矿法、阶段空场法、分段矿房法、VCR法。崩落法：从矿体厚度考虑，可以排除分层崩落法、分段崩落法、阶段崩落法。充填法：充填法使用范围广，但要注意考虑成本的承受能力，综合考虑矿山效益。就本矿矿体缓倾斜等条件分层充填采矿法、分采充填采矿法、支架充填采矿法同样可以不予考虑。表1-1 采矿方法初选表主要的地质及开采技术条件较适合的采矿方法排除的采矿方法名称条件地表允许崩落的可能性允许空场法、崩落法、充填法矿石的稳固性中等稳固空场法、崩落法、充填法围岩的稳固性中等稳固空场法、崩落法、充填法倾角及厚度平均厚度3m 平均倾角20全面法、单层崩落法、单层充填法留矿法、分段矿房法、阶段矿房法、分层充填法、分采充填法、支架充填法、分层崩落法、分段崩落法、阶段崩落法矿石的品位铁的品位45%全面法、单层崩落法单层充填法矿石自燃性与粘结性无自燃性无粘结性全面法、单层崩落法根据表 1-1的初步分析， 可以初选出两种采矿方法：（1）全面法；（2）单层崩落法。1.2.2.1 全面法（见图1-1）图 1-1（1）方案特点该方案特点是工作面沿矿体走向或沿倾斜全面推进，在回采过程中将矿体中的夹石或贫矿留下，呈不规则的矿柱以维护采空区，这些矿柱一般作永久损失，不进行回采。个别情况下，用这种采矿法回采贵重矿石，也可以不留矿柱，而用人工支柱支撑顶板。（2）矿块布置和结构参数由于该矿体为倾斜薄矿体，因此矿块沿走向布置，矿块长度60m，阶段高度20m，不设顶柱，顶柱由上部矿块的底柱代替。在此矿块中，底柱为3m，间柱为6m；底部结构有漏斗，电耙绞车硐室等；在矿块顶部每隔10米掘进一条安全通道，并与上部阶段巷道联通。采空区采用矿柱支撑，矿柱大小不一，大小为3米，间距为8米左右。(3) 采准与切割全面法的采准与切割工作比较简单。掘进阶段运输巷道，在阶段中掘12个上山，作为开切自由面；在底柱中每隔7m开漏口；在运输巷道另一侧，每隔20m布置一个电耙绞车硐室。（4）回采工作回采工作自切割上山开始，沿矿体走向一侧推进。矿体平均厚度为3米，全厚一次性回采。同时该矿体的上盘岩石中等稳固，所以要求的暴露面积较小，那么矿房内所留的不规则矿柱间距取较小值，为3到8米，具体情况，视开采的实际情况而定。由于此矿体厚度较小，故采用电耙运搬。其垂直厚度为1.2m，故采用5.5kw型号电耙运搬。在必要的情况下，可以采用安装锚杆来维护顶板的稳定。出矿方式：采用电耙出矿，在矿块的底部设置装矿漏斗，电耙耙出的矿石，经过漏斗直接装入矿车中运出。1.2.2.2 单层崩落法（见图 1-2）1-阶段沿脉运输巷道；2-联络巷道；3-沿脉装矿巷道；4-切割巷道；5-安全道；6-炮孔；7-矿石溜井；8-切割上山图 1-2 （1）方案特点单层崩落法主要用来开采顶板岩石不稳固，厚度一般小于3m的缓倾斜矿层。将阶段间矿层划分成矿块，矿块回采工作按矿体全厚沿走向推进。当回采工作面推进一定距离后，除保留回采工作所需的空间外，有计划地回收支柱并崩落采空区的顶板，用崩落顶板岩石充填采空区，借以控制顶板压力。（2）矿块布置和结构参数阶段高度18米，工作面长度50米，工作面连续推进，矿块长度一般是以地质构造为划分界限，同时考虑为满足产量要求在阶段内所需要的同时回采矿块数目来确定。其变化范围较大，一般为50100米。阶段沿脉运输巷道布置在地板岩石中。矿石溜井沿装车巷道每隔6米，向上掘进一条矿石溜井，并与采场下部切割巷道贯通，断面为1.51.5m。采场每隔10m左右掘一条安全道，并与上部阶段巷道联通，断面为1.51.8m。（3）采准与切割切割巷道既作为崩矿自由面,同时也是安放电耙绞车和行人、通风的通道。其位于采场下部边界的矿体沿走向掘进，并与各个矿石溜井贯通，宽度为2m,高度为矿层的高度。（4）回采工作回采工作面采用阶梯式回采，采用浅孔爆破，用轻型气腿式凿岩机凿孔，并使用电耙出矿，电耙绞车安设在切割巷道中，随回采工作面的推进，逐渐移动电耙绞车。当工作面推进一定距离后，除保证正常回采所需要的工作空间用支柱支护外，应将其余采空区的支柱全部撤除，崩落顶板，充填采空区，减少空区暴露面积。1.2.3 采矿方法技术经济比较采矿方法方案详细技术经济比较见表 1-2采矿方法技术经济比较 表1-2序号项目名称第一方案全面法第二方案单层崩落法备注1采矿综合成本（元 /t ）4.89.72劳动生产率（t/工班）6.96.63矿块生产能力（ t/d ）95162.54矿石损失率（%）1419,75矿石贫化率（%）7226安全条件安全性好安全性较好7采矿设备与技术的难易程度设备简单工艺简单设备简单工艺较复杂8采切比（m/kt）25.8339主要材料消耗炸药(kg/t)0.340.3木材(m3/kt）1.33.810资料来源某江铁矿龙烟黄田矿通过对以上两种方案的详细技术经济比较，可看出采矿成本第一种方案低于第二种方案，而劳动生产率两方案相差不大。而第一种方案的矿石损失贫化都低于第二种方案，对于安全性而言，第一种方案相对安全些。而采准切割工程量两方案相差不大。由于该矿床矿石围岩都是中等稳固，且铁的品位为45%，故采用损失贫化小，成本低的全面法。第二章 矿块结构和参数2.1 结构和参数矿块沿走向布置，长度为100米，阶段高度为20米，间柱为6米，顶底柱为3米，采场中留直径39米的不规则矿柱，最后回采顶柱。第三章 矿块的采准和切割工作3.1 采准巷道的布置采准巷道主要有阶段运输巷道、放矿溜井、人行天井、拉底巷道、切割巷道等。3.1.1 阶段运输巷道阶段运输巷道服务于整个阶段，每个阶段应布置一条。由于服务年限较长，单轨运输，巷道较宽，故断面采用三心拱形。断面大小为2.82.8m。3.1.2 放矿溜井放矿溜井将矿石从采场溜放至阶段运输巷道，每个矿块布置4个溜矿井。3.1.3 人行天井人行天井供人员出入，提供工人、设备进入工作面的空间。3.1.4 拉底巷道拉底巷道开辟作业空间以及供人员设备进出工作面，并能为进一步爆破提供自由空间。3.1.5 切割巷道切割巷道用于开辟工作面爆破补偿空间，以及提供凿眼、装药的工作空间。3.2 采准巷道的断面形状和规格3.2.1 阶段运输平巷3.2.1.1 运输设备的规格和尺寸根据该矿山 30万吨 /年的设计生产能力，容积为 2m 3的矿车可以满足要求。 底侧卸式矿车具有结构简单， 载方灵活的优点适合于中小型山综合各种因素考虑选用DC-2-6型底侧卸式矿车。由架线电机带动， 根据运输量与矿车容积、轨距型的相对关系，选用选用 ZK10 -6/250 型电机车与之相配。矿车和电机的参数如表 3-1、表 3-2所示表 3-1 DC-2-6型底侧卸式矿车主要参数表项目车箱容积（m3）轨距（mm）外形尺寸（mm）线路中心距（mm）长宽高参数26003240120013101600表 3-2 ZK10/250型电机车主要参数表黏着质量（t）轨距（mm）直流电压（v）牵引力（KN）牵引速度（km/h）主要外形尺寸（mm）受电器工作高度（m）总长宽度牵引高度轨面到顶棚高1060025013114500136043015501.82.23.2.1.2 巷道断面尺寸（1）巷道净宽度B0由表 3-1和表 3-2可知，DC-2-6型底侧卸式矿车宽度为1200mm，高度为1310mm；ZK10/250型电机车宽度为1360mm，高度为1550mm。两者比较，取最大值，故运输设备的宽b=1360mm，高h=1550mm。查采矿手册知运输电机车与支护之间的安全间隙b1=300mm，人行道宽度b2=900mm。故巷道净宽度B0=b1+b2+b=2560mm，按50mm取上，故B0取2600mm。（2）道床参数根据该巷道的运输量及采用的运输设备，查采矿手册可以选用22kg/m的钢轨，钢筋混凝土轨枕，巷道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，故h4=h6-h5=150mm。(3) 巷道净高H0 拱高f0及其他参数 f0=B0/3=867mm 大圆弧半径R=0.692B0=1799mm 小圆弧半径r=0.261B0=679mm 巷道墙高h3A、 按电机车架线要求确定设电机架线导电弓子之半k=400mm，轨面到顶棚的高度取H1=2080mm。非人行道一侧，轨道中心线至墙的距离a=b/2+b1=980mm，cos=cos561836=0.554由于r-a+kr-250=0.238cos,故架线弓子是在大圆弧断面内，应按下式计算h3h3=H1+h6-(r-250)2-(r-a+k)2=2064mmB、 按人行要求计算 巷道墙高h3，即h3=1800+h5-r2-(r-100)2=1595mm按以上两种要求计算后h3取其中的最大值2064，按10mm取上，则h3=2070mm。故巷道净高度H0=f0+h3-h5=867+2070-250=2687mm,巷道断面尺寸图如图3.1所示。（4） 水沟参数水沟坡度与巷道坡度相同，取3，选用型水沟。图中标注单位皆为米3.2.2 放矿溜井放矿溜井断面规格与采出矿石的块度有关，根据类似矿山经验，溜井断面尺寸为22m。3.2.3 人行天井 根据类似矿山经验，断面大小设为2.52m。3.2.4 拉底巷道 根据类似矿山经验，以及矿石容重、松散系数，巷道断面大小为24m。3.2.5 切割巷道根据类似矿山经验，以及爆破面长度，巷道断面为35m。3.3 采准与切割工作3.3.1 采准与切割工艺 3.3.2 采准与切割工程量表3-1 采准工程量计算表序号巷道名称巷道数目巷道长度（m）巷道断面（m2）工程量（m 3）矿石中岩石中矿岩合计矿石中岩石中合计单长总长单长总长一采准巷道1运输平巷1100100001002.82.878407842通风天井732100212.53157.50157.53放矿溜井4006242422096964电耙硐室4416001622640645人行天井152.552.50052.52.52262.50262.56凿岩平巷194940094223760376小计18283.524307.51644961740二切割巷道1切割天井149.549.50049.535742.50742.52拉底巷道194940094235640564小计2143.50143.51306.501306.5三矿块合计20427244512950.503046.5表2-2 矿块采出矿石量计算表序号工作阶段矿石储量（吨）回收率（）废石混入率（）采出储量（吨）采出矿量（吨）采出矿量比值（）备注(1)(2)(3)(4)(5)(6)(7)(1)(2)(4)/1-(3)(5)/(5)一 采准工作Q准K准r准Q准K准Q准T准Q准/（1r准）c准T准/T块1运输平巷31528642711302647.72通风天井6335446089.63放矿溜井004电耙硐室2572212473.95人行天井1055907101316.06凿岩平巷15121300145222.8小计660956836346100二 切割工作Q切K切r切Q切K切Q切T切Q切/（1r切）c切T切/T块1切割天井29858642567286656.82拉底巷道22671950217643.2小计525245175042100三矿房回采(去除不规则矿柱)Q房K房r房Q房K房Q房T房Q房/（1r房）c房T房/T块500448644303848042100四 矿柱Q柱K柱r柱Q柱K柱Q柱T柱Q柱/（1r柱）c柱T柱/T块1顶柱25878642225248457.72间柱18991633182342.3矿块合计Q块(1)K块Q块/Q块r块(T块-Q块)/T块Q块(4)T块(5)c块1矿块合计5453046899523491003.3.3 采准工作量计算采准系数k1及k2分别按下式计算 m/kt (1)7.07m/kt m3/kt (2) 47.80m3/kt式中： 采准巷道和切割巷道总长度，m； 采出矿石总量，t（见表2-3）； 由采准巷道和切割巷道中采出的矿石量，m3； 3.3.4 矿石品位和金属回收率计算(1) 计算采出矿石品位44.3%式中：采出矿石品位，% ；a 工业储量矿石品位，% ； 混入的废石品位，% ； 岩石混入率 ，% ；(2) 计算金属回收率 ， %E=94.5% 式中： E金属回收率，% ； 矿块工业储量，% ； 采出矿石总量，% ； a及a， 含意同上。3.3.5 采准与切割循环图表回采循环图表格式如表3-2所示。表3-2 回采循环图表项目工班2468101214钻凿炮孔装药爆破通风出矿 表3-3 采切进度计划图表序号工程项目工程量（m或m3）施工速度（m/月或m3/月）施工时间（日或旬）施工顺序与日期（日、或旬）10203040506070801底部装运巷道、溜矿井、拉底巷道174m270m/月19日A2扩帮10629日3人行天井通风天井切割巷道146m260m/月17日B合计T=118注 月工作日数按25.5天计算。3.3.6 采准与切割成本表3-3 矿块的采准切割费用表巷道名称长度（m）掘进费用（元）备注单价（元/m）总费用（元）运输平巷10080080000拉底巷道9460056400切割巷道49.560029700其他工程149.560089700总 计255800一吨矿石的采切成本（C）：C=4.0元/t第四章 回采计算4.1 凿岩爆破4.1.1 凿岩设备和工具的选择根据矿岩的物理力学性质及矿体情况和采矿方法。采用7655气腿式凿岩机，浅孔落矿，采用电起爆，炸药采用2#硝铵炸药，电雷管和导爆管起爆，采用串联方式。钻孔设备采用7655气腿式凿岩机，其技术参数如下： 表 4-1 凿岩设备主要技术参数可以购买2台钻机，满足矿山钻孔作业要求。4.1.2 炮眼布置和崩矿参数选择设计4.1.2.1 炮孔布置方式炮孔布置采用竖排孔间隔错落排列布置。4.1.2.2 炮孔直径根据选用凿岩设备可钻孔径及矿石的坚硬性取炮孔直径为38mm,所选的药卷直径为32mm。4.1.2.3 最小抵抗线最小抵抗线W和炮眼间距a一般用下列经验公式确定：W=（2530）d，ma=(11.5)W,m式中：d-炮眼直径，m。4.1.2.4 炮孔排距和深度孔距为1.5m，抵抗线为1m，孔深为2m。4.1.2.5 落矿参数炮孔直径为38mm，孔网规格为1.51.5m，周边孔孔距0.75m,排距为1.5m,最小抵抗线为1m,垂直平行排孔，炮孔深度为2m。为提高装药和爆破效率，采用多排孔微差爆破。4.1.2.6 确定单位炸药消耗 单位炸药消耗量，在中硬矿石条件下，即f=18,一般平均为，此处采用较大的炸药单耗，保证矿石的破碎效果，取。 4.1.2.7 循环爆破参数 每循环的爆破参数如下：由以上落矿的工作循环表可知，每天完成1.5个循环。那么循环出矿量：循环出矿量=日产量/日循环个数=833/1.5=555.6（t）由于炮孔的间距取排距1m，孔距1.5 m。那么要满足循环出矿555.6t，炮孔深度2m，那么需要的的工作面总长度为：555.6/（323）=30.9m 那么炮孔的数目n=230.9/1.2=52（个）项目炮孔深度（m）炮孔数（个）炮孔排列方式炸药单耗（Kg/m3）施工人数（人）炸药类型252宽幅交错排列2.6111销铵2#炸药凿岩时间：=0.85 班装药时间：=0.98班连线时间为2小时4.1.2.8 一个循环采出矿石量=555.6 t式中：T循环一个循环采出矿石量，t；Q循环一个循环的工业储量，t；p回回采中的矿石回收率，%；p贫回采中的矿石贫化率，%。4.1.2.9 矿房回采时间：=833.3t/d=77天式中：矿块平均日生产能力，t/d；一循环采出矿石量，t；一循环所需时间，天（或日）；矿块回采时间，日；矿块矿石储量（或可采出矿量），t4.1.2.10 方法图矿块计算 (1) 计算一个循环落矿量（T）:T=482.4t(2) 计算一个循环落矿消耗的炸药量（Q）:Q=385.92kg(3) 计算单位炸药消耗量（q1）， 0.8kg/t(4) 计算每米炮孔崩矿量（Tm） 13.4t/m(5) 简述二次破碎方法:由类似矿山的经验可知此爆破方法产生的大块较少，大块率小于1%，故可以用矿车运到专门的巷道进行机械破碎，不用爆破法。4.2 通风4.2.1 采场通风利用阶段运输平巷和切割天井进风，通风天井和上部阶段平巷回风，构成一简单的贯穿风流网路，需要时在采场回风处设局部辅助通风。4.2.2 防尘措施（1）通风除尘，在采掘工作面、溜井等地和产尘设备采取密闭抽尘净化措施。（2）采用湿式凿岩设备进行作业。（3）控制通风风速，减少扬尘。（4）喷雾洒水除尘。4.2.3 采区风量计算和通风时间根据采矿设计手册，回采工作面需风量计算可按排尘风速计算回采工作面需风量：q=sv式中：q-工作面排尘需风量，m3/s s-工人和产尘设备所在位置的过风断面， v-作业面排尘风速，m3/s。硐室型采场作业面当s3040m2时，取v=0.15m/s。所以q=0.1536=5.4m3/s=324m3/min由于采区的空区随着工作面的推进而不断增大，爆破通风时间也不断增加，每次爆破之后要保证通风40min以上。4.3 出矿与运搬2 、回采工作的主要经济技术指标凿岩工和工作面工人的劳动生产率555.6（118）=3.79t/工班每吨矿石所摊销的工人工资，按下表进行计算或选取一吨矿石所摊销的工人工资工种名称单位劳动定额每循环工作量每循环所需要工作班数每月所需的工作循环数每月所需的工作班数在册人数月基本工资（元）月补助工资月工资总额每吨矿石摊销的工人工资工班月平均的直接工资附加工资合计凿岩m/台班15163.21.971235.6380018098015011300.73爆破人2111212280060860509100.26装药kg/h120117.60.98123280060860509100.26采场运输T/台班81.2333.34.51254280018098015011300.59地压管理人/采场336848680060860509100.26通风防尘工占接尘人数的%1112828680060860509100.38合计14.47180.62116800186018660155020210G资=2.48每吨矿石的主要材料消耗和费用序号材料名称单位单价（元）每吨矿石消耗的材料每吨矿石消耗的材料的费用1钎头合金钢G52.50.199.9752合金片g111.819.83炸药Kg12.60.769.5764雷管个0.690.050.03455导爆管m1.00.030.03合计G材=39.4155每吨矿石的电力消耗费用用电单位每循环平均用电时间h）用电功率（KW）单位费用（元/度）每循环产出矿石量（t）费用总计照明48300.36368518.44电耙275.50.3636853.46总计G电=1.71每吨