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固阳县 宝丰 金矿 矿体 开采 方案设计 金属 采矿 11 CAD 开题 报告 独家

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I固阳县宝丰金矿固阳县宝丰金矿号矿体开采方案设计号矿体开采方案设计摘摘 要要本次设计是固阳县宝丰金矿号矿体开采方案设计。设计生产能力为年产量 10 万吨，服务年限为 27 年。本设计主要内容包括开拓方案的选择比较、采矿方法的设计、通风系统的设计及提升与运输系统的设计等。本矿采用下盘竖井开拓，在 4755 勘探线之间设计矿块。采矿方法为浅孔留矿法，阶段高度为50 米，在 5 个阶段平面上进行巷道布置。通风系统采用中央对角式通风，主井采用单罐笼提升，两个风井布置在矿体两翼的塌陷区外，作为安全出口。排水系统采用集中排水。此外，井筒断面尺寸、石门及巷道断面尺寸、电机车的选择、矿车的选择、提升设备的选择、通风设备的选择、排水设备的选择等相关内容也在设计中作了相关的叙述。关键词关键词：下盘竖井开拓；浅孔留矿法；中央对角式通风；下盘竖井开拓；浅孔留矿法；中央对角式通风；IIAbstractAbstractThe design is Baofeng Guyang mining gold ore body No. program design. The output of designed is annual 100,000 tons,and its life is service for 27 years. The design include some contents as follow：Comparing the choice to the program of development，designing the methods of extraction,designing ventilation systems and designing the hoisting and the transportion system and so on .In this mine,the development is the under footwall of the vertical shafts, and design the mine between the exploration line of 47 55. Mining method for the short-hole shrinkage method, the digging height is 50 meters, and in 5 phases layout the roadway .The ventilation system adopt the central-diagonal ventilation system, the main shaft use the single cage to hoist, and the two ventilation shafts layout in the two wings of the collapse area of the ore body as a safety exit. The drainage system adopt the integrated drainage. In addition, such the size of the shaft section, the size of the road section , the choose of the electric locomotive, the choose of the the mine car, the choose of the drawing equipment , the choose of the ventilation equipment, the choose of drain equipment are also related to the design .Keywords: Under footwall of the vertical shafts development;Short-hole shrinkage method;Central-diagonal ventilation system; - 1 -目目 录录摘摘 要要 I IAbstrAbstra actctIIII第一章 矿区概况及地质特征- 5 -1.1 矿区概述- 5 -1.2 矿区地质特征- 7 -1.2.1 区域地质概况- 7 -1.2.2 矿区地质特征- 11 -1.2.3 矿床地质特征- 16 -1.2.4 矿床成因及找矿标志- 23 -1.3 矿床开采技术条件- 24 -1.3.1 水文地质- 25 -1.3.2 工程地质- 30 -1.3.3 环境地质- 32 -第二章 矿区范围- 35 -2.1 矿区境界- 35 -第三章 生产能力、服务年限及一般工作制度- 36 -3.1 储量计算- 36 - 2 -3.1.1 工业储量计算- 36 -3.1.2 三级矿量计算- 36 -3.2 矿井生产能力的确定- 37 -3.3 矿井服务年限的确定- 37 -3.4 矿山工作制度- 37 -第四章 开拓系统设计方案- 39 -4.1 开拓系统方案的选定- 39 -4.1.1 概念- 39 -4.1.2 一般规定和要求- 39 -4.1.3 开拓运输方案的选择- 40 -4.1.4 开拓系统方案的比较- 40 -4.2 开拓系统及井筒位置的确定- 41 -4.2.1 井筒坐标- 41 -4.2.2 井筒详细信息- 41 -4.2.3 开拓系统的构成- 42 - 3 -4.2.4 阶段平面设计- 51 -4.2.5 井底车场形式的选择- 51 -4.2.6 生产系统综述- 52 -第五章 采矿方法- 53 -5.1 矿体赋存条件- 53 -5.2 采矿方法方案的选定- 53 -5.3 矿块结构及参数- 54 -5.4 采准切割工作- 54 -5.5 回采工艺设计- 55 -5.5.1 凿岩- 55 -5.5.2 爆破崩矿- 55 -5.5.3 放矿及撬顶平场- 55 -5.5.4 出矿- 55 -5.5.5 通风- 55 - 4 -5.5.6 工作面的设备选择- 56 -5.5.7 采空区处理- 56 -5.6 劳动组织工作- 57 -5.6.1 矿井工作制度- 57 -5.6.2 回采循环作业表- 57 -5.6.3 劳动组织表- 57 -5.7 技术经济指标- 58 -第六章 建井工期及开采计划- 59 -6.1 基建进度计划- 59 -6.2 开采计划- 59 -第七章 矿井通风- 61 -7.1 概述- 61 -7.1.1 通风系统选择原则- 63 -7.1.2 通风系统的几项具体规定- 61 -7.2 矿山通风方式与通风系统的选择- 61 - 5 -7.3 总风量的计算与风量分配- 62 -7.3.1 回采工作面需风量计算- 63 -7.3.2 备用工作面风量- 64 -7.3.3 掘进工作面风量- 64 -7.3.4 硐室风量- 64 -7.3.5 风量分配- 64 -7.4 矿山总风压及等积孔的计算- 66 -7.5 通风设备的选择- 66 -第八章 矿山运输与提升- 68 -8.1 概述- 68 -8.2 提升设备的选择- 68 -8.2.1 提升设备的选择- 69 -8.2.2 钢丝绳的选择- 69 -8.2.3 提升机及天轮的选择- 71 - 6 -8.2.4 提升机与井筒相对位置- 72 -8.2.5 罐笼提升运动学计算- 74 -8.2.6 罐笼提升动力学计算- 76 -8.2.7 提升电动机容量计算和校核- 79 -8.2.8 电能消耗及提升效率- 81 -8.3 主要巷道运输设备的选择- 81 -8.3.1 轨距、矿车类型及数量- 81 -8.3.2 电机车选型及相关计算- 82 -第九章 排水- 86 -9.1 矿山涌水量- 86 -9.2 排水设备的计算与选择- 86 -9.2.1 选择水泵- 86 -9.2.2 选择水管- 87 -9.2.3 水泵扬程的校核- 87 -9.2.4 确定水泵工况- 89 - 7 -9.2.5 水泵工作台数及总台数- 89 -9.2.6 计算电动机功效- 90 -9.3 水泵房的设计- 91 -9.4 水仓设计- 92 -第十章 供电- 94 -10.1 概述- 94 -第十一章 技术经济指标- 95 -11.1 全矿技术经济指标- 95 -参考文献参考文献致致 谢谢Error!Error! ReferenceReference sourcesource notnot found.found.- 8 -第一章第一章矿区概况及地质特征矿区概况及地质特征1.11.1 矿区概矿区概述述 宝丰 04 矿金矿位于内蒙古自治区固阳县与宝丰的交界地带其中矿段属包头市固阳县小坝梁乡管辖，矿段属巴彦淖尔市小佘太乡管辖，属 04 矿金矿区西端。III 号矿体位于小佘太乡东五分子东南约 3 公里。地理座标为： 东经：10936301094330 北纬：410140410340总矿区核实面积 0.484km2，通过本次核查矿段 III 号矿体的赋矿标高为16701460m，本次设计针对 V 矿段 III 号矿体，设计矿区面积为 0.2079 km2。 矿区东距固阳县金山镇 38km，由固阳县金山镇向南距包头市 45km，西南距西山嘴镇 95km，均由柏油公路相通，交通方便。见图 1-1。 核实区位于内蒙古阴山山脉西端-色尔腾山脉中西部，属低山丘陵区。海拔标高 16291708 米，相对高差 78 米左右。矿区地势东高西低，中为山脊分水岭，两侧缓坡而下。基岩出露中等，沟谷发育，平常无地表迳流，多为季节性水流,最高洪水水位 0.81.0m。 矿区气候为典型的大陆性气候特征，属于亚高寒区，春季多大风，年最低气温-30，最高气温为 32。年降水量为 192.8429.8mm,平均为 320.40 mm，雨季多集中于 6、7、8 月内，以阵雨和暴雨形式为主，雨季多雷电。年蒸发量为 1962.42309.2mm，蒸发量大于降水量 6-7 倍。每年 10 月-翌年 4 月为- 9 -冰冻期，冻土层厚度平均 1.8m,最大厚度为 2.1m。该区处于地震稳定区。仅在矿区南 50km 包头、达拉特旗、宝丰一带较为活动，且集中在哈业胡同附近。依据中国地震动参数区划图（GB-18306-2001），本区地震动峰值加速度（g）0.15，对照烈度为 7.5 度。- 10 -图 1-1矿区属半农半牧区，农作物以小麦、莜麦、马铃薯和豆类为主，牧业以养羊为主。人口密集，劳动力充足，水源丰富。矿区有高压电网通过,工业及民用电均能满足需要。1986-1987 年内蒙古第一地质大队在该区以 4040 米或 80120 米的钻探工程网度进行了加密控制，探求工业储量，主要在和矿段施工。地表山地工程加密至 1020 米的间距。查明了矿区范围内赋存两条含金蚀变带。工业矿体均赋存于北部含金蚀变带内，对该带进行了系统的揭露和控制，全面掌握了该带的空间形态、地质和矿化特征，总结了该区成矿规律；查明了矿区水文地质、工程地质条件，矿床充水因素和矿石加工技术特征，为矿山开采设计提供了依据。1.21.2 区域地质特征区域地质特征.1区域地质概况区域地质概况本区大地构造位置位于巨型纬向构造体系阿尔腾-乌拉山隆起褶皱带的次一级营盘湾褶断带北侧。区域构造线呈北西西向展布。 地层地层本区区域地层区划：太古代、古生代地层属华北地层大区晋冀鲁豫地区阴山地层分区大青山小区，中新生代地层属滨太平洋地层区大兴安岭燕山地层分区阴山小区。区内出露地层主要为中太古界乌拉山群，上太古界色尔腾山群和中元古界渣尔泰群。零星出露古生界、中生界及新生界地层，呈不整合分布于老地层之上。（一）中太古界乌拉山群第一岩组（）：主要分布于矿区南部北召21Ar wl沟-东宫牛犋，为一套区域深变质作用变质岩。由含有辉石类、黑云母和角闪石的片麻岩及部分变粒岩夹大理岩、石英岩、含铁石英岩及磁铁角闪岩等组成。岩石具混合岩化，厚 3500 米- 11 -（二）上太古界色尔腾山群（）：出露于矿区中部呈东西向带状分布。3Ar sr岩性由各类混合岩、片麻岩、片岩及千枚岩等组成。这些岩石组成为一套受区域中级变质作用、混合作用、动力蜕变质作用而形成的绿片岩系，与上太古界乌拉山群为断层接触，厚度 5500 米。（三）中元古界渣尔泰群（）：主要分布于矿区西北部。为一套区域2Pt zh变质程度较浅的含磁铁矿砾石的变质砾岩、变质含砾长石石英砂岩、石英岩、结晶灰岩、板岩、千枚岩、片岩和片麻岩。与花岗岩体接触带有混合岩化现象，厚度 2200 米。（四）其他地层见表 1- 构造构造区域内构造复杂，表现为地层重复和缺失，构造多期叠加、改造。（一）褶皱构造1、大南山背斜：位于矿区中部色尔腾山群中，为营盘湾褶断带北翼次一级短轴褶皱。轴向 290300，向东转为近南北向、南东向。核部为色尔腾山群混合岩段，两翼为片麻岩段，轴面倾向北东，倾角 7080，与两翼岩层产状基本一致，为一斜歪背斜。2、北召沟向斜：位于矿区南部乌拉山群中，为营盘湾褶断带北翼次一级短轴向斜褶皱。向斜轴部位于北召沟一带，核部和翼部地层均由条带状混合岩、闪辉石二长片麻岩组成。北翼倾向南西，倾角 55，南翼倾向北东，倾角 45，为一对称向斜褶皱。（二）断裂构造区域断裂构造以 F44 号里土沟东五分子区域压性断裂构造为代表的一组表 1-1 04 矿金矿区区域地层简表界系统群组段代 号岩 性 描 述厚 度- 12 -全新统Q4现代河床冲、洪积层10新生界第四系更新统Q3风成黄土、底部有洪、坡积层10含煤页岩段K1g5页岩含煤层1000砾岩砂岩段K1g4砂砾岩、砂岩950白垩系下统固阳组玄武岩段K1g2暗色玄武岩350中生界侏罗系中下统石拐群砂页岩组J1-2sh1+2砾岩、砂岩、页岩夹煤层200石炭系上统栓马桩组C3s含砾砂岩、石英砂岩和变质砂岩650古生界寒武系上统3灰色鲕状、竹叶状灰岩200板岩夹灰岩组Pt2zh3暗色板岩夹灰岩1300结晶灰岩组Pt2zh2灰色结晶灰岩250中元古界渣尔泰群砾岩石英岩组Pt2zh1白色石英岩、变质砾岩650片岩段Ar3sr3斜长黑云片岩、绿泥片岩夹片麻岩1800片麻岩段Ar3sr2斜长片麻岩、黑云斜长片麻岩、斜长黑云片麻岩2500上太古界色尔腾山群混合岩段Ar3sr1混合岩化片麻岩、条带状混合岩、混合花岗岩1250中乌拉第一岩组Ar2wl辉石二长片麻岩夹大3500- 13 -太古界山群理岩透镜体断裂带，该组断裂基本上控制着本区的岩浆活动以及含金矿化带的分布。 岩浆岩岩浆岩区域内岩浆活动较强，各时代侵入岩均有出露，尤以吕梁期中-酸性岩、燕山期酸性岩较发育，且严格受北西西向构造控制。吕梁期中-酸性侵入岩：灰色黑云角闪闪长岩（(1)），呈岩株或岩枝产出，分布于元龙吉李木沟村一带；灰绿色片麻状斜长花岗岩(21(2)，呈不规则岩枝状分布于哈布其尔沟、万岭沟一带；钾长花岗岩(21(3)呈近东西向的岩枝状分布于南六分子-前合子沿一带。加里东晚期侵入岩：黑云母斜长花岗岩(33(3)，呈岩株状零星分布于矿区西南角和刘四壕湾一带。岩石具有变余花岗结构和压碎结构，具有绢云母化、绿帘石化。华力西期侵入岩：灰绿色细粒石英闪长岩(42(1)，呈岩株状分布于万岭沟东侧；肉红色细粒花岗岩(43(6)，呈岩枝或岩墙状分布于大奴气沟西南侧。燕山期酸性侵入岩；钾长花岗岩(52)，呈岩株或岩枝状分布于矿区西南部。脉岩：区内脉岩发育，多沿北西西向构造展布。规模较大及出露较多的脉岩有肉红色中-细粒钾长花岗岩脉(k)、细晶岩脉(l)、石英脉(q)、闪长岩脉()等。- 14 - 变质作用及围岩蚀变变质作用及围岩蚀变 该区历经区域变质作用、混合岩化作用、动力蜕变质作用，多期变形和断裂活动等地质作用。围岩蚀变主要有硅化、绢云母化、绿泥石化、黑云母化、钾长石化、碳酸岩化和黄铁矿化。 矿产矿产区域内各时代地层经过沉积-区域变质-岩浆活动等地质作用，形成了具有一定工业意义的内、外生矿产。乌拉山群第一岩组（Ar2wl1）、渣尔泰群（Pt2zh）都有铁矿产出。产于下元古界矿产主要为铁矿、金矿、铜矿、蛭石等矿产，较大的有东五分子铁矿、公益民铁矿、04 矿金矿等。产于中元古界的矿产主要有白云石矿和锰矿。新生代砂金矿分布广泛，规模小，品位低。.2 矿区地质特征矿区地质特征04 矿金矿床 III 矿段分布于 04 矿矿区西部。 地层地层矿区出露的地层主要有上太古界色尔腾山群（），新生界第四系上更3Ar sr新统（）及全新统（）等。色尔腾山群分布最广，是金矿的直接围岩。3Q4Q（一）上太古界色尔腾山群（）：3Ar sr由一套深变质的混合岩、角闪斜长片麻岩、斜长角闪岩和蜕变质作用形成的片岩、千糜岩等岩石组成。根据岩石的变质程度和岩石矿物组合，该套地层分为三个岩段、六个亚段、十个岩层（表 1-2）。现由老至新分述如下：1、混合岩段（）31Ar sr主要出露于矿区中部和东部，受大南山背斜构造控制，总体走向 280300，倾向北东，倾角 6090。局部倾向南西。按其混合岩化程度、- 15 -脉态形态、脉体含量多少等，划分出强、中、弱三个混合上上表 1-2 太古界色尔腾山群地层表界群段亚段代号岩性描述厚度（m）片岩段Ar3sr3灰绿色斜长黑云母片岩、绿泥片岩1700第三亚段Ar3sr23千糜岩化斜长黑云片麻岩130Ar3sr22-2黑云角闪斜长片麻岩235第二亚段Ar3sr22-1绢云石英片岩（千糜岩）150Ar3sr21-2黑云角闪斜长片麻岩夹绿泥黑云片岩130片 麻 岩 段第一亚段Ar3sr21-1斜长片麻岩150第三亚段Ar3sr13-G混合岩化黑云斜长片麻岩8696Ar3sr12-t条带状混合岩145第二亚段Ar3sr12-m条纹、条带状混合片麻岩135上 太 古 界色 尔 腾 山 群混 合 岩 段第一亚段Ar3sr1-混合花岗岩58218岩带。（1）强混合岩化带（第一亚段）混合花岗岩（Ar3sr1-） 主要出露于矿区东南一带，岩石呈肉红色不等粒状花岗变晶结构，块状构造。脉体矿物成份由微斜长石和石英组成，含量大于- 16 -85。基体矿物成份由黑云母、绿泥石和斜长石组成，含量小于 15。岩石中交代净边结构、交代残留结构明显。厚度 582.18 米(2)中等混合岩化带(第二亚段)条纹、条带、眼球状混合片麻岩（Ar3sr12）：主要出露于矿区中部和北部混合花岗岩两侧。岩石呈肉红色-灰白色，鳞片粒状变晶结构，块状、片麻状、条纹、条带、眼球状构造。矿物成分由钾长石、石英组成脉体，含量 1585。基体成分为黑云母、角闪石、斜长石、绿泥石、绢云母等组成。局部可见少量磁铁矿、磷灰石和榍石。条纹、条带一般宽 110 毫米，个别条带宽 12 厘米。根据脉体含量和条带构造特征进一步划分为两个岩层：条带状混合片麻岩（Ar3sr12-m）深肉红色，粒状变晶结构，块状或片麻状构造。脉体与基体界线不清，脉体含量为 5085，厚度大于 135 米；条纹、条带、眼球状混合岩（Ar3sr12-t）灰黑色、肉红色，鳞片粒状变晶结构，片麻状构造。脉体与基体相间排列，界线清楚。脉体含量为 1550。厚度大于 145 米。 (3)弱混合岩化带(第三亚段)混合岩化黑云斜长片麻岩（Ar3sr13-G）：出露于条纹、条带、眼球状混合岩（Ar3sr12-t）之南，与片麻岩段多为断层接触。岩石呈暗灰色，鳞片粒状变晶结构，片麻状构造。脉体矿物成分由钾长石、石英组成，含量小于 15。基体矿物成分以粒状斜长石、石英和鳞片状黑云母为主，角闪石、绿泥石、绢云母、绿帘石、榍石、磷灰石次之，含量大于 85。脉体多呈细脉体和不规则的团块状集合体分布于基体中。该岩石具有不同程度的热液蚀变和黄铁矿化、金矿化现象，黄铁矿呈细小立方体，局部含量可达 15，个别样品金含量大于 110-6。该层岩石受 F3 断层切割，出露不连续，厚 86.96 米。2、片麻岩段（Ar3sr2） 主要出露于混合岩段（Ar3sr1）南北两侧，与混合岩段呈整合接触，局部为断层接触。该岩段划分为三个亚段。- 17 -（1）第一亚段（Ar3sr21）斜长片麻岩（Ar3sr21-1），岩石具有不同程度的混合岩化作用，厚度大于150m；黑云角闪斜长片麻岩夹绿泥黑云片岩（Ar3sr21-2）出露于斜长片麻岩之北，呈层状。斜长片麻岩和绿泥黑云片岩呈薄层状或透镜状分布于黑云角闪斜长片麻岩层中。局部岩石遭受构造挤压，呈片状构造。于下覆地层斜长片麻岩（Ar3sr21-1）呈整合接触。厚 130 米。（2）第二亚段（Ar3sr22）绢云石英片岩夹绿泥二云片岩及角闪斜长片麻岩：出露于第一亚段（Ar3sr21）北侧，走向 278292，倾向北东，局部倾向南西，倾角 4675。该岩层沿走向有相变现象，还存在一条宽约 50 米左右长约千米的挤压构造带。该亚段由两个岩性层组成。绢云石英片岩（Ar3sr22-1），该层由绢云石英片岩夹绿泥二云片岩及角闪斜长片麻岩，岩性沿走向变化较大，东段以片岩为主，夹薄层片麻岩，西段渐变为角闪斜长片麻岩，偶夹片岩，局部夹大理岩透镜体。该岩层含少量石榴石，片理发育，具有粒状鳞片变晶结构，片状、千枚状构造。厚 150 米；黑云角闪斜长片麻岩（Ar3sr22-2），出露于绢云石英片岩（Ar3sr22-1）北，暗色矿物与浅色矿物相间排列，暗色矿物为角闪石、黑云母、绿泥石等，浅色矿物为斜长石和石英。揉皱构造极为发育。与下覆Ar3sr22-1呈整合接触。厚235 米。（3）第三亚段（Ar3sr23）千枚岩化斜长黑云片麻岩，出露于矿区中部，第二亚段（Ar3sr22）北侧。北部与混合岩化黑云斜长片麻岩呈断层接触，岩层走向 275300，倾向北东，局部为南西，倾角 6085。该段岩层受 F1 和 F3 作用，岩石呈灰黑色、鳞片状、纤柱状变晶结构和碎裂变晶结构，片麻状-千枚状构造。岩石具有不同程度的蚀变作用，暗色矿物多绿泥石化、次闪石化，浅色矿物多绢云母化。黑云母呈团块状或眼球状聚晶集合体。风化面常被风化淋滤成不规则状孔洞（俗称大麻脸）。厚度 135.84 米。北部含金蚀变带赋存于该岩层中，是 04 矿金矿的直接围岩。- 18 -3、片岩段（Ar3sr3）灰绿色斜长黑云母片岩、绿泥片岩，该岩段分布于矿区西南边部，出路面积小。（二）第四系：为残坡积物及冲积、风积砂土、粘土质砂砾层，含砂金较丰富，厚一般 15 米，局部达 15 米，主要分布矿区沟谷或山间低洼处。 构造构造矿区受区域构造作用的影响，在近南北向压应力下，形成了一系列轴线近东西或北西西向的褶皱构造和垂直或斜交主压应力方向的压性、压扭性断裂构造。04 矿金矿床主要位于矿区向斜构造部位的南翼，严格收 F3 号断层下盘次一级共轭节理、裂隙控制。（一）褶皱构造矿区褶皱构造极为发育，主要有大南山背斜、矿区向斜、东坝背斜、南坝向斜等较大的褶皱，组成一复式褶皱构造。现将矿区向斜描述如下：矿区向斜分布于矿区中部，构造线呈北西西向展布，轴线长3000 米，褶皱幅度 800m，轴部岩层为千糜岩化斜长黑云片麻岩（Ar3sr23），南翼岩层为角闪黑云斜长片麻岩（Ar3sr22）、斜长片麻岩（Ar3sr22-1），倾向 25，倾角 75左右，局部直力或反倾；北翼受 F3 断层影响,缺失片麻岩段一、二个亚段。向斜枢纽倾伏北西西，轴面倾向北东，倾角 7080。褶皱东端紧密翘起。沿向斜轴部发育千糜岩化二云蚀变岩，04 矿金矿即产于该蚀变带中。（二）断裂构造区内断裂构造是在受近南北向挤压应力作用下，形成一组断裂组合，早期垂直于主应力形成 F1、F3 等一些逆冲断层，断层走向与岩层片麻理方向一致。晚期形成 F16、F17 等一系列斜交主应力方向的剪切断裂。早期断裂对本区金矿的形成有明显的控制作用，晚期断层对矿体有较大的破坏作用。- 19 - 岩浆岩岩浆岩矿区内岩浆岩发育，现将与矿体有关的脉岩简述如下：（一）中基性脉岩1、暗绿色粗粒闪长岩（）出露于 959 号勘探线北部一带，呈岩枝或脉状产出，侵入于混合岩段岩层中，岩石呈暗绿色，粗粒结构，块状-片状构造。矿物成分主要为角闪石、斜长石及少量铁矿物，角闪石与斜长石均具有明显的定向排列，形成似片理状构造，似片理走向与区域构造线方向一致，此类岩体为区内最早的侵入体。2、闪长岩脉（3）出露于 III 号矿段，呈脉状产出。脉宽 0.510 米不等。细粒结构、块状构造，矿物成分为角闪石和斜长石，岩石具有绿泥石化、绿帘石化，该岩脉穿插金矿体。另外区内还出露一些辉绿岩脉（）、煌斑岩脉（）、辉绿玢岩脉 （）。（二）酸性岩脉1、长英岩脉（q）出露于矿区各岩层中，最为发育。大多顺层贯入，与岩层产状一致，一般呈灰白色，矿物成分为斜长石、石英，不等粒粒状变晶结构，块状构造。2、钾长花岗岩脉（k）主要出露于北部含金蚀变带或金矿体北侧，呈脉状产出，沿走向稳定，肉红色，花岗结构，块状构造，矿物成分为钾长石、石英。该岩脉与 04 矿金矿体有密切的关系，为号矿体的近矿围岩。- 20 -.3矿床地质特征矿床地质特征 矿体特征矿体特征本次核实的范围位于 55-37 勘探线之间，而 III 号矿体在 55-45 勘探线之间，47-53 勘探线地表无金矿体出露，为隐伏矿体。两侧地表形态规则，呈脉状产出。地下蚀变带变宽，并有分枝现象，形态比地表复杂。矿段 III 号矿体整体走向 104左右,倾向北北东,倾角 7080,长约 400 米,最大延深250 米,沿蚀变带上部产出,由黄铁矿化千糜二云蚀变岩和少量石英脉组成,顶板直接围岩为钾长花岗岩脉,矿体厚度平均 11.7 米,变化系数 76.92%,品位为2.0910-69.9510-6,单样最高品位 22.4110-6,平均 5.1910-6,变化系数 78%,经济资源量 kg。矿体被沿北东向断裂侵入的闪长岩脉（3）穿插破坏。 矿石质量特征矿石质量特征（一）矿石化学成分（一）矿石化学成分 原报告经 688 件光谱样、12841 件普通化学分析样、14 件组合样、28 件岩石全分析样、2 件原矿化学样等分析结果看，矿石化学成份含量达到工业要求的除金元素外，只有少量伴生银可综合回收利用，其它元素均无工业意义。核实区内含金矿石品位最高为 22.4110-6（Tc305），一般 2.1910-69.1210-6，矿体平均品位为 5.0610-6。银的品位最高 15.4310-6，最低 0.0310-6，一般 0.133.5210-6，平均 1.9710-6。原报告原矿半定量全分析、化学全分析和单矿物电子探针分析结果列表 1-3、1-4。原矿光谱定量全分析结果表表 1-3元 素BaBeAsPCrPbZnCuNiCoSn含量0.20.00020.000.000.070.030.010.0050.0060.0050.001- 21 -元 素GaAgMoVSrZrThTaNbTiCe含量0.00150.00060.010.0150.060.0250.000.000.000.40.00元 素LaYYbMnFeAlCaMgSiKNa含量0.010.0020.0010.15632.51031表 1-4项 目SiO2烧矢量P2O5TiO2Al2O3K20Na2OCaO含量(%)53.735.520.261.1912.883.930.846.61项 目MgOFe2O3FeOMnOAg(10-6)Au(10-6)含量(%)4.544.654.930.113.005.71（二）矿石矿物成分（二）矿石矿物成分矿石中金属矿物除自然金外，以黄铁矿为主、黄铜矿、方铅矿、闪锌矿、磁铁矿、白铁矿等少量，斑铜矿、辉铜矿、兰辉铜矿、辉钼矿、辉银矿等微量。矿石中脉石矿物主要是石英、钾长石、黑云母，长石及绢云母，次要组分有白云母、方解石、绿泥石，金红石、绿帘石、黝帘石、重晶石等少量。（三）结构构造（三）结构构造1 1、矿石结构、矿石结构 （1）它形粒状结构：自然金、黄铁矿、黄铜矿、方铅矿以及碲镍矿、碲铅矿等呈它形粒状充填在矿石中。 （2）溶蚀填隙结构：黄铁矿和磁铁矿被溶蚀成孔洞，然后充填自然金、黄铜矿和方铅矿等。 （3）包含结构：自然金、方铅矿、黄铜矿呈乳滴状包含于黄铁矿中。 （4）残余结构：黄铁矿、方铅矿等矿物被黄铜矿、绿泥石溶蚀或交代形成- 22 -残留体。 （5）环状结构：褐铁矿交代黄铁矿形成环带状结构。 （6）碎裂结构：黄铁矿受动力作用被压碎或形成裂隙，并充填自然金和黄矿。 2、矿石构造：矿石构造以脉状、浸染状为主，只有少数块状构造。 （1）脉状构造：黄铁矿、黄铜矿或方铅矿等沿矿石裂隙充填，呈脉状构造。 （2）浸染状构造：由自形或半自形晶黄铁矿、黄铜矿、磁铁矿等呈疏、密不等，产于脉石矿物中。 （3）块状构造：黄铁矿、方铅矿和黄铜矿呈块状聚集，形态不规则，大小不等。多以黄铁矿、方铅矿组合为主。块状矿石一般含金较高。 （4）星点聚斑状构造：自然金呈星点状或聚斑状分布于矿石中。 （5）柔皱构造：由于矿石受后期构造活动作用，使矿物解理产生弯曲。 （6）蜂窝状构造（四）自然金特征及赋存状态（四）自然金特征及赋存状态 1 1、自然金产出特征、自然金产出特征：矿床的金矿物以自然金为主，主要载金矿物是黄铁矿，主要赋存于蚀变岩中。 （1）自然金的粒度：该矿床中的自然金粒度变化较大，所见金粒最大粒径0.58 毫米,最小 0.06 毫米。若以粒数划分，以细、微粒级为主；若以重量划分，则以中粒为主，粗粒次之，细粒少量。另外，自然金粒度变化与它所在的岩石、矿物不同而有差异。产于岩石中或石英脉中的金的粒度比产在黄铁矿和碳酸岩中的金粒度相对粗些。自然金主要赋存于蚀变岩中。 - 23 -（2）自然金的形态：自然金形态与它的赋存状态和嵌布特征有关。呈星散浸染状分布在岩石中的自然金形态常为园粒状、麦粒状或片状。分布在裂隙中的自然金形态则常呈不规则状、细丝状，串珠状、树叉状或片状，这一特征在裂隙发育的黄铁矿中普遍存在。另外，呈包裹体产出的自然金形态多呈乳滴状或浑园状。这些现象均反映了自然金在形成、聚集时所处的空间不同而形态各异。 （3）自然金的成色：经过对 11 件不同岩、矿石中自然金成色的测定，金的成色随其所处的载体不同而不同，但总的来看该矿床中自然金成色是比较高，成色均在 850 以上。2 2、自然金的赋存状态和嵌布特征、自然金的赋存状态和嵌布特征 自然金在矿石中的赋存状态主要有三种：一种是以浸染状散布于蚀变岩中；另一种是以裂隙金充填于黄铁矿或矿物颗粒间；还有一种是以包裹体形式，包含在黄铁矿中。呈包裹体形式和部分浸染状形式赋存的金，其形成世代较早，而以裂隙充填的较晚。 自然金在矿石中的嵌布主要有以下四种形式： （1）呈星散、浸染、聚斑状分布于蚀变岩中，金的粒度不等，疏密不均，这种蚀变岩常被石英或金属硫化物包围，呈残留体状。（2）呈包裹体形式存在于黄铁矿及其氧化物褐铁矿中。 （3）呈细丝（脉）状充填于黄铁矿和石英的裂隙中，或呈不规则状充填于被溶蚀的黄铁矿、黄铜矿、方铅矿和磁铁矿孔洞中。 （4）呈共结边与方铅矿、碲镍矿、黄铜矿连生。 另外银在方铅矿中含量较高，可达 773.7210-6, 赋存于自然金中的银，含量在 5左右，是银的一种主要赋存形式。（五）主要金属矿物特征及赋存状（五）主要金属矿物特征及赋存状态态- 24 - l l、黄铁矿、黄铁矿：该矿床黄铁矿分为两期，早期以粗粒为主，是含金的主要矿物，与蚀变岩、石英脉等构成金矿石。晚期以细粒为主，基本不含金或微含金。（l）粒度特征：黄铁矿粒度大小悬殊，大者可达 20 毫米以上，小者 1 毫米左右，通过对不同粒度含金性的测定表明，前者含金高，后者含金低。粒度大于 15 毫米的黄铁矿含金可达 206.4010-6 而粒度小于 1 毫米的仅为前者的十分之一。 （2）黄铁矿的形态：该矿床的黄铁矿，均为自形半自形粒状。往往粒度小的自形程度更好，而粗粒的常受力破碎或压扁呈长方形，并可见弯曲晶面。晶体周围包有一层碳酸盐薄膜，粗粒黄铁矿还常包裹磁铁矿、自然金、金红石等，或者沿它的裂隙或溶洞充填有黄铜矿、自然金；方铅矿等。 （3）黄铁矿的颜色 ：该矿床的黄铁矿有两种不同的颜色，一种为绿黄色，一种为淡黄色（或白黄色），前者含金较高，一般大于工业品位，后者含金较少或不含金。 （4）黄铁矿的赋存特征：颗粒较大的黄铁矿常呈单体或集合体分布于千糜二云蚀变岩中，一般产于石英脉边部和裂隙中，或者产于蚀变岩的片麻理间，而细小黄铁矿则分布比较广泛，蚀变岩中、片麻岩中、混合岩都可见到，还常以脉状集合体穿入粗晶黄铁矿中。 2 2、黄铜矿、黄铜矿 呈不规则它形粒状、脉状及网脉状分布于黄铁矿裂隙或颗粒之间，亦呈细小晶体浸染状分布在蚀变岩中，少数呈乳滴状产于黄铁矿中，电子探针分析及共生矿物组合等特征说明，黄铜矿也具两期矿化特点，早期黄铜矿为粗大集合体，呈团块状产于石英脉中，与其他金属硫化物共生。晚期黄铜矿与自然金、方铅矿、锑铅矿连生，呈细脉状沿早期黄铁矿或黄铜矿裂隙充填。 3 3、方铅矿、方铅矿- 25 -多呈脉状溶蚀、充填在黄铁矿裂隙和孔洞中，或呈团块状嵌布于碳酸岩、石英脉中及边缘。受挤压解理面弯曲，呈柔皱构造。方铅矿含银量较高，品位可达 773.7210-6。 矿石类型矿石类型（一）矿石自然类型划分（一）矿石自然类型划分III 号矿体为隐伏矿体，矿石类型以原生的蚀变岩型矿石为主，混合矿石和氧化矿石很少。1、蚀变岩型矿石，以黄铁矿化千糜二云蚀变岩为主，黄铁矿化千糜二云蚀变闪长岩少量（I 矿段），此外还发现有极少量的黄铁矿化千糜斜长黑云片麻岩、黄铁矿化混合岩化黑云斜长片麻岩含金，但都不具工业意义；石英脉型矿石，是含金的黄铁矿化石英脉，多呈脉状、网脉状分布于蚀变带中，个别石英单脉构成小矿体，而绝大多数则与蚀变岩共同构成矿体。2、混合矿石，基本保持原生矿石的结构和构造特征，有少量黄铁矿和黄铜矿的次生矿物（铜兰、褐铁矿）。3、氧化矿石，呈皮壳状分布在矿体浅部。呈土黄色、褐红色或褐黑色，土状或蜂窝状，结构疏松。由粘土、石英、云母、褐铁矿和孔雀石组成。矿石的工业类型为蚀变岩型矿石。（二）氧化带的确定（二）氧化带的确定在 III 号矿体 47-53 勘探线之间，通过光片资料和计算、水文地质和工程地质观测结果确定了氧化带深度：73.896.7m,平均为 81.1m。 矿体围岩及蚀变矿体围岩及蚀变 矿体为千糜岩化二云蚀变岩和少数为千糜岩化斜长黑云片麻岩、石英脉，局部还可见混合岩化黑云斜长片麻岩和钾长花岗岩脉为矿体的直接顶板围岩。- 26 -矿体与围岩没有明显的界线标志，需靠化验结果确定。但从岩石的蚀变强弱，特别是黄铁矿含量及特征，石英脉和碳酸岩脉发育程度等可大致分辩矿体与围岩界线。围岩蚀变主要有硅化、绢云母化、绿泥石化、黑云母化、钾长石化、碳酸盐化和黄铁矿化。以蚀变带为中心向两侧蚀变减弱，大致可以认为：黄铁矿化、硅化、绢云母化、碳酸盐化构成金矿体，而绢云母化、黑云母化、绿泥石化、绿帘石化构成近矿蚀变围岩。 伴生组分综合评价伴生组分综合评价04 矿金矿床，原报告矿石经光谱、光薄片、化学全分析、组合分析、电子探针和选矿试验等测试，矿石主要伴生元素为 Ag、Cu、Pb、Zn、S。银主要赋存于自然金中，其次产于方铅矿和辉银矿中，极少数以自然银存在。分布不均，最高品位 15.4310-6，最低品位 0.0310-6，一般品位0.133.5210-6，平均 1.9710-6，未达到综合回收利用最低指标，故本次资源储量核实未计算储量。在全泥氰化试验中，除提取金外，银回收率为 70左右。 铜主要产于黄铜矿，斑铜矿、辉铜矿，兰辉铜矿、孔雀石等矿物中，以黄铜矿为主。原矿平均含量 0.05，浮精矿品位为 1.3。铅产于方铅矿石中。矿石中含量极微，原矿含量为 0.007，浮精矿中含量为 0.06。 锌产于闪锌矿中，矿石中少见，含量极微。硫主要产于原生矿石中的黄铁矿中，平均含量为 l左右。氧化矿石含量极微或不含。 综上所述，该矿床为单一的金矿床，只有少量伴生银可综合回收利用，其它元素均无工业意义。.4矿床成因及找矿标志矿床成因及找矿标志- 27 - 成矿时代成矿时代两个铅同位素测定平均年龄为 10.0711.92 亿年,说明金矿化在晚元古代即已形成。 在号矿段蚀变闪长岩（2）和晚期矿化阶段热液蚀变黑云母中各采一个样，做 KAr 法同位素年龄测定，其年龄值为 281 亿年，可认为第二期矿化发生于闪长岩（2）侵入活动时期或者稍后。 成矿温度成矿温度通过对不同矿物，采用不同测温方法，其测温结果表明成矿温度变化范围较窄，不同世代的不同矿物形成温度差小，成矿温度为 300420之间，从爆裂温度测定黄铁矿和黄铜矿具有两个明显峰值，显示成矿的多期次，成矿温度不具岩浆热液正向演化特征，且具有区域变质热液较均匀化的特点。 矿床成因矿床成因太古代-早元古代大量中-基性火山岩及碎屑沉积岩含有丰度较高的金物质，形成最初的矿源层。中晚元古代，大约 11.1310.07 亿年的区域变质作形成变质热液，同时不断从围岩中萃取成矿物质，成为含矿热液,在热力驱动和构造作用下，含矿热液向压力较低的构造扩容带迁移，沉淀于构造节理、裂隙发育的有利地段，形成初具规模的金矿床。大约在 2.81 亿年左右华力西中-晚期，伴随内蒙古中部地区大规模的构造岩浆活动，使含金的岩浆热液，沿早期构造裂隙带中巳经形成的金矿床部位上升，使金矿化进一步叠加，最后形成 04 矿工业金矿床。 找矿标志找矿标志04 矿金矿床属变质热液型金矿，成矿物质主要来自地层，矿体明显受区域变质的构造剪切带和千糜岩化带控制，围岩蚀变范围较小，分带不明显，矿物组合和成矿温度属低角闪岩相或绿片岩相，金主要以自然金形式出现，并且成色较高。 直接找矿标志主要是有硅化（石英脉）、黄铁矿化、碳酸岩化、绢云母化- 28 -几者叠加的千糜岩化蚀变岩。间接找矿标志：1、含金丰度值较高的中、深变质岩系，本区为各类片岩、片麻岩。2、断裂构造发育，具明显的动力蜕变质带。3、中-酸性脉岩或小岩株发育的变质岩层中或接触部位。4、区域变质岩系的混合岩化程度较高的外侧，变质程度较低的岩层中。1.31.3 矿床开采技术条件矿床开采技术条件.1 水文地质水文地质 区域水文地质区域水文地质工作区所处区域水文地质单元属色尔腾山、渣尔泰山裂隙水区，北部与中生代断陷盆地层状裂隙、孔隙水区毗邻。（一）地形、地貌、气象、水文（一）地形、地貌、气象、水文矿区位于低山丘陵区,区内无地表水体，东坝近东西向区域分水岭横亘于矿区南侧，区内沟谷皆发源于此，较大沟谷有新城园沟、哈布其尔沟等，向北汇入小余太川。本区沟谷发育，切割中等，谷底多呈“V”字型，纵坡降510%。本区属干旱、半干旱草原气候区，地下水主要补给来源为大气降水，年平均降水量为 320.4 毫米,年平均蒸发量为 2124.2 毫米。每年降水又集中在68 月份降雨多以暴雨、阵雨形式出现；加之区内岩石裸露、植被稀少，降水多形成地表洪流流失，故对地下水的补给微弱。受以上气象和地形的影响，赋存于低山丘陵区和中生代断陷盆地内的地下水，因不利于大气降水的补给和汇聚，故富水性较弱，涌水量一般小于 0.30 升秒。（二）区域水文地质特征（二）区域水文地质特征1、第四纪沟谷孔隙潜水区：分布在低山丘陵和中生代断陷盆地之第四纪沟谷中，主要由第四系全新统冲、洪积砂砾石层组成，厚 l5 米，与下伏基岩裂隙水间无良好隔水层，组成了统一潜水含水组。由于沟谷地势低洼，砂砾石- 29 -透水性良好，利于大气降水之汇聚和入渗，所以沟谷下游富水性中等，成为区内主要供水含水层。地下水位埋深 1.433.5 米，涌水量为 1.8511.72 升秒，单位涌水量 0.6577.81 升秒米。水化学类型为型水，3aHCOClC矿化度小于 1 克升。2、中生代断陷盆地层状裂隙、孔隙水区（I）：本区位于中生代断陷盆地南部主要由白垩系固阳组杂色泥岩、砂岩、泥质砂砾岩（K1g5）和诛罗系石拐群砾岩、砂岩、页岩夹煤层（J1-2sh1+2）组成了山间盆地、低缓丘陵地形。相对高差 1530 米上覆第四系上更新统风积黄土，厚 310 米。碎屑岩由于泥质成份高、成岩较好，裂隙、孔隙不发育，不利于大气降水的入渗，故富水性较弱，涌水量 0.245 升秒，单位涌水量为 0.38 升秒米。水化学类型为NaCa 水或SO。NaCa 型水，矿化度小于 1 克升。 3HCO3HCO3、色尔腾山、渣尔泰山裂隙水区（）：本区基岩裂隙含水岩系以上太古界色尔腾山群（Ar3sr）、中太古界乌拉山群（Ar2wl）深变质岩和各期侵入岩为主。较大规模的挤压破碎带和断裂带以压性结构面为主，极其发育的节理裂隙又多为挤压闭合裂隙；张性裂隙多为碳酸岩脉或硅酸岩脉充填。区内岩层经受长期的区域和动力变质使岩石遭受强烈蚀变，蚀变矿物主要有绢云母、滑石、高岭土等，经风化后呈粘土状。构造和岩性均不利于大气降水的渗入补给，所以富水性较弱，涌水量一般为 0.0860.30 升秒，单位涌水量 0.130.6 升秒米，对矿床充水影响不大。水化学类型为 HCO3NaCa 水或 HCO3SO。NaCa 型水，矿化度小于 1 克升。 本区地下水主要补给来源为大气降水，东坝以北低山丘陵区的基岩裂隙水接受大气降水补给后向北迳流，从侧向补给中生代断陷盆地层状裂隙、孔隙水，第四系孔隙潜水接受大气降水补给后，向下渗入补给下伏基岩裂隙水和碎屑岩裂隙、孔隙水。低山丘陵为地下水补给区，中生代断陷盆地为地下水迳流区，第四纪沟谷下游为地下水排泄区，地下水除沿沟谷继续向区外排泄外，下游由于方位埋深浅，排泄另一个途径则为蒸发。- 30 - 矿床水文地质矿床水文地质矿区最低侵蚀基准面标高为 1631 米，矿坑水自然排泄面标高为 1568 米，储量计算底界标高为 1425 米。矿区在区域水文地质单元的位置是位于径流区。（一）含水层及地下水特征（一）含水层及地下水特征根据含水介质和水力特征，将矿区各含水层和隔水层分类如下： 1、透水不含水层：矿区位于分水岭北侧，所处地势较高，所以全新统冲、洪积砂砾石和上更新统风积黄土、坡洪积砂碎石层，绝大部分属透水不含水层。主要分布在沟谷中、上游段和山麓边缘。黄土、砂碎石层厚度小于 10 米，砂砾石层一般小于 3 米。 2、松散岩类孔隙潜水：由第四系全新统冲、洪积砂砾石层和上更新统坡洪积砂碎石层组成，含孔隙潜水，主要分布在矿区西部沟谷低洼开阔处及其两侧，如新城园沟主谷上游和胡家沟下游，支沟及其上游为透水不含水层。第四系全新统冲、洪积层孔隙潜水，含水层岩性主要为砂砾石，厚度 1.5 米左右，与下伏基岩裂隙潜水组成统一含水体，涌水量为 0.29 升秒，降深 0.3 米，单位涌水量为 3.20 升秒米，渗透系数为 34.81 米/日,水化学类型为 HCO3SO4CaMg 水，矿化度 0.5 克升。IIV 矿段该层不含水，对矿床开采无影响；第四系上更新统坡、洪积层孔隙潜水，含水层岩性为砂碎石，厚度 0.6 米左右,由于分布在新城园沟上游沟谷两侧，所处位置较高,且上覆透水性较弱的黄土层,不利于大气降水之入渗和汇聚，故含水微弱。它从侧向补给全新统冲、渊孔隙潜水。 3、脉状裂隙水：据坑道施工揭示，凡遇有石英脉的地段均有淋水现象，1987 年恢复坑道后这些地段仍有零星滴水，说明石英脉含裂隙水；但含水甚微，对矿坑充水意义不大。 4、基岩风化裂隙潜水：含水岩系主要由上太古界色尔腾山群（Ar3sr）各种片麻岩、混合岩和各期侵入岩组成，地下水赋存于基岩风化带裂隙中。水位- 31 -埋深随地形而异，近分水岭地段埋深大，含水性随风化程度自上而下逐渐变弱，微风化带以下已基本不含水。基岩风化裂隙富水性较弱，据 9 号民井抽水资料涌水量 0.30 升秒，降深 0.5 米，单位涌水量 0.6 升秒米，渗透系数为21.6 米日，含水层揭露厚度 0.52 米。另据 1987 年 6 月 1620 米中段恢复坑道时（封坑近三年）排水疏干后，一个多月抽水，每日排水量 1 吨，降深 48.3米，单位涌水量为 0.0036 升秒米,水化学类型为SO4MgCa 型3HCO水，矿化度 0.41-0.58 克升。5、隔水层：据硐探揭示，斜井掘进到微风化带以下时岩石较新鲜完整，含金蚀变带及其顶底板除石英脉有零星滴水外，其余属潮湿或干燥区，另据 Z K2102-1 号孔在 1620 米中段之下抽水资料，单位涌水量为 0.000014 升秒米，属隔水层。（二）挤压破碎带、断裂带水文地质特征（二）挤压破碎带、断裂带水文地质特征 据机掘坑道揭露，各断层破碎带大多数干燥无水，仅局部地段潮湿或有零星滴水，滴水甚微，数秒至数分钟一滴；另据钻孔简易水文观测，钻进遇到断裂带冲洗液无明显消耗，说明它基本不含水。F1 断层属规模较大的压性结构面，主要由断层泥、断层角砾岩组成，据 87 年阴在斜并中观测，破碎带为潮湿区不含水，而其上盘却淋水不断，说明 F1 断层起阻水作用。（三）地下水动态变化（三）地下水动态变化 1、流量变化据坑道疏干排水系统观测资料，丰水期流量 5.2 吨日(1983年 9 月 1 日)是平水期流量 3 吨日(当年 6 月中旬)的 1.73 倍。 2、水位变化,据 14 号民井和 g3 井访问资料，基岩裂隙水和第四系全新统冲、洪积层孔隙潜水水位年动态变化为 1.01.3 米。（四）矿床充水因素分析（四）矿床充水因素分析 由于矿区多年未进行开采，所以矿床内存在地表水体，即老窿水，矿床充- 32 -水主要为脉状陡倾斜构造裂隙潜水，充水方式为直接充水，其次为疏干区大气降水渗入，充水因素简单。矿床充水通道主要为构造裂隙和节理，通过现掘坑道观察，坑道两壁及顶板裂隙发育，地下水沿裂隙渗出或滴流，水量甚小，单点流量为0.0010.02L/s。矿床充水强度主要是矿脉的性质（脉体的出露和接受补给条件、脉体的导水性能以及脉体的边界条件等）影响。据前述各脉体的性质表明矿床充水强度大，仅 4 号脉东段（51 号勘探线以东）充水强度较大。由于矿脉出露面积小，当地地势较高，有利用于自然排水。矿床地下水位的变化受季节影响较小，说明大气降水渗较差（入渗系数 取 0.15），对矿床充水影响较小。 矿坑涌水量预测矿坑涌水量预测 新城园沟上游 III 号矿体隐伏处，与上覆第四系冲、洪积层孔隙潜水含水层间无良好隔水层，含水砂砾石层透水性良好，洪水易通过此层和导水裂隙渗入矿坑，矿坑水在洪水期有可能急剧增大为保证井巷稳定性，巷道必须通过时应采取有效的防渗和加固措施。矿床地下水呈陡倾斜状埋藏，与主矿脉相一致，因此把脉状含水带概化成为一条具有两条隔水边界的潜水层来预测矿坑地下水涌水量。由于岩脉坑道长度远大于含水带宽度的两倍（B2L），因此，把沿脉开掘的水平巷道比拟为垂直脉体且完全揭穿含水带的若干巷道计算其涌水量。采空区视为地下水疏干区，仅接受大气降水渗入。该矿床坑道预测涌水量为 25.11。3/mh 水资源及供水水源评价水资源及供水水源评价矿床内可作供水水源地有两处,分别为: 新城园沟中段水源地,该水源地位于新城园北村，为河屹洞渠沟和新城园沟汇合处，汇水面积 13.22 平方公里，- 33 -距矿区 4 公里左右。据邻近 22 号民井抽水资料：含水层揭露厚度 0.96 米，涌水量为 1.8 升秒，降深 0.21 米，单位涌水量 8.57 升秒米，渗透系数264.49 米日,经初步计算地下迳流量 554.5 立方米日；哈布其尔水源地，该水源地位于哈布其尔沟，汇水面积 64.69 平方公里，距矿区 8 公里。g1 大口井涌水量为 1012 立方米日（87 年 6 月）该井含水层揭露厚度 3.1 米，涌水量 11.72 升秒，降深 1.5 米，单位涌水量 7.81 升秒米，渗透系数 34.43米日。 新城园沟中段水源地水化学类型为CICa 型水,矿化度 0.41 克3HCO升；哈布其尔水源地水化学类型为CISO4 一 NaCa 型水,矿化度3HCO0.63 克升。两处水中有害元素均未超标。据新城园沟中段水源地下游 g5 号井细菌分析，未发现致病菌，细菌总数为 1484 个毫升，大肠菌值 70 个升，以上两值太高与该井为灌溉井经常施肥污染有关，经走访固阳防疫站，只要加强井口卫生防护，采取消毒措施即可饮用。 水文地质勘查类型水文地质勘查类型水文地质勘查类型第二型第一类：水文地质条件中等，顶板直接进水，以孔隙充水为主的矿床。.2工程地质工程地质 矿床工程地质特征矿床工程地质特征( (一一) )矿体和顶底板及其主要井巷围岩的稳定性矿体和顶底板及其主要井巷围岩的稳定性1 1、矿体及其顶底板的稳定性、矿体及其顶底板的稳定性矿体赋存于千糜岩化二云蚀变岩和千糜岩化蚀变闪长岩中，以前者为主，后者主要分布在矿段。矿体顶底板岩石（含金蚀变带）抗压强度一般为527.5580kg,属半坚硬岩类，抗剪切强度 101144kg, 内摩擦角2cm2cm为 34.3536.35, 内聚力为 45.0385.24kg，平巷中天然安息角2cm- 34 -3542，岩体结构类型以碎裂结构为主，仅千糜岩化蚀变闪长岩属碎裂-散体结构。矿体顶底板岩石中、V 级结构面均很发育，级结构面 F3断裂在、V 矿段组成其北边界,结构面互相切割呈菱形块状、碎块状、碎屑状，块径以 25 厘米为主，一般不超过 10 厘米，岩石蚀变十分强烈，岩石质量指标（RQD）为 29.93，岩体状态属坏的； 、级结构面以软弱夹层为主，1620 米中段坑道中发育着北西向（F36）、北西西向（F39）、近东西向（F38）和北东向（F17）四条断裂，宽度一般为 0.20.6 米，最宽处为12.5 米，断裂面被断层泥、断层角砾充填，上下盘为薄层动力滑膜，均属软、弱泥化夹层，岩体稳定性较差，在沿脉巷道中易出现坍塌、冒顶、片帮、掉块等事故，尤其是 F3 与 F39 断裂交汇部位，即东沿脉附近和 F17 断裂破碎带宽度较大处有严重的塌方，需重点加强坑道支护。含矿蚀变带中石英脉顺层很发育，规模较大者组成块状镶嵌结构，少部分为碎裂镶嵌结构，彼此镶嵌咬合牢固，故稳定性较好。石英脉发育地段一般仍属碎裂结构，因石英脉属后期岩脉，经受构造变动轻微，硅化强烈，岩石强度和整体性都比较大，比较稳定。2 2、主要井巷围岩的稳定性、主要井巷围岩的稳定性 （1）含金蚀变带围岩为千糜岩化斜长黑云片麻岩，抗压强度为 518533 PMa，属半坚硬岩类，离矿体较远部位其抗压强度为 982-1279 PMa，也为坚硬岩类,内摩擦角为 36.3837.15，内聚力为 50.89174.32 PMa, 软化系数为 0.590.8。岩体结构类型以薄层状结构为主，局部为碎裂结构, 岩体质量指标为 0.390.86,属质量中等。（2）F3 断裂为千糜岩化斜长黑云片麻岩和含矿蚀变带（、V 矿段）的北界，对金矿赋存和岩体稳定性均起着重要作用，断裂面由断层泥、动力滑膜和角砾碎屑组成，属散体结构，软弱泥化夹层，断裂带宽度变化很大，最宽处35 米,最窄处 0.10.2 米，1620 米中段坑道中一般为 0.4 米左右,东沿脉末端破碎带宽 2.5 米, 该段需重点加强坑道支护。（3）混合研化黑云角闪斜长片麻岩厚 28 米，位于 F3 断裂上盘，抗压强- 35 -度为 11111208 kg，为坚硬岩类，抗剪切强度 175238kg，受2cm2cmF3、 F4 等断裂影响，岩体结构类型以碎裂构为主，局部为簿层状结构；条带状混合岩，抗压强度为 20452360 kg，为特别坚硬岩类，抗剪切强度2cm191224kg，岩体结构除剧、强风化带外以薄层状结构为主，强风化带2cm以上属碎裂、散体结构，岩体稳定性很差，极易塌方至地表，需重点加强支护。弱风化带上部，即地面下 712.3 米之上坍塌，掉块严重，需重点加强支护。4、F1 断裂主要发育在条带状混合岩中，仅在 V 矿段介于混岩与混合岩化黑云角闪斜长片麻岩之间，断裂规模大，破碎带宽 933 米，有多次后期岩浆活动，岩石十分破碎，由断层泥、断层角砾等碎屑物质组成。结构体呈碎片状、碎屑状和土状，属较大的弱泥化夹层，经水浸泡后岩体稳定性很差，87 年坑道曾出现大面积塌方，堵塞斜井十余米。需重点加强坑道支护 矿床工程地质评价矿床工程地质评价本区主要为沉积变质岩，以层状结构为主，岩层的厚度比较稳定，但层间结构面发育，矿区内地质构造复杂，区域性挤压破碎带和断层破碎带十分发育，含矿蚀变带被北东、北西向皿级结构面错断，发生位移；蚀变带内并发育着北西西向和近东西向顺层级结构面。、级结构面均为软弱泥化夹层和断裂破碎带，对岩体稳定性起着决定性作用，矿体及其顶底板岩石强烈蚀变，岩体结构类型以碎裂结构为主，主要井巷围岩以薄层状结构为主。强风化带以上岩石破碎风化强烈，岩体稳定性很差，风化带发育较深。地下水静水压力小，富水性弱，不良工程地质问题较多，对矿床开采影响较大，需认真作好防护工作。矿区工程地质勘探类型属第三型第二类：工程地质条件复杂，以坚硬、半坚硬岩层为主的层状矿床。.3环境地质环境地质 矿区稳定性评价矿区稳定性评价- 36 -据固阳县地震局介绍，本区地震主要受临河至集宁大断裂控制，历年最大震级 3.3 级，最大烈度 3.4，且地震频率较低。根据中国地震动参数区划图（GB-18306-2001），地震动峰值加速度为 0.15g，对照地震烈度 7.5 度。 环境污染评价环境污染评价矿床水文地质简单、工程地质条件较复杂，地下水化学类型单一，坑道水排泄、地表变形（露采场、废石堆）对地质环境影响极小，不会出现环境污染及由于各项采矿措施所引起的不良环境问题（不会产生由于采矿、地下水的排放而引起的地面沉降、滑坡、塌陷）。对植被和生态环境影响不大。但现有的地表露采坑虽均在地势较高地段，然而防止雨季积水而影响下部矿坑（巷道），建议回填，并采取防水措施，如回填后上部灌浆。 地下水侵蚀性评价地下水侵蚀性评价（一）地下水对铁、铅的侵蚀性（一）地下水对铁、铅的侵蚀性矿床地下水 PH 值为 7.47.9，总硬度为 11.5646 德度，对铁和铅均无侵蚀性。（二）水对混凝土的侵蚀性（二）水对混凝土的侵蚀性1、分解性侵蚀矿床地下水的 PH 值 7.47.9，大于 PHS，因此，对各类混凝土均无分解性侵蚀（据水文地质手册775 页鉴定指标）。矿床地下水呈弱碱性，对混凝土无酸性侵蚀。另外，矿床地下水中游离含量为零，对混凝土更无碳酸型侵蚀。2CO2、结晶性侵蚀矿床地下水中离子含量一般为 197.42mg/L，离子含量一般24SOCl- 37 -65.04mg/L。根据水文地质手册775 页表 10-2-8 鉴定指标，矿床地下水对混凝土无结晶性侵蚀。3、分解结晶复合性侵蚀矿床地下水中、等离子含量总和为2Mg2Fe3Fe2Ca2Zn4NH293.6mg/L，根据侵蚀性鉴定指标，矿床地下水对混凝土无分解结晶复合性侵蚀。矿床地下水水质较好，但含量超标（1.5mg/L），个别样品的含量大于F250mg/L，属第类。 矿区自然环境现状矿区自然环境现状区内污染源主要为尾矿含氰废水，由于维护好，目前没有发现“尾矿池”渗漏和外溢现象，污染控制在有限的范围内。采矿及采矿过程中疏干排水对自然地质现象及附近牧业未造成影响。矿区放射性背景值很低，有害组分及硫、砷、汞等含量很低，对人体不会造成危害。采矿时，粉尘对人体的影响要注意防范。综上所述，该矿床附近无污染源，矿石化学成分稳定，但地下水某些指标超标。故矿床地质环境类型属第二类。总之，矿区开采技术条件为第类二型。- 38 -第二章第二章矿区范围矿区范围2.1 矿区境界矿区境界 该矿为 04 矿 III 号矿体,周围已开发的较大的矿山有东五分子铁矿、公益民铁矿等，依据地质资料，确定重点评价范围的拐点坐标：见表 2-1 表 2- 1拐点坐标拐点编号XY14546.3537389.1024546.3537389.3034546.2437389.7044546.0037389.7054546.0037389.3064545.9037389.3074545.9037389.10- 39 -七个拐点 1-7 范围内即为圈定的矿区范围, 面积 0.2079 平方公里, 赋存标高：16701425 米。在该范围内， 所有的工业场地都可布置妥当，且距离移动带一定的距离，较安全，所以该范围比较符合实际，具有一定的合理性。第三章第三章生产能力、服务年限及一般工作制度生产能力、服务年限及一般工作制度3.1 储量计算储量计算3.1.1工业储量计算工业储量计算 依据内蒙古自治区矿产资源储量委员会以“内蒙储决字19944 号文批准的内蒙古自治区固阳县 04 矿矿区金矿勘探地质报告”及矿山生产探矿、采矿坑道资料，按新标准规范有关规定要求和内蒙古自治区机械工业厅 1987 年 11 月下达工业指标重新圈定矿体，其原始资料基本可靠，可满足核实报告的编制要求。对核实利用的原始资料，由巴彦淖尔市国土资源局及报告编制单位对其各项工程质量真实可靠性进行了承诺，下达工业指标为：1、边界品位(Au)1.0010-6，2、单工程或小块段平均品位(Au)3.010-6，3、矿床平均品位(Au)5.010-6，- 40 -4、最小可采厚度 0.7m，5、夹石剔除厚度2m，6、块段 mg/t 值 2.1，7、无矿剔除长度：上、下中段对应为 15m，不对应为 20m。由地质资料及堪探线图画出纵投影图，再由纵投影图计算出该矿的工业储量，Q=75041.006611.72.69=236.18 万吨。 3.1.2三级矿量计算三级矿量计算 开拓矿量的计算开拓矿量的计算其计算公式为： Qk=ATk（1-）/k式中： Qk-开拓矿量，万 t； A-矿井年产量，10 万 t/a； Tk-开拓储量的保有期限， 3a；-矿石的贫化率，30%； k-矿石回收率，80%； 经计算，Qk=103(1-30%)/80%26.25 万 t 采准储量的计算采准储量的计算其计算公式为： Qz=ATz(1-)/k式中： Qz-采准储量，万 t； Tz-采准矿量的保有期限，0.5a； 经计算，Qz=100.5（1-30%）/80%4.375 万 t 备采储量的计算备采储量的计算其计算公式为： Qb=ATb(1-)/k 式中，Qb-备采储量，万 t；Tb-备采储量的保有期限， 3 个月；经计算，Qb=10（3/12）（1-30%）/80%2.875 万 t3.2 矿井生产能力的确定矿井生产能力的确定 根据矿井工业储量、矿床赋存条件，开采技术条件，经济条件，技术与管理人才条件，以及本次矿山设计的要求，确定该矿山的生产能力 A 为 10 万吨/年。- 41 -3.3 矿井服务年限的确定矿井服务年限的确定在井田范围已定的条件下，矿床工业储量是一定的，而矿井服务年限则随矿井生产能力的变化而不同。因此，矿井服务年限可由下式确定：(1)QkTA式中， T矿山服务年限 Q矿石的工业储量,为 236.18 万 t k矿石的回收率，为 80% A矿山的生产能力，为 10 万 t/a 矿石的贫化率，为 30%T=223.459380%/10(1-30%)=26.99a 因此确定该矿的服务年限为 27a。3.43.4矿山工作制度矿山工作制度 年工作天数为 330 天，月工作 28 天，每天三班，每班工作八小时，连续作业，工人实行轮休制，管理人员除直接生产管理人员外实行社会星期天休息制度。具体工作制度情况在采矿方法设计章节中另有较详尽的阐述。- 42 -第四章第四章开拓系统设计方案开拓系统设计方案4.1 开拓系统方案的选定开拓系统方案的选定4.1.1概念概念为开发地下矿床，从地表向地下掘进一系列井巷通达矿体，便于人员出入以及把采矿机械设备、器材等送往各采区工作面；同时把采出的矿石由井下运往地表，使地表与矿床之间开成一条完整的运输、提升、通风、排水、动力供应等生产服务井巷，这些井巷工程的建立称矿床开拓。为开拓矿床而掘进的井巷称开拓井巷，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。4.1.2一般规定和要求一般规定和要求 矿山开拓系矿山基本建设工程，其投资及施工期均占有相当大的比重，这是一项对矿山生产具有长远影响的矿山总体布置。考虑矿床开拓时，必需符合下述原则：生产安全、开拓工程量少、投资省、经营费低、投产快、管理集中方便。- 43 - 对矿山开拓方案通常有如下要求：1、井口和平硐位置应保证其构筑物有受地表塌陷、滑坡、山洪暴发和雪崩的危害，井口标高一般应在历年最高洪水位 13m 以上；2、主要井巷位置应尽量选在稳固的岩层中，避免开凿在含水层、断层或受断层破坏的岩组中，特别是在岩溶发育的地层和流砂中更应该避开；3、井筒位置一般位于开采移动带以外，否则应留有保安矿柱；4、主要井巷出口位置既要便于布置各种建筑物、构筑物、调车场、堆放场地和排弃场等设施，又要不占或少占农田；5、井巷位置应考虑地表和坑内工程量少，建设快和到选厂的总运输功小；6、每个矿井应有两个通往地表的独立安全出口；7、矿井的主要出口一般应考虑留有一定的备用提升和运输能力，远景储量大的矿山，更应留有较大的余地；8、一般情况下主要井巷均应布置在矿体下盘以便长期使用，只有在下盘工程地质条件恶劣时，才考虑将主要井巷布置在上盘；9、确定矿山主要井巷断面时，除考虑生产能力、设备外形尺寸和必要的间隙外，还应考虑通风、排水、压气管路和供电线路的铺设要求；10、 位于地震区的矿山，应将矿井抗震列为设计的重要内容。4.1.3开拓系统方案的选择开拓系统方案的选择1、平硐开拓、平硐开拓 适用于开采赋存在地表以上的矿体。平硐开拓具有能充分利用矿石的自重溜放，便于通风、排水、多阶段出矿，施工简单易行，建设速度快，投资省、成本低，管理方便等优点。根据地质资料可知，该矿明显适合于地下开采，由于矿体赋存于地表以下，且地表地形平缓，可排除平硐开拓方案。2、斜井开拓、斜井开拓按斜井与矿体的相对位置，通常有下列三种：脉内斜井开拓、下盘斜井工拓、侧翼斜井开拓。本矿由于矿体上盘有一条断层平行于矿体，故初选方案中有侧翼斜井开拓。3、竖井开拓、竖井开拓竖井开拓中有上盘坚井下拓与下盘竖井开拓，本矿由于矿体上盘有一条断层平- 44 -行于矿体，故初选方案中有下盘竖井开拓。4.1.4开拓系统方案的比较开拓系统方案的比较故该矿的开拓方案初选为侧翼斜井矿车组开拓与下盘竖井开拓两种方案。侧翼斜井矿车组开拓的优点：具有石门短，初期投资小，运输距离短，开拓准备时间少，施工设备简单，投产快，掘进延深斜井容易等；侧翼斜井矿车组开拓的缺点：提升速度慢，提升能力小，维护费用高于竖井，提升人员、设备较复杂，钢绳磨耗较竖井大，矿车组提升容易出轨，事故较竖井多，斜井中管道较竖井长，其排水阻力较竖井大。下盘竖井开拓的主要缺点是石门长度随开采深度增加而增长，开拓量增加。对两种开拓方案进行技术比较：1. 竖井方案通风容易（中央对角式，两侧翼各设一个风井）,斜井方案通风距离长，通风困难；2. 斜井矿车组事故较竖井多，且排水困难；3. 竖井位置位于矿体下盘，围岩稳定，有利于开掘。 对两种开拓方案进行经济比较: 1采用侧翼斜井矿车组开拓方案。主斜井井口的位置坐标为： X=46.14550 Y=37389.15736 Z=1641.63设一通风竖井，井口坐标为： X=46.08172 Y=86.67908 Z=1646.64 2采用下盘竖井开拓方案。则主井井口坐标为： X=46.07342 Y=89.40681 Z=1670.24此时需设两个通风井，井口坐标为： X=46.14550 Y=37389.15736 Z=1641.63 X=46.08172 Y=86.67908 Z=1646.64则布置巷道及主要巷道长度比较如下：表 4-1-2开拓方案斜井/竖井(m)风井(两个)(m)阶段运输巷(全部) (m)石门(全部)(m)采用侧翼斜井矿车组354.78217.911976.16853.42- 45 -下盘竖井开拓254.89290.402204.87722.54由此表可以看出，两种开拓方案的工程量相差不是很大，且采用下盘竖井开拓方案时，事故较之少，对于一个小型矿山来说，安全至上，故选用下盘竖井开拓，中央对角式通风。4.2 开拓系统及井筒位置的确定开拓系统及井筒位置的确定.1井筒坐标井筒坐标该矿选用下盘竖井开拓，中央对角式通风，故主井一个，位于矿体中央，通风井两个，位于矿体两侧，具体坐标如下： 主井井口 X=46.07342 Y=89.40681 Z=1670.24 通风井口 X=46.14550 Y=89.15736 Z=1641.63 X=46.08172 Y=86.67908 Z=1646.6.2井筒详细信息井筒详细信息各井筒的详细信息如下表所列：表 4-2-2井筒名称用途规格井筒倾角及提升方位角井筒长度(米)主竖井 1主要用于提升矿石、废石、人员、设备，同时作为安全出口等净断面直径为 5米(示意图见图4-2-3(1)北北东 11254.89通风竖井 2主要用于通风，同时作为安全出口直径为 3 米169.62通风竖井 3主要用于通风，同时作为安全出口直径为 3 米120.7.3开拓系统的构成开拓系统的构成 竖井井筒断面的设计竖井井筒断面的设计- 46 -1 1、断面形状的选择、断面形状的选择竖井断面一般选用圆形断面，有受力条件好， 通风阻力小，维护方便，维护费用低于矩形断面等优点。围岩属中等稳固到稳固所以支护采用喷射混凝土支护。2 2、竖井井筒装备、竖井井筒装备 立井井筒装备，是指安设在井筒内的空间结构物，主要包括罐道、罐梁、梯子间、管路电缆以及井底金属支撑结构等。其中罐道和罐梁是井筒装备的主要组成部分，它是保证提升容器安全运行的导向设施。 罐道：是提升容器在井筒中运行的导向装置，它必须有一定的强度和刚度，以减小提升容器的横向摆动。钢轨罐道与木罐道相比具有经久耐用的优点。本设计中选用 38kg/m 钢轨。 罐梁：立井井筒装备采用刚性罐道时，在井筒内需安设罐梁以固定罐道。罐梁沿井筒全深每隔一定距离一层，一般都采用金属材料。本设计中选用材料与罐道一致，为 38kg/m 工字钢。 梯子间：当立井井筒作为矿井的安全出口时， 井筒内必须设置梯子间。梯子间由梯子、梯子梁、梯子平台和梯子间壁网组成。梯子间两平台之间的垂距不得大于 8m，梯子斜度不得大于 80。除作为安全出口外，还可以利用它检修井筒装备和处理卡罐事故。 管路间和电缆间：其中安设有排水管和供水管以及各种电缆。为检修方便，管路间和电缆间一般布置在罐笼井内靠近梯子间的一侧。其大小由管路的直径和趟数以及管路之间、管路与井壁之间、管路与提升容器之间的安全间隙决定。 3 3、竖井井筒断面、竖井井筒断面A A、井筒格间划分和断面布置井筒格间划分和断面布置 提升间：提升间的布置是根据提升容器的类型，规格，数量和井筒装备的类型及其布置形式确定的。本矿山采用一个 3单层罐笼作为竖井提升容器，其代码为 YJGG-2.2-1；提升机型号选用2JK-3/11.5；矿车选用型号为 YFC-0.7-6。罐笼间布置与井底车场及地面出车方向一致。梯子间紧靠罐笼间，以便人员提升途中遇到停电情况时，便于从梯子间出井。- 47 -梯子间: 在提升人员的井筒内，必须设置梯子间作为停电及井下发生突发事件是的安全出口，平时可用来检修井筒装备和处理提升设备或容器故障。梯子间由梯子，梯子梁和梯子平台组成，布置在井筒一侧，并用隔板与提升间，管子间等隔开。梯子间的布置采用并列形式，遵从以下规定：梯子安装倾角为80 度；梯子宽度为 0.4m；梯子上端伸出平台 1m；平台梯子口尺寸为0.7m0.8m。管子间及电缆敷设：井筒内需敷设专门的管子间以输送空气和排水。管子间按管子法兰盘最大外径尺寸布置，并留有安装，检修和更换的空间位置。在管子间除布置管道外，还设有动力，信号，通讯等电缆。电缆用电缆卡子固定在梁上。B B、确定井筒断面尺寸、确定井筒断面尺寸具体的断面尺寸见竖井井筒断面设计图。如图 4-2-3(1)修正后平衡锤罐笼梯子间管道布置5米360320135022002024530530102015804710440638Kg/m钢700800400600600图 4-2-3（1）C C、通风井筒的设计、通风井筒的设计 风井的选择依据采矿设计手册 ，选择风井直径为 3m 的圆形井口作为通风- 48 -竖井，同时作为安全出口，设梯子间。 阶段运输巷断面设计阶段运输巷断面设计1 1、选择巷道断面形状和支护类型选择巷道断面形状和支护类型用于运输矿岩的电机车为 1 台，另有一台备用。运输布线方式采用单线布置，轨距 600mm；服务年限较短，预计巷道承受较大的顶压，故选半圆拱形，支护材料选用锚喷支护。2 2、确定巷道断面尺寸确定巷道断面尺寸A A、巷道净宽度巷道净宽度 B B B=a+A+c 式中，a非人行侧的宽度，不得小于 300mm，取 400mm； A运输设备的最大宽度，取电机车的宽度，为 1250mm； c人行侧的宽度，不得小于 800mm，取 840mm； B=400+1250+840=2490 按只进不舍的原则以 50mm 进级，故取 B=2550mmB B、道床参数、道床参数根据该巷道的运输量及采用的运输设备，选用 18kg/m 钢轨，钢筋混凝土轨枕。查表知底板水平与轨面水平的间距 hc320mm，底板至道渣面的高度hb180mm，则道渣面与轨面的高度 ha140mm。断面尺寸见图 4-2-3(2)60012001001:1.5180 140底板渣面轨面图 4-2-3(2)C C、净高净高 H H 的计算的计算 半圆拱形高 h0 =B/2=2550/2=1275mm 墙高 h3的确定:- 49 -按电机车架线要求计算 1由半圆拱形巷道拱高公式得 h3h4+ hc221()()RnKb式中，h4为轨面起电机车架线高度，取 1800mm；hc为道床总高度，是 320mm；n 为导电弓子外缘与巷道拱壁之间的安全间距，取 300mm；b1为轨道中线与巷道中线间距，为 250 mm ；K 为导电弓子宽度之半，取 360mm。 所以，h31359.4mm按管道架设要求计算 2h3h5+ h7+hb（按电弓子）221(/ 2)RKmDb式中，h5为渣面至管子底高度，取 1800 mm；h7为管子悬吊件总高度，取 900 mm；m 为导电弓子距管子间距，取 300 mm；D 为压气管法蓝盘直径，为 335 mm；B1为轨道中线与巷道中线间距，是 250 mm。所以，h31743.3mmh3h5+ h7+hb(按电机车)2211(/ 2/ 2)RAmDb式中，为电机车距管子的距离取 200mm1m所以，h31843.5mm按行人要求计算 3半圆拱巷道墙高按下式计算：h31800+ hb -22)(jRRj 为距巷道壁的距离，一般取 200 mm所以，h31301.8 mm综上三种要求计算后取其中的最大值 1843.5mm，按只进不舍的原则以100mm 进级，确定本巷道的壁高 h3=2000mm。则巷道净高 H= h3 hb +h0 =2000-180+1275=3095mm。3 3、选择支护参数、选择支护参数- 50 - 本巷道采用锚喷支护，根据巷道净宽 2550mm、穿过中等稳定岩层、服务年限小于 10a，选用锚杆间距 8001000mm，锚深 1400mm，喷厚 T1=50mm，故支护厚度 T= T1= 50mm。4、水沟参数、水沟参数水沟坡度与巷道坡度相同，取 3，水沟的断面参数为：上宽 400mm，下宽 400mm，深度 400mm，净断面积 0.160m2，掘进断面面积 0.203m2，每米水沟混凝土用量为 0.133 m3。示意图见图 4-2-3（3）40050400图 4-2-3（3）5、巷道断面尺寸、巷道断面尺寸巷道设计掘进宽度 B1B+2T2550+2502650mm巷道计算掘进宽度 B2= B1+2=2650+275=2800mm巷道设计掘进高度 H1H+hb+T3095+180+503325mm巷道计算掘进高度 H2H1+3325+75=3400mm巷道设计掘进断面面积 S1= B1（0.39B1+h3）=2650（0.392650+2000）=8.03m2巷道计算掘进断面面积 S2=B2（0.39B2+h3）=2800（0.392800+2000）=8.66m26、管缆布置、管缆布置 压风管和供水管布置在人行道一侧上方，采用管子托架架设。托架上部敷- 51 -设压风管，托架下部悬挂供水管。一动力电缆设于非人行道一侧，三条通讯、照明电缆设于人行道一侧。电缆采用挂钩悬挂在支护侧墙上。7 7、巷道、巷道掘进工程量及材料消耗量掘进工程量及材料消耗量每米巷道拱与计算掘进体积 V1S218.03 m3每米巷道墙角计算掘进体积 V20.2（T+）1=0.025m3每米巷道拱与墙喷射材料消耗 V31.57（B2-T1）T1+2h3T1=0.63 m3每米巷道墙脚喷射材料消耗 V40.2T110.01m3每米巷道喷射材料消耗 V= V3+ V4=0.64 m38 8、巷道断面施工图、巷道断面施工图（1 1）阶段运输巷的断面尺寸见图）阶段运输巷的断面尺寸见图 4-2-34-2-3（4 4）6002550265012502000320900180020001275图 4-2-3（4）（2 2）风速验算）风速验算选择 K35 型轴流式风机按下式验算风速 V VQ/S1=V允- 52 -式中：Q通过井筒的风量，m3/s； S1减去井筒铲备和其它固定设备尺寸后的井筒净断面积，通常S10.85S； V允按规程要求井筒允许通过的最高风速，m/s。由采矿手册查得：V允=8m/s；1)主井：S1=0.85S=0.8519.62516.682，VQ/S134.89/16.682.09 m/s8 m/s,所以主井满足通风要求。 2）阶段运输巷：S1=0.85S=0.858.036.82552，VQ/S134.89/6.82555.11 m/s8 m/s,所以阶段运输巷满足通风要求。 石门断面的确定石门断面的确定由于矿山的年生产能力较小，因此运输能力也比较小，而同时回采的矿块数为 4 个，一个阶段内同时回采矿块数为 2 个，所以要求阶段运输巷的通过能力较小。石门内要求布置空重车的储车线， 即需设计成双轨。1 1、巷道净宽的确定、巷道净宽的确定 =40904100 取 4150mm12BaAct 2、巷道净高的确定、巷道净高的确定A、拱高、拱高0h拱高=R=2075mm0h12BB、墙高、墙高3h按架线电机车导电弓子要求：=1041.8mm22341()()chhhRnkb按管道的装设高度要求： 按电弓子： =1312.8mm223572()2bDhhhhRkmb- 53 - 按电机车：=1078.7mm22135712()22bADhhhhRmb按人行高度要求计算： =1091.2mm2231800()bhhRRj综上计算，取最大值=1312.8mm，考虑一定的余量，确定本巷道壁高3h=1500mm。3h3、巷道的净断面面积、巷道的净断面面积 S 和净周长和净周长 P =12.22(0.39)SBBh =13.3m22.572PBh4、用风速度校核巷道净断面积、用风速度校核巷道净断面积 ， Q=34.89max8.0/Vm s3/ms 34.892.868/12.2QVm sS设计的大巷断面面积风速没有超过规定，可以使用。5、支护参数、支护参数 本巷道采用锚喷支护。根据巷道净宽 4.15m，穿过中等稳定岩层，服务年限小于 10 年的条件，喷层厚度=100mm，锚深 1600，间距 800。1T6 6、石门断面施工图、石门断面施工图石门的断面尺寸见图 4-2-3(5)。- 54 -415043502000320180016003400图 4-2-3（5） 穿脉的断面确定穿脉的断面确定为了提高矿石的回采率，避免在矿体内溜矿柱，因此沿阶段运输巷道，每50 米布置一个穿脉巷道，这种布置的优点是穿脉巷道装矿安全、方便、可靠,可起探矿作用。综合考虑以上两种需要，为了确保设备能正常运行，将巷道断面布置为矩形，宽 2.5 米，高 2.5 米。.4阶段平面设计阶段平面设计 阶段的主要参数阶段的主要参数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，我国矿山阶段高度在急倾斜矿山中一般为 50-60m。主要的影响因素是矿床开采技术条件如矿体厚度，倾角，矿岩的稳定性，矿体底板的平整性，矿石品位，矿石粉碎程度等。本矿山的矿体倾角 70-80，平均厚度为 11.7m，矿岩稳定性较好，故确定的阶段高度为 50m。根据矿山的地质资料及堪探线剖面图、纵投影图可确定阶段数目为 4 个。 运输及回风巷道的布置运输及回风巷道的布置 由于本矿是金矿，属于贵重金属，且生产能力不大，故阶段运输巷为单轨，布置在脉外。当回采矿石时，垂直阶段运输巷开掘穿脉巷道至矿体，矿块沿走- 55 -向布置，上一阶段的运输巷作为下一个阶段的回风巷。 开采顺序开采顺序 为管理和施工方便，本矿采用从两翼向中央后退式开采。.5井底车场形式的选择井底车场形式的选择井底车场由若干边接和环绕井筒的巷道及辅助硐室所组成，是地下运输的枢纽站。井底车场的储车线是容纳空、重车辆的专用线路。停放材料车、人车等的线路也属于储车线。井底车场的行车线是调度空、重车辆的运行线路，其中包括供矿车出入罐笼的马头门线路。开凿于井底车场内的各种辅助硐室主要有水泵房、管子道、水仓、变电所、机车库、调度室、充电硐室、等候室、医务室等。选择井底车场的原则：井底车场的通过能力应大于矿井生产能力，并有 30%以上的富裕量；调车简单、安全、方便、弯道及交叉点少；操作安全，符合规程、规范要求；井巷工程量小，建设投资少、速度快、时间短，便于维护，生产成本低；施工方便，有利于各井筒之间、井底车场巷道与主要巷道之间迅速贯通，从而缩短建井时间。影响井底车场选择的因素：本矿山采用下盘竖井的开拓方式，车场布置在石门处即石门内布置双轨，在阶段运输巷内采用单轨，运输矿车为 0.7m3翻斗式矿车，竖井内采用单一罐笼提升；矿井生产能力为 10 万吨，要求车场通过能力不大；本矿山就一套提升系统，除提升矿石、废石外还要提升设备和人员。依据以上选择井底车场的原则和影响井底车场选择的因素，可确定为立井尽头式井底车场。示意图见图 4-2-5重车空车图 4-2-.6生产系统综述生产系统综述本矿的通风系统主要是主竖井进风，新鲜风流经过石门、阶段运输巷道、- 56 -穿脉巷道到达矿块的工作面，污风由工作面排到上一个阶段的运输巷道，最后排到回风井，排出地表。运输系统中矿石由矿块爆破后通过放矿漏斗下放到电耙巷道，再由电耙耙到溜井，下放到穿脉巷中的矿车中，再由电机车将矿车拉到石门里，等待罐笼将矿车提升。空车由罐笼下放到石门里，通过阶段运输巷运到相应的矿块穿脉巷中。废石的运出也同矿石一样，在实际生产中要注意分清矿石与废石。材料由矿车或平板车运送，人员由专门的人车运送。详细内容见第八章矿山运输与提升的相关内容。第五章第五章采矿方法采矿方法5.15.1 矿体赋存条件矿体赋存条件根据第一章所述：矿体倾角 70-80，属急倾斜矿体，矿体平均厚度为11.78m,为中厚矿体，含有部分夹石，岩层稳固，岩层内节理发育，矿床与围岩的接触处有蚀变现象，由黄铁矿化千糜二云蚀变岩和少量石英脉组成,顶板直接围岩为钾长花岗岩脉，矿体上盘有一断层。5.25.2 采矿方法方案的选定采矿方法方案的选定选择一个合理的采矿方法必须满足下列条件：1、生产安全。这是首要的要求，即必须保证工人在开采过程中安全作业，当发生地下灾害时， 应能及时撤离作业区；保证地下各种设备、基本井巷、硐室和构筑物在使用中不遭受破坏；需保护的地表建筑物和构筑物- 57 -不因采矿而受到破坏等；2、具有合理的、高的采矿强度。它在一定程度上对矿山的安全和经济效益有积极的作用；3、应充分利用矿石中有用成份，应尽可能地提高矿石品位及伴生的贵重稀有金属的矿石回收率；4、要求采矿方法工艺成熟可靠，采场结构单合理，回采设备耐用高效。采准切割工作量小，劳动生产率高，能耗少、成本低；5、主要技术经济指标一般应留有余地。既要技术进步，积极采用新工艺、新设备，又要留有应变的余地。根据矿床的开采技术条件及选择采矿方法的条件，选择浅孔留矿法、上向分层充填采矿法为最初的开采方案。上向分层充填法主要有如下特点：1、工作面上向分层推进，每层又以采、出、充形式循环作业，工艺环节多，矿块生产能力随着生产管理水平和机械化程度而异；2、分层回采，分层充填，采空区高度较小，两帮维护较容易，能适应矿体的变化，不容易丢边和超采，还可以进行选别回采，贫损指标容易控制；3、人在采场内作业，直接顶板需进行护顶加固，否则安全性差；4、充填料可以是尾矿、废石、炉渣、山砂等；5、采准、切割工程量较少。作为一个小型矿山，其生产能力为 300t/d，若选用充填法采矿，其生产工艺复杂，管理上比较复杂，充填料的来源还需从矿区外运到矿区，增加了基建、生产的费用，故不可取。浅孔留矿法的优点是采场结构和回采工艺简单，采准切割工程量小，可利用矿石自重放矿，管理方便，生产技术易于掌握，但其生产能力有限，故在底部采用电耙出矿，提高其机械化水平，提高采场的日产能力和劳动生产率。5.35.3 矿块结构及参数矿块结构及参数阶段高度由上一章可知，选定的阶段高度为 50 米。矿块尺寸及布置方式：矿块高度即为阶段高度取 50 米，矿块长度取 50 米。- 58 -矿块沿走向布置。具体的采场构成要素见表 5-1-3表 5-1-3阶段高度（m）矿块长度（m）矿块厚度（m）间柱宽度（m）漏斗间距（m）电耙耙矿底部结构（m）顶柱厚度（m）50.050.011.78.06.06.05.05.45.4 采准切割工作采准切割工作运输平巷在矿体下盘沿脉布置，每间隔 50 米，开掘穿脉巷，规格为2.52.5m。采准天井布置在间柱中，规格 2.02.0，每隔 5.0m 开凿2m2.02.0的人行联络巷通往采场，在实际施工过程中，采场两端的人行联络2m巷应错开布置。沿矿房的长度方向，在运输巷道上方的 3.5m 处，开凿规格为2.02.0的电耙巷。电耙巷的一侧布置有长度为 4m，宽度为 2m，高度为2m2m 的电耙绞车硐室，硐室一侧的电耙巷内掘凿一放矿小井接通穿脉平巷，其规格为 2.02.0，漏斗颈和漏斗横穿的规格为 1.81.8，漏斗间距为 6.0m2m2m左右。其施工一般先由电耙巷水平掘进漏斗穿、漏斗颈，再掘进拉底巷。漏斗颈联通拉底巷水平后，把漏斗颈扩帮刷大成漏斗。拉底高度一般不超过 2.5m，矿房切割与漏斗颈扩大成漏斗一般同时完成。5.55.5 回采工艺设计回采工艺设计矿石的回采采用自下而上分层回采，在每一个分层中进行崩矿、通风、局部放矿、平场及松石处理等作业。具体的回采工作包括：凿岩、崩矿、放矿、出矿、撬顶平场和通风，有时还包括采场和天井的支护等。.1凿岩凿岩根据矿石的稳固性、层理和节理的方向，用 YSP-45 凿岩机凿上向炮眼或水平炮眼。凿上向炮眼时，前倾 75-85，回采工作面可采用梯段，梯段长度为 12m。凿水平炮眼时，水平炮眼上仰 5-8，一般布置成长度为 3m 的梯段工作面，梯段高度为 2m。根据矿脉厚度，炮孔排列形式平行排列。.2爆破崩矿爆破崩矿爆破采用浅孔爆破药卷直径为 32mm，炮孔直径为 40mm，孔深为 2m，最小- 59 -抵抗线 W 为 1m，炮孔间距 a 为 1.5m，相应的炸药单耗为 2.0kg/ 。采用二号3m岩石炸药，非电导爆系统和毫秒雷管爆破。炮孔具体参数见表 5-5-2表 5-5-2 炮孔参数表炮孔直径（mm）炮孔深度（m）最小抵抗线（m）炮孔间距(m)402.01.01.5炮孔布置在采矿方法设计图上具体表现。.3放矿及撬顶平场放矿及撬顶平场 每次崩矿后，进行局部放矿，为保证工作面有 2m 高的工作空间，需从漏斗放出崩矿量的 30左右，矿房内暂留矿石。局部放矿后，应立即检查矿房顶板和上、下盘，同时处理浮石，平整场地，为保证后续休业的安全，应将顶板和两帮已松动而未落下的矿石或岩石撬落。当矿房回采至顶柱时，进行大量放矿。大量放矿时要均匀放矿。.4出矿出矿采用 2DPJ-30 电耙出矿，将矿石耙运到放矿溜井。.5通风通风在采掘工作面中，空气的含氧量不得少于 20%，风速不得低于 0.15m/s。矿石爆破后，采场内炮烟和粉尘浓度较高，风流从运输平巷沿天井上升，由矿房另一侧的回风天井上升到上部回风平巷排出。具体通风情况详见矿井通风章节的内容。.6工作面的设备选择工作面的设备选择 凿岩设备凿岩设备设备选型采用 YSP-45 气腿式凿岩机，主要技术特征如下：表 5-5-6（1）型号机重Kg冲击功 J冲击频率 min-1孔径 mm孔深m扭力矩 N.m工作气压MPa耗气量/min3mYSP-454470270040-50518000.55.0 出矿设备出矿设备- 60 -采用一台 2DPJ-30 电耙出矿，备用数量取工作数量的 35。其主要技术参数如下：表 5-5-6（2）生产能力（t）型号斗容（m3）耙运的矿岩块度（mm）耙运距离（m）台班台年2DPJ-300.32，按矿井总风阻与矿井等积孔，本矿的通风难2m2m易程度为小阻力矿，通风容易。7.57.5 通风设备的选择通风设备的选择本矿为小型矿山，本矿所需风量为 34.89m3/s。容易时期通风总阻力为：容易1.2hf1.289.08106.89 Pa，困难1.2116.12139.34 Pa，故选择 K45 型扇风机(轴流式)机号为 13。由于矿山规模较小选用四台主扇即可，两个井口各两台，一台工作，一台备用。主要技术性能如下：- 71 -表 7-5（1）全压Pa风量m3/s功率KW工作轮直径 m5508702239371.2选用45 型风机（轴流式）机号为 7 用于掘进通风。主要技术参数如下：表 7-5（2）全压Pa风量m3/s功率KW质量12525170当送风距离在 200m 以内，一般送风风量不超过 23m3/s，可用直径为300400mm 的风筒；由于本矿山的局部通风的送风距离不超过 200m，送风风量也满足要求，因此，选用与局扇配套的直径，大于风机风筒直径的柔性风筒。- 72 -第八章第八章矿山运输与提升矿山运输与提升8.18.1 概述概述固阳县宝丰金矿号矿体的运输方式采用电机车运输，每个阶段通过架线式电机车运至石门。1625 水平阶段、1575 水平阶段的矿石采用溜井下放到1525 水平阶段，再由电机车运至井底车场；1475 水平阶段的矿石亦采用溜井下放到 1425 水平阶段，再由电机车运至井底车场。然后由罐笼提升到地面，运往选矿厂。根据本矿山的生产能力，初步确定 YFC0.7(6)矿车作为主要运矿设备，石门和阶段运输巷内选用 ZK36/250 型电机车，竖井内选用 2JK-3/11.5 型提升机。8.28.2 提升设备的选择提升设备的选择.1提升设备的选择提升设备的选择1 1、小时提升量、小时提升量SA Sr sCAAt t式中，为小时提升量，t/h;SA 为提升不均衡系数，罐笼取 1.2；C 为年提升量，t/a，为 10 万 t；A 为年工作日，d/a，为 300 天；rt 为日工作小时数，h/d，为 16.5 小时；st经计算，为 24.2t/h。SA2、提升速度、提升速度 ：v 0.3vH式中， 为提升速度，m/s；v- 73 - 为加权平均提升高度，m，经计算取为 198.182m；HH故 为 4.22m/s。v3、一次提升量计算、一次提升量计算当罐笼作为主提升时，选择单罐笼作为提升容器。罐笼提升时的一次提升量的计算： 1()1800smAVKHuC式中，为容器的容积，；V3m 为小时提升量，为 24.2 t/h；sA 为矿石松散密度，2.69t/ ；3m 为装满系数，取 0.85；mC 为系数，按采矿手册上的表所取为 3.73；1K 为加权平均提升高度，为 198.182m；H 为罐笼在曲轨上减速爬行的附加时间，取 10s；u 为休止时间，按采矿手册上的表取为 30s；经计算，为 0.53。故选择罐笼型号为 YJGG2.21 即单层罐笼。V3m#34、一次有效提升量、一次有效提升量 Q 的计算：的计算： mQCV式中， Q 为一次有效提升量，t； 为装满系数，取为 0.85；mC 为矿石松散密度，2.69t/ ；3m 为提升容器的容积，罐笼提升时以矿车的容积计算，即为 0.7；V3m故 Q 为 1.6t。8.2.2钢丝绳的选择钢丝绳的选择1 1、钢丝绳每米质量、钢丝绳每米质量：sP- 74 - 00.11dsQPHm式中，为钢丝绳每米质量，kg/m；sP 为钢丝绳终端悬挂质量，kg：dQ dgkQQQQ 为罐笼质量，3800 kg；gQ 为矿车质量，710 kg；kQ 为有效装载量，1600 kg；Q 故为 6110 kg。dQ 为钢丝绳的钢丝抗拉强度，为 166600；2/N mm 为钢丝绳安全系数，为 9；m 为钢丝绳最大悬垂长度：0H0jHHH 为提升高度，取最大值 245.89m；H 为井架高度，取 20m；jH 故为 265.89m。0H经计算，为 3.45 kg/msP故查矿山运输与提升一书附录，选择标准钢绳 6 19：d=34.0mm，p=40.11N/m，=721280。dQ2/N mm2 2、验算钢丝绳安全系数、验算钢丝绳安全系数：m 0ddQmQpH 式中，为钢丝绳安全系数；m 、各代表的意义如前文所示；dQdQp0H- 75 -经计算，为 10.229，故符合要求。m根据以上计算，选钢绳直径为 34.0mm 的钢丝绳，技术规格的见表 8-1。表 8-1 钢丝绳技术规格表直径钢绳公称抗拉强度1666 牛/毫米2钢绳钢丝参考重量钢丝破断拉力总和（毫米）（Kg/100 米）（牛） （不小于）34.02.2433.137212808.2.3提升机及天轮的选择提升机及天轮的选择1、卷筒直径、卷筒直径 D D=80d=8034.0=2720mm，选标准的 D=3.0m2 2、每个卷筒宽度、每个卷筒宽度 B B (3)()sHLBdD式中，为钢绳绳圈之间的间隙，取 2mm； H 为最深中段的提升高度，米；对于罐笼提升：H=，其中为矿井深度，为 245.89 米；jHjH 为供实验用的钢绳长度，一般取 20 米；sL故，为 1356.7mm，选 B 为 1.4 米。B根据选择的 D、B 值选择标准提升机 2JK-3/11.5 型：最大静拉力 127400 牛；最大静拉力差 78400 牛；D=3.0 米；B=1.5 米；i=11.5；=6.6 米/秒；电动机转maxV数 480 转/分。- 76 -表 8-2 提升机技术规格卷筒钢丝绳数量（个）直径（mm）宽度（mm）最大静拉力（KN）最大静拉力差（KN）最大直径（mm）提升机型号2JK-3/11.5230001500127.478.437最大提升高度（m）电动机转速（转/分）一层二层三层电动机最大近似功率（Kw）48040281012855753、检验最大静拉力及最大静拉力差、检验最大静拉力及最大静拉力差 maxjrTQQpH式中，为一次有效提升量，为 1.6t，即为 1.610009.8=15680 牛；Q 为容器自重，罐笼为罐笼自重与矿车自重之和，即为rQ4500Kg9.8=44100 牛； P 为钢丝绳每米质量，为 40.11N/m； 为提升高度，取最大值 245.89m；H故，为 69642.6 牛127400 牛。maxjT =15680+40.11245.89=25542.6 牛78400 牛，符合要jTQpH求。4、天轮直径、天轮直径取=D=3.0 米。tD- 77 -.4提升机与井筒相对位置提升机与井筒相对位置1、井架高度、井架高度jah 14jargjhhhD式中，为容器高度，为 20 米；rh 为过卷高度，当提升速度大于 3 米时，6 米；gjhgjh D 为天轮直径，为 3.0 米；故，=20+6+3.0=26.75 米，取 27 米。jah142、卷筒中心到井筒提升中心线间的水平距离、卷筒中心到井筒提升中心线间的水平距离 0.6+3.5+D=0.6 27+3.5+3.0=22.7 米，取 b 为 25 米。minbjah3、钢绳弦长、钢绳弦长 L 22()()2tjaDLbhc式中， c 为卷筒中心线高出井口水平的距离，c=1.0 米；故，=38.6 米。223.0(27 1)(25)2L 4、钢绳偏角、钢绳偏角:外偏角外偏角 和内偏角和内偏角12 13()2tansaBdL式中，为两卷筒内缘之间的距离，为 0.15 米；a s 为两容器（平衡锤与罐笼）轴线之间的距离，为 1.509 米； d 为钢丝直径，为 0.034 米； 为钢绳绳圈之间的间隙，取 2mm； 其它符号意义同前。故，=0.018411.5090.151.53 (0.0340.002)2tan38.6 =0.0184=11tan1.0571.5- 78 -2()()2tansHLsaBdDL式中，为供实验用的钢绳长度，一般取 20 米；sL 其它符号意义同前；故，=0.02321.5090.15245.89201.5()(0.0340.002)23.0tan38.6 =0.023=1.29 301tan符合要求。.5罐笼提升运动学计算罐笼提升运动学计算1 1、确定提升速度、确定提升速度 =0.4=6.27 米/秒0.4VH 245.89取=6.6 米/秒，即所选提升机的最大速度。maxV2、运动学计算、运动学计算采用交流提升设备的梯形速度图，如图 8-2 所示。已知：H=245.89 米，=6.6 米/秒，=0.75 米/秒，5 秒。maxV1a3a13( )t t- 79 -12VttVmaxt1t2t3T1T103梯形速度图 8-2梯形速度图各参数的计算如下：加速运行时间 及距离：1t1h =6.6/0.75=8.8smax11Vta =6.68.8/2=29.04mmax 112Vth 减速运行距离及距离：3t3h =6.6/0.75=8.8smax33Vta =6.68.8/2=29.04mmax 332Vth 等速运行距离及时间：2h2t =245.89-29.04-29.04=187.81m213hHhh =187.81/6.6=28.46s22maxhtV一次提升运行时间： =8.8+28.46+8.8=46.06s1123Tttt一次提升全时间：- 80 - 式中，为停歇时间，取 30 秒；1TT故，=46.06+30=76.06sT每小时提升次数： =3600/76.06=47.3 次，取 48 次3600nT每年生产能力： r snt t nQAC 式中，为年工作日数，为 330d；rt 为日工作小时数，罐笼提升兼作副提升时取 16.5h；st 为提升不均衡系数，罐笼取 1.25；C 为一次有次提升量，为 1.6t；Q故，=334540.8t330 16.5 48 1.61.25nA 由于该提升设备用于运送矿石、废石、材料、设备、人员等，所以该提升设备用于年产矿石量 10 万吨是能完成任务的。8.2.6罐笼提升动力学计算罐笼提升动力学计算因矿井深度不大， 故采用不平衡提升系统。1、提升电动机的近似功率、提升电动机的近似功率 max1000jTVN式中，为最大静拉力差，为 25542.6 牛； jT 为提升速度，为 8.0 米/秒；maxV 为减速器的传动效率，为 0.9； 为动力系数，罐笼提升取 1.3；故， 296 千瓦25542.6 8.01.31000 0.9N初选电动机功率 N=575 千瓦，转速 n=480 转/分，=126420 牛。ijicGG2、提升系统的变位质量、提升系统的变位质量- 81 - GMg式中，22rcpqitijicidGQQQpLqLGGGG 为一次有效提升量，为 1.6t，即为 1.610009.8=15680 牛；Q 为容器自重，罐笼为罐笼自重与矿车自重之和，即为rQ4500Kg9.8=44100 牛； 为平衡锤的重量，为 7.55610009.8=74048.8N；cQ p 为钢丝绳每米质量，为 40.11N/m； ，式中各符号意义如前所示；0132ptsLHDLLD =265.89+3.0+38.6+20+33.012 =400.0 m ，为尾绳全长，为容器在装矿位置，其2qwLHhqLwh底部到尾绳绳环端部的高度，本矿由于矿井不是很深，故不悬挂尾绳； 为天轮的变位重量，N；itG取经验公式=8823.03.0=7938N2882ittGD 为卷筒的变们重量，N；ijG 为减速齿轮的变位重量，N；icG =126420NijicGG 为电动机转子的变位重量，N；idG ，取经验数值 4116；222()didGDGiD2()dGD =60482.3N224116 11.53.0- 82 - 故=15680+44100+74048.8+240.11400+27938+126420+60482.3G =368695.1N故=37621.9kg368695.19.8M 3、平衡锤单罐笼提升动力学计算、平衡锤单罐笼提升动力学计算动力方程式为： (0.5)(2 )FKQp HxMa式中，为矿井阻力系数，罐笼提升时取 1.2。K加速运行阶段：=，=，则a1ax21 112at2111(0.5)()FKQp HatMa 开始：t=0，11(0.5)FKQpHMa =（1.2-0.5）15680+40.11245.89+37621.90.75 =49055.1N终了：t= ，=1tx21 112at1h 111(0.5)(2 )FKQp HhMa =（1.2-0.5）15680+40.11（245.89-229.04）+37621.90.75 =46725.5N等速运行阶段：=0，a1maxxhVt1max(0.5)(2)FKQp HhVt 开始：t=0，21(0.5)(2 )FKQp Hh =（1.2-0.5）15680+40.11（245.89-229.04） =18509.1N 终了：t=，=2t1maxxhVt12hh 212(0.5)(22)FKQp Hhh =（1.2-0.5）15680+40.11（245.89-229.04-2187.81） =3442.9N- 83 -减速运行阶段：，3aa 212max312xhhVta t 则212max33(0.5)(222)FKQp HhhVta tMa 开始：t=03123(0.5)(22)FKQp HhhMa =（1.2-0.5）15680+40.11（245.89-229.04-2187.81）-37621.90.75 =-24773.525N 终了：t=，3txH33(0.5)FKQpHMa =（1.2-0.5）15680-40.11245.89-37621.90.75 =27103.1N 12VtVmaxt313t1t2t3TtttFN=Fv100049055.146725.518509.13442.924773.527103.1308.39122.1622.7163.5提升系统工作图 8-38.2.7提升电动机容量计算和校核提升电动机容量计算和校核1、等值力、等值力- 84 - 20TddF dtFT式中，132()dTttt 考虑电动机以低速运转时散热不良的系数，取 0.5； 考虑电动机在停歇时间内散热不良的系数，取 0.3； 为停歇时间，取 30s； 故，=0.5（8.8+8.8）+28.46+0.330=46.26sdT 对于交流拖动的罐笼提升设备： =2222222331122221230232TFFFFFF FFF dtttt 22222249055.146725.518509.118509.1 3442.93442.924773.527103.18.828.468.8232=3.0061010故，=25491.3 牛dF103.006 1046.262、等值功率及其校核、等值功率及其校核 max1000ddF VN式中，为减速传动效率，一级传动取 0.9；故，=25491.36.6/（10000.9）=186.94 千瓦575 千瓦dN max0.75eFF 式中，为力图中的最大拖动力，为 49055.1 牛；maxF 为预选电动机的额定拖动力，牛；eF ，为额定功率，575 千瓦；max1000eeNFVeN- 85 - = =78409.9N1000 575 0.96.6 为预选电动机样书中给出的过负荷系数，取 2.2；故，49055.10.630.75 2.21.6578409.9 由此可见， 预选的提升电动机是满足要求的。8.2.8电能消耗及提升效率电能消耗及提升效率1、一次提升电耗、一次提升电耗 max01.021000 3600TdVFdtW式中，为电动机效率，取 0.91；d 3311221230222TFFFFFFFdtttt49055.146725.518509.1 3442.924773.527103.18.828.468.8222 =962068.64故，2.20 度1.02 6.6 962068.641000 3600 0.9 0.91W2、年电耗、年电耗 ，为矿山年产量，本矿为 10 万吨/年；nnWWAQnA故，=2.20100000/1.6=137500 度nW3、每吨矿石电耗、每吨矿石电耗 =2.20/1.6=1.375 度/吨1WWQ4、有益电耗、有益电耗 =1.610009.8245.89/（36001000）=1.071000 3600gQHW 度5、提升设备效率、提升设备效率 =1.07/2.2100%=48.6%100%gsWW- 86 -8.38.3主要巷道运输设备的选择主要巷道运输设备的选择.1 轨距、矿车类型及数量轨距、矿车类型及数量矿车型式的选择主要根据运输矿物种类、矿石性质、运输量和运距、装卸矿方式、使用地点等条件来确定。综合本矿的各使用条件，选用的轨距为 600毫米，矿车型号为 YFC0.7-6，矿车规格详见表 8-3：表 8-3 矿车规格尺寸 外形尺寸（mm）型式型号车箱容积（）3m最大装载量（kg）轨距（mm）长宽高卸载倾角（ ）车箱长度（mm）质量（kg）翻转车箱式YFC0.7-60.71750600165098012004011607.2 电机车选型及相关计算电机车选型及相关计算1 1、电机车选型、电机车选型电机车型式和规格的选择，主要是根据运输量、运距、使用地点、装卸矿方式、车辆型式等条件，按采矿手册矿山机械卷的机车质量与阶段运输量的关系表选定 ZK3-6/250，电机车技术参数见表 8-4。2 2、计算电机车牵引矿车数、计算电机车牵引矿车数（1 1）按电动机的起动条件计算）按电动机的起动条件计算 0.11nzhzhpwPQPwiaw式中，为电机车的粘着重量，3.010009.829400 牛；nP 为电机车起动时的粘着系数，按不撒砂时取 0.18； 为重列车起动时的阻力系数，取 0.013；zhw 为线路的平均坡度，0.003；pi 为起动加速度，=0.030.05取 0.04；aa2/m s2/m s 为弯道附加阻力系数，不在弯道上时=0；wwww- 87 - 为电机车的重量，同粘着重量，为 29400 牛；P故，=230011.7 牛29400 0.18294000.0130.0030.11 0.040zhQ 即230011.7/（9.81000）=23.47tzhQ（2 2）按制动条件计算牵引重量）按制动条件计算牵引重量 0.11zzhzpzhPQPaiw式中，为机车的制动重量，为机车全重 3t，即为 29400 牛；zP 为制动时电机车的粘着系数，取 0.16； 为制动减速度， za22chzzval 为电机车长时运行速度，为 12.75km/h=3.47m/s；chv 为制动距离，井下最大制动距离为 40 米； zl 故，=0.15123.472 40za 2/m s 为线路的平均坡度，取 0.003；pi 为重列车的运行阻力系数，为 0.009；zhw 为电机车的重量，即为粘着重量，29400 牛；P故，=413955.3 牛29400 0.16294000.11 0.151 0.0030.009zhQ 即413955.3/（9.81000）=42.24tzhQ（3 3）计算电机车牵引矿车数）计算电机车牵引矿车数以上述两个条件分别计算出的较小的牵引重量23.47t 来计算车组中zhQ的矿车数。车组中的矿车数为： 10zhQZGG式中，为矿车自重，为 0.71t；G 为矿车的有效载重量，1.6t；0G- 88 -故，=10.16 辆123.470.71 1.6Z 查采矿手册-矿山机械卷 ，ZK3-6/250 电机车在 0.003 的坡度重车上坡时，电机车的牵引质量为 22.6t，车辆数为 129 辆，故符合要求，矿车数取 11辆。 3 3、电机车台数的计算、电机车台数的计算（1 1）电机车往返一次的时间）电机车往返一次的时间 1TT式中，为总的运行时间；1T1260 0.75chLTV L 为加权平均运输距离，446.43 米； 为电机车的长时速度，12.75km/h,即为 3.54m/s；chV 故，=5.60 分12 446.4360 0.75 3.54T 为机车在井底车场和采区车场调等车时间，为 25 分；故，=5.60+25=30.60 分T（2 2）一台电机车每班可完成的往返次数：）一台电机车每班可完成的往返次数：160btnT式中，为电机车每班工作小时数，取 6.0 小时；bt故，=11.76 次，取 12 次。160 6.030.60n（3 3）完成每班出矿量需要的往返次数：）完成每班出矿量需要的往返次数： 1bCAmZ G式中，为运输的不均衡系数，1.25；C 为某中段的班平均生产率，25 吨，即为 245000 牛；bA 为矿车的有效载重，为 1.6t，即为 15680 牛；G 为牵引矿车数，为 11 辆；1Z- 89 -故，=1.77 次，取 2 次。1.25 24500011 15680m（4 4）每班运输废石、人员、材料设备等所需的往返次数）每班运输废石、人员、材料设备等所需的往返次数，取为，取为 3 3 次。次。1m（5 5）需要的工作电机车台数：）需要的工作电机车台数： 0.42 台，取 1 台111mmNn2312（6 6）需要的电机车总台数：）需要的电机车总台数： 12NNN式中，为备用电机车数，工作电机车在 5 台以内时备用 1 台；2N故，N=1+1=2 台