石宝铁矿西区年产130万吨露天开采方案.doc

“采矿通论”课程设计说明书 “采矿通论”课程设计说明书 题 目:石宝铁矿西区年产130万吨露天开采方案学生姓名：学 号：专 业：班 级：指导教师：摘 要本毕业设计题目为石宝铁矿西区年产130万吨露天开采方案设计，设计生产能力为130万吨/年,采场最大长度为649米，最大宽度为490米，矿山服务年限为15年，采场上盘最终边坡角为41.2，下盘最终边坡角为43.1。本设计封闭圈标高1680m，开采最高标高1692m，露天矿底部标高确定在1500m。设计采用公路开拓运输系统，回返式调车方式，矿区内公路采用的是国家标准设计，双车道布置，车道宽度为14.5米，最大纵坡为8%，纵坡坡长限制为250米，采用21台SH-380型自卸汽车来完成运输任务。爆破方法采用的是深孔微差爆破导爆索起爆。排土工艺为汽车-推土机排土。采用3台SQ200型潜孔钻机型潜孔钻机穿孔，3台WK4型电铲采装。关键词：露天开采、境界、开拓、采剥目 录摘要.第一章 矿床概述及矿床地质特征.11.1 矿床概述11.1.1 地理交通位置、隶属关系及企业性质 11.1.2 矿区气候条件.11.2 矿区地质特征.11.2.1 矿区地质概况.11.2.2 矿床地质及地层.11.2.3 矿区构造.21.3 矿石质量特征.31.3.1 矿石类型、结构构造.31.3.2 矿石的矿物成分.31.3.3 矿石的化学成分.31.4 矿岩物理力学性质.41.5 矿石储量.41.6 矿区水文地质.51.6.1 矿区自然地理条件概况.51.6.2 矿区水文地质条件.51.6.3 矿区地下水补、迳、排和矿坑涌水量预测61.7 矿床开采技术条件.6第二章 露天开采境界.72.1 露天开采境界圈定的原则和方法.92.2 经济合理剥采比的选定.92.3 露天矿的最小底宽和位置.102.4 最终边坡角、台阶坡面角和台阶高度的确定102.5 安全平台、清扫平台、和运输平台的确定.112.6 开采深度的确定.112.7 境界内矿岩量统计及开采服务年限.122.8 生产剥采比的计算.142.9 露天采场构成要素.14第三章 矿床开拓运输.153.1 选择开拓方法的主要原则153.2 开拓方案的选择153.3 矿山道路及运输设备的选择173.3.1 矿山道路及其技术参数.173.3.2 运输设备选型和汽车台数计算.173.3.3 汽车数量计算.193.4 道路通过能力计算20第四章 矿岩采剥工程.224.1 穿孔工作224.1.1 穿孔设备的选择.224.1.2 穿孔设备生产能力的确定.224.1.3 设备数量的计算.224.1.4 二次破碎方法和所需的设备数量.234.2 爆破244.2.1 爆破方法的选择244.2.2 爆破方法及爆破器材.244.2.3 孔径和孔深244.2.4 底盘抵抗线254.2.5 孔距和排距.264.2.6 单位炸药消耗量264.2.7 单孔装药量.264.3 装车工作274.3.1 采装设备的选择.274.3.2 采装工作面参数.274.3.3 挖掘机生产能力的确定.2828- -第一章 矿区概况及矿床地质特征1.1 矿区概况1.1.1地理交通位置、隶属关系及企业性质包头市达茂旗石宝铁矿有限责任公司，位于内蒙古自治区包头市达茂联合旗石宝乡境内，西南距包头市198km,东南距呼和浩特市97km,北距达茂旗政府所在地百灵庙镇65km,呼百公路在矿区通过,并与包固百公路相通,公路交通便利。石宝铁矿原为达茂旗经委下属国有企业,现已改制为包头市达茂旗石宝铁矿有限责任公司。截止到2003年底，石宝铁矿有职工685人，固定资产净值4728万元。1.1.2矿区气候条件矿区属丘陵地区,四周地势比较平坦,海拔高度平均为16501655m.该地区属华北干旱大陆气候,降雨集中在78月份,冬季较长。矿区周围为半农半牧区。1.2矿区地质特征1.2.1矿区地质概况本区地处中朝准地台内蒙台隆阴山断隆大青山复背斜北翼三合明挤压带的东端。该区自古生代以后长期处于活动状态，构造线近东西向，印支旋回以后经燕山亚旋回、喜玛拉雅山亚旋回的阶段性上隆抬升，并在反冲断裂构造的挤压作用下，将部分铁矿体抬升到地表或浅部形成了今日三合明铁矿区以紧密褶皱和断裂构造较为发育的复杂构造形态。整个矿区分为：西部异常区、中部露头区和东部异常区，本次设计为西部异常区。区域出露的地层主要为下元古界三合明群、中元古界白云鄂博群、新生界老第三系和第四系。1.2.2矿床地质及地层三和明铁矿西部异异常区，长约1600m，矿体地表出露最长达1250m，露头最大宽度106米。矿体厚度变化较大。矿体沿倾斜方向最大延伸为450m，一般延伸为300m左右。随深度增加逐渐变薄，并迅速尖灭，而品位亦有变低的趋势。矿体形态基本为层状或似层状，因后期构造运动影响，产生一系列的倾伏褶皱构造，矿体的形态和产状各处不一。区内出露的地层主要为下元古界三合明群（Pt15），其次为新生界老第三系（E）和第四系（Q），该铁矿赋存于三合明群之中。三合明群含矿层自下而上分为六个岩段，但在中部露头区仅出现四个岩段，由老到新分述如下：（1）下角闪岩段：下部为中细粒角闪岩夹石英岩、透闪岩扁豆体；上部为磁铁透闪片岩、石榴黑云片岩夹斜长黑云片岩，条带状磁铁石英岩、石英岩及石英透闪岩扁豆体。本层构成中部露头区矿体的底板。（2）下磁铁石英岩段：分布在矿区中部，为条带状磁铁贫矿夹磁铁透闪片岩、石英岩扁豆体。矿石以条带状构造为主，沿矿层走向变化大，为本区中部露头区的主矿体。（3）片岩段：该层为中部露头区矿体的顶板围岩，矿体为磁铁透闪片岩，其次为石榴黑云片岩、石榴透闪片岩，上部为厚层石英岩夹透闪片岩，其次夹薄层磁铁透镜状。（4）中角闪岩段：角闪岩斜长角闪岩夹石英岩，透闪岩，赤铁石英岩及透闪片岩透镜体。新生界老第三系（E）：分布在矿区南北边缘，主要由砾岩及砂砾粘土组成。新生界第四系（Q）：主要分布在矿区南北边缘及西部异常区和中区F14断层以东地带，由残积、坡积、冲积及风成砂土组成。1.2.3矿区构造矿区内岩浆岩不甚发育，规模一般不大，均呈脉状产出。已发现的有：闪长岩脉、闪斜煌斑岩脉、碳酸盐岩脉、辉石闪长岩脉，其中辉石闪长岩脉在深部对矿体有较大的破坏作用。构造的分类主要有：（1）褶皱构造：矿区含矿地层产状变化复杂，出现多个倒转褶皱，因所在部位不同而异，中部露头区勘探线以西，地层走向东北东，向南东倾斜，勘探线以东，地层走向转为北西，向南西倾斜。勘探线以东，地层走向转为西北，向西南倾斜；至F14断层以东，地层走向为东西向，向南倾斜，东部异常区地层走向突然转为南北，向东倾斜。（2）断裂构造：矿区内断裂构造较为发育，已发现大、小断层20多处，对矿体有一定的破坏作用。断裂构造大体分为5组：东西向反冲逆断层组、北东向正断层组、北东东向逆断层组、北西向正断层组及北东向正、逆断层组。1.3矿石质量特征1.3.1矿石类型、结构构造矿石的自然类型可分为石英型磁铁矿、石英闪石型磁铁矿和闪石型磁铁矿。中区西段与中段，以石英闪石型磁铁矿矿石为主，其次为闪石型磁铁矿矿石，石英型磁铁矿矿石呈透镜状零星分布在石英闪石型磁铁矿矿石之中。矿石结构主要为：自形一半自形粒状变晶结构，纤维状、束状、放射状变晶结构，包含变晶结构，交代溶蚀结构。矿石构造主要为条带状、皱纹状和细脉侵染状构造。1.3.2矿石的矿物成分有用矿物主要有磁铁矿，次为赤铁矿和褐铁矿。脉石矿物以铁闪石、镁铁闪石和石英为主。此外尚有黑云母、方解石和黄铁矿等。1.3.3矿石的化学成分矿石中的化学成分比较简单，主要有益组份是铁，未发现可供利用的其他有益组份。本次矿石是以SFe圈定。TFe最高含量为51.37%，平均含量为34.51%，SFe最高含量为44.59%，平均含量为27.52%。而SFe的含量主要集中于25-32%之间。露天采场的矿石平均品位TFe34.34%，SFe26.86%。矿石中有害组分主要是S和P，含量均较低，见下表：表1.1 有害杂质含量表组 分最高含量（%）最低含量（%）平均含量（%）S1.2720.0030.219P0.2190.0340.105表1.2 矿石中造渣元素含量表组 分SiO2Al2o3MgOCaoK2ONa2O最高含量（%）56.9610.584.8411.200.681.60最低含量（%）28.500.350.270.56平均含量（%）41.451.2472.3912.6530.210.121.4矿岩物理力学性质根据各种岩、矿石的物理机械性质试验结果表明：磁铁矿及角闪岩抗压抗剪强度较大，岩、矿石的稳定性较好，而片岩及砂岩的抗压抗剪强度较小，岩石的稳定性差。风化带、断层破碎带及褶皱构造带的轴部，风化及构造裂隙发育，岩石的稳定性不好，特别是片岩沙岩及断层破碎带等因抗压抗剪强度低，稳定性差，为露天采场边破的不稳定地段，开采是必须注意安全。表1.3 矿、岩的物理力学性质矿石的硬度系数f=816岩石的硬度系数f=610 矿石体重3.30t/ m3岩石体重2.80t/ m3含矿石体重3.09t/m3虚方体重2.10t/ m3矿石松散系数1.60岩石松散系数1.451.5矿石储量工业指标表1.4 地质报告储量计算采用的工业指标矿体的边界品位SFe20%块段最低工业品位SFe25%最小可采厚度2m夹石剔除厚度2mSfe平均品位大于边界品位而小于块段最低平均品位的矿石为表外矿。Sfe平均品位大于或等于15%而小于20%，单独进行圈定和计算。地质队采用水平断面法计算的矿石储量为8492.88万t(包括表外矿石储量44.78万t)。表内储量为8448.10万t,其中B+C级7013.38万t, D级1434.72万t。石宝铁矿自1988年建矿以来，截止2003年底，累计采出矿量1551.67万t。本次设计计算了矿区内地质保有矿石储量B+C级5730.67万t, B+C+D级7184.83万t(包括表外矿石储量 44.78万t)。1.6矿区水文地质1.6.1矿区自然地理条件概况矿区位于内蒙古大草原上，矿区四周地势比较平坦，区内最高海拔标高1724.6m。 区内属于干旱和半干旱的大陆性气候，年平均气温2.46 ，冻结期从每年11月到翌年3月，最大冻层深度2.50m。据召河水文站资料，该区年平均降水量284毫米，多集中在7-8月份，最大24小时降水量多年平均值为30.4毫米，年蒸发量1995.4毫米，以5-9月份最大。单双河位于矿区南部，最高洪水标高约1665米。1.6.2矿区水文地质条件矿区含水层可为第四系孔系潜水、第三系潜水及承压水、基岩风化裂隙和构造裂隙水。（1）第四系孔隙潜水含水层该系地层主要由冲洪积、坡积物组成，在矿区的南部广泛分布，其厚度变化较大，一般厚约6-8米，局部较厚，特别是距矿区较近的单双河厚度可达60米，含水层曾多层结构。上部为中细砂夹砂砾石层，下部为砂卵石，水位埋深2.72-4.35米，地下水埋深为南西深、北东浅。在距矿区南部约300米处以下降水的形式涌出地表，其流量为20002500m3/d。在矿区南部的单双河河漫滩上的农用机井，单井出水量约1500m3/d，地下水水质为HCO-CaMg型，矿化度0.47-1.17g/L。（2）第三系潜水及承压水该系地层在矿区的西部、北部、东部均有分布。主要由砾岩、泥质砂岩及粘土组成，厚度54.55-156.46米，水位埋深2.39米。西部异常区CK21孔抽水试验结果表明，涌水量0.038L/s，水质为HCO3-CaMg型，矿化度1g/l，PH值7.9.（3）基岩风化裂隙和构造裂隙水本区基岩风化裂隙发育，含水层平均厚度11.95-14.19米，水位埋深4.81到39.19米，涌水量0.079-0.45L/S，参透系数0.045-1.09，水质为HC03-Ca Mg型，矿化度0.37-1.06g/L,PH值为7.4-7.9。1.6.3矿区地下水补、迳、排和矿坑涌水量预测本区地下水分布受地质岩性、地貌、构造等控制，各层地下水均受大气降水直接或间接补给。地下水流向在中部露头区西、北、东三面均由北向南，排泄于单双河。地下水径流条件较好，排泄方式主要以人工排泄、蒸发及降水的形式和通过地下径流排泄到区外。矿坑充水因素主要为基岩风化裂隙潜水及大气降雨。大气降雨汇入到矿坑内，基岩风化裂隙潜水按地下水动力学无压完整井进行了预测。1.7矿床开采技术条件矿床周围地势比较平坦，地表最高标高为1724米，最低标高为1650米，平均标高1655米，高差30-40米。矿体形式基本层状或似层状，因为受后期构造运动的影响而产生一系列的倾伏褶皱构造，控制了矿体的形态和产状。西段矿体为向斜构造，中、东段矿体沿走向出现多处短轴倾伏背向斜褶区，沿倾向一般呈波状起伏。矿体底板围岩为角闪岩，顶板为片岩，呈整合接触，界线明显。矿石硬度系数f=8-16，岩石f=6-10。矿石和角闪岩抗压、抗剪强度大，稳定性好；片岩及砂岩抗压、抗剪强度小，稳定性差。第二章 露天开采境界2.1露天开采境界圈定的原则和方法露天开采境界设计的主要原则（1）圈定的露天开采境界要保证露天采场内采出的矿石要盈利，即采用的境界剥采比不大于经济合理剥采比。（2）要充分利用资源，尽可能把较多的矿石圈定在露天开采境界内，发挥露天开采的优越性。（3）圈定的露天采矿场的帮坡角等于露天边坡稳定所允许的角度，以保证露天采矿场的安全生产。（4）尽量缩短矿石的运距，使开采境界与工业场地及地面生产系统在空间上力求布局合理。（5）对工业设施留有一定的安全距离。（6）开采境界边缘附近有建筑物、构筑物、河流和铁路干线需保护或难于迁移至露天采场影响范围以外；排土场占用大量农田，征地困难；由于地形条件（如采场最终边帮上有较高的山头），造成基建剥离量大和初期生产剥采比大；为了避开严重影响边坡稳定的不稳定岩层可适当缩小露天开采境界。即境界剥采比不大于经济合理剥采比。2.2经济合理剥采比的选定本矿设计的年产量为130万吨，属于中型矿山，根据冶金矿山设计参考资料上册，采用成本法进行经济合理剥采比的确定，见下式： njh=R(Cd-A)/B 式(2.1) 式中：njh 经济合理剥采比； Cd 地下开采原矿成本； A 露天矿开采的纯采矿成本； B 露天矿开采的剥离成本； R 矿石的容重。经计算：njh=3.3(180-63)/55=5m3/m3，所以经济合理剥采比njh=5m3/m3。2.3露天矿的最小底宽和位置露天矿的最小宽度，应满足采掘运输设备在底部正常运行与安全作业的要求。因为本矿场采用的是公路汽车运输，且为回返式调车，故露天矿最小宽度为： Bmin=2（Rmin+0.5b+e） (2.1)式中：Rmin汽车最小回转半径 ，9.1m；b汽车的最大宽度 ，3.55m；e汽车距边坡的安全距离，0.5m。Bmin=2（Rmin+0.5b+e）=2（9.1+0.53.55+0.5）=22.75m,取23米。若矿体厚度小于最小底宽，则境界底部取最小底宽；若矿体厚度比最小底宽大得不多，则取矿体厚度；若矿体厚度远大于最小底宽，则取最小底宽。露天矿底部位置沿水平方向移动时，开采境界内的矿岩量及平均剥采比也随之变化。因此，在无其它特别要求的情况下，露天矿底应置于使平均剥采比最小的位置，且尽可能布置在矿体中间。2.4最终边坡角、台阶坡面角和台阶高度的确定石宝矿区地质构造复杂，分四层，矿石硬度系数f=8-16，岩石硬度系数f=6-10。根据矿区的地质条件和水文地质，矿岩的物理性质，以及终了平面图，确定上盘边坡角为41.2，下盘边坡角为43.1。台阶最终坡面角根据下表确定表2.1 岩石硬度系数与台阶坡面角关系岩石的坚固系阶坡面角750850700750650700600650由于岩石普氏硬度系数f=610，根据上表确定工作帮最终坡面角为：69。 依据本露天矿年生产能力130万吨/年，此露天矿属于中型露天矿，台阶高度可取值范围在：1012 m。根据本露天矿情况，最终确定台阶高度为：12 m。公路运输露天采场最小宽度图2.5安全平台、清扫平台和运输平台的确定（1）安全平台：根据采矿手册，一般安全平台宽度不小于4米，所以根据本矿山的岩石坚固系数，选择安全平台宽度为4米。（2）清扫平台：实践经验表明，较窄的清扫平台在邻近边坡爆破时常遭破坏，以致不能发挥应有的作用。所以一般设置清扫平台的宽度为1012m，以便能有效地发挥拦截和清扫落石的作用。因此选取清扫平台宽度为10m。（3）运输平台：由于是采用公路双线运输，根据所选择的汽车宽度确定，其最小的运输平台为14.5m。2.6开采深度的确定对于长度不大的急倾斜矿体，端部矿岩量占总矿岩量的比例较大，用地质横剖面法确定境界剥采比往往误差甚大，通常采用平面图法把采场作为一个整体，在平面图上确定总的境界剥采比。综合石宝铁矿的实际情况，采用平面法计算。具体步骤如下：（1）根据矿体的形状和已确定的经济合理剥采比，选定三个可能的深度方案，1476标高、1488标高、1500标高三个水平；（2）在同一分层平面图上，确定露天矿地表周界及边坡上矿岩接触线的垂直投影。在各横剖面图及纵剖面图上，按选定的边坡角作边坡线，找出每条边坡线与地形及矿岩接触线交点，然后投影到分层平面图上，最后，将上述横剖面、纵剖面的投影点连接，即得露天矿地表周界和边坡上矿岩接触线得垂直投影； N=（S-Sp）/Sp (2.2)式中：S露天采场地表境界内矿岩水平投影总面积，；Sp露天采场底和边坡上矿石水平投影面积，；N境界剥采比。（3）按平面图法计算各深度方案的境界剥采比N1，N2，N3；（4）绘制境界剥采比Nj随深度H变化的关系曲线，在曲线上找出境界剥采比等于经济合理剥采比的深度。这一深度就是露天矿的合理开采深度。最后调整确定最终开采深度为1500水平。见下图:图2.1开采深度与经济合理剥采比的关系曲线2.7境界内矿岩量统计及开采服务年限固体矿石储量计算的基本原则，是将自然界中形状复杂的矿体选择与其大致相当的简单形体，然后求其面积近而计算其矿石储量。为简化计算，可采用a、F值法计算:V=(S1+S2)FH (2.3)式中F依a、F值表求对应的F值金属矿山露天开采（上）表2-5-7还可按断面法计算，计算的基本公式为：Q=Vd (2.4)式中：Q矿块储量；V块段面积；d矿石体重。块段的体积通常以下列公式计算求得：（1）当两个相对应的面积相差不大于40%时，采用下式计算：V=0.5(S1+S2)H (2.5)式中：S1、S2块段相对应面积；H断面间距。（2）当两个相对应的面积相差大于40%时，采用下式计算； V= S1+S2+(S1S2)1/2H /3 (2.6)（3）当矿体在两断面间呈楔形尖灭时，采用如下式计算：V=0.5SH (2.7)将整个矿体按台阶划分为若干个分层，每个分层的矿岩量见下表表2.2 矿岩量统计表台阶标高（m)矿岩总量（m3）矿石量（m3）岩石量（m3）1680-1692356061573942986671668-1680467848740003938481656-16688187881114857073031644-165611184241806069378181632-164413116063960919155151620-163212381214030008351211608-162012679094879397799701596-160811631524692736938791584-15969273334073945199391572-15848355453924544430911560-15726208493276972931521548-15605488483250912237571536-15483862732747581115151524-1536323636235606880301512-1524185848162909229391500-15121388791316367243合计1170912044373337271787由于矿石的容重为3.30t/m3，所以境界内的总矿石量为：Q=44373333.3=14643198.9吨 (2.8)因此，由矿山的服务年限计算公式： T=Q/A(1-R) (2.9)式中：Q露天矿境界内矿石的可采矿量，万吨；矿石总回采率，95%；A露天矿矿石年生产能力，105万吨/年；R矿石混入率，3%；T=1464.319890.95/（1050.97）=14.2772年，取15年。2.8生产剥采比的计算 N=Cn （2.10）式中：N生产剥采比，；n平均剥采比，；C经验系数，参考类似矿山选取，1.01.1；经计算得N=1.02.15=2.15。2.10露天采场构成要素露天采场构成要素见下表：表2.3 露天采场要素采场最大长度643米采场最大宽度490米采场上盘最终边坡角41.2采场下盘最终边坡角43.1开采最高标高1692m开采最低底标高1500m采场封闭圈标高1680m台阶高度12米台阶最终坡面角69安全平台宽度4米清扫平台宽度12米运输平台宽度14.5米第三章 矿床开拓运输3.1选择开拓方法的主要原则（1）矿山建设速度必须满足国家的要求，保证投产早，达产快；（2）要求生产工艺简单、可靠，设备选择应因地制宜，中型矿山尽量采用本地区能制造的设备；（3）工程量少，施工方便；（4）不占良田，少占耕地，并有利于改地造田；（5）基建投资少，特别是初期投资少；（6）生产经营费用低。3.2开拓方案的选择露天矿床的开拓方式与运输方式有密切联系。露天矿床开拓分类主要按运输方式来确定，按运输干线的布线形式和固定性作为进一步分类的依据。露天矿床开拓案运输方式可分为：（1）公路运输开拓；（2）铁路运输开拓；（3）联合运输开拓；表3.1 开拓方式对比露天矿床开拓方式适用条件主要优缺点公路运输开拓任意地形条件的露天矿；运距不超过露天矿参数中的限制；修建铁路不经济；要求分采分运的露天矿优点：机动灵活，转弯半径小，爬坡能力大；线路工程量小；基建时间短，基建投资少；便于采用分期、分开开采；有利于采用移动坑线开拓和分散的排土场；掘沟方法较铁路运输掘沟方法简单，掘沟速度及延深速度快缺点：易受气候条件影响；燃油、轮胎消耗量及道路养护工作量大，运输成本高，每延深100m运输成本增加5060%，故经济合理运距短；汽车噪声和废气污染较大铁路运输开拓地形不复杂，矿体形态应满足线路平面、总剖面要求的大型露天矿优点：运输量大，运输成本低，经济合理运距长，气候条件的影响较公路运输小，运输设备坚固缺点：线路工程量大，基建时间长，基建投资多。采场和排土场的线路移设工作量大；运输组织管理工作复杂；要求采场尺寸大。铁路运输掘沟时，掘沟速度慢，新水平准备时间长，延伸速度慢联合运输开拓铁路运输开拓部分，矿体形态能满足线路平面、总剖面要求，不分采分运；公路运输开拓部分，平面尺寸小，不适于铁路运输，对载重40t以下的自卸汽车运距在11.5km以内，对电动轮自卸汽车运距不大于3km优点：可充分发挥汽车运输和铁路运输的优越性，提高运营效果缺点：需设转载站或倒装站；增加了最终边坡的扩帮量根据石宝铁矿的实际情况，选择公路运输开拓。3.3矿山道路及运输设备的选择3.3.1矿山道路及其技术参数表3.2 道路等级参数序 号项 目 名 称单 位参 数备 注1道路等级II2设计行车速度 km/h203路面宽度m9单车道5m4路肩宽度m0.5/1.255运输平台宽度m14.5单车道9.5m6最小圆曲半径m257不设超高的最小圆曲线半径m1508最大纵坡%89纵坡坡长限制m250(300)10最小坡段长m5011缓和坡段长度m100(80)12缓和坡段坡度%313任意1km平均纵坡%614最大合成纵坡%8.515停车视距m3016会车视距m603.3.2运输设备选型和汽车台数计算（1）为了充分发挥汽车运输的经济效益，并考虑到实际年产量130万吨，为便于维修，采用同一型号、同一生产厂家的汽车，决定选用车型SH-380型汽车，载重32吨。SH-380汽车技术参数见下表表3.3 汽车技术参数驱动形式载重(t)自重(t)发动机功率(Kw)423222294轴距（m)轮距前(m)轮距后(m)后悬(m)3.82.852.451.89最小离地高度(m)最小转弯半径(m)货箱最大倾斜角()最大爬坡能力(%)0.379.15036最大速度(km/h)外形尺寸(mm)车厢举升离地最小高度（m）46.17.413.553.4750.6车厢举升离地最大高度（m）6.8（2）时间利用系数时间利用系数与电铲，汽车的良好状况及工种制度有关，查采矿设计手册2矿床开采卷（上册）1-3-38采用，取0.75。（3）不均衡系数根据矿山的具体情况确定，一般取1.051.15。因为生产规模比较大，所以取1.15。（4）平均运距根据采场终了平面图，初定平均运距为2.5km。（5）装车时间挖掘机装卸汽车的时间主要与电铲作业循环时间及装载斗数有关，按下式计算： tz= (3.1)式中：tz挖掘机装车时间 ， min；n装载斗数 ，可参考采矿设计手册2矿床开采卷（上册）表（1-3-33）；tr汽车入换时间，一般取2025s，取25s；tx挖掘机作业循环时间，s；当回转角为120时，可按下式确定：tx=20+1.2E (3.2)式中：矿石体重 ，t/m3；E铲斗标准容积，m3；计算出装运矿石的时间为tx=3.1min，装运岩石的时间为tx=2.8min。（6）调车及停留时间调头时间与汽车和电铲的相对位置及装卸平台的布置形式、场地大小有关，一般取1.0min。停留时间取3.5min。（7）卸车时间汽车卸车时间主要取决于卸载物料的性质。正常情况下取1.0min。（8）自卸汽车出车率自卸汽车出车率系指平均每班开动的汽车台数与在籍汽车台数之比。而开动与在籍汽车台数又和汽车大修里程（间隔）与大修周期中汽车保修里程(时间)有关。影响汽车出车率的因素很多，出车率可按下式计算： K=L/(L+abe) (3.3)式中：K自卸汽车出车率 ， %；L汽车大修间隔（里程），h（km）；a每日工作班数；b大修周期中汽车保修工日及其它停驶工日，其值见采矿设计手册2矿床开采卷（上册）表1-3-42；e班运时间（里程），h（km）。经计算K=2600/（2600+31668）=39.5%3.3.3汽车数量计算（1）汽车台班运输能力自卸汽车台班运输能力按下式计算： A=（480Gk1k2）/T (3.4)式中：A自卸汽车台班运输能力，t；G自卸汽车额定载重量，t；K1汽车载重利用系数，见采矿设计手册2矿床开采卷（上册）表1-3-33；K2汽车时间利用系数，0.75；T自卸汽车周转一次所需时间，min；T=t1+t2+t3+t4 (3.5)式中：t1挖掘机装满一辆汽车的时间；矿石为3.1min，岩石为2.8min；t2自卸汽车往返时间，tx=（120L）/v=15min；v自卸汽车平均运行速度，见采矿设计手册2矿床开采卷（上册）表1-3-37；t3自卸汽车卸载时间 ，1.0min；L自卸汽车平均运距，2.5km；t4自卸汽车调头和停留时间，取4.5min。（2）自卸汽车需要数量按下式计算： N= (3.6)式中：N自卸汽车需要台数，台；Q露天矿年运输量，t/a；K3运输不均衡系数，1.15；C每日工作班数；H年工作日数；A汽车台班能力，t；K4自卸汽车出车率，39.5%。经计算，运输矿石N6.8台；运输岩石N13.56台，需要20.36台，共计21台。3.4道路通过能力露天矿山道路通过能力是指在安全条件下，道路允许通过的最大汽车数量或运输量。双车道通过能力可按下式计算：N=1000vK1K2/S (3.7)式中：N双车道每小时通过的能力，辆；v汽车平均运行速度，km/h；K1与挖掘机数量有关的运行不均衡系数，见采矿设计手册2矿床开采卷（上册）表1-3-21；K2考虑会车，交叉口及制动等因素的安全系数，取0.340.38；S同一方向上汽车之间安全行车间距，m；S=l1+l2+l0L1司机观察反应时间内所行驶的距离，m；L1=vt/3.6 (3.8)式中：t司机观察反应时间，一般取1.52s；l2汽车开始制动到完全停住所行驶的距离，m；l2=kv2/254(b+0+i) (3.9)式中：K制动使用系数，取1.31.4；b计算粘着系数，0.35；0滚动阻力系数，见采矿设计手册2矿床开采卷（上册）表1-3-24；i道路纵坡，8%；L0停车安全距离，取汽车全长，取7.41米。经计算：L2=1.4152/254(0.35+0.04+0.08)=2.64米；S= 7.5+2.64+7.4117.55米，N=1000200.670.35/17.55267辆。第四章 矿岩采剥工程4.1穿孔工作4.1.1穿孔设备的选择鉴于本矿属于中型露天金属矿，矿岩硬度为816，故选用潜孔钻机完成主要的穿孔任务。它具有钻孔效率高，机械化程度高，工作安全可靠；可以钻凿斜孔，提高爆破质量，穿孔作业成本低等多方面优点。根据矿山的规模选用SQ200型潜孔钻机，具体参数见表SQ200型潜孔钻机参数名 称单 位参 数 值钻孔直径mm200钻孔深度m50钻孔倾角90钻具转速r/min093推压方式链条液压轴向压力t13.6行走方式履带行走速度km/h1.5钻机总重t22外行工作尺寸m1106235243498制造厂家三一重工4.1.2穿孔设备生产能力的确定根据本矿山的岩石性质，钻机年工作天数，初步确定钻机的台班效率为25米。4.1.3设备数量的计算根据矿床开采(上篇)，露天矿所需潜孔钻机数量按式下式计算确定： N= 式(4.1)式中：N所需设备数量，台；Q设计矿山的年采剥总量，120+434.3=554.3万t；Q1潜孔钻机的穿孔效率，25000m/年；e废孔率，4%；G每米炮孔的爆破量，矿石为110t/m，岩石为125t/m。经计算：N矿=0.45台，N岩=1.45台。所以共需SQ200型潜孔钻机数共为3台。4.1.4二次破碎方法和所需的设备数量在生产爆破过程中，可能产生一定量的较大尺寸的岩石和矿石，不能满足挖掘机和汽车的装运工作，需要破碎成小的尺寸，这样的矿岩称为大块。大块尺寸的确定：（1）按挖掘机铲斗容积E确定允许块度B0.75E1/3=1.19m (4.2)（2） 按汽车斗容V确定允许块度 V=7.413.553.475=91.4m3 (4.3)B0.5V1/3=2.25m (4.4)根据以上计算结果，将块度最大尺寸大于1.2m的矿岩作为大块，根据矿岩硬度系数及其性质，取大块的发生率为5%。每天需要处理的大块量为33075000.05/330=501t，二次破碎设备采用YT25型气腿式凿岩机，查表知，班工作能力为30m/班，炮孔装2号岩石炸药， 工作的凿岩机台数为： N= (4.5)式中：N工作的凿岩机台数，台；Q矿山每班的平均二次爆破的矿岩量， t； q每米孔的爆破量，t/m，一般取1.21.4m3/m；Vb凿岩机的台班工作能力， 30m/班；经计算 N=501/385=1.3台由于二次破碎只在白天作业，凿岩机的备用量为50%，故实际所需的凿岩机台数为1.5N=1.51.31.95台，取2台。4.2爆破爆破是矿山生产过程中的一个主要先行环节，爆破岩石和矿石的数量的多少和质量优劣，对后续生产环节如装载、运输、破碎的效率以及矿山生产能力和生产成本，都将产生直接的重大影响，尤其是随着矿山生产机械化程度的进一步提高，大型机械设备的应用，这种影响显得更为突出。4.2.1爆破方法的选择由于本矿生产能力较大，一次爆破量大，因此生产爆破采用深孔微差爆破，临近边坡时，采用预裂爆破（预裂爆破是在设计的开挖边界上打一排间距较密的炮孔，每孔装少量炸药，在主冲击波到达之前起爆，形成一条能反射主冲击波并散逸生产爆破产生的膨胀气体的张开裂缝，减弱主冲击波对边坡面的破坏），可以有效地保护边坡稳定。4.2.2爆破方法及爆破器材本矿采用深孔微差爆破与导爆管起爆系统。爆破器材有导爆索，火雷管，导爆管雷管。起爆采用“V”起爆，爆破网络见下图导爆管起爆系统有以下优点：费用低，爆破安全性高，改善爆破效果，提高微差爆破的质量等。图4.1 布孔方式与起爆顺序4.2.3孔径和孔深（1）孔径由所选择潜孔钻机的确定，因此孔径d为200mm。（2）钻孔深度h的确定：h=H+L1 (4.6)式中 ：L1超深，根据实际考察，取2米；经计算h=12.0+212米。4.2.4底盘抵抗线底盘抵抗线的大小与炮孔直径、装药直径、炸药威力、装药密度、岩石可爆性、要求破碎程度及阶段高度等因素有关2。W1与h的关系 W1=(0.60.9)h 式(4.3)式中：h台阶高度，12m；W1=7.210.8m，取9m。W1与D的关系 W1=KD 式(4.4)