年产49.5吨万金山金矿开采设计毕业设计.doc

年产49.5吨万金山金矿开采设计毕业设计前 言 本次毕业设计是依据甘肃工业职业技术学院地质学院金属矿开采专业毕业设计任务书，对某矿区的矿体进行深部开采设计。设计生产能力为49.5万t/年。 本次设计的内容主要包括总论：矿山地质、开拓系统、采矿方法、提升运输、矿山机械、环境保护及矿山安全、技术经济和投资概算等。本次我设计的重点是采矿方法专题部分。专题部分主要包括：开采范围及开采技术条件；采矿方法选择；回采工艺及设备选择；采准、切割、回采计算；采矿方法主要技术经济指标；采矿方法标准方案设计图；编写设计说明书。总论1 总论1.1矿区地理位置金山金矿位于江西省德兴市东90直距13.5km，矿区中心地理坐标东经1174200、北纬285900，行政隶属德兴市花桥镇管辖，矿区南距花桥镇5km，有水泥路相通，西经德兴市（25km）至乐（平）德（兴铜矿）铁路线香屯站32km；行程73km抵乐平市，与皖赣铁路和206国道相接。矿区向南100km至弋阳，与浙赣铁路、320国道和犁温高速相接，交通十分便利。1.2矿山开采建设现状目前，矿山形成了新、老两套开拓系统。老开拓系统由118斜井、120平硐、147斜井和阳山坑口组成，118斜井服务100m、75m、50m三个中段；120平硐主要服务120m、145m、162m三个中段；147斜井开拓50m、25m、0m三个中段；。新系统由主、副斜井组成，主要开拓0m以下矿体，目前主要服务0m、-40m、-80m、-105m、-130m等中段。阳山区段矿体已基本消耗完，仅余少量残边矿体，湾家坞、大坞区段25162m中段矿体的主要块段被消耗，为维持2000t/d处理量，矿山依然在阳山、湾家坞、大坞区段各中段安排采场，开采残边矿体及次要矿块。新开拓系统各中段承担矿山主要出矿量，0，-40，-80、-105，-130m中段逐渐成为矿山主要采矿中段。1.3 设计依据和设计条件1.3.1设计依据（1）、甘肃工业职业技术学院地质学院金属矿开采毕业设计任务书；（2）、由金山金矿提供的金山金矿地质资料；（3）、国家对金属和非金属地下矿山安全法规和规程以及有关安全的文件；（4）、采矿设计手册；（5）、国家对环境保护有关的规范、规定、标准等文件； 矿山设计的范围为0m-200m，平面位置为329线330线，本次设计生产规模为1500t/d，服务年限16年。1.3.2设计条件 1、供水水源矿区处在透水性差的变质岩地区，基岩风化带及基岩构造裂隙层（带）富水性较差，经试验其单位流量Q小于0.1L/sm，第四系松散孔隙含水层在矿区内分布较少，未形成一定规模含水层，且容水性较差，泉水流量小于1L/s，多以间歇性下降泉形式出露。地表水由于矿区为似环状地形，补给面积2.166km2，动水补给量较小，金山河矿区河段旱季最小流量为103.68m/d，地下水量较小，现矿井最低排泄面标高-155m，实际日排水量1304.20m。金山矿区日处理1200t矿石量的生产规模，以每吨矿石耗水3m计算，日需水量3600t，矿区水源远远不能满足矿山生产需要。2、供配电系统设计拟在主斜井井附近建10kV配电室一座，10kV侧主结线采用单母线分段。重要负荷分别由10kV段和段供电。由10kV配电室两段母线分别引一路电源至竖井变电室内，其中一路作为备用。室内设提升电控一套。1.4 主要设计方案1.4.1 开拓方案 矿床平均厚度为12m，矿体平均倾角为25，矿山开采范围为0m-200m标高，平面位置为329线330线。矿区内岩层主要为坚硬的浅变质岩和蚀变构造岩。成矿后断裂构造不甚发育。岩层产状平缓，岩石强度高，工程地质条件属良好。根据对矿体和对开拓方案的了解，矿山矿体赋存于地下及平均倾角为25，排除平硐开拓和竖井开拓，因此，此次设计矿床的开拓方案为斜井开拓。此次设计选择主斜井开拓，箕斗提升；副斜井采用串车组斜井提升废石和材料，人车运人，通风；风井出风。1.4.2 采矿方法（1）从技术上分析：金山金矿平均倾角25，矿体平均厚度为12m，属于中厚缓倾斜矿体，矿区内岩层主要为坚硬的浅变质岩和蚀变构造岩，成矿后断裂构造不甚发育，岩层产状平缓，岩石强度高，工程地质条件好，矿体及顶底板围岩一般均稳固，可排除崩落法。（2）从经济上分析：金山金矿现生产能力大2000t/d，矿石品位较高，属于高品位贵金属矿山，经济效益高，宜采用回收率高、贫化率低的采矿方法，如充填方法。此次设计的采矿方法为上向水平分层充填法。1.4.3 通风系统及设备本次设计开采的矿体的开采范围位于329330勘探线间0m200m水平，设计生产能力为1500t/d。集中通风系统，入排风比较集中，使用的通风设备也少，便于集中管理。对于开采范围不太大的矿井，采用全矿统一通风系统比较合理。根据开拓工程布置和已有开拓工程的施工现状，此次设计采用副斜井进风、东西风井回风的机械抽出式、对角两翼式集中通风系统。扇风机全压不仅用于克服矿井总阻力，同时还要克服反向矿井自然风压、扇风机装置通风阻力以及扇风机出口动能损失。根据此次设计的要求，选择K473型风机。1.4.4 井巷工程（1）、主斜井选择型翻转式箕斗，其外形尺寸为：长3730mm，宽1800mm，高1665mm，适用轨道30Kg/m。井筒断面的形式主要根据井筒的用途、服务年限、穿过的岩层的性质、选择符的支护材料及施工方法等因素确定。由于矿井的服务年限比较长，所以井筒断面采用圆弧拱。主井箕斗主要应用于提升矿石，服务年限长，提升矿量大，道床类型可选整体道床和简易整体道床，但通过以上对道床特点的比较，此次设计选用简易整体道床。 （2）、副斜井 副斜井提升废石和材料，提升量较小，采用串车组提升，一般串车组矿车容积为0.5m1.2m，此次设计选择0.7m的固定车厢式矿车，其外形尺寸为：长1500mm，宽850mm，高1050mm，轨距为600mm，质量为500Kg，最大装载量为1750Kg，适用于轨道18Kg/m，组列台数为3。由于矿井的服务年限比较长，所以井筒断面采用圆弧拱。 副斜井主要用于提升废石和运送人员，同样可选择简易整体道床。 (3)、平巷本设计采用单轨和双轨巷道两种，阶段运输大巷采用双轨，重车线、空车线及绕道阶段运输平巷为单轨。巷道均采用三心拱断面，三心拱断面断面利用率高，掘进维护费用低，拱形断面断面利用率低。矿山地质2 技术经济2.1综合技术经济指标 综合经济技术指标如下：表2-1 综合技术经济指标表：顺序指标名称单位数量备注一地质1矿体赋存条件（1）矿体长度m1910（2）矿体平均厚度m12（3）矿体平均倾角度25（4）赋存标高m0-2002矿床设计地质储量（1）矿石量万t 394.4C级储量（2）平均品位g/t3.79C级（3）金属量t17.97C级3岩石物理力学性质（1）岩石体重t/ m32.71（2）矿石体重t/ m32.71（3）矿岩普氏系数6.010.0二采矿1矿石生产能力t/d15002矿石生产能力t/a4950003年采掘总量t1020201.87（1）采矿t4950002.7 1t/ m3（2）掘进t535301.872.71 t/ m34开拓方式斜井5采矿方法上向水平采矿方法 续表21 综合经济技术指标表 顺序指标名称单位数量备注6通风方式对角两翼式7排水方式单一式8提升方式斜井提升9中段运输方式电机车10供压缩空气方式空压机11主要设备（1）7655型凿岩机台40（2）铲运机台2512千吨采切比m/kt6.7913采矿损失率%3.014采矿贫化率%7.015基建井巷掘进工程量m326425.8216基建时间年2.017矿山服务年限年16三供水与供电1总用水量m3/d2100（1）采矿m3/d350（2）选矿m3/d17502企业总装机容量kW3597.6（1）采场负荷kW2762.7新增1159kW（2）选矿厂负荷kW834.9四环保与安全投资1环保工程投资万元90.0占总投资百分比%2.222安全工程万元251.5占总投资百分比%6.2续表21 综合经济技术指标表 顺序指标名称单位数量备注五工作制度及劳动定员1企业工作制度（1）年工作日数d330（2）日工作班次p3（3）班工作时数h82劳动定员（1）矿区人298新增60人（2）选厂人483企业全员劳动生产率（1）采矿劳动生产率t/人d1.1（2）选矿劳动生产率t/人d6.5六投资1项目总投资万元4053.8（1）建设投资万元 4053.8（2）建设期利息万元166.4包含投产期86.4万元（3）流动资金万元2现有总资产值万元7868（1）固定资产净值万元4785（2）流动资金万元1000原有3资金来源（1）自有资金%75.33（2）银行贷款%24.67七生产成本及费用1年生产成本及费用万元/a2128.5设计单位成本元/t225.02年经营成本万元1935.45元/t综合经济技术指标表 续表21顺序指标名称单位数量备注八经济效益1年销售收入万元4880.072资源补偿税万元14.553年利润总额万元2836.024年所得税万元935.895年税后利润万元1900.13九财务评价指标1投资利润率%382投资利税率%56.43投资回收期年2.7税后4贷款偿还年限年23 矿山地质3.1 矿区地质金山金矿矿田的大地构造位置，处于杨子淮地台江南台隆东南缘，位于德兴金铜矿化集中区东部。矿床赋存于赣东北受韧性剪切的蛇绿岩构造混杂带之金山韧性推覆变形带中。受金山西蒋次一级韧性推覆变质构造带控制。其成因类型为受韧性剪切带控制的变质热液型金矿床，工业类型为贫硫化物蚀变岩型矿床。地质构造与岩浆岩。金山西蒋韧性剪切带是金山金矿矿田最重要的控矿和容矿构造。该剪切带在金山矿区呈蛇曲状东西向出露。走向长3400m，宽约120700m，倾向延伸控制长1800m。总体走向NW，倾向NE。主剪切面倾角1035。该剪切带严格控制着矿体的形成与产出。矿区内岩浆岩活动微弱，仅见少量辉绿岩和辉石闪长岩呈岩瘤、岩脉沿断层和剪切带零星分布。3.2 矿床地质矿体特征：矿体赋存于剪切带中心部位之硅化、黄铁矿化、铁白云石化超糜棱岩、糜棱岩中。其矿体产状受主剪切面控制。总体走向NW，倾向NE，平均倾角25。V1矿体为主矿体，其矿石量和金属量分别占矿床总储量的82%和72%。走向控制长度为1910m，倾向控制长度为1480m，矿体沿走向和倾向尚未完全控制。矿体平均厚度12m。围岩蚀变：在韧性剪切带形成演变过程中，矿区内各类岩石普遍遭受不同程度的蚀变。蚀变类型主要有硅化、黄铁矿化、绢云母化、绿泥石化、碳酸盐化等。其中硅化、黄铁矿化和铁白云石化与金矿化关系密切。矿区内岩层主要为坚硬的浅变质岩和蚀变构造岩。成矿后断裂构造不甚发育。岩层产状平缓，岩石强度高，工程地质条件属良好。矿体及顶底板围岩一般均稳固。矿体及其顶板围岩的岩性基本一致，以蚀变超糜岩、硅化砂质千枚岩、蚀变千枚岩为主。单轴抗压强度为65.63MPa100.29MPa，属坚硬岩石。局部地段顶板岩石为变质安山玄武岩，单轴抗压强度为34.66MPa，属半坚硬岩石。主矿体底板围岩为含碳千枚岩，单轴抗压强度为84.5MPa。经地质队统计，矿体及其顶板130m左右范围内，RQD值为85.46%，矿体底板100m范围内，RQD值75.57%。矿岩的平均体重2.71t/m3，松散系数为1.68。3.3 水文地质条件 （1）矿山水文地质现状 矿区内无区域性导水构造，矿区外部地表水和地下水对矿床充水无直接影响；矿区地形陡峻利于地表水排泄。矿区坚硬岩石基本不含水，未受断裂影响地段形成相对隔水层；基岩风化带与构造裂隙含水带单位涌水量小于0.01L/sm，属弱富水性含水层；第四系孔隙含水层断续分布，未达到成层规模，泉水量小于1L/s，亦属弱富水性含水层。大气降水是矿坑充水的主要来源。 矿山未采矿体主要分布在25-200m标高，矿体最低标高为-200m。矿区侵蚀基准面海拔103m，因此，110m标高以上开采均可自然排水。随深部采掘疏干排水，地下水位呈下降趋势，当前矿井最低排泄面标高-155m。 矿山井巷开采共有主井、付井、金矿洞、阳山四个排水点，矿井最低排泄面标高-155m，日排水量1573m（矿山统计），其中输入生产用水268m，实际日排水量1304.20m。 （2）地表水矿区四面环山，为一似环形地貌，仅西部有一狭窄谷地，北部地形强烈切割，山形陡峻，东西较缓，且山岭相连形成一个独立的水文网络。沿山势发育三条较大溪流，即水泽坞溪流、大坞溪流、湾家坞溪流，由矿区西部狭窄谷地（矿山大门口）中流出矿区，注入金山河。整个集水面积2.166km2，是未来矿坑充水的大气降水主要补给范围。 （3）含水层（带） 区内主要有两大类含水岩层，浅变质岩风化含水层和构造裂隙含水带。 浅变质岩风化带含水层（带）：板岩、千枚岩坚硬致密本身不含水，风化作用使其疏松形成含水层。含水层厚度视风化带深度而变化，一般1530m，局部可达50m，单位涌水量q=0.00230.00006L/sm，渗透系数K=0.001650.00015m/d。 构造裂隙含水带：沿双桥山群地层中的构造破碎带分布，其规模和深度与破碎带规模、胶结程度关系密切，最深可达200m，金山75中段坑道构造破碎带涌水量0.086L/s，揭穿F6的钻孔抽水试验单位涌水量q=0.037L/sm，渗透系数K=0.2023m/d。 （4）地表水、地下水补给迳流和排泄条件 矿区地表水和地下水均由大气降水补给，由于基岩地下水位均高于附近地表水系，无地表水补给地下水的可能，但基岩风化带直接与第四系松散层接触，故地表水与风化带含水层有水力联系。水位较高的基岩裂隙水补给地表水或地形较低的第四系潜水层。开采后矿坑的疏干，地下水位受人为破坏，地表水才有可能补给基岩地下水。 （5）坑道水文地质本次重点对-105中段、-130中段进行调查。坑道除局部断层接触带或破碎带渗水、滴水外，绝大部分干燥无水，干燥区占95%以上。前勘查资料在50m（见金山金矿区50m中段水文、工程地质图）、75m、110m和120m4个中段水文地质工程地质编录调查中，情况类似，局部断层接触带或破碎带渗水、滴水。坑道涌水量随季节降雨变化而变化，金山金矿区矿坑水动态与降水量关系曲线图（见序号165图）可证明这一点。浅部（110m、金矿洞）中段曲线变化明显，且涌水量大，往深部曲线变化稍平缓，涌水量逐渐变小。3.4 矿区储量(1) 金山金矿采矿证内资源储量估算结果 金山金矿采矿证内资源储量包括4t报告区、93年勘探报告区和阳山补勘新增资源量区。、4t报告区消耗111b基础储量矿石量654kt、金属量4047kg、平均品位6.19g/t，消耗低品位矿石量419kt、金属量804kg、平均品位1.92g/t。保有低品位资源量矿石量53kt、金属量90kg、平均品位1.70g/t。表3-2 4t报告区消耗、保有资源储量总表资源储量类别消耗资源储量保有资源储量累计探明资源储量资源储量增减矿石量千t金属量Kg品位g/t矿石量千t金属量Kg品位g/t111b65440476.19/65440476.19/122b/333/小计65440476.19/65440476.19/DPW4198041.9253901.74728931.89+239+521+0.19 、93年勘探报告区消耗111b基础储量矿石量3000kt、金属量18258kg、平均品位6.09g/t，消耗低品位矿石量3322kt、金属量5442kg、平均品位1.64g/t。保有控制的预可采储量（122）矿石量801kt、金属量3924kg、平均品位4.90g/t，122b基础储量矿石量942kt、金属量4616kg、平均品位4.90g/t，333资源量矿石量3544kt、金属量18974kg、平均品位5.35g/t，低品位资源量矿石量10621kt、金属量15749kg、平均品位1.48g/t。金山金矿采矿证内合计保有资源储量：111b:矿石量67.4kt、金属量3075.14kg、平均品位4.56g/t，122b基础储量,矿石量82.69kt、金属量2827.86kg、平均品位3.42g/t，333资源量矿石量254.58kt、金属量13173.78kg、平均品位5.18g/t，合计：111b+122b+333: 矿石量4046.6kt、金属量19076.78kg, 平均品位4.72g/t。低品位资源量:矿石量11163kt、金属量16602kg、平均品位1.49g/t。(2) 累计资源储量 金山金矿经评审、认定的资源储量详见表3-3。但在金山金矿北侧，评审、认定的资源储量有部分不在金山金矿采矿权范围内。表3-3 金山金矿累计认定、批准的资源储量表范围储量级别表内储量表外储量矿石量（万t）金属量（kg）平均品位（g/t）矿石量（万t）金属量（kg）平均品位（g/t）四吨区C23.016386.6107D42.3240916.7265C+D65.440476.1923.33721.59勘探区C172.7132247.66192.130001.56D133.389516.72259.137351.44C+D306.0221757.25451.267351.49详查区CD589.8320495.411040.8157231.51C+D589.8320495.411040.8157231.51合计C195.7148627.59198.731071.56D765.4434095.671316.6197231.50C+D961.1582716.061515.3228301.51采矿方法专题设计4 采矿方法专题设计4.1 开采范围及开采技术条件4.1.1 矿山开采现状金山金矿于1986年开始筹建，1987年投产，经过几十年的不断扩建和投产，矿山生产能力由初期的50t/d到如今的2000t/d，开采范围为25m至-200m矿体（含阳山补勘区段）。目前，矿山形成新、老两个开拓系统。老开拓系统有118斜井、120平硐、147斜井和阳山坑口组成，118斜井服务于100m、75m和50m三个中段；120平硐主要服务于120m、145m和162m三个中段；147斜井开拓50m、25m、0m三个中段；。新系统由主、副斜井组成，主要开拓0m以下矿体，目前主要服务0m、-40m、-80m、-105m、-130m等中段。主斜井倾角25，采用5m3双箕斗提升，提升能力为1500t/d，主斜井口矿仓采用地下矿仓加平硐装矿形式；副斜井倾角20，采用0.7m3矿车串车提升废石，采用斜井人车提升人员。矿井通风采用中央进风、两翼出风的通风方式。坑内矿石采用7t电机车双机牵引2m3底卸式矿车运输，由各生产中段运至主斜井矿仓，经斜井箕斗提升至地表。废石采用3t电机车牵引0.7m3翻斗式矿车运输，由各中段运至副斜井井底车场，从副斜井提升至地表。目前，矿山主要生产中段为-105m中段和-130m中段，其它中段正在进行或准备进行残矿回收生产。4.1.2 设计开采范围 矿山开采，0m中段以上（0m中段至163m中段）称为老系统；0m中段以下称为新系统。中段高度2540m，开采范围长度约2000m。矿体走向NW,倾向NE，开采0m至-200m走向，平面位置329线至330线。4.1.3 开采方式的选择金山金矿主矿体呈单斜层分布于329线至330线，矿体走向NW,倾向NE，倾角1035，平均倾角25，平均厚度为25m，厚度变化系数比较大。另矿体埋深达-200m。由上述主矿体的赋存条件可知，金山金矿矿体埋藏较深，属于缓倾斜中厚矿体，适合地下开采。4.1.4 回采顺序根据矿体的赋存状况，矿体平均倾角25，平均厚度12m，每个阶段的开采顺序为上行分层开采，理由是方便矿石的出矿，矿石贫化和回采率可得到控制。一个中段内的矿块的回采顺序，后退试开采是阶段运输巷道掘进到矿体边界后，从矿体边界的矿块开始，向主要开拓巷道方向依次回采；前进式开采则相反。本设计采用的是后退式回采。4.1.5 中段高度根据矿体赋存条件以及选择的采矿方法，参考国内同类金矿山的开采经验，设计确定不同的中段高度，此次设计为33m。4.1.6 开采技术条件1、 矿体赋存：矿床赋存于赣东北受韧性剪切的蛇绿岩构造混杂带之金山韧性推覆变形带中。受金山西蒋次一级韧性推覆变质构造带控制。其成因类型为受韧性剪切带控制的变质热液型金矿床，工业类型为贫硫化物蚀变岩型矿床。2、 围岩：矿床主矿体V1下盘近矿围岩多为黑色含碳千糜岩，其上盘近矿围岩主要为弱星散浸染状硅化黄铁矿化超糜棱岩、糜棱岩和变质安山玄武岩。V2、V7、V8矿体上下盘近矿围岩主要为弱星散浸染状硅化黄铁矿化糜棱岩、千糜岩，局部见变质安山玄武岩。V3、V4、V5、V6矿体上下盘近矿围岩为星散浸染状硅化黄铁矿化千糜岩3、 矿体厚度：矿体平均水平厚度为12m；4、 矿体平均倾角：25；5、 普氏系数：矿体和顶板基本一致f=6107、矿石平均品位：表内储量平均品位6.06g/t；表外储量平均品位1.5kg/t4.2 采矿方法的初选方案4.2.1 方案初选 （1）、从技术上分析：金山金矿平均倾角25，矿体平均厚度为12m，属于中厚缓倾斜矿体，矿区内岩层主要为坚硬的浅变质岩和蚀变构造岩，成矿后断裂构造不甚发育，岩层产状平缓，岩石强度高，工程地质条件好，矿体及顶底板围岩一般均稳固，可排除崩落法。 （2）、从经济上分析：金山金矿现生产能力大2000t/d，矿石品位较高，属于高品位贵金属矿山，经济效益高，宜采用回收率高、贫化率低的采矿方法，如充填方法。总上分析，可列表如下： 表4-1 采矿方法初选序号开采技术条件名称矿山开采技术条件特征可选用的采矿方法初选方案1矿石稳固性稳固空场法、充填法 分段空场事后充填采矿法上向水平分层充填法底盘漏斗充填法2围岩稳固性稳固3矿体倾角平均25房柱法、上向分层充填法、分段充填法、 底盘漏斗充填法4矿体厚度平均厚度12m 5矿石品位较高充填法、空场法6矿体形态似层状充填法、留矿法7矿石特殊性质低硫充填法8地表是否允许陷落否空场法、充填法9围岩是否含有品位无充填法、空场法10技术水平较高充填法、空场法11材料供应容易充填法、空场法12尾砂能否利用能充填法、空场法 4.2.2 上向水平分层采矿方法 采矿方案图如下图(图4-1)所示：图41 上向水平采矿方法方案图 1、采矿方法构成要素本矿体平均厚度为12m，为中厚矿体，因此矿块沿走向布置，矿块厚度为矿体厚度，矿块长度为25.5m，阶段高度为33m，不留间柱，留矿壁，且矿壁厚度为1m，底柱高度为4m。 2、矿块采准切割工作 1）、采切工程布置 从上一阶段拉底巷道向下掘进一条放矿溜井至另一条运输巷道，然后从放矿溜井开始向矿体挖掘溜井联络道、分层联络道至矿体，同一水平的矿房通过分段巷道相连，通过上一阶段的拉底平巷在矿体中掘进一条通风、充填天井。 切割工作：在通风、充填天井底部在矿体内垂直矿体走向方向掘进一条拉底巷道。 由于矿岩稳定性较好，一般不需要支护，但需要根据实际情况而定，对不稳定的的巷道要及时支护。 2）、采切工程规格各采切工程规格如下表（表4-2）所示 3）、采切工程量采切工程量如下表（表 4-3）所示表4-3 采切工程量表 指标名称计算值修正系数修正后值长度表示（mkt）体积表示（mkt）用长度表示（mkt）用体积表示（mkt）千吨采切比6.7960.881.258.4976.1千吨切割比1.1229.211.251.436.51千吨采准比5.6731.671.257.0939.593、采场回采设计 1）、凿岩爆破凿岩：采切工程完成以后即可进行凿岩，普通分段凿岩阶段矿房法多使用水平炮孔，以利于顶板安全。由于本矿矿石和围岩较稳固，为提高采矿效率采用上向炮孔，采用7655气腿式凿岩机在拉底空间内顺矿体打上向平行垂直炮孔进行凿岩。炮眼平行排列，孔径40mm，孔距1.5m，相邻两排炮孔相间布置，钎杆长2.2m；钎头直径36mm，。爆破：采用人工连续装药方式装药，平均装药系数0.75；选用直径为32mm的卷状2#岩石硝铵炸药。逐排分段微差爆破，非电导爆管起爆，炮眼利用率为95%，装药结束后需用炮泥堵住炮孔。爆破参数如下表（表4-4）。项目名称运输巷道分段巷道溜井天井溜井联络道分层联络道斜坡道穿脉拉底空间小计矿房底柱总计巷道数目141144111巷道长度（m）25.51023060788735024.5巷道长度（m）岩石中25.5102307887350矿石中6024.5总长25.51023060788735024.5451巷道断面（）高宽32.52.52.522.5222.52.52.522228.42.5面积7.56.25546.2550.25471体积（m）岩石中181.05637.5150487.5401.6365200矿石中2401739.5总计181.05637.5150240487.5401.63652001739.54042.120456.522896.827395.42工业矿量（t）650.44714.055364.555437.177850.368651.97采出矿量（t）490.51727.63406.5650.41321.131088.34989.155424714.051095455437.177850.374241.47表4-2 采切工程表表4-4 爆破参数表 孔深孔径孔间距排距最小抵抗线1.80.041.51.01.02）、采场通风 新鲜风流由上从斜坡道、分层联络道进入采场，然后污风由充填、通风天井进到上阶段运输大巷回风巷，以保证采场有足够的新鲜风流。 3）、出矿工作 爆破后的矿石由铲运机经过分层联络道、溜井联络道，将矿石倒入溜井，矿石经过溜井倒入运输巷道内矿车出矿。 4）、采场顶板管理为了保证采场作业安全和回采的顺利进行，在回采过程中需要对采场顶板、围岩进行加固支护作业。采场中形成10m厚（斜长）的空间后开始充填一层（5m），以后采一充一，以形成5m厚（斜长）的采空区，直到矿房采完后在充填该采空区。采用尾胶结充填，在待充填空区内原来上山部位筑墙，用来通风和出矿。在爆破通风工作结束后，工人由分层联络道进入采场，站在爆堆上对整个采场进行人工撬毛，个别危险区域使用7655气腿式凿岩机打锚杆进行局部支护。 4、矿壁、底柱回收及采空区处理 1）、矿壁、底柱回采 本矿块底柱在回采下一阶段矿块时自下而上回采。矿壁不回采。 2）、采空区处理 采场中形成10m厚（斜长）的空间后开始充填一层（5m），以后采一充一，以形成5m厚（斜长）的采空区，直到矿房采完后在充填该采空区。采用尾沙胶结充填。5、本采矿方法主要技术经济指标 1）、损失贫化计算 （1）、贫化损失工程指标表 （表4-5）表4-5贫化损失工程指标表工程指标矿石损失贫化指标贫化率()损失率（）采切工程83矿房回采76底柱回采76 （2）、损失、贫化和矿石质量指标计算矿块垂高33m（阶段高度），矿体倾角25，矿块宽度25.5m，矿体垂直厚度12m，则矿体水平厚度为12sin2528.4m， 并且矿岩的平均比重为2.71t/m。综上所得：矿块体积为：V=3325.528.4m23898.6m矿块工业储量：Q=33m25.5m28.4m2.71t/m64765.2t。采场采出工业矿石储量为Ql：由采准切割采出工业矿石储量 Qq、矿房回采工业矿石储量Qf和底柱回采工业矿石储量Qz组成。 Qq=5364.50.97=5203.6tQf=55437.170.92=51002.2tQz=7850.30.9=7065.27t Ql=Qq+Qf+Qz=63271.07t 矿块损失率为： =%=3% 矿石回采率： % 矿块贫化率为： =100%=7% 采出矿石的实际品位为： =6.06（1-）gt=5.64gt 采出矿石总量为: T= 2）、主要经济技术指标汇编（表4-6）表 4-6 主要经济技术指标汇编名称年生产能力矿块损失率矿块贫化率采出矿石品位采出矿石总量t矿块工业储量t采准比mkt采切比mkt指标49.5万吨年3%7%5.27gt67550.864765.27.098.494.2.4嗣后充填房柱法 采矿方法方案图如下图（图 4-3）所示图 4-3 嗣后充填房柱法 1、采矿方法构成要素 矿块沿走向布置，矿块厚度为矿体厚度，矿块长度为20m，阶段高度为23.5m，间柱宽度为5m，留顶底柱，且顶柱厚度为1.7m（斜长为4m），底柱厚度为2.8m(斜长为7m)。阶段开采顺序为下行式开采顺序以缩短基建时间尽快投产。阶段中矿块采用后退式开采顺序。矿块中采用上向式回采顺序。 2、矿块采准切割工作 1）、采切工程布置 在矿块底部，由阶段运输大巷向上在矿块下盘掘进一条上山。在矿房底部下盘开凿一电耙硐室（通过开凿一条联络道和人行天井连接）。在上山底部沿矿块长度方向在矿房底部掘进一条拉底巷道，由此巷道拉开自由空间（垂直厚度为2.5m）。上一阶段运输大巷与上山有一条人行天井作充填通风井。 由于矿岩稳定性较好，一般不需要支护，但需要根据实际情况而定，对不稳定的的巷道要及时支护。 2）、采切工程规格：（表 4-7）项目名称运输巷道联络道上山人行天井联络平巷电耙硐室溜矿井切割平巷小计矿房矿柱总计巷道数目11111111巷道长度（m）208459.8202.5720巷道长度（m）岩石中2083.97矿石中455.9202.520总长208459.8202.5720132.3巷道断面（）高宽32.5222.52.522222.52.5222.52.5面积7.546.25446.2546.25体积（m）岩石中1503215.615.6328矿石中281.2523.680125总计15032281.2539.28015.6328125751758415工业矿量（t）762.264216.8338.751424.1120552.6414238.3436215.09采出矿量（t）406.586.72762.2106.23216.842.3675.88338.752035.2120552.6414238.3436215.09表4-7采切工程表3）、采切工程量 采切工程量如下表（表 4-8）所示表4-8 采切工程量表 指标名称计算值修正系数修正后值用长度表示（mkt）用体积表示（mkt）用长度表示（mkt）用体积表示（mkt）千吨采切比3.5920.391.254.4925.49千吨切割比0.543.391.250.684.24千吨采准比3.05171.253.8121.254、采场回采设计 1）、凿岩爆破 采切工程完成以后即可进行凿岩，采用YG-80深孔凿岩机，凿扇形深孔，孔径为60mm，孔深6m8m，最小抵抗线为1.5m，孔距为2m。爆破：采用BQ100装药车装药，平均装药系数0.75；选用直径为32mm的卷状2#岩石硝铵炸药。逐排分段微差爆破，非电导爆管起爆，炮眼利用率为95%，装药结束后需用炮泥堵住炮孔。爆破参数如下表（表4-14）。表 4-9爆破参数表孔深孔径孔间距排距最小抵抗线68m0.06221.5 2）、采场通风 新鲜风流由下阶段运输大巷，经放矿联络道、人行天井、电耙硐室进入采场工作面，冲刷工作面后，污风经过上山，进入上阶段人行天井、联络道，通过上阶段阶段运输大巷回风。 3）、出矿工作 采场内矿石爆落后采用电耙出矿。每个矿房内布置一条溜矿井，采用30kw电耙绞车配0.3m3 耙斗,绞车安设在电耙硐室。电耙台班效率为80180t。矿石爆落后，用电耙将矿石耙入溜矿井，最后装入矿车经阶段运输大巷将矿石运走。 4）、采场顶板管理 矿体顶板围岩的岩性，以蚀变超糜岩、硅化砂质千枚岩、蚀变千枚岩为主。单轴抗压强度为65.63MPa100.29MPa，属坚硬岩石。局部地段顶板岩石为变质安山玄武岩，单轴抗压强度为34.66MPa，属半坚硬岩石。总体看矿体及顶板围岩稳固性均较好。每次爆破完成以后，都要观察顶板的破坏情况。在回采过程中是靠矿体、间柱、顶、底柱来支撑顶板，回采完矿石以后，对采空区进行充填，靠充填体来支撑顶板。采场顶板为围岩，稳定性较好，因为人员需进入空区凿岩爆破，因此需及时检查顶板稳定性，在需要支护的部位及时支护。5、矿柱回收及采空区处理 1）、矿柱回采 对于间柱和顶柱，在回采完矿房后，打好间柱和顶柱的炮孔，采用崩落法进行回采，先爆间柱，再爆顶柱。 底柱作下一阶段回采。 2）、采空区处理 开采完毕后，封闭电耙硐室和溜矿井，采用尾沙胶结充填法充填采空区，充填料通过充填管由上一阶段阶段运输大巷，经过天井进入采空区进行充填。6、本采矿方法主要技术经济指标1）、损失贫化计算 （1）贫化损失工程指标表（表 4-10） （2）损失、贫化和矿石质量指标计算矿块垂高23.5m（阶段高度），矿体倾角25，矿块宽度20m，矿体垂直厚度12m， 矿石比重为2.71t/m。所以，矿块体积为：V=23.52012sin25m13348m 矿块工业储量：Q=V2.71t/m36173.08t。表 4-10 贫化损失工程指标表工程指标矿石损失贫化指标贫化率()损失率（）采切工程83矿房回采56矿柱回采1040采场采出工业矿石储量为Q：由采准切割采出工业矿石储量、矿房回采工业矿石储量和矿柱回采工业矿石储量组成。 =1424.110.97=1381.39t=（20552.64+3232.5）0.92=21882.33t=（36173-20552.64-3232.5）0.9=11149t Q=+ +=34412.72t矿块损失率为： =%=5%矿石回采率：%矿块贫化率为：=100%=6.8%采出矿石的实际品位为： =6.06（1-）gt=5.65gt 采出矿石总量为: T= 2）、主要经济技术指标汇编（表4-11）表4-16 主要经济技术指标名称年生产能力矿块损失率矿块贫化率采出矿石品位采出矿石总量矿块工业储量采准比mkt采切比mkt指标49.5万吨年5%6.8%5.65gt36871.7t36171.08t3.053.594.2.5初选方案综合经济技术比较（表 4-12）表4-12 初选方案综合经济技术比较 名称单位方案一方案二方案三矿区生产规模t/d150015001500矿块生产能力t/d10010080同时回采矿块数目个隔一采一隔一采一隔一采一凿岩台班效率m/台班150150150采矿工班效率t/工班202613矿石回采率%9791.495矿石损失率%38.65矿石贫化率%79.56.8千吨采切比m3/kt60.8819020.39m/kt6.796.383.59采矿直接成本元/ t矿区地质储量万t811018110181101采出矿量万t8773372568.7