金属矿地采设计说明书毕业论文.doc

内蒙古科技大学毕业设计说明书金属矿地采设计说明书毕业论文目录摘要IAbstract.II第一章 地质资料概述11.1矿区位置、交通11.2矿区概述11.3井田及其附近的地质特征21.3.1区域地质21.3.2地层21.3.3构造21.3.4地质发展史31.3.5矿产31.4矿区地质41.4.1地层、岩性对矿床的控制作用41.4.2构造与矿床的关系41.4.3火成岩51.4.4矿床分布及其认识51.5矿床地质特征51.5.1矿床顶底围岩61.5.2断裂构造及对矿床的影响61.5.3矿体产状、规模、形态及其变化特征71.5.4矿物共生组合及其结晶顺序81.5.5围岩蚀变问题101.5.6对矿床成因的认识101.5.7地质勘探工作101.5.8勘探工作程度111.5.9矿床生产技术条件121.5.10矿石与围岩的物理性质测定121.6水文地质13第二章 矿石储量及矿区境界152.1矿石储量计算152.2矿区境界17第三章 生产能力、服务年限及一般工作制度.193.1 矿井的生产能力193.2三级储量计算193.3矿井服务年限计算203.4 矿山工作制度20第四章 开拓运输方案.214.1 矿井开拓的概念、要求及影响因素214.1.1 矿床开拓的概念214.1.2 矿床开拓方案选择的基本要求214.1.3 影响开拓方案井巷类型选择的主要因素214.2开拓方案选择及技术经济比较224.3井筒形式及位置的确定254.3.1井筒数目及位置254.3.2井筒的用途及规格等的确定254.4阶段平面设计284.4.1开采水平设计284.4.2阶段运输巷断面设计294.5矿床划分及开采顺序334.5.1阶段的划分334.5.2开采顺序334.6井底车场33第五章 采矿方法.355.1采矿方法的选择355.1.1选择采矿方法的原则355.1.2采矿方法方案初选365.1.3采矿方法确定365.2 矿块开采方案设计375.2.1矿房布置及结构参数375.2.2采准切割工作375.2.3回采工作385.2.4地压管理395.2.5矿柱回采405.3劳动组织及主要技术经济指标405.3.1劳动组织405.3.2工作面循环作业表405.3.3采矿方法主要技术经济指标415.3.4主要采掘设备42第六章 基建工程量及基建进度计划.436.1基建工程量436.2基建进度计划44第七章 矿井通风.467.1矿井通风概述467.2矿井通风方式与通风系统的选择477.2.1矿井通风方式477.2.2通风系统简述477.3矿井总风量计算477.4矿井总风压的计算497.5通风设备的选择50第八章 矿山运输与提升528.1运输系统及运输设备概述528.2提升能力计算528.3 主要巷道运输设备的选择558.3.1计算电机车牵引矿车数558.3.2电机车台数的计算568.4主要运输与提升设备58第九章 给排水.599.1矿山涌水量599.2矿井排水方式及系统599.3排水设备的选择599.4矿区给水609.4.1水源609.4.2主要构筑物619.4.3管路系统61第十章 电力与通讯.6210.1概述及设计依据6210.2电力6210.2.1用电负荷6210.2.2供电电源6210.2.3供配电系统6210.2.4防雷接地及照明6310.2.5节能措施6310.3电信6310.3.1概述6310.3.2调度通信系统63第十一章 采暖与热力.6411.1 编制依据6411.2 气象条件6411.3 采暖设施6411.4井口热风供应设施6511.5供热设施6511.6除尘设施65第十二章 机修与仓库6612.1 机修6612.2 仓库66第十三章 矿区总平面布置.6713.1 总平面布置原则6713.2矿区组成6713.3矿区总体布置6713.4 生态环境与总平面布置68第十四章 职业安全卫生.6914.1设计的依据6914.2职业危害因素6914.3职业安全防范措施7014.3.1 防火防爆7014.3.2 防水7014.3.3 防危岩7014.3.4 防雷电7114.3.5 防机械伤害和坠落7114.4职业卫生防范措施7214.4.1 防尘排毒7214.4.2 防噪音噪声7214.4.3 降温保温及其他72第十五章 技术经济指标7315.1全矿人员的编制7315.2劳动生产率7415.3成本7515.4全矿技术经济指标76参 考 文 献79附 录. .91致 谢80VI内蒙古科技大学毕业设计说明书第一章 地质资料概述1.1矿区位置、交通1.2矿区概述 1.3井田及其附近的地质特征1.3.1区域地质1.3.2地层1.3.3构造1.3.4地质发展史1.3.5矿产1.4矿区地质1.4.1地层、岩性对矿床的控制作用1.4.2构造与矿床的关系 1.4.3火成岩1.4.4矿床分布及其认识1.5矿床地质特征1.5.1矿床顶底围岩1.5.2断裂构造及对矿床的影响1.5.3矿体产状、规模、形态及其变化特征1.5.4矿物共生组合及其结晶顺序1.5.5围岩蚀变问题1.5.6对矿床成因的认识1.5.7地质勘探工作1.5.8勘探工作程度1.5.9矿床生产技术条件1.5.10矿石与围岩的物理性质测定1.6水文地质第二章 矿石储量及矿区境界2.1矿石储量计算2.2矿区境界上述四个拐点1-4范围内即为圈定的矿区范围，即矿区境界。矿体境界的圈定：依据地质资料，确定重点评价矿体范围的拐点坐标： 表2-4拐点编号拐点坐标XY1397704453814323976784538294339778645383204397844453843453978564538426639827445383827 39837045382248398355453821293976704538073第三章 生产能力、服务年限及一般工作制度3.1 矿井的生产能力根据设计的内容和针对xxx矿区的实际情况，对矿体的初步估计和矿区实际情况，本次本矿设计的生产能力为20万吨/年。3.2三级储量计算根据xxx矿区矿床的整体概况及本次设计的生产能力，初步确定整个矿山主要采用浅孔留矿法回采。经类比相关矿山资料可知：贫化率：r=5%；回收率：K=90%。三级储量计算1、开拓矿量 QK： QK =ATK(1-r)/K 3-1 =203(1-0.05)0.90 =54万吨A-生产能力 TK-开拓储量保有期 3年 2、采准矿量 QZ: TZ-采准保有期 1年 QZ =ATZ(1-r)/K 3-2 =601(1-0.05)0.90 =21.1万吨3、备采矿量 Qb： Qb-备采量保有期 6个月 Qb =ATb(1-r)/K 3-3 =600.5(1-0.05)0.90 =10.56万吨3.3矿井服务年限计算查采矿设计资料知矿井服务年限T的计算公式： T=QK/A(1-R) 3-4 =332.30.9/20(1-0.05) =15.74 取16年式中：Q-矿石工业储量T-矿井服务年限K-矿石总回采率 R-废石混入率 A-矿井生产能力根据矿山工业储量及服务年限来验证矿山的生产能力，用经济合理服务年限检验矿山规模，一般采用的公式为： A=Qk/T（1-） 式中： A-矿山年产量， 万t/a； T-经济合理服务年限， 16a； Q-矿石工业储量， 332.3万t； -矿石贫化率， 5%；K-矿石总回采率， 90% 经计算A=332.390%/16（1-5%）=19.68万t/a该矿山设计规模为20万t/a，所以符合要求。3.4 矿山工作制度年工作天数为330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。第四章 开拓运输方案4.1 矿井开拓的概念、要求及影响因素4.1.1 矿床开拓的概念为了开采地下矿床，需从地面掘进一系列的巷道通达矿体，使之形成完整的提升、运输、通风、排水和动力供应等系统，称为矿床地下开拓。矿床地下开拓方法，概括起来一般分为两大类，即单一开拓法和联合开拓法。凡用一种主要开拓巷道开拓矿床的开拓方法，称为单一开拓法，可分为平硐，斜井、立井、斜坡道等几种方法。如果矿床上部用一种主要开拓巷道，其下部用另外一种主要开拓巷道开拓，或用两种主要开拓巷道组合起来开拓一个或几个矿体则称为联合开拓方法。4.1.2 矿床开拓方案选择的基本要求（1）确保安全生产、创造良好的劳动卫生条件，建立完善的通风、提升、运输、排水等矿山服务系统；（2）技术可靠，满足矿山生产能力的要求，以保证矿山企业的均衡生产并能顾及到矿山发展远景；（3）基建工程量少，投资省，经济效益好；（4）不留和少留保安矿柱，以减少矿石损失；（5）地表总平面布置应不占或少占农田。4.1.3 影响开拓方案井巷类型选择的主要因素（1）地表地形是确定井巷开拓的重要条件。（2）一般情况下，矿体倾角45，可采用竖井开拓；倾角在1545的矿床，可采用斜井开拓。（3）矿体倾角、厚度、埋藏深度等决定矿山开采深度和岩石移动范围，进而影响地表建筑物的布置范围及主要开拓巷道的位置；矿区构造应力场方向、大小，直接影响主要开拓井巷的布置和阶段的划分。此矿体为薄至厚矿体、埋藏较深。（4）矿床开采深度对选择开拓井巷的类型具有一定的影响。为了最大限度的利用地下资源，本次设计开采圈定的全部，预计开采深度为500米。（5）矿床规模。通常是决定矿山生产能力的重要因素，而生产能力又决定着开拓井巷的类型及提升设备的选型。（6）岩体的物理力学性质是决定井巷类型、掘进方法和井巷支护方法的重要因素。岩体稳定时，采用竖井，斜井，斜坡道均可；岩体不稳定时，竖井掘进及维护较斜井、斜坡道简单。此矿山的围岩性质比较好，属中等稳固致密岩石。（7）矿山地表工业场地总平面布置与开拓方案有密切关系，通常是地表总图布置与主要井巷位置统筹考虑，以求合理布局。4.2开拓方案选择及技术经济比较根据本矿的地质特征提出三种初步可行的开拓方案：平硐伪斜井联合开拓,下盘竖井开拓，平硐竖井联合开拓。并对这三种方案进行比较。方案1. 下盘竖井开拓由于矿体倾角在45度以上，埋藏又较深，故可采用下盘竖井开拓。优点：下盘竖井开拓对井筒保护条件较好，井筒不易变形，提升过程中事故小。不需要留保安矿柱。初期掘进工程量小，达产快。排水线路短，施工容易实现机械化，提升运输能力相对大。缺点：矿体倾角变化小时，石门长度随开采深度增长，开拓工程量大。开拓费用较大，运输费用亦随开采深度增加而增大。方案2. 平硐伪斜井联合开拓平硐开拓适用于采用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（岩），施工简单易行，建设速度快，投产省，成本低，管理方便等优点。伪斜井开拓的的要求是需要矿体赋存于地表以下，矿体的倾角为较大,矿体走向较长。近十年来随着高强度胶带输送机和钢绳牵引胶带输送机的出现，扩大了斜井的应用范围，不但在国内外一些倾斜和急倾斜矿床应用斜井开拓，而且某些急倾斜的矿床，亦有采用胶带输送机进行矿床开拓的，胶带输送机斜井提升能力大，它可用与中型以上的矿山。优点：开拓工程费用较小，石门较方案1短，基建时间相对短。便于布置工业场地，井底车场布置简单，井筒装备简单，单一运输方式。施工进度快，达产时间短，便于探矿。缺点：斜井井筒较长，斜井承受的地压较大，井筒容易变形。提升、排水、通风费用较方案1大。提升盛器容易发生脱轨、脱钩等事故。方案3. 平硐竖井联合开拓平硐开拓适用于采用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（岩），施工简单易行，建设速度快，投产省，成本低，管理方便等优点。竖井开拓的的要求是需要矿体赋存于地表以下，矿体的倾角为较大。此方案与方案1不同的是采用了平硐开拓，减少了一段回风竖井的长度，开采平硐以上的矿体自然通风，平硐以下的矿体用平硐回风。平硐竖井联合开拓有平硐开拓和竖井开拓的优点：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（岩），施工简单易行，建设速度快，投产省，成本低，管理方便等优点。竖井开拓对井筒保护条件较好，井筒不易变形，提升过程中事故小。不需要留保安矿柱。初期掘进工程量小，达产快。排水线路短，施工容易实现机械化，提升运输能力相对大。平硐竖井联合开拓的缺点基本就是竖井开拓的缺点：石门长度随开采深度增长，开拓工程量大，竖井井筒装备比斜井复杂。对方案1和方案3进行经济比较：采用竖井开拓巷道布置及主要巷道长度如下：表4-1 竖井开拓方案主要巷道长度表 单位：米进风竖井回风竖井回风盲斜井回风平巷石门437487511651110采用平硐竖井联合开拓巷道布置及主要巷道长度如下：表4-2 平硐竖井联合开拓方案主要巷道长度表 单位：米进风竖井盲回风竖井回风盲斜井平硐石门437253.5419175.51110方案1比方案3的回风盲斜井的长度长 Y1=511-419=92米，虽然方案3平硐长度为175.5米，但回风竖井比方案1短234米，并且方案1的回风平巷长65米，且方案1和方案3的同一类型井筒的断面大小相同，平硐开拓费用较低，因此方案3优于方案1。对方案2和方案3进行经济比较：采用平硐-伪斜井联合开拓巷道布置及主要巷道长度如下：表4-1 平硐-伪斜井联合开拓方案主要巷道长度表 单位：米盲回风竖井斜井回风盲斜井平硐石门253.5872511175.51356采用平硐竖井联合开拓巷道布置及主要巷道长度如下：表4-2 平硐竖井联合开拓方案主要巷道长度表 单位：米进风竖井盲回风竖井回风盲斜井平硐石门437253.5419175.51110方案3比方案2的各个井筒开拓长度对比可知，方案3在经济上明显的优于方案2。开拓方案通过以上技术经济比较，方案3明显比方案1和方案2要节省费用。依据地形地质条件选方案3开拓的井口离地面工业场地较近，地面工业场地也平坦开阔，平整工程量较小。经综合考虑矿山地形地质条件、费用及施工的可操作性和方便性，把平硐竖井联合开拓定为本矿的开拓方案。4.3井筒形式及位置的确定4.3.1井筒数目及位置结合矿体赋存的实际情况，确定矿体采用平硐竖井联合开拓, 由平硐开采平硐以上矿体，平硐以下的矿体用竖井开拓。竖井用罐笼提升矿石，也兼做提升废石、运送材料和人员、进风等，平硐做为回风用。平硐硐口位置为： 坐标：X=398594 Y=4538113 标高：H=1205 倾角：0进风立井硐口位置为：坐标：X=398425.7 Y=4538088.7 标高：H=1243 倾角：90盲回风立井硐口位置为：坐标：X=397661 Y=4538011 标高：H=1059 倾角：90通风盲斜井硐口位置为：坐标：X=398137 Y=4538106 标高：H=1205 倾角：214.3.2井筒的用途及规格等的确定平硐及竖井的用途：该矿的平硐主要用于运输矿石与废石，还兼用于运输材料和行人等,平硐同时作为回风用。平硐及竖井规格的确定：平硐及竖井规格的确定，应首先根据巷道中运输设备的类型和数量，矿山安全规则规定的人行道宽度和各种安全间隙，并考虑管路、电缆的布置设计其净断面尺寸，最后根据巷道支护结构及尺寸，道床及水沟等参数绘出巷道断面图，必要时还应进行经济比较。4.3.2.1平硐断面初选平硐采用电机车运输的设备类型：用ZK36/250型架线式电机车和YGC0.7-6型固定车厢式矿车。则采用电机车运输时平硐的尺寸规格示意图如下所示： 图4-11净宽B0的计算：B0a2A1c+t式中 a安全距离 ，300mm；A1设备宽度，880mm；c人行道宽，900mm；t双轨间距，300mm;B0300+1760+900+3003260mm2. 净高H0的计算 a、拱高h0h01320mm；圆拱半径是1650 mm;墙高取h31800mm。b、平硐净高度HHh3 +h01800+13203120mmc、选择支护参数查表取，混凝土支护厚度TT1200mm则平硐断面尺寸：平硐设计掘进宽度B1B0+2T3260+22003660mm平硐计算掘进宽度B2= B1+2=3660+275=3810mm平硐设计掘进高度H1H+hb+T3120+180+1003400mm平硐计算掘进高度H2H1+3400+75=3475mm平硐设计掘进断面面积S1= B1（0.39B1+h3）=3460（0.393660+1800）=11.1m2平硐计算掘进断面面积S2=B2（0.39B2+h3）=3810（0.393810+1800）=12.5m24.3.2.2竖井井筒断面竖井的选择依据采矿设计手册，选择进风井直径为5.0m的圆形井筒, 目的是为了通风阻力小而且维修费用要比矩形井筒小。由于地质条件比较好，围岩属中等稳固到稳固所以支护采用喷射混凝土支护。进风井除了提升矿石外还兼做副井，担负提升人员、材料、废石等的运输。竖井井筒设备：在有提升设备的竖井井筒内，为了提升容器在提升过程中的横向摆动，保证提升的安全，必须安有导向装置罐道和罐道梁。1罐道罐道是提升容器升降时沿其滑动或滚动以控制其运行方向的导向设备。本设计中采用钢丝绳罐道，是将钢丝绳两端固定在井架上和井底，并拉紧作为罐道，提升容器沿着钢丝绳上下运行。其优点是结构简单，安装方便；便于维修，使用寿命长，更换钢丝绳简单，对生产影响小；提升容器运行平稳，减少动力消耗；减少通风阻力，减轻了井壁的载荷，提高了井壁的整体性。2罐道梁罐道梁在井筒内布置主要是满足罐道，梯子，管缆固定的需要。罐道梁的固定采用两端固定在井壁上。罐道梁的材料选用金属，其特点是强度大，占井筒断面小，使用期限长，使用安装方便。金属罐道梁采用38Kg/m工字钢。竖井井筒断面：1井筒格间划分和断面布置a.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。本矿山采用两个2a单层罐笼作为竖井提升容器，其代码为YJGS-1.8a-1；提升机型号选用2JK-2.5-20A;矿车选用型号为YGC-0.7。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，以便人员字提升途中遇到停电情况时，便于从梯子间出井。b.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0.5 m；梯子下端与井壁的距离为0.7m；梯子上端伸出平台1m；平台梯子口尺寸为0.6m0.7m。c.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，供水和排水。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。竖井井筒断面尺寸见进风井井筒断面图。盲回风立井直径为2.8m的圆形井口作为通风竖井，同时作为逃灾井筒。4.4阶段平面设计4.4.1开采水平设计 本矿共辖五个矿体，即Cu-1、Cu-2、Cu-3、Zn-1和Zn-2矿体，它们的最低标高是不同的。影响阶段高度的因素有：（1） 矿体的倾角、厚度、沿走向的长度；（2） 矿岩的物理力学性质；（3） 采用的开拓方法和采矿方法；（4） 阶段开拓、采准、切割和回采时间；（5） 阶段矿柱的回采条件；（6） 每吨矿石所摊的基建开拓和采准费用；（7） 每吨矿石所摊的提升、排水及回采费用；阶段的合理高度应符合下列条件：（1） 阶段高度的基建费和经营费摊到一吨备采储量的数额应最小；（2） 保证能及时准备阶段；（3） 保证工作安。依据本矿的实际情况，综合考虑上述因素，确定阶段高度为50米，阶段数目为9个。4.4.2阶段运输巷断面设计4.4.2.1选择巷道断面形状和支护类型用于运输矿岩的电机车型号ZK36/250型架线式电机车，矿车为YGC0.7-6型矿车。为运输布线方式采用双线布置，轨距600mm；服务年限较长，预计巷道承受较大的顶压，故选半圆拱形，支护材料选用浇注混凝土。4.4.2.2确定巷道断面尺寸（1）巷道净宽度B0 B0a2A1c+t式中 a安全距离 ，300mm；A1设备宽度，860mm；c人行道宽，800mm；t双轨间距，300mm;B0300+1720+900+3003120mm（2） 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。（3） 净高H0的计算 a、拱高h0h0B0/2=1560mm；半圆拱半径是R=1560 mm。按电机车架线要求计算由半圆拱形巷道拱高公式得 h3h4+ hch4为轨面起电机车架线高度取2000mm；hc为道床总高度是320mm；n为导电弓子距拱壁安全间距取300mm；b1为轨道中线与巷道中线间距为820 mm ；K为导电弓子宽度之半取360mm。所以h31788 mm按管道架设要求计算h3h5+ h7+hbh5为渣面至管子底高度取1800 mm；h7为管子悬吊件总高度取600 mm；m为导电弓子距管子间距取800 mm；D为压气管法蓝盘直径为350 mm；b2为轨道中线与巷道中线间距是300 mm。所以h31780mm按行人要求计算半圆拱巷道墙高按下式计算：h31800+ hb -j为距巷道壁的距离，一般取200 mm所以h31160 mm按以上三种要求计算后取其中的最大值1788mm，按10mm的倍数向上选取，则取墙高h31800mm。b、巷道净高度HHh3+h01800+15603360mmc、选择支护参数查表知，混凝土支护厚度TT1100mm（3）水沟参数水沟坡度与巷道坡度相同，取3，选用型水沟，水沟的断面参数为：上宽350mm，下宽310mm，深度300mm，净断面积0.1m2，掘进断面面积0.2m2，每米水沟混凝土用量为0.13 m3。（6）巷道断面尺寸巷道设计掘进宽度B1B0+2T3120+21003320mm巷道计算掘进宽度B2= B1+2=3320+275=3470mm巷道设计掘进高度H1H+hb+T3360+180+1003640mm巷道计算掘进高度H2H1+3640+75=3715mm巷道设计掘进断面面积S1= B1（0.39B1+h3）=3320（0.393320+1800）=10.27 m2巷道计算掘进断面面积S2=B2（0.39B2+h3）=3470（0.393470+1800）=10.9m24.4.2.3掘进工程量及材料消耗量每米巷道拱与计算掘进体积 V1S2110.9m3每米巷道墙角计算掘进体积 V20.2（T+）1=0.04m3每米巷道拱与墙喷射材料消耗 V31.57（B2-T1）T1+2h3T1=0.89 m3每米巷道墙脚喷射材料消耗 V40.2T110.02m3每米巷道喷射材料消耗 V= V3+ V4=0.91 m34.4.2.4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。托架上部敷设压风管，托架下部悬挂供水管。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。4.4.2.5巷道断面施工图 阶段运输巷的断面尺寸图 图4-24.4.2.6阶段运输巷道的布置及运输线路设置阶段运输巷道的布置形式选用单一沿脉巷道布置或下盘沿脉加穿脉布置运输线路，设计沿竖井向下掘进至某一阶段，掘进通向矿体的石门，下部矿体在脉外掘进沿脉运输巷道，这样在采场內采出的矿石沿沿脉运输巷道运至石门，在经石门车场将矿体从竖井运出。4.4.2.7石门断面由于矿山的年运输能力比较小，选用的采矿方法的生产能力不大，要求阶段运输巷的通过能力较小，因此石门内的线路布置方式和阶段运输巷类似，石门内采用喷射混凝土支护，断面形状与阶段运输巷类似。连接进风立井与阶段运输巷的石门的断面与阶段运输巷道一样，盲回风立井与阶段运输巷的石门的净断面为2.82.8米，连接通风盲斜井与阶段运输巷的石门的净断面也为2.82.8米。4.4.2.8穿脉断面为了提高矿石的回采率，避免在矿体内留矿柱，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。还可起探矿作用。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，型号选2.8m2.8m。4.5矿床划分及开采顺序4.5.1阶段的划分在前面已经确定阶段高度为50米，共九个阶段，每一阶段再进行矿块的划分，每一个矿块走向长度50m，高度为50m,宽度为矿体的厚度。第二个阶段划分为5个矿块，编号为201、202、203、204、205；第三阶段划分为7个矿块，编号为301、302、303、304、305、306、307，其他的阶段的矿块的划分与此类似。4.5.2开采顺序按照回采工作对主要开拓巷道的位置关系，阶段中矿块的开采顺序可分为三种情况：1. 前进式开采：当阶段运输巷道掘进一段距离后，从靠近主要开拓巷道的矿块开始回采，向井田边界一次推进。这种开采顺序的优点是矿井基建时间短，缺点是增加了采准巷道的维护费用。2. 后退式开采：阶段运输巷道掘进到井田边界后，从井田边界的矿块开始，向主要开拓巷道方向依次回采。其优缺点反之于前进式开采。3. 混合式开采：初期用前进式开采，待阶段运输巷道掘进完后，改为后退式开采，或者即前进又后退同时开采。这种开采顺序利用了前两种开采顺序的优点，但生产管理比较复杂。 结合本矿实际，围岩比较稳定，巷道基本不支护，决定采用后退式开采，阶段自上而下的下行式开采，其中同时工作中段数：2个。4.6井底车场井底车场是位于开采水平、连接井筒和井下主要运输巷道的一组巷道和硐室的总称。选择井底车场的原则：井底车场的通过能力应大于矿井的生产能力，并有30%以上的富余量；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。设置井底车场的主要目的：1、实现井筒提升与大巷运输的转载；2、实现井下集中供电；3、实现矿井集中排水；4、为井下生产安全提供便利。井底车场巷道是在进行转载和调度时临时存放来自大巷和井巷的各种空、重车辆的场所，也是各种车辆进、出转载载点的通道。井底车场硐室是为运输转载、矿井排水、矿井供电以及便利矿井生产与安全而专门设置的一些专用的短巷道。井底车场设计以线路布置为核心。由于采用罐笼井兼做主副提升井且产量较小，经过比较井底车场最后采用折返式车场。其运行线路如下图所示： 车场示意图 图4-3井底车场的硐室选择井底车场设22（m）的调度室，设置水仓、水泵房、中央变电室和地下炸药库。第五章 采矿方法5.1采矿方法的选择根据前面内容知矿体赋存条件：大部分矿体倾角在50-65度，属倾斜和急倾斜矿体，矿体厚度为1.022.4米，属薄到中厚矿体及厚矿体，矿体和围岩均较稳固，矿石的品位较低，所开采矿体为单Cu、单Zn矿，没有硫矿石，不存在自燃性，矿石的吸水率较低，没有结块性，矿石中不含有胶结性强的泥质。设计矿块所在矿体厚度为3.8m，属薄矿体；另一矿块所在矿体厚度为14 m，属中厚矿体。5.1.1选择采矿方法的原则在矿山企业中，采矿方法的选择是否合理直接影响整个矿井的生产安全和各项技术经济指标。由于矿体赋存条件多种多样，各个矿山的技术经济条件各不相同，因此在选择采矿方法时应结合具体的矿山地质和技术条件，使所选择的采矿方法符合安全、经济、矿石回收率高的基本原则。1、 生产安全。应当充分利用先进科学技术并不断提高管理水平，以保证在安全、良好的工作条件及环境中进行采矿生产。2、 经济合理。选择采矿方法时不仅应根据矿床条件提出多种方案进行技术比较，而且进行经济分析，最后确定经济上最合理的采矿方法。3、 矿山回收率高。提高矿石回收率，充分利用地下资源，是保持和延长工作面开采期限、降低掘进率、保证正常生产的重要途径。我国矿山的矿石回收率比国外矿山低得多，一些小矿山的矿石回收率只有10%左右，资源的破坏与浪费令人痛心，亟待提高。上述三方面的要求是密切联系、互相制约的，选择采矿方法时应当全面综合考虑，选出最优的采矿方法。5.1.2采矿方法方案初选根据选择采矿方法的原则及有关开采技术经济条件以及影响采矿方法选择的因素，初步选定四个采矿方法，分别是分层崩落法，分段充填法，上向分层充填法，浅孔留矿法，分段凿岩阶段矿房法。5.1.3采矿方法确定矿石和围岩都比较稳固，矿石中夹石较少，若采用分层崩落法，则会导致矿石的品位降低，而且，矿石和围岩比较坚固，难于爆破，所以不宜采用分层崩落法。 又鉴于该矿品位不高，且围岩稳定，地表也允许塌陷，故从初步比较，可排除分段充填法。若采用上向分层充填法进行开采，则需对顶底板进行支护，需要大的支护，充填材料，而且支护充填工作会浪费大量的物力、财力和人力。故不宜采用分层崩落法。由于设计矿块矿岩稳定，围岩基本无断层破碎带，在放矿过程中，围岩不会自行崩落。矿体的厚度小，矿体倾角大，矿石无自燃性和结块性，适合采用浅孔留矿法开采薄到中厚矿体。浅孔留矿采矿法具有采场结构和回采工艺简单，采准切割工程小，可利用矿石自重放矿，管理方便生产技术易于掌握的优点。但是用浅孔留矿法开采的矿体较厚时，矿柱矿量损失大，矿石回采率较低，经济效益差，工人在较大的暴露空间下作业，安全性差，平场撬松石工作繁重，难于实现机械化，积压大量矿石，影响资金周转，浅孔留矿法适合开采本矿薄到中厚矿体。分段凿岩阶段矿房法比较适用于急倾斜的厚矿体，在开采技术上具有回采强度大、劳动生产率高、采矿成本低、坑木消耗少和回采作业安全等优点，也存在一些缺点，如矿柱矿量比重大、回采矿柱的贫化损失大等。本矿的矿体矿岩围岩稳定，经比较确定厚矿体用分段凿岩阶段矿房法开采。本矿山设计生产能力为20万吨，用浅孔留矿采矿法和分段凿岩阶段矿房法开采能满足生产的要求。通过以上分析比较选用浅孔留矿采矿法和分段凿岩阶段矿房法进行开采。矿体厚度小于8米以下，围岩稳固用浅孔留矿法回采。矿体厚度大于等于8米和矿体厚度小于8米且围岩稳固性差，采用分段凿岩的阶段矿房法回采。5.2 矿块开采方案设计5.2.1矿房布置及结构参数5.2.1.1浅孔留矿法矿块沿走向布置，阶段高度为50m，间柱宽度为6m，矿块长度为50m，矿房宽度等于矿体厚度，顶柱厚度为4m，漏斗间距为5.5m，底柱高度为5m。5.2.1.2阶段矿房法矿块沿走向布置，阶段高度为50m，间柱宽度为8m，矿块长度为40-60m，矿房宽度等于矿体厚度，顶柱厚度为6m，漏斗间距为5.5m，底柱高度为7m，分段高度9米。5.2.2采准切割工作5.2.2.1浅孔留矿法本矿块的采准工作包括掘进阶段运输平巷、天井联络道、漏斗颈等。采准切割中水平巷道的掘进工作面采用7655气腿凿岩机，人工出渣，天井掘进采用YSP45上向凿岩机。1、 阶段运输平巷阶段运输平巷布置在下盘脉内，沿矿脉掘进。其高度取2.8m，宽度取2.4m。2、 天井、联络道天井布置在间柱中，宽度和高度均为2 m，在垂直方向上每隔4m掘进联络道，使天井与矿房连通，以便人员、材料、设备、风水管和新鲜风流进入采场。3、 漏斗在矿房底部靠近下盘走向每隔5.5m开凿漏斗。本矿块的切割工作包括掘进拉底巷道和扩大漏斗。沿底柱上部掘进拉底巷道，扩大漏斗，形成拉底空间，并为放矿工作创造通路，拉底巷道高度取2.0m。5.2.2.2阶段房矿法 掘阶段运输平巷，分段凿岩巷道，通风行人天井，电耙道，斗穿及漏斗颈，拉底巷道、切割横巷和切割天井等。5.2.3回采工作5.2.3.1浅孔留矿法回采工作包括凿岩、崩矿、通风、局部放矿、撬顶平场和破碎大块，矿房全部采完后进行大量放矿。回采工作从矿房底部由下向上分层进行，分层高度为2m。凿岩：采用不分梯段工作面，每隔3m崩落一次。凿岩设备根据矿石的坚固性，凿岩效率以及炮孔直径（炮孔直径为3842mm）对凿岩设备的要求，用YSP45上向凿岩机上向炮孔, 凿岩机台班效取60m/台班。 (3)炮孔形式采用上向倾斜炮孔，炮孔长度为2m ，炮孔布置形式为平行布置形式，每3m布置3排，每排2个炮孔，两排靠近顶底板的炮孔分别向顶底板方向倾斜23，中间一排沿倾向方向布置。炮孔间距取1.2m，排距取1m，上向倾斜75。 凿岩爆破参数表 表5-1 炮孔上倾炮孔排距炮孔深孔径孔距751.0m2.0m3842mm1.2m崩矿：采用2号岩石炸药进行装药，人工装药，装药长度不大于炮孔深度的三分之二，逐排分段微差爆破，用导火线和火雷管起爆。出矿块度350mm。块度大于350mm的矿石在采场中进行二次破碎。通风：爆破后，采场内的炮烟和粉尘后很高，需要进行通风工作，通风采用主扇通风，通风的风量应满足排尘和排烟的需求，风流从阶段运输平巷沿天井上升，穿过采场，由矿房另一侧的天井上升到上部回风平巷排出。局部放矿：每次放出落矿量的三分之一矿量。平场撬顶及二次破碎：平场和撬顶工作由两人进行，工作强度较大，工作形式为人工采用铁锹等简单工具进行工作，较为辛苦。平场工作的主要任务是将局部放矿后存留的矿堆表面进行整平。撬顶工作的主要任务是将顶板的两帮已松动而未落下的矿石和岩石撬落。以上两工作的进行目的在于便于工人在留矿堆上进行凿岩爆破作业，以及保证后续作业的安全进行。局部放矿后，进行平场工作，先要对工作面洒水，然后检查顶板和上下围岩情况，撬掉浮石，再进行平场工作；若顶板或上下盘不稳固，需要进行支护加固，支柱类型主要推广使用锚杆或金属网支护。采场内二次破碎大块的工作也在平场时进行。当采场采矿作业全部结束后即可进行大量放矿工作。崩矿和撬顶落下大块，在平场是进行破碎，破碎工作由工人使用人工锤进行。最终放矿：将矿房回采到顶柱时，将存留在矿房中的矿石及时地全部放出。放矿过程中出现的卡斗或形式的空洞现象，采用爆破震动法进行处理。5.2.3.2阶段矿房法补充切割：用浅孔将切割立槽扩至爆破所需的最小自由面，然后拉底至矿体边，将漏斗扩成喇叭状。凿岩：采用YGZ90凿岩机，配TJ25台架凿岩炮孔直径60-65mm,排距1.5-1.8米，孔底距1.5-2.4米。爆破：采用2#岩石炸药，BQF100型装药器装药，非电雷管起爆。通风：新鲜风流由天井进入凿岩巷道通过空区从另一侧凿岩巷排出。放矿：每次爆破后，由电耙道大量放矿。5.2.4地压管理采场作业时主要利用所留顶柱、底柱、间柱和留矿堆管理地压。若遇特殊地方可采用要支架支护。最终放矿后则不处理采空区，任其自然塌落。5.2.5矿柱回采矿柱回采：留矿法矿柱回采采用大量崩矿方法，先爆间柱，后爆顶底柱，间柱采用YSP45凿岩机，顶柱采用中深孔钻机（YGZ90）布置水平孔（平行或扇形孔），分区同时大爆破。分区顺序是由矿区两翼向中央推进。如果矿柱回采后，空区仍较稳定，则需采取强制崩落上盘围岩措施。分段凿岩的阶段矿房法回采时，底柱用束状中深孔，顶柱用水平深孔，间柱用垂直扇形中深孔落矿。同次分段爆破，先爆间柱，后爆顶底柱。由于矿体与围岩界限不明显，因此回采过程中二次圈定矿体工作较重要，这是减少回采工作中一次损失和贫化的重