金属矿开采设计

一、设计题目云南某铅锌矿3号矿体采矿方法设计。二、矿床赋存及开采技术条件云南某铅锌矿3号矿体为接触交代过程中的中至低温热液型铅锌矿床。矿体赋存于奥陶纪灰岩顶部与志留纪砂页岩接触带之间的矽卡岩中，顶板为灰黑色矽质页岩，稳固，；底板为灰色、线紫色灰岩，坚硬稳固，。矿体分布在矽卡岩中，呈似层状产出。矿石硬度系数，中等稳固以上。矿体分布范围长约1500米，宽约1000米。倾角较陡，近似直立，一般为。矿体较厚，一般25米左右。主要铅锌矿物呈浸染状、斑点状，不规则地分布在矽卡岩体内或其附近的大理岩中，矿化不均，品位变化大，含锌13%，含铅5.5%，矿石容重3.9吨/米3，松散系数为1.8。地表允许陷落。三 、采矿方法的选择1. 采矿方法的初选根据上述条件，可初选出三种采矿方法。第方案采取水平深孔落矿阶段矿房法：垂直走向布置矿房，矿房宽度为矿体厚度即25m，阶段高度60m,间柱宽度10m，顶柱厚度6m,底部采用漏斗结构，采用CZZ-700型凿岩台车凿岩，ZYQ-14型装运机出矿。第方案垂直深孔落矿有底柱分段崩落法：采场垂直走向布置，阶段高度60m，长度为矿体厚度即25m，宽度15m，分段高度15m,垂直走向布置一条电耙道，穿脉巷道装车，穿脉巷道间距30m。采用YG-80型和YGZ-90型凿岩机配FJY-24型圆环雪橇式台架钻凿，电耙出矿。第方案无底柱分段崩落法：采用垂直走向布置回采巷道，采场宽度为矿体厚度25m，高度60m,长度60m，分段高度12m，溜井间距60m，回采巷道间距10m；采用CTC400-2和YGZ-90凿岩机凿岩，ZLD型铲运机出矿。 采矿方法技术经济指标分析比较表序号指标名称第一方案第二方案第三方案12345678矿块生产能力(吨日)矿房生产能力(吨日)矿柱生产能力(吨日)矿块生产率(吨班)采准切割工作量，采准比(米千吨)矿石损失率矿石贫化率主要材料耗： 木材米3万吨炸药千克吨雷管个吨采矿方法比重XXX方法XXX方法采出矿石的直接成本(元吨)400 320 80 1335 20 140.42350350117717170.353003001005.6317160.35从表可知方案回采强度大，劳动生产效率高，采矿成本低，回采作业安全等优点；但且需要留一定的矿柱支撑采矿区,矿柱比重较大，矿柱回采的贫化损失率大且回采量不多，大块率达20%-30%，对底部结构有一定的破坏性。方案虽然回采效率较高，但采准切割工程量大，施工机械化程度低，底部结构复杂，耗时且成本较高；尤其是不能根据矿体赋存情况合理及时的剔除其中的夹石，因此造成贫化率较无底柱采矿方法高。与第 方案相比，除生产能力较大外，其余都比 方案差。方案 采矿方法结构简单，回采工艺简单，可采用高效率的采掘装设备，机械化程度高，安全性好；同时也可以剔除夹石和进行分级出矿，可以提高回采品位，降低贫化率。2. 综合比较，方案较其他两方案差；方案和方案综合效益难以区别，但因为该矿体呈浸染状、斑点状，不规则地分布在矽卡岩体内或其附近的大理岩中，矿化不均，品位变化大，方案可以剔除夹石，提高出矿品位，而方案不能，所以综合来说方案较为适合，即采用无底柱分段崩落法。四 矿块结构设计1. 采用垂直走向布置采场，采场宽度为矿体厚度25m，高度60m,长度60m，分段高度12m，溜井间距60m，回采巷道间距10m，沿走向每300m设置一个设备井。第一、二分段进行回采作业，第三分段钻凿上向扇形炮孔和切割，第四、五分段进行采准工作，即采准切割凿岩爆破与装运矿石等工序在不同的分段平行进行。2.矿块工业储量计算表矿块 几何尺寸（m）体积（m3）工业储量（t）损失矿量（t）实际采出矿量（t）长宽高6025609000055080五采准切割工作：在矿体下盘掘进沿脉运输巷道，然后掘进分段运输平巷，再掘进矿石溜井，回采巷道，最后掘进切割巷道和切割天井。所需设备：7655、ZYQ-14型型凿岩机回采巷道：间距10m，倾角3，垂直走向布置；设备井：沿走向每300m设置一个设备井，布置在本阶段崩落界限外；溜井：布置在两矿块相连处的围岩中人行通风井：每个矿块设置一个；切割平巷与切割天井联合拉槽：沿矿体边界掘进一条切割平巷贯通各回采巷道端部，在中间掘进切割天井；在切割天井两侧，自切割平巷钻凿若干排平行炮孔，以切割天井为自由面，逐排起爆形成切割槽,切割槽空间满足崩矿要求。L=矿石松散系数WL=1.81.5=2.7m采准切割进度计划及工程量计算表见附图采准切割进度计划表序号采切工程全长(m)掘进速度（米/月）掘进时间（月）备注1分段运输平巷3003001月工作时间25天2矿石溜井451500.33回采巷道6903002.34切割平巷30030015切割天井601500.46人行通风井601500.47设备井及联络道151500.3平摊到单矿块的工程量合计11705.7采准切割进度计划甘特图采准切割工程量计算表巷道名称巷道数目巷道长度（m）断面积m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采准切割分段运输平巷56030030025202520回采巷道302369069057965796设备井1606060504504人行通风井1606060240240溜井1454545180180设备联络道5315336336小计11559636切割天井1606060240240切割平巷56030030012001200拉槽33643364小计3604804矿块合计151514380 采切比的计算：K=1000v/T（米/千吨）式中： K1 采切系数，米/千吨； L 矿块中采准巷道与切割巷道的总长度，米； T 矿块矿量，吨；K=10001515/=5.63（米/千吨）采准切割巷道支护方法：矿石稳固，地表允许崩落，无底柱分段崩落法中对于回采巷道要求比较低，故不需支护；矿体外部矿块如阶段运输巷道、分段运输巷道、溜井可采用喷射混凝土支护。同时工作的采准、切割工作面N的计算N=10AbK1/V （个）式中：Ab矿井班产矿石量，万t/班； Ab =A/(n1n) A矿井年产矿石量，万t/a； n1 矿井年工作天数， d/a； n 矿井日工作班数， 班 /d； K采切比，m/kt; V 采准切割巷道平均掘进速度，m/班。n1取330天，n取3 ，K=5.67m/kt，A取300万吨/a,V取4m/班，则Ab =A/(n1n)=300/(3303)= 0.3(万t/班);N=10AbK1/V=100.35.67/4=4.25(个)，取整得N=5个。六回采工作：（1） 回采顺序：分段间自上而下，上分段超前于下分段,同一分段向设备井方向后退回采;每次起爆一排炮孔。（2） 凿岩设备：CTC400-2、YGZ-90型凿岩机（90100m台班）。（3） 回采工作组织:采用三班工作制度，各工种尽量平行交叉作业。（4） 爆破设计:扇形炮孔：上向扇形炮孔边孔角崩矿步距炮孔直径最小抵抗线453m65mm1.5m炮孔装药结构：见附图炮孔装药量计算：采用FZY-10装药器炸药单耗：一次爆破k=0.7kg/m，二次爆破单耗k=k 30%=0.21kg/m,所取k=0.91kg/m 总装药量Q=kws=153kg；爆破方式：非电导爆管网路排间微差起爆，一次起爆2排；起爆顺序: 以拉槽作侧向自由面, 孔间间微差爆破；一排扇形孔凿岩时间：0.83班=6.6h装药联线时间：=1h爆破通风时间： T导通=0.5h凿岩爆破总时间 T(T凿+T装+T导通)8h出矿：用3m的ZLD型铲运机(310t/台班)把回采巷道端部的矿石运到溜井,完成铲、运、卸作业。在同一分段水平，装矿顺序是逆风流风向进行的。为提高装运机效率，每台装运机保有三条以上的回采巷道轮流作业。（3）通风工作：采用分区通风方式，回采工作面用局扇通风，局扇安装在上部回风水平，局扇将矿块内的污风抽到密封墙内，新鲜风流由本阶段的脉外运输平巷经通风井，进入分段运输联络巷道和回采巷道。清洗工作面后，污风由铺设在回采巷道及回风天井的风筒引至上部水平回风巷道，并利用安装在上水平回风巷道内的局扇并联抽风。井下矿井风量除满足设备及爆破需求外，必须满足每人每分钟不小于4m的新鲜风量。（2） 回采工作循环图表：回采时，一个工班可在不同阶段、不同的回采巷道中平行作业，一部分凿岩爆破的同时另一部分负责出矿，见附图。（4） 出矿管理：采用X射线荧光分析仪，达到放矿截止品位时停止放矿。八.主要技术经济指标如下 单循环回采成本序号项目单位单价用量金额（元）1炸药Kg815312242雷管个59453导爆管m0.680484钎子钢kg 2005钎头个6木材m37其他8工人成本元20009动力费元200合计3717平均回采每吨矿石成本=3717/655.2=5.67元（其中一个循环采出矿量655.2t ）单矿房采准切割成本序号项目单价/m长度金额（元）1分段运输平巷20003002回采巷道12006903设备井150060900004人行通风井150060900005溜井150045675006设备联络道120015180007切割天井150060600008切割平巷120030036000合计每吨矿石采准切割成本=单矿房采准切割成本/矿房总矿量 =/=8.91元采出每吨矿石的总成本=每吨矿石采准切割成本+每吨矿石回采成本 =8.91+5.67=14.58元七采场地压管理：边回采边放顶，在第一分段上部掘进放顶巷道，在其中钻凿与回采