江西省某钼铋矿开采方案初步设计

目录第一章总论111矿山概况112设计依据113矿山建设主要方案114存在的问题与建议2第二章矿山地质421矿区地理与气候条件422矿区地质构造423矿脉分布、产状及规模524矿区水文地质625矿区工程地质626矿区环境地质7第三章矿山年产量及服务年限831矿山年产量832矿山服务年限的计算833矿山工作制度9第四章矿床开采技术条件1041矿体及其顶、底板岩石的稳固性1042矿石和围岩的物理力学性质1043有害物质成分分析1044矿床开采工业指标11第五章矿床开拓（专题部分）1251井田的划分1252岩体移动范围1253阶段高度的确定1254矿床开拓方法选择1255阶段及矿块开采顺序14第六章矿山井巷工程1661矿山基本巷道工程1662平硐、井筒及阶段运输巷道断面积设计1663平硐、斜井及阶段运输平巷的施工要求20第七章采矿方法2171矿床地质及开采技术条件2172采矿方法选择2173采矿方法简述24第八章矿井运输与提升3081运输任务、方式及线路3082运输设备选型3083轨道结构与选型3684列车编组计算36第九章矿井通风4091矿井通风概述4092矿井通风条件4093风量计算4094通风阻力计算4295通风制度4396通风设施4497通风设备选型44第十章矿井供风供水供电47101矿井供风47102矿山供水条件47103矿井供配电48第十一章矿井排水49111矿井涌水量及其确定依据49112排水系统及工程设施49113排水设备选型50114防水措施50第十二章劳动安全与工业卫生51121劳动安全51122工业卫生54第十三章矿山环境保护55131矿山主要污染源及污染物55132采矿车间环境及保护55133其它污染源及环境保护56第十四章总图57141矿山地理位置及总图布置57142矿区运输57第十五章投资概算与技术经济58151投资概算58152技术经济58附录61参考文献62致谢63第一章总论11矿山概况矿区位于XX县县城南30KM处，属XX县XX镇管辖。矿区地貌为低山丘陵区，地势较陡峻，切割较深，海拔最高标高5151M，最低标高270M，相对高差2451M，地形坡度30左右。区内田少山多，以林业为主，驻地村民主要种植水稻，其次为豆类，兼营部分林副产品。采矿业是本地区重要的经济来源项目，许多青壮年劳动力长年或农闲时在附近钨，钼矿山采矿，对发展地区经济联系，改善农民生活起了重要作用。矿山原有部分采矿和探矿坑道，都是平硐，但工程量不多，主要是起探矿作用，分布在421M、371M和280M标高，分别为PD2、LL1和PD1。矿山还没有形成完整的开拓系统，属于新建矿山。12设计依据13矿山建设主要方案开拓系统采用平硐与盲斜井联合开拓方案，主平硐布置在280M中段，421平硐、371平硐和321平硐的矿石通过溜井自溜至280平硐，盲斜井布置在280M中段2线西侧，斜井断面规格为24802160，斜井倾角为250，方位角为2420，井口和井底为平车场，240中段为甩车场，斜井提升机型号为JTP16/20，纲绳直径为14MM，再通过电机车运送至地表。由于地形的限制，各平硐口附近没有废石堆场，故在地表开挖并浇注一条溜槽，各平硐的废石利用溜槽溜至280M，然后利用汽车运输至废石堆场。由于矿体厚度在0373M之间，矿体厚度在1M以上与在1M以下的大约各占百分之五十，故采矿方法采用浅孔留矿法和分采充填法。浅孔留矿法矿块沿走向布置，长50米，阶段高40MM，矿块宽即矿体厚度，底柱6M，顶柱4M，不留间柱。分采充填法矿块沿走向布置，矿块长50M，阶段高度40M，即200米、240米、280米、321米、371米、421米，矿块宽为矿体厚度，不留间柱和顶底柱。通风方式为侧翼对角抽出式通风,选择K40NO14式扇风机，其性能参数为转速1450R/MIN，风量35M3/S，风压296PA。280米以上的水采用平硐自流排水，280米以下的水采用DY6254型水泵泵到280平硐，然后通过自流排出。供风供电供水,采用集中供气。因为山沟里山泉较多，采用直流供水系统，用水池储水。井下供电由主供电和保安供电两路组成。矿山采矿主体工程集中布置在矿区内，采矿地面工业场地主要布置在280M平硐口，为矿山开采服务。风井布置在8线与6线之间，离移动带距离为46M，处于安全地带，合乎地表建筑物保护距离要求。地面炸药库布置在矿体西侧的河对面的山沟内，离矿体直线距离有378M，距离虽然有点短，但与矿体和其他建筑物之间一座小山坡隔离，所以对地面建筑物和井下工程影响不大。地面变压器和空压机房安放在西侧0线附近，与矿体距离为101M，离移动带距离为87M，处于安全地带，合乎地表建筑物保护距离要求。溜槽布置在矿体西侧16M处，由于阶段回采顺序为下行式，故溜槽可以布置在移动带之内。坑内采用蓄电池式XK256/48A电机车牵引YCC076矿车运输，321M标高以上的矿石通过溜井溜放到280M中段，280M标高以下的矿石通过斜井提升至280M中段，然后电机车运输至地面矿仓。321M标高以上的废石通过溜槽溜放到280M中段废石仓，280M标高以下的废石通过斜井提升至280M中段，然后电机车运输至地面临时废石场。地表运输是将主平硐口矿仓的矿石通过公路汽车运输到选矿厂矿仓，废石通过公路汽车运送到地面废石堆场。精矿和原材料均采用公路汽车运输。14存在的问题与建议141存在的问题矿区专门性的水文、工程地质工作未做，没有专门水文地质动态观察点。因而，给矿区含水层的划分、评价降水与地下水这间的关系和动态变化带来了一定的困难，使采矿设计中排水计算失去依据。142对今后的建议工作一、加强矿山地质工作本矿区勘查评价期间，虽然做了大量的地质工作，但由于地质条件较复杂，地表出露基岩甚少，加上水平有限，可能会有许多地质问题没有解决，对已解决的问题也有一个不断深化、补充、提高的过程。如近南北向节理带对成矿的控制作用及其分布规律等问题还有待于进一步研究解决。二、加矿石综合利用的研究研究内容主要有1、对主产元素如何进一步研究提高回收率；2、对伴生有用元素研究如何综合利用，加以回收，以充分利用国家矿产资源。该矿区是以钼为主的伴生铋金属矿床，如何充分利用和回收上述矿产资源是矿山急待解决的问题，也有必要采取措施提高选矿水平，这也是提高矿山经济效益的关键所在，应加强这方面的综合研究工作。继续开展矿区外围找矿工作，扩大矿山规模，提高矿山服务年限。三、加强地质灾害和环境污染的防治规划废石堆放地，采取相应措施，防治砂、石下河沟，避免给下游居民和农田造成危害。第二章矿山地质21矿区地理与气候条件矿区矿权为XX县骏阳矿业有限责任公司登记，控矿权证界定的矿区范围面积150813K,地理坐标东经11503301150500,北纬2535302503930“。重点勘察范围面积040KM2。矿区位于XX县县城南30KM处，属XX县XX镇管辖。矿区有荫掌山林区公路（约8KM），与桃江小坌乡级公路沟通，并与105国道，323国道，XX定高速公路，京九铁路相连，交通极为便利。矿区地貌为低山丘陵区，地势较陡峻，切割较深，海拔最高标高5151M，最低标高270M，相对高差2451M，地形坡度30左右。区内植被较发育，以灌木杂草为主，少量松、杉，残坡积物覆盖较普遍，覆盖层一般在052M。本区气候潮湿，春夏多雨，秋冬晴朗。年平均气温为1960C，年最高气温3950C，最低气温为230C，有霜冻，无霜期290天。年平均降雨量11001500MM，每年67月为山洪暴发期，由于植被发育，很少出现崩塌、泥石流、滑坡等地质灾害。22矿区地质构造221地层矿区地层简单，为寒武系下统牛角河组和中统高滩组，出露不全。牛角河组（1NJ）岩性为浅灰、深灰色变余长石石英砂岩与浅灰、黑色绢云母千枚岩互层。变余砂岩风化后呈紫色或棕黄色，中厚层状，坚硬性脆。主要矿物为石英、长石、绢云母、黑云母等。变余砂状结构，块状构造。千枚岩浅灰、黑色，主要由绢云母、绿泥石、少量石英组成。高滩组（2GT）岩性以变质长石石英杂砂岩为主，夹少量（砂质）绢云千枚岩，是矿区钼铋矿的成矿围岩。岩石受挤压后层理扭曲，顺层破碎带常见。岩层产状、倾向南西西或北东东，倾角5070。222构造一、褶皱矿区位于凤来山松柏山弧形向形构造西翼，褶皱轴向近南北向，轴面近于直立，由寒武系下统牛角河组和中统高滩组构成。表现为次一级的褶皱或扭曲构造十分发育，但对矿体的形成和破坏作用不大。二、断层矿区规模较大的断层位于矿区中部，走向近东西，横贯并切穿矿带，断裂带宽度310M，断层角砾被硅质胶结而成为构造岩，走向上被巨型石英脉充填。产状3550750。力学性质属张扭性断层。该断层属成矿后产生，切错了矿带或矿脉，对矿脉的连续性产生一定的破坏。矿区规模较小的断裂为走向北东东和近东南向断裂，切错矿脉，具右行平移性质，错距较小。三、节理区内节理主要有三组1走向35503600，倾向东或西，倾角800850；2走向700800，倾向34003500，倾角450600；3走向300，倾向北西或南东，倾角600800。第1组节理常切穿第2、3组节理。第1组节理非常发育，呈近平行的带状展布，是本区的容矿构造，部分被矿液和石英脉充填，形成石英大脉型钼铋矿床。成矿裂隙主要显示为张扭性力学性质，它们与凤来山松柏山弧形向形构造和燕山期大埠花岗岩体的上侵具有密切的成因联系，并形成现今含钼铋石英脉和矿化标志带的空间产布形态。223岩浆岩矿区范围内未出露岩浆岩，但寒武系变余砂岩普遍具角岩化特征，板岩发育斑点状构造，其热液应该源于矿区北部的大埠花岗岩体或深部可能存在的花岗岩体。224围岩蚀变矿区近矿围岩蚀变较弱，主要是硅化、黄铁矿化，局部见有云英岩化、绢云母化和绿泥石化。硅化和黄铁矿化与矿化关系最为密切。23矿脉分布、产状及规模231分布矿区矿体呈脉状产出，赋存于燕山期大埠复式花岗岩体南部约3KM的外接触带寒武系中统高滩组变质砂岩中。按其空间分布，主要集中于08线之间，出露标高由北而南逐渐增高。矿脉出露地表标高在280487M之间，已控制矿脉的最低标高在200M。232规模按工业指标圈出矿体1个，矿体为中型规模，走向长345M，倾向延深最大达294M，脉幅一般在0373M之间。矿区矿体含矿性较好，是一个以钼为主，伴生铋的金属矿床，具有一定的工业价值。233产状及形态特征（一）产状矿区矿体总体走向3550，倾向东，倾角800850，仅局部具扭转现象，如TC43和PD1控制的矿体产状倾向西，产状分别为2650800和25002700800850。（二）形态特征矿区矿体形态较简单，沿走向有中间大，两端变小，略呈扁透镜状，局部地段具膨缩或分支复合、尖灭再现现象；在沿倾斜方向上与走向上的趋势变化有相似之处，即向下有逐渐变小直至尖灭的变化趋势。24矿区水文地质矿区为低山丘陵地貌单元，地形切割较深，坡度较大，相对高差2551M。矿区中部有一山间小溪通过，自东向西流经矿区注入桃江，洪水期最大流量为05M/S，枯水期限流量为01M/S，溪流明显增加受大气降水制约。矿区岩石主要有变余砂岩来千枚岩，节理较发育，无较大的含水构造和含水层。大气降水在地形坡降作用下大部分变为地表迳流，注入桃江，少部分沿节理或构造破碎带下渗。矿区地下水主要为裂隙水和沿老窿采空区下渗的大气降水，坑道老窿涌水随季节变化面加大或减小，开采时只需自然排泄即可，对坑内开采不构成大的影响，经观察，6月份丰水期在371M中段坑道老窿开一槽底10、槽高5的“U”型槽作试验，流速缓，水量不大。综上所述，矿区无大的地表小体，地形和构造均不利于地下水的补给，气候变化是影响水动态变化的主要因素。25矿区工程地质矿区矿体形态较简单，产状基本稳定，总体倾向东，局部倾向西，倾向上略呈“S”形变化，但倾角均在8085。矿石结构紧密、质地坚硬、稳固性较好，利于采矿。矿区工程岩组以坚固和半坚固岩组为主，岩石的强度和稳定性较好。矿体顶、底板围岩为变余砂岩，少量千枚岩，岩石坚硬，成矿后断层对矿体破坏不大。围岩发育三组节理，密度35条/M，但岩块衔接紧密，不易产生脱落掉块，采掘支护只需一般要求即可，仅局部地段如LL1由于节理发育，围岩破碎，可能会出现片帮和掉块，需要临时支护或用废石充填，以确保施工安全和减少围岩地压。总之，矿区开采工程地质条件属简单类型，但坑道局部冒顶片帮是重大事故陷患地区之一，必须采取有效的措施加以预防。26矿区环境地质矿区处于低山丘陵区，自然生态环境良好，矿山开采应以坑采为主，基本无地表剥离量，对植被影响很小，更无泥石流、大规模滑坡等重大地质灾害的发生，因而对生态环境影响较小。根据中国地震烈度区划图江西部分1900版，矿区位于地震烈度小于度带，地震对房屋、工程建筑以用矿区的稳定性破坏轻微，对坑道生产不会构成大的影响。第三章矿山年产量及服务年限31矿山年产量按合理开采顺序同时回采矿块数验证矿山年产量31KKTGA式中A矿山年产量（吨/日）；G矿房日产量（吨/日），留矿采矿法因局部与最终放矿的日产量同，要求出加权平均值；N单阶段中可布置的有效矿块数（个）；T年工作日；KK由矿房产出的矿石日产量占矿块采出矿石日产量的比重（）；同时回采矿块的有效利用系数；矿块生产能力为50T/D，单阶段可布置有效矿块7个，年工作日T取300天，KK取80，把以上数据代入31可得出74502666667（T/A）20030060000（T/A），由此可见能满足矿山的年产量。A32矿山服务年限的计算32ZJAKQ1式中矿山计算服务年限（A）；JQ矿床工业储量（T）；KZ工业矿石总回收率（包括采准、切割、矿房回采、矿柱回采的总回收率）（）；废石混入率（）；ZA矿山年产量（T/A）。矿床工业储量1961T，工业矿石总回收率为90，废石混入率4105，矿山年产量为60TT/A，把以上数据代入32可得410（年）356091J矿山实际服务年限33NZCZ式中TZ矿山从投产到达产的时间，取TZ08年；TM矿山末期产量逐渐下降时间，取05年；TJ矿山按设计生产能力正常生产的时间，ZJ32把相关数据代入33，可得。年5460138Z33矿山工作制度年工作日采用300天；每日工作班数为三班制；每班工作时数为8小时工作制。第四章矿床开采技术条件41矿体及其顶、底板岩石的稳固性矿区矿体形态较简单，产状基本稳定，总体倾向东，局部倾向西，倾向上略呈“S”形变化，但倾角均在8085。矿石结构紧密、质地坚硬、稳固性较好；矿区工程岩组以坚固和半坚固岩组为主，岩石的强度和稳定性较好。矿体顶、底板围岩为变余砂岩，少量千枚岩，岩石坚硬，成矿后断层对矿体破坏不大。围岩发育三组节理，密度35条/M，但岩块衔接紧密，不易产生脱落掉块。由此可见，矿石和围岩的稳定性较好。42矿石和围岩的物理力学性质矿石自然类型为原生矿石，无氧化矿矿床成因类型履带岩浆期后高中温热液充填型脉状钼铋矿床。矿区出露的寒武系浅变质岩系以变余砂岩为主，夹千枚岩。岩石粒细致密，性坚且脆，受外力作用易于破裂。花岗岩是钼铋矿化的物质基础。与本区钼铋矿化有关的大埠岩体是燕山早期多阶段的复式岩体，每一次岩浆侵入后在结晶并冷凝过程中，只要伴随有构造成矿裂隙的产生，都可以形成钼铋石英脉矿床。含矿石英脉中的有用元素种类与花岗岩相类似，矿脉赋存岩体外接触带上。可以说矿热液来源于花岗岩。构造是促使钼铋成矿的条件。矿床赋存于凤来山松柏山弧形向形构造的西翼，区域断裂为花岗岩本的侵入提供了空间和通道，南北向张性节理直接控制了矿体的展布形态，为矿液的聚集提供了场所。43有害物质成分分析矿石中矿物种类较多，但各类矿物含量微少，主要以脉石石英占绝对优势。其中铋矿物以自然铋和辉铋矿为主，还有次生的铋华、泡铋矿等；钼矿物以辉钼矿为主，微量次生的钼铅矿；其它硫化矿物有黄铁矿、黄铜矿、铜蓝、磁黄铁矿、闪锌矿，其次有磁铁矿、纤铁矿、褐铁矿、软锰矿。非金属矿物以石英为主，次有微量绿泥石、电气石、石榴石、绢云母、粘土矿物。各种矿物元素含量见表41。表41各种矿物元素含量表注表中AG的品位单位为G/T由表41可知，本矿体含硫、银、砷、铅、铜等元素对人体有害的物质。44矿床开采工业指标参照全国矿产储量委员会办公室主编的矿产工业要求参考手册（1987）和国土资源部钨、锡、汞、锑矿产地质勘查规范（DZ/T02012002）中对铋、钼矿床的一般工业要求，确定工业指标如下铋的边界品位03铋的最低工业品位05最小可采厚度08M夹石剔除厚度2M伴生有用组分钼的工业指标参照钨矿床伴生有用组分001。米百分值应用于脉幅小于最小可采厚度而品位较高的矿脉。元素MOBICUMNWO3FESAG品位01102800280011003822410415元素ASSNPBPSIO2CAOMGO品位0071005700140006604100710055第五章矿床开拓（专题部分）51井田的划分本次设计范围为标高在200地表勘探线范围内的V1矿体，由于设计范围内矿脉集中，且矿山设计生产能力为200T/D，属小型矿山，故采用一个井田开采。52岩体移动范围矿区位于凤来山松柏山弧形向形构造西翼，褶皱轴向近南北，轴面近于直立，由寒武系下统牛角河组和中统高滩组构成。表现为次一级的褶皱或扭曲构造十分发育，但对矿体的形成和破坏作用不大。本次设计考虑开采200M标高以上矿石，故自200M标高水平按表内工业矿体上下盘以及纵向端部分别以650、700和750之岩层移动角确定了各中段的围岩移动范围线，此线之内便是矿区开采移动范围。53阶段高度的确定由XX县XX坝钼铋矿现有的地质资料可知，该矿目前已有三处采矿和探矿工程，即LL1的硐口标高为371M，PD2的硐口标高为421M，PD1的硐口标高为280M，为使探矿工程（主要是平硐）尽可能为生产利用，实现“探采结合”，确定阶段高在4060M之间，421M以上标高矿体按原有老巷阶段高50M来划分，421M以下标高矿体按阶段高40M来划分，各阶段矿石量如表51所示表51各中段矿石量中段矿石量（万吨）备注421M3812371M4032321M3922280M3796240M2699201M1345总计19606由于地质资料不详，只能粗略计算54矿床开拓方法选择矿区地貌为低山丘陵区，地势较陡峻，切割较深，海拔最高标高5151M，最低标高270M，相对高差2451M，地形坡角300左右。矿区地层简单，为寒武系下统牛角河组和中统高滩组，出露不全。岩石受挤压后层理扭曲，顺层破碎带常见。矿区规模较大的断层位于矿区中部，走向近东西，横贯并切穿矿带，断裂带宽度310M，断层角砾被硅质胶结而成为构造岩，走向上被巨型石英脉充填。矿区矿体出露标高由北而南逐渐增高，矿脉出露地表标高在280487M之间，已控制矿脉的最低标高在200M。按工业指标圈出矿体1个，矿体为中型规模，走向长345M，倾向延深最大达294M，脉幅在0373M之间。本次设计主要针对V1矿体200M标高以上的332、333、334矿体进行开采设计。在280M标高以上部分矿体埋藏在基准侵蚀面以上山坡内，故这部分矿体优先考虑才用平硐开拓方案；在280M标高以下部分矿体可以采用盲竖井、盲斜井、明竖井、明斜井开拓。又由地形地质图可知，矿区内平坦地形很少，地面很难找到明井的工业场地，在280M标高以下部分矿体采用明竖井、明斜井开拓的可能性几乎没有，故初步提出如下两种开拓方案，并进行技术经济比较优选。方案1脉内平硐与下盘盲斜井联合开拓280M标高以上矿体采用脉内平硐开拓，平硐断面规格为20802360，280M标高以下矿体采用下盘盲斜井开拓，280M平硐为主平硐，321中段、371中段和421中段开采的矿石通过XK256/48A型电机车牵引YCC076型矿车运输主溜井溜井倾角为870溜放到280M主平硐，200中段和240中段开采的矿石利用斜井串车单钩提升至280M主平硐，斜井断面规格为24802160，斜井倾角为250，方位角为2420，井口和井底为平车场，240中段为甩车场，斜井提升机型号为JTP16/20，纲绳直径为14MM，再通过电机车运送至地表。由于地形的限制，各平硐口附近没有废石堆场，故在地表开挖浇注一条溜槽，各平硐的废石利用溜槽溜至280M，然后利用汽车运输至废石堆场。通风方式为侧翼对角式，风井断面规格为20002000。各阶段平硐口坐标为421平硐X2833944054,Y38607446035,Z421M371平硐X2833984031,Y38607457102,Z371M321平硐X2834036109,Y38607460087,Z321M280平硐X2834082203,Y38607456270,Z280M各中段溜井口坐标分别为X2833906068，Y38607498014,Z421MX2833925129，Y38607506210，Z371MX2833941320，Y38607524098，Z321MX2833960890，Y38607536210，Z280M斜井口坐标X2834090081,Y38607502181,Z280M斜井底坐标X2834090208,Y38607502216,Z200M风井口坐标X2833737412,Y38607612162,Z453M风井底坐标X2833698352,Y38607628332,Z200M方案2脉内平硐与下盘盲竖井开拓280M标高以上矿体采用脉内平硐开拓，平硐断面规格20802360，280M标高以下矿体采用下盘盲竖井开拓，280M平硐为主平硐，321中段、371中段和421中段开采的矿石通过XK256/48A型电机车牵引YCC076型矿车运输主溜井溜井倾角为870溜放到280M主平硐，200中段和240中段开采的矿石利用竖井单罐笼提升至280M主平硐，竖井断面规格直径2000，竖井提升机型号为JTP16/20，纲绳直径为14MM，再通过电机车运送至地表。由于地形的限制，各平硐口附近没有废石堆场，故在地表开挖浇注一条溜槽，各平硐的废石利用溜槽溜至280M，然后利用汽车运输至废石堆场。通风方式为侧翼对角式，风井断面规格20002000。各阶段平硐口坐标为421平硐X2833944054,Y38607446035,Z421M371平硐X2833984031,Y38607457102,Z371M321平硐X2834036109,Y38607460087,Z321M280平硐X2834082203,Y38607456270,Z280M各中段溜井口坐标分别为X2833906068，Y38607498014,Z421MX2833925129，Y38607506210，Z371MX2833941320，Y38607524098，Z321MX2833960890，Y38607536210，Z280M竖井口坐标X2834090081,Y38607502181,Z280M竖井底坐标X2834090208,Y38607502216,Z200M风井口坐标X2833737412,Y38607612091,Z453M风井底坐标X2833698136,Y38607628091,Z200M比较结果表明方案1下盘平硐与斜井开拓方案具有优势，平硐以下只有两个中段，且深部矿体储量并不明朗，根据地质资料，深部矿体继续延伸的可能性不大，也就说井筒继续延伸的可能性不大，采用方案2不合算，故本次设计推荐选用方案1。55阶段及矿块开采顺序551井田中阶段开采顺序井田中阶段开采顺序为下行式。下行式回采在逐步回采过程中，可边探边采，表52开拓方案技术经济比较表方案序号项目单位方案1方案21掘砌工程量M31486813559可比投资万元12081621其中设备万元4386982井巷工程万元7709233年经营费万元23154优缺点该方案石门短，投资较少，见效快，管理简单，但年经营费用高，斜井井筒掘进工程量大。该方案石门长，投资大，硐室工程量大，但竖井井筒掘进工程量小。进一步探清深部矿体的赋存情况，避免资源浪费。此外，下行式可以缩短基建时间，节省初期投资，减少投资风险。552阶段中矿块的回采顺序阶段中矿块的回采顺序为后退式。采用侧翼对角式通风，又有脉内主要运巷或沿脉平巷作为下一阶段的主要回风道，后退式回采能够保证通过端部工作面的新风质量，形成完整的通风系统，避免通风短路或堵死现象，同时也避免或减少采掘间的相互干扰，有利于组织安全生产。虽然后退式回采的初期基建时间较长，投产较慢，但先里后外的开采顺序确保了开采工程的安全，能保证减少资源浪费，加强地压的有效管理。所以阶段中矿块的回采顺序采用后退式较为合理。第六章矿山井巷工程61矿山基本巷道工程矿山主要开拓巷道有斜井、平硐、人行通风天井、溜井、阶段运输平巷或沿脉平巷、等。表61矿山基本巷道断面及支护一览表巷道名称平硐、斜井阶段运输巷道风井溜井断面形状三心拱三心拱方形圆形支护情况岩层稳固处不支护,遇构造发育段或断层带钢砼砌筑支护，支护厚度为250MM。一般不支护，遇岩层不稳段采用木棚支护，遇构造发育段或断层带钢砼砌筑支护，支护厚度为100250MM。一般不支护，遇岩层不稳段采用木棚支护，遇构造发育段或断层带钢砼砌筑支护，支护厚度为100150MM。一般不支护，遇构造发育段或断层带用钢砼砌筑支护，支护厚度为100150MM。62平硐、井筒及阶段运输巷道断面积设计621平硐、阶段运输巷道断面设计虽然平硐、阶段运输巷道担负人行、通风、材料、矿石、废石等通行和运输，有重要的作用，但由于该矿产量不大，故平硐设计为单轨巷道。平硐、阶段运输巷道选用三心拱形断面，轨型11KG/M钢轨、木轨枕。电机车选用XK256/48A电机车，宽950MM，高H1450MM,长2100，矿车选用YCC07（6）型，宽980MM，高1050MM。根据金属矿山安全规程并参照标准设计，取巷道人行道宽C800MM，非人行道一侧宽A300MM，轨距B600MM。1确定平硐、阶段运输巷道净宽BB0B1BB28009803002080MM2确定平硐、阶段运输巷道拱高F0F0520MM428B大圆拱半径R0。904B00904208018803MM，圆弧角2634小圆拱半径R0173B0017320803598MM，圆弧角63263确定墙高因为设计中选用的电机车是蓄电池式的,不需架线,所以只需按人行高度确定墙高H3按行人高度要求确定平硐墙高H361223518010R18001602491711MMH5底板至道碴水平的高度，取160MM故平硐墙高H3取2000MM，巷道净高度H0F0H3H5（62）2360MM4确定巷道净断面积S和净周长P确定巷道净断面积S和净周长P巷道净断面积SB0（026B0H2）（63）495M2；巷道净周长P233B02H2853M平硐、阶段运输巷道断面图如图61所示图61平硐、阶段运输巷道断面图622斜井断面设计斜井内矿车尺寸，YCC076宽980MM，高1050MM斜井净宽B0BB2B1（64）98012003002480MM大圆拱半径R0904B009042480224192MM，圆弧角2634小圆拱半径R0173B00173248042904MM，圆弧角6326拱高F0（64B5）620MM28按人行高度确定墙高H318001602751685MM,取1700MM22351010HR斜井的净高MHFH160748530巷道净断面积SB0（026B0H2）542M2巷道净周长P233B02H2886M斜井断面图如图62所示图62斜井断面图623溜井断面设计按矿井日生产能力查表取尺寸断面直径为2M。624斜井井底车场设计斜井井底和井口采用平车场形式，240中段井底采用甩车道形式，车场断面为变断面。625井筒装备及设施1轨道根据所选的提升容器的要求，选用11KG/M钢轨。2道床道床采用固定道床，用木轨枕，轨距为600MM，因为斜井倾角为250，轨道需设置防滑装置，采用轨枕槽，槽深350MM，槽底垫50MM厚道渣。3水沟斜井主水沟设置在井筒底板人行侧，盖上盖板后作为人行道。断面规格宽300MM，深300MM。此外，井筒内每隔40M设一横向斜水沟，坡度为4，以便将井筒中的流水截至主水沟内。4人行台阶及扶手为保证行人安全，人行道与运输道应隔开，方法是沿斜井全长每隔2M设一钢轨立柱，立柱间设隔板（扶手），隔板（扶手）用钢管焊接而成，高度12M。此外，人行道应设置台阶，台阶踏步长800MM，高200MM，宽430MM。5信号及躲避硐室在人行道一侧，每隔50M设置一个躲避硐室，规格为深2000MM，宽2000MM，高2000MM，井底信号硐室与安全躲避硐室分别设置。6井底水仓在斜井最低中段设置一水仓，水仓采用巷道式，水仓体积为800M3，水仓中间砌一道墙把水窝一分为二，以便清理。7防断绳跑车装置采用吊挂式2073200一坡三档防跑装置。626风速校验允（M/S）66QS净式中Q根据设计要求通过该巷道的风量，M3/S允允许通过的最大风速，按井巷硐室工程表114得允6M/S则通过该巷道的风速为平硐、阶段运输巷道风速校验24338/49549M/S允,符合要求。QS净斜井风速校验24338/54244M/S允,符合要求。QS净63平硐、斜井及阶段运输平巷的施工要求平巷采用传统的钻孔爆破法进行掘进，施工的主要工序有钻孔，爆破，装岩和支护；辅助工序有撬浮石，通风，铺轨，接长管线等。一次成巷，掘支平行作业。采用YSP45风动凿岩机，孔径40MM，孔深1500MM。40MM的一字形合金活钻头，钎子钢钎杆。2岩石炸药，炸药单耗0325KG/T。BQ100型装药器。装药密度09，效率360KG/H。合理布置周边孔，捣槽孔及崩落孔，以提高井巷的成型质量。阶段运输巷道及斜井施工方法与平硐基本相同。采用普通法掘进溜井，自上而下进行掘进，溜井分为两间，一间为梯子间，另一间专供积存爆下来的矿石用，其下部装有漏斗闸门，以便装车。掘进时，每循环架设一次工作台工作台距工作面约两米左右，凿岩，装车，联线都是在工作台上进行的，工作面便移动68米并移动一次安全棚，与此同时，安装梯子平台和椽子，用隔板隔开人行和岩石间，并接长风管，钻孔采用上向式凿岩机。风井掘进，表土层中采用长段掘进，在一个段高内，首先从上向下掘进，并作好临时支护，当掘完一个段高时，再从下向上在吊盘上砌筑井壁，待全井段砌好后，再开始掘下一个井段，井段的高度多为2040米。井段高度的选取要结合土层的性质，施工程序，提升方式，井颈等因素综合考虑。基岩部分可从下向上开凿，向由下向上打反井，再自上而下刷大，基岩掘进工作包括交接班，凿岩，装药联线，放炮通风，临时支护等工序组成，其中凿岩爆破，装岩和临时支护是三项主工序。第七章采矿方法71矿床地质及开采技术条件矿区矿体总体走向355倾向东，倾角8085，仅局部具有扭转现象。矿体走向长345M，倾向延深最大达294M，矿体厚度一般在0373M，之间。形态较简单，沿走向有中间大，两端小，略呈扁透镜状，局部地段具膨缩或分支复合，尖灭再现现象；在沿倾斜方向上的趋势变化有相似之处，即向下有逐渐变小直至尖灭的变化趋势。矿区矿体含矿性较好，是一个以钼为主，伴生铋的金属矿床，矿石中矿物种类较多，但各类矿物含量微少，主要以脉石石英占绝对优势，其中钼矿物以辉钼矿为主微量次生的钼铅矿；铋矿物以自然铋和辉铋矿为主，还有次生的铋华、泡铋矿等。辉钼矿呈鳞片状集合体为主，鳞片受应力作用发生弯曲，辉钼矿多以合体分布于石英裂隙中，呈不规则毗邻连生，或以团块状，斑点状生长石英表面，或附生在石英上面，有的呈薄膜状，有的生长在石英脉的脉与围岩接触处，富集成薄层状。而在近脉壁的围岩中，辉钼矿呈细分散状分布，极少数连生，一些辉钼矿表面有氧化铁质薄膜，一些辉钼矿还与绢云母粘土矿物，绿泥石，连生，有的辉钼矿被除数石英钟包裹。数颗或单独个别颗粒被除数包裹。72采矿方法选择由于矿区围岩和矿石均属于致密稳固型,宜选用空场法，可排除崩落法。而矿体倾角8085，矿体水平厚度（03735米），显然该矿体属于急倾斜的薄矿体。经过初步比较各种采矿方法，可选“分采充填法”和“浅孔落矿留矿法”。方案分采充填法矿块沿走向布置，矿块长50M，阶段高度40M，即200米、240米、280米、321米、371米、421米，矿块宽为矿体厚度，不留间柱和顶底柱，架设人工假底，假底高4M。采准切割工作包括阶段运输平巷，通风人行天井等。阶段运输平巷布置在脉内，在矿块中央掘进先行天井，矿块两侧边采边架设人工顺路通风人行天井，分人员上下和材料上下两格，断面22M2，天井倾角与矿体倾角一样。在矿块中央架设一条矿石溜井，溜井断面采用圆形的，直径选20M。回采分层高度为1012M。如图71所示图71分采充填法图方案浅孔落矿留矿法矿块沿走向布置，长50米，阶段高40M，矿块宽即矿体厚度，顶柱4M,底柱6M，不留间柱。阶段运输平巷道布置脉内，在矿体掘进先行天井即天井布置在矿体中央，在矿块两侧架设人行天井。如图72所示图72浅孔留矿法722技术经济比较分析表71技术经济分析表项目方案方案优点1采空区高度小，两邦维护容易。2废石混入率低，矿石损失、贫化率小。3矿、岩分开回采，资源回收率高，也降低了废石的运输和提升。4回采空间安全性高，工人作业安全。1结构及生产工艺简单，管理方便。2，采准工作量小，基建工程量小、期短，效率高。4通风系统较好。缺点1采切工程量大，基建时间较长，出矿工作繁重。2劳动强度大，而且要建设一套充填系统，工艺复杂，成本高。1工人在较大的暴露面下作业，安全性差。2平场工作繁重，难于实现机械化，积压大量矿石、废石易混入，提高贫化。矿块生产能力50T/D5070T/D贫化率105187损失率1230采切工程量128M/KT148M/KT材料消耗炸药0325047070585雷管03150170530315导火线0556033111065坑木0001M3/T000057M3/T据表71分析，二种采矿方法方案都是巷道式回采，其技术指标大体相同，方案的矿块生产能力大，但方案的贫化率低，采切工程量小，综合考虑本矿山的矿体赋存状况，矿体厚度在0373M，且从高到低呈减小态势，呈倒梯形，且矿体厚度在1M以上与在1M以下的大约各占百分之五十左右，所以采用两种采矿方法并用的方案，上部矿体厚大的部分采用方案浅孔留矿法，下部矿体薄的部分用方案分采充填法，以求达到经济合理的目的。但要求采取一些措施以减少方案中浅孔留矿法所存在的问题，如注意保护好积压的矿石，尽量避免废石的混入，加强撬顶工作管理和加强采场通风，强化管理，禁止携带火源和易燃物品进入井下，并且要有预防火灾措施，同时为了爆破安全，每次起爆前安排人员在天井井口处警戒。73采矿方法简述731分采充填法一、结构参数矿块沿走向布置，矿块长50M，阶段高度40M，即200米、240米、280米、321米、371米、421米，矿块宽为矿体厚度，不留间柱和顶底柱，采用人工假底，底柱高为4M。二、采准切割工作采准切割工作包括阶段运输平巷，通风人行天井等。阶段运输平巷布置在脉内，在矿块中央掘进先行天井，矿块两侧边采边架设人工顺路通风人行天井，分人员上下和材料上下两格，断面22M2，天井倾角与矿体倾角一样。在矿块中央架设一条矿石溜井，溜井断面采用圆形的，直径选20M。单个矿块采切比的计算H（71）T1采切Q67KT7898652340SIN5（7TLH采切2）128M/KT式中ML86,采准切割工程量采切K2矿块采出的矿石量90,矿石回收率718矿石贫化率Q单个矿块的工业储量表72单位矿块的采切工程量采切工程名称数量断面长度工程量阶段运输巷道149650248M3先行天井12238152M3三、回采工作回采工作主要包括浅孔落矿凿岩，爆破、铺设垫层、矿石搬运、架设顺路天井和矿石溜井、采空区充填等作业。1、浅孔落矿自下而上分层回采，分层高度1015M，回采凿岩采用上向凿岩方式。炮孔直径宜用38MM的小孔，炮孔深10M，孔间距0406M,采用间隔装药进行爆破，以减轻对围岩的破坏。2、铺设垫层为避免高品位碎块矿石或粉矿混入充填料中，在充填体上铺设垫层。垫层的材料可以是是木板、铁板、胶带、水泥沙浆或者混凝土等。实践表明，用厚度为01015M，强度为3MPA的混凝土即可以满足落矿又有利于实现机械搬运矿石（电耙出矿），还能最大限度地回收粉矿。3、矿石搬运矿石崩落后，用电耙搬运矿石从矿石溜井溜放到阶段运输巷道集中出矿。电耙规格选用电耙绞车功率为15KW，耙斗为01702M3。4、架设顺路天井和矿石溜井采场中的顺路人行通风天井和顺路矿石溜井要随分层的上向推进而不断加高。顺路天井通常布置成双格的，以供行人和运输材料。为给回采创造条件，顺路天井应该超前回采分层一定距离，多用木撑架设，但靠充填体的一侧要用密集木板隔开。为节省木料还可以用钢板围成的圆筒逐段加高，筒内焊接人行梯子顺路矿石溜井最好用3MM厚的钢板围成圆形圆筒，每节高为0510米，直径0610米，顺路矿石溜井还可以用木料架设，为防止粉矿损失，在溜井的内侧必须钉一层密接木板。5、采场通风采场爆破后即进行通风，并确认炮烟、粉尘和有害气体排出后，作业人员才能进入采场撬顶、出矿。通风路径为新鲜风流由平硐运输平巷（或斜井）人行通风天井下段采场工作面污风进入中央天井上段上阶段回风巷。6、地压控制分采充填法的地压控制手段主要是利用分采的围岩废石作充填料充填采空区，维护两帮围岩的稳定，达到控制地压的目的。采完一分层矿石后就进行采围岩废石充填采空区。为了满足最小采幅12M的需要,必须开掘围岩,即要使崩落下的围岩刚好充满采空区,则开采围岩的宽度必须符合下列条件。（7KMKYQY3）式中MY采掘围岩的厚度，M；MY矿脉厚度，取12M；KY围岩崩落后的松散系数（1415）；K采空区需要充填的系数（07508）。则采掘围岩的厚度为MY138M。四、矿块直接生产费用矿块的回采直接生产费用,材料费，工资，动力费，折旧费如下工人井下工人工资为1500元一个月，井口为1000元。因此每吨矿石的工资费用（C工资）元/月6701590工资设备折旧费参照矿山现有的资料，折旧费为03元/T表73各种材料消耗及费用表732浅孔留矿法一、矿块布置与结构参数如图72所示，矿块沿走向布置，矿块长50M，阶段高度40M，即200米、240米、280米、321米、371米、421米。矿块宽为矿体厚度，矿体平均厚度12M，矿块倾角在800850之间，属急倾斜矿体。天井断面22M2，分层高度1015M，顶柱4M，底柱4M，不留间柱。序号成本项目单位单价单耗单位成本元/T总用量总成本万元辅助材料炸药KG39032512682325091雷管个033031501045814019导爆管M025055601411628029钎钢KG770131023580275混凝土M340000208166066机油KG800050045962500481其他元086动力水T05405027596250322点KWH0705035596250417合计398二、采准切割工作采准切割工作包括掘进阶段运输平巷、先进天井、拉底巷道，劈漏等。采准切割工程施工掘进完阶段运输巷道后，开掘拉底巷道,为装运矿石提供充足的空间。再从穿脉沿矿体掘进先进天井即天井布置在矿体中央，在矿块另一侧架设人行天井，断面22M2，倾角与矿体相似。最后进行拉底和僻漏工作，形成漏斗，也为回采工作提供作业空间。表74单位矿块的采切工程量采切工程名称数量断面长度工程量阶段运输巷道149550248M3拉底巷道12248192M3通风人行天井12238152M3漏斗86192M3单个矿块采切比的计算H（7T1采切Q4）96KT7189065240SIN5（7TLH采切5）148M/KT式中采准切割工程量，142M；采切L矿块采出的矿石量,KT；90,矿石回收率718矿石贫化率Q单个矿块的工业储量三、回采工作回采工作主要包括浅孔落矿凿岩，爆破，采场通风，矿石搬运，采场支护，局部放矿，平场，撬顶处理松石等作业。1、浅孔落矿采用自上而下分层回采，在每一个分层中进行凿岩爆破崩矿、通风、局部放矿之后进行平场及松石处理等作业。分层高度225M，回采工作面多为梯段布置，梯段形工作面的梯段长度一般为1015M。回采凿岩采用上向凿岩方式。上向炮眼一般为前倾750850。每个矿块安排一台凿岩机2个人，凿岩采用YT24气腿式钻机，“一“字型钎头，孔径40MM，孔深15M，最小抵抗线112M炮孔间距1M，排间距081M，炮孔采用平行排列，边孔距01M，边孔布置以不破坏假顶和崩落围岩增加贫化为原则。炮孔布置如图73示图73炮孔布置图2、采场通风通风最少时间应在1小时以上，并确认炮烟、粉尘和有害气体排出后，作业人员才能进入采场撬顶、出矿。采场风速要达到05M/S以上。通风路径为新鲜风流由平硐运平巷人行通风天井下段采场工作面污风进入局扇和风筒人行通风天井上段上阶段回风巷。3、矿石运搬矿体属急倾斜薄矿体，生产能力不大，采用矿石自重落矿崩落下的矿石经漏斗到矿车，从阶段运输平巷运出，安排两个工人出矿。4、局部放矿每次爆破崩矿后进行局部放矿，放出的矿石量大约为崩落下来的矿石的1/3左右。即要维持2M的回采高度，以便下一回的凿岩，爆破工作。5、平场、撬顶和二次破碎为了便于工人在矿堆上进行凿岩爆破作业，局部放矿后，应将矿堆表面整平，同时为了保证平场及后面的作业安全，还应该将顶板上的和两帮的松石撬落。崩矿落下的大块，应在平场时破碎。破碎时应注意安全。6、最终放矿在每一阶段回采到顶柱时即停止该阶段的回采工作，接着进行最终放矿工作。应编制放矿计划，及时组织放矿，放出留在矿房的全部矿石。四、矿块直接生产费用矿块回采直接生产费用,材料费，工资，动力费，折旧费如下井下工资工人为1500元一个月，井口为1000元。因此每吨矿石的工资费用（C工资）元/月6701590工资设备折旧费参照矿山现有的资料，折旧费为03元/T表75各种材料消耗及费用表序号成本项目单位单价单耗单位成本元/T总用量总成本万元辅助材料炸药KG39032512683876151雷管个0330501659690032导爆管M0251025193800485坑木M3550001899215119钎钢KG7700302313580275机油KG800050045962500481其他元056动力水T05405027596250322点KWH0705035596250417合计5125第八章矿井运输与提升81运输任务、方式及线路811运输任务运输是矿山工作的重要一环，其任务主要是地面与井下人员、材料、设备的交换；将井下矿石、废石运至地面选厂或废石场，从而使矿山生产顺利进行