小汉口设计说明书

武汉科技大学课程设计PAGEPAGEII目录121241.矿区选择和开采方法 122681.1矿区选择 198701.2开采方法 1238941.2.1开采技术条件 177001.2.2开采方法的确定 2119072.矿山年产量、服务年限和工作制度 3162372.1矿山年产量 3223982.1.1可能的矿山年产量 3149902.1.2矿山年产量的选择 3113972.2矿山生产能力校核 4282482.2.1按中段可同时生产的矿块数验算矿山生产能力 4261552.3矿山服务年限 8310992.4工作制度 9304973.矿床开拓 980973.1开拓系统的选择 9105503.1.1上盘平硐开拓法＋盲竖井联合开拓法 933003.1.2上盘竖井＋斜井对角式开拓 109033.2开拓方案的确定 1045533.3岩石错动角的确定 10191853.4主要开拓巷道 1111233.4.1主平硐 11141423.4.2盲主井 1159653.4.3盲风井和风井平硐 1127333.5提升容器的选择 11157623.5.1提升任务量计算 12263073.5.2罐笼选型 13109463.6主要开拓巷道尺寸及其支护 14206083.6.1主井 14145323.6.2风井 14100993.6.3阶段运输大巷 1523404.矿山基建工程 15118455.采矿 1697155.1采矿方法选择及构成要素 16308905.1.1开采技术条件 16180285.1.2采矿方法选择 16291555.2矿块构成要素 17158665.3底部结构 1720936.采准及切割工作 1841926.1采准工作 18114756.1.1浅孔留矿法的采准工作 18153646.1.2上向水平分层充填法的采准工作 1855736.2切割工作 1950396.2.1浅孔留矿法的切割工作 19217246.2.2上向水平分层充填法的切割工作 1928857.回采工作 20148937.1浅孔留矿法回采工艺 20141417.2矿柱回采和采空区地压管理 20251217.3上向水平分成充填法回采工艺 20319768.生产采掘进度计划 2054229.采掘设备及采掘材料消耗 2286369.1采掘工程设备 2236789.2采掘工程材料消耗 22672810.坑内运输 23999311.坑内通风 231574011.1坑内通风与防尘 23651111.2通风系统和通风方式 242646611.3矿井各工作面需风量 252280512.矿井防排水系统 261190812.1井下排水设施 261409812.1.1排水系统 261063512.1.2井下排水设施 273114512.1.3水泵房设计 282838512.2变电硐室设计 292541参考文献 30PAGE291.矿区选择和开采方法1.1矿区选择小汉口铜矿属中低温热液充填式小型铜矿床，矿体主要赋存在两断层破碎带角砾岩或下盘灰岩中，有数十个矿体组成，其中Ⅰ、Ⅱ、Ⅲ号矿体较大。本次设计参照小汉口铜矿矿区上部开采状况，结合矿床勘探程度，兼顾生产组织协调和稳定矿业公司生产能力等因素，具体设计对象为矿区Ⅰ号矿体的+200m~-100m区段。本次将设计和建设新的开拓系统、采矿系统和矿山管理系统。因兴冶矿业有限公司有较完善的管理、营销机制，小汉口铜矿只作为单一采矿单位。因此，本次设计只进行矿山开拓运输、提升排水、通风等系统设计及矿床开采工艺设计和相应的技术经济分析。1.2开采方法1.2.1开采技术条件矿床的开采技术条件主要包括：水文地质条件、工程地质条件、环境地质条件三方面（1）水文地质条件区内属低山丘陵地形，东侧陡峻地表岩溶不甚发育。矿区主要含水层是构成矿体底板的嘉陵江组灰岩裂隙—岩溶含水层，和灰岩破碎带及F1断层下盘拖拉断褶带的灰岩角砾岩组成成矿区含水带，次要含水带为砂岩中的裂隙脉状水体，且两者之间无水力联系。裂隙脉状水体受水面积有限，水量小，来源不足，延深不大，与矿体之间有页岩破碎带及混合岩性破碎带隔水体存在，对坑道充水影响不大。虽然嘉陵江组灰岩含裂隙岩溶水，但拖拉断褶带被方解石脉充填和胶结，致使其未形成富水带，仅含微弱裂隙—岩溶水，却相反的形成了含水层的西部相对隔水边界，由于断层带中及F1断层下盘富含泥质、砂质及硅化，影响了碳酸盐的喀斯特化，故含水性及透水性差。同时，该区无地表水体，地下水补给来源主要是大气降水。补给条件简单，水源不足，因而含水微弱或无水。由此可知，含水层与矿体关系较单一，矿区水文地质条件简单。工程地质条件矿体底板围岩为厚层状灰岩，结构紧密，抗压强度较大，工程地质条件较好。矿层顶板的破碎带和砂岩，结构较松散，片理发育，较为破碎，且易风化，抗压强度小，工程地质条件较差，都需要很好的支护。此外，矿区范围内可能有相当的溶洞产出，开采时应引起高度重视。（3）环境地质条件矿区采用地下开采方式，具有一定的开采史，+200m以上基本采空，井内未发现井壁垮塌、顶板冒落等现象，地表未因采矿产生裂隙、塌陷等不良地质现象。因此矿山地质环境现状较稳定，以往的矿业活动对地质环境的影响程度较轻。因此，矿区工程地质条件较为简单，水文地质单一，矿山地质环境复杂程度为中等。矿区属地方小型矿山，按矿山地质环境影响评估分级标准是三级。综上所述，区内矿体底板工程地质条件较好，矿层顶板工程地质条件较差，需要很好的支护。含水层与矿体关系较单一，矿区水文地质条件简单,矿山地质环境复杂程度为中等。1.2.2开采方法的确定小汉口矿体底板围岩为厚层状灰岩，结构紧密，抗压强度较大，工程地质条件较好。矿层顶板的破碎带和砂岩，结构较松散，片理发育，较为破碎，且易风化，抗压强度小，工程地质条件较差，都需要很好的支护。矿区采用地下开采方式，具有一定的开采史，+200m以上基本采空，井内未发现井壁垮塌、顶板冒落等现象，地表未因采矿产生裂隙、塌陷等不良地质现象。本次设计利用矿产资源储量计算对象为Ⅰ号主矿体和Ⅱ号矿体的少部分。设计范围为26线～32线范围内+215m标高～-100m标高范围内的矿体。Ⅰ号矿体沿走向长284m～150m，上宽下窄，向北侧伏，矿体沿倾斜长度为470m～110m，Ⅱ号矿体沿走向长为100m～76m，上宽下窄，向北略有侧伏，矿体沿倾斜长度为408m～170m。在-300m以上疏干和排水，减小了对开采的压力。在金属矿床地下开采时，首先把井田划分为阶段，然后再把阶段划分为矿块。矿块即为独立的回采单元。经过对这个矿体的产状薄矿体且为急倾斜矿体及矿体的埋藏条件和地质条件的综合分析，可以选择上向水平充填采矿法和留矿采矿法。2.矿山年产量、服务年限和工作制度2.1矿山年产量2.1.1可能的矿山年产量矿山的生产能力是矿山建设的重要问题之一。生产能力确定是否正确直接关系着企业投资与经济效益的好坏。影响着选冶及加工厂的原料供应和国家计划的实施。因此，在确定矿山生产能力时，必须正确和深入进行调查研究，实事求是地做好各方案的技术经济比较工作。根据开采急倾斜薄矿体的采矿方法,和矿区的地形地质资料可以采用留矿法和上向水平分层充填法。根据矿床开采的自然条件和开采的技术经济条件，以及设计要求小汉口铜矿的可能矿山年产量为17万吨,按每年330个工作日计算，平均生产能力为515t/d。2.1.2矿山年产量的选择参照国内外相似矿山的经验，可知采用浅孔留矿法时，矿山矿块生产能力约在50t/d～70t/d之间；采用上向水平分层充填法时，矿山矿块生产能力大致为20～50t/d。采用浅孔留矿法时设计阶段高度确定为50m，矿块长度为50m，宽度为矿体厚度，顶柱厚3m，间柱宽6m,底柱高5m，底部采用电耙漏斗出矿。矿块实际生产能力为70（t/d）。本次设计开采规模为515t/d，即年产原矿17万t。采用上向水平分层充填法时设计阶段高度确定为50m，矿块长度为50m，宽度为矿体厚度，间柱宽8m，顶柱厚5m，底柱高5m，底部采用电耙漏斗出矿。矿块实际生产能力为矿房生产能力为50（t/d），矿柱生产能力为30（t/d）。本次设计开采规模为515t/d，即年产原矿17万t。故当采用浅孔留矿法（不留间柱）时，选取矿房生产能力为70t/d；当采用上向水平分层充填法时，选取矿房生产能力为50（t/d），矿柱生产能力为30t/d。2.2矿山生产能力校核2.2.1按中段可同时生产的矿块数验算矿山生产能力本次储量计算是依据《铜矿地质勘探规范》要求进行计算的。计算范围为+200m～-100m之间的储量。计算储量前，需计算各阶段的矿石体积，根据矿石体积与矿石体重的乘积，来计算矿石量。水平断面法计算矿石体积时，按下列原则选择公式：当相邻两中段面矿体之间的相对面积S1、S2（设S1<S2），且具有(S1-S2)/S1<40%时，用棱台公式计算：公式（2-1）当相邻两中段面矿体之间的相对面积S1、S2（设S1<S2），且具有(S1-S2)/S1>40%时，用截锥公式计算：公式（2-2）当相邻两中段面矿体中有一个无面积时，则需根据矿体面积形式不同，选择楔形公式计算：公式（2-3）当相邻两中段平面采用中线法编制或时矿体顶板时，采用柱体公式计算：公式（2-4）通过用水平断面法对矿区储量的计算，得出叶花香铜矿资源储量（见表2-1）。矿石总量为万t。表2-1各中段水平矿体面积、周长、沿走向长度情况中段水平面积（m2）周长（m）沿走向长度（m）-100m380.27175.1882.79-50m619.22363.94135.380m418.56295.4486.71+50m818.96489.62186.85+100m752.55463.20218.25+150m489.49556.80226.39+215m171.81210.47181.76表2-2水平断面法确定矿体储量表中段范围体积（m3）矿石体重（t/m3）矿石量(万t)-100m~-50m24987.252.7096.77-50m～0m25781.292.7096.980m～+50m30383.292.7098.23+50m～+100m39287.752.70910.64+100m~+150m30816.192.7098.35+150m~+215m20611.502.7095.58总计171867.2746.55计算可布置的有效矿块数：根据《采矿设计手册（地下开采卷）》，公式2-1-1QUOTE公式（2-5）可求出阶段的折算平均厚度。式中，——折算厚度，m；——阶段（分段）矿量，t；——矿体走向长度，m；——阶段（分段）高度，m；——矿石体重，t/m3。采用浅孔留矿法和上向水平分层充填法是的阶段高度都取为50m。则，代入数据得到各段的折算厚度：-100m～-50m：m=6.77×10000/（135.38×50×2.709）=3.69m；-50m～0m：m=6.98×10000/（86.71×50×2.709）=5.94m；0m～+50m：m=8.23×10000/（186.85×50×2.709）=3.25m；+50m～+100m：m=10.64×10000/（218.25×50×2.709）=3.60m；+100m～+150m：m=8.35×10000/（226.39×50×2.709）=2.72m；+150m～+215m：m=5.58×10000/（181.76×50×2.709）=2.27m；（1）采用留矿法时+150m～+215m阶段高度确定为65m，其余阶段高度为50m，矿块长度为50m，宽度为矿体厚度。则各阶段可布置矿块数N：-100m～-50m：N1=Q/（×××）=6.77×10000/（50×3.69×50×2.709）=2.71-50m～0m：N2=Q/（×××）=6.98×10000/（50×5.94×50×2.709）=2.140m～+50m：N3=Q/（×××）=8.23×10000/（50×3.25×50×2.709）=3.74+50m～+100m：N4=Q/（×××）=10.64×10000/（50×3.60×50×2.709）=4.36+100m～+150m：N5=Q/（×××）=8.35×10000/（50×2.72×50×2.709）=4.53+150m～+215m：N6=Q/（×××）=5.58×10000/（50×2.27×65×2.709）=2.79各阶段可布置矿块数最大为5，最小为3，故可以考虑同时开采四个阶段，考虑到采准、切割、回采的时间及上下两个阶段两个矿块之间的空间错位关系，可以确定三个阶段同时可布置矿块数为16。计算矿山年生产能力：根据采矿设计手册（地下开采卷）公式2-1-2：公式（2-6）其中：A——矿石年产量，t/a;N1——同时回采的可布矿房数；N2——同时回采的可布矿柱数；q1——矿房生产能力，取为70t/d；q2——矿柱生产能力，此矿山为0；K——矿块利用系数，此矿山取0.6；E——地质影响系数0.7-1.0，此矿山取0.95；Z——副产矿石率，此矿山取15%；t——年工作天数，此矿山为330天。代入数据计算可得生产能力为：A=(16×70+0)×0.6×0.95×330/(1-0.15)=200560>170000故生产能力满足要求。采用上向水平分层充填法时，阶段高度为50m，矿块长度为50m，宽度为矿体厚度，间柱宽8m，顶柱5m，底柱5m。则各阶段可布置矿块数N：-100m～-50m：N1=Q/（***）=6.77*10000/（50*3.69*50*2.709）=2.71-50m～0m：N2=Q/（***）=6.98*10000/（50*5.94*50*2.709）=2.140m～+50m：N3=Q/（***）=8.23*10000/（50*3.25*50*2.709）=3.74+50m～+100m：N4=Q/（***）=10.64*10000/（50*3.60*50*2.709）=4.36+100m～+150m：N5=Q/（***）=8.35*10000/（50*2.72*50*2.709）=4.53+150m～+215m：N6=Q/（***）=5.58*10000/（50*2.27*65*2.709）=2.79各阶段可布置矿块数最大为5，最小为3，故可以考虑同时开采四个阶段，考虑到采准、切割、回采的时间及上下两个阶段两个矿块之间的空间错位关系，可以确定三个阶段同时可布置矿块数为16。计算矿山年生产能力。根据手册公式2-1-2：公式（2-7）其中：A——矿石年产量，t/a;N1——同时回采的可布矿房数；N2——同时回采的可布矿柱数；q1——矿房生产能力，取为50t/d；q2——矿柱生产能力，此矿山为30t/d；K——矿块利用系数，此矿山取0.6；E——地质影响系数0.7-1.0，此矿山取0.95；Z——副产矿石率，此矿山取15%；t——年工作天数，此矿山为330天。代入数据计算可得生产能力为:A=(16×50+13×30)×0.6×0.95×330/(1-0.15)=190263>170000故生产能力满足要求。2.3矿山服务年限在井田范围已定的条件下，矿床的工业储量是已定的，而服务年限则是随着矿井的生产能力的变化而不同的。矿床的生产能力和矿井的服务年限之间满足如下式所列关系：QUOTE公式（2-9）式中，A——矿井的生产能力，t/a，设计为170000t/a；Q——矿床的工业储量，t，工业储量为46.55万t；T——矿井的服务年限，a；K——矿石总回采率，%，设计取为90%；r——废石总混入率，%，设计取为20%。代人数值计算：T=46.55×0.90/[17*（1-0.20）]=3.08设计该矿山的服务年限为4年。2.4工作制度设计工作制度为一年工作330天，每天按三班制，每班8小时。3.矿床开拓3.1开拓系统的选择地下开采，须从地面掘进一系列巷道通达矿体，使之形成完整的提升、运输、通风、排水、以及动力供应等系统，这一完整系统即构成了矿床开拓。此矿体赋存较深且部分处于地表以上，部分地表以下，主要矿体的倾角为77°～88°，局部位置倾角与地表山坡相反，矿体主要产于破碎带中，矿体顶板的破碎带和砂岩结构较为松散，片理发育，较为破碎，且易风化，抗压强度小，工程地质条件较差，都需要很好的支护。根据此种情况，可以采用垂直矿体走向上盘平硐开拓法＋盲竖井联合开拓法和上盘竖井＋斜井对角式开拓方案。下面就这两种方案进行选择：3.1.1上盘平硐开拓法＋盲竖井联合开拓法平硐开拓广泛用于开采地面以上的矿体，而且基建时间短，投资少，矿石运输费用低，通风方便，生产安全可靠等优点。考虑到此矿体赋存较深且部分处于地表以上，部分地表以下，从而采用平硐与盲竖井联合开拓法，会经济合算，生产管理方便。3.1.2上盘竖井＋斜井对角式开拓由于矿体有一部分是埋藏在地平面以下，并且矿体的埋藏深度是比较浅，而且局部位置倾角与地表山坡相反，因此也可以考虑选择竖井+斜井开拓法，可以尽量减少石门工程量及寻找良好的井巷工程部位，以降低井巷造价及维护费。另外，根据矿体范围大，厚度小，矿量少且服务年限短的条件，矿井急需在短期投产，矿体分布不均匀的条件，可以优先选用脉内斜井开拓法。3.2开拓方案的确定以上的垂直矿体走向的上盘平硐开拓法+盲竖井联合开拓法和上盘竖井+斜井开拓法是被初步选定的两种方案，对小汉口矿的矿体地质条件进行具体地分析，不难发现，由于斜井开拓法一般是比较适合于开采倾斜或缓倾斜的矿体，而小汉口矿是属于急倾斜的矿体，因此，斜井开拓法相对于垂直矿体走向的上盘平硐开拓法+盲竖井联合开拓法而言，它的缺点比较明显，经过最后的综合分析，确定该矿的开拓方法选定为垂直矿体走向的上盘平硐开拓+盲竖井联合开拓法。3.3岩石错动角的确定地下采矿形成采空区以后，由于采空区周围岩层失去平衡，引起采空区周围岩层的变形和破坏，以至大规模移动，使地表发生变形和塌陷。为了保证井筒、地表建筑物、地表构筑物等不设置在移动带之内，应确定岩石移动角。影响岩层错动角的因素很多，主要是岩石性质、地质构造、矿体厚度、倾角与开采深度，以及使用的采矿方法。小汉口矿体为急倾斜，矿体的倾角为77°～88°；矿体底板围岩为厚层状灰岩工程地质条件较好。矿层顶板的破碎带和砂岩工程地质条件较差。本矿拟采用浅孔留矿法或上向水平充填采矿法，参考类似矿山的实际情况，岩石错动角的取值如表3-1。表3-1岩石错动角表上盘下盘端部岩石错动角（度）657075岩石的错动界线根据表3-1中错动角的取值计算，其结果见总平面布置图。3.4主要开拓巷道3.4.1主平硐在本矿山中平硐是采矿生产的咽喉，其位置关系到整个矿山的经济效益和安全生产。平硐口附近是各种生产服务设施的工业场地，因此，平硐口位置的确定不但要考虑工程上的可行性，还要满足平场的经济性。在本设计中确定平硐入口坐标为（8338.93,52022.79,215），平硐工业场地标高为+215m.3.4.2盲主井根据矿体围岩错动角，主井布置在围岩错动圈20m以外，主井位于矿体上盘，井筒中心坐标为（8505.04,52116.50），最高井口标高为+250m，井底标高－110m，主井总深度为360m。3.4.3盲风井和风井平硐根据矿体围岩错动角，风井布置在围岩错动圈20m以外，主井位于矿体上盘，井筒中心平面坐标为（8422.47,52252.21），最高井口标高为+230m，井底标高－100m，主井总深度为330m。风井平硐起始点坐标为（8363.55，52244.02，230），风井工业场地标高为+230m。3.5提升容器的选择主井提升设备选为罐笼，用于升降人员、材料、设备和提升矿岩，兼作入风井。3.5.1提升任务量计算提升容器的小时提升量：可由《采矿设计手册（机械卷）》公式1-6-1得：（公式3-1）式中——小时提升量，t/h；——提升不均衡系数，箕斗提升取1.15，罐笼提升取1.2；——年提升量，t/a；——年工作日，d/a；——日工作小时数，h/d，兼作主副提升时取18h/d。代入数据计算得:(t/h)矿井加权平均提升高度：由《采矿设计手册（机械卷）》公式1-6-3（公式3-2）式中，——加权平均提升高度，m；，——分别为第n阶段的提升高度和阶段矿量；代入数据计算得，m单容器提升时一次提升量：由《采矿设计手册（机械卷）》公式1-6-7 （公式3-3）式中，——容器的容积，m3；——附加时间，取10s；——满装系数，取0.9；——松散矿石密度，取1.69t/m³；——休止时间，取30s；——系数，取为2.665；代入数据计算得：m3一次有效提升量：（公式3-4）——一次有效提升量，t；——提升容器的容积，m3；代入数据计算得：所以采用罐笼提升时配用的矿车选用车厢容积大于0.96m3，故选用矿车的型号为YGC1.2（6），车厢容积为1.2m³，最大装载量为3t。3.5.2罐笼选型考虑到矿山的年生产能力为17万吨，每天需运输矿石515t，同时又考虑到罐笼需要提升废石、材料、设备、人员等，所以选用罐笼的型号为3#单层罐笼YJGS-2.2-1。罐笼参数为断面尺寸2200mm×1350mm，最大装载量4.2t，罐笼质量3.8t，钢绳终端悬挂质量7.8t，可乘人数为15人，下放大件为东风-2型装岩机。采用木罐道，罐道规格是180mm×150mm，罐道层梁的层距为2000mm。提升机电机型号为JR126-10型，电机功率为95W,提升机型号为2JT1200×800-24。3.6主要开拓巷道尺寸及其支护3.6.1主井由于井筒较深，而且地表覆盖有几十米的表土层，从综合考虑井筒断面利用率和有利于井筒受力的情况，井筒的断面形状确定为圆形断面。井筒断面确定为圆形，有利于承受压力，通风阻力小，维护费用少。根据所选的罐笼型号和内设管道和梯子间的要求，井筒断面净直径确定为4m。主井由井颈与井筒组成。根据井颈受力状况，井颈设计分为三段：上段厚度一般为1～1.5m，中段为0.6～0.9m，下段为0.4～0.7m；井颈每段高度为2～6m，最上面一段一定要在冻结线以下，最下面一段一定要建在基岩以下2～3m处。主井所在位置围岩较稳固，矿上服务年限短，参照国内外其它矿山，确定井筒支护为喷射混凝土支护，壁厚为300mm。根据该矿区地质条件，井颈段长度设计为15m。上段台阶壁厚1m，中段为0.6m，下段为0.4m。因为整个矿区地质条件都不是很好，井筒所处的下盘裂隙节理较发育，而主井作为提升矿石和上下人员以及井筒，是联系地面和井下的出入口，需要做好支护工作，所以采用锚喷支护，支护厚度为100mm，混凝土配合比为：水泥：砂：石子=1：2：2，水灰比为0.4～0.5。3.6.2风井风井作为污风出口，与主井形成统一的通风系统，风井内不设提升设备，仅作为回风用的井筒，根据内设梯子间的要求，为了便于施工方便，确定风井的净断面直径为3.0m。对风井井筒采用喷射混凝土支护，支护厚度为100mm。混凝土配合比为：水泥：砂：石子=1：2：2，水灰比为0.4～0.5。根据设计采用的对角式开拓系统，风井布置在矿体上盘，将风井井颈设计为深度为10m，厚度为0.7m。3.6.3阶段运输大巷在井下沿矿床开凿的水平巷道均称为阶段运输大巷，主要担负运输和通风任务，也称回风大巷。本设计中阶段运输大巷断面形状选为三心拱，宽度B=3m，高度H=3.5m，采用喷射混凝土支护，支护厚度为300mm。混凝土配合比为水泥：砂：石子=1：2：2，水灰比为0.4～0.5。4.矿山基建工程开拓工程量见表4-1。表4-1基建工程量表序号项目断面规格长度（m）支护方式支护率净断面（m2）掘进断面（m2）1主井井颈9.6219.5015混凝土100%2主井井筒9.6211.34300锚喷支护100%3风井井颈712.5615混凝土100%4风井井筒78.55300锚喷支护100%5150m水平运输大巷8.049.62100.49喷射混凝土100%6150m水平风井石门8.049.621120.43喷射混凝土100%7-100m水平水仓45.29200喷射混凝土100%8-100m水平水泵房15.7518.2420喷射混凝土100%9-100m水平变电硐室99.9215喷射混凝土100%5.采矿5.1采矿方法选择及构成要素5.1.1开采技术条件Ⅰ号矿体矿体走向约300°～350°，倾向SE，倾角77°～88°，矿体沿走向长284m～150m，上宽下窄，向北侧伏，矿体沿倾斜长度470m～110m；Ⅱ号矿体矿体走向约350°，倾向SE，倾角72°～88°，矿体沿走向长为100m～76m，上宽下窄，向北略有侧伏，矿体沿倾斜长度为408m～170m；Ⅲ号矿体矿体走向近于南北向，倾向西倾角78°～80°，一般产状变化不大，矿体沿走向长为180m～70m，上宽下窄，矿体沿倾斜长度为470m～135m。矿体底板围岩为厚层状灰岩，结构紧密，抗压强度较大，工程地质条件较好。矿层顶板的破碎带和砂岩，结构较松散，片理发育，较为破碎，且易风化，抗压强度小，工程地质条件较差，都需要很好的支护。此外，矿区范围内可能有相当的溶洞产出，开采时应引起高度重视。5.1.2采矿方法选择根据开采急倾斜薄矿体的采矿方法,和矿区的地形地质资料可以采用留矿法和上向水平分层充填法。参照国内外相似矿山的经验，采用留矿法时设计阶段高度确定为50m，矿块长度为50m，宽度为矿体厚度，顶柱厚3m，间柱宽6m，底柱高5m，底部采用电耙漏斗出矿，漏斗间距5.5m。矿块实际生产能力为70（t/d）。采用上向水平分层充填法时设计阶段高度确定为50m，矿块长度为50m，宽度为矿体厚度，间柱宽8m，顶柱厚4m，底柱高5m，底部采用电耙漏斗出矿。矿块实际生产能力为矿房生产能力为50（t/d），矿柱生产能力为30（t/d）。这两种采矿方法的主要技术指标比较见表5-2。表5-2采矿方法主要技术指标序号指标名称单位薄矿体浅孔留矿法水平分层充填法1采场生产能力t/d55402采矿掌子面工效t12.59.83采切比m/kt8.3813.584损失率％6.55.15贫化率％156.56同时回采矿块数个447优点1.2.3.劳动强度相对较低。1.采矿回收率高；2.回采作业安全；3.地表不沉陷。8缺点1.回收率相对较低；2.坑木消耗较大1.采矿工艺复杂；2.劳动生产率低,回采成本高；3.劳动强度大该矿系小型矿山，故采场工作面工人劳动生产率对该矿不是十分重要的问题。铜矿石的品位对企业的经济效益关系较大，因此损失贫化指标对该矿床较为重要。综上所述，虽然上向水平分层填充采矿法的成本比较高，工人劳动生产率较低一些，但是与浅孔留矿法相比，矿石损失率和贫化率较低，作业更安全，对于维护围岩，防止发生大规模的岩层移动，减缓地表下沉，都有显著的作用。因此最终选取上向水平分层充填采矿法。5.2矿块构成要素采用上向水平分层充填法时，矿块沿走向布置，阶段高度确定为50m，矿块长度为50m，宽度为矿体厚度，间柱宽为8m，顶柱厚4m，底柱高5m。5.3底部结构底部采用漏斗自重放矿底部结构，漏斗间距5.0m左右。6.采准及切割工作6.1采准工作6.1.1浅孔留矿法的采准工作采准工作主要是掘进阶段运输巷道、先进天井（作为行人通风之用）、联络道、拉底巷道、漏斗颈等。由于矿体很薄，阶段运输大巷布置在脉外，巷道采用0.3%的坡度，以利排水。采用漏斗放矿，矿石经卸矿口装入矿车。矿块采准工程量见表7-1。留矿法矿块采准工程量计算表表7-1序号采准工程项目长度（m）数量（条）全长（m）1阶段运输巷道501502人行通风天井501503联络道220404拉底平巷441405总长度 180矿块地质矿量V＝50×50×3.15×2.709＝21333.4(t)千吨采切比K＝180/21.33＝8.45(m/kt)6.1.2上向水平分层充填法的采准工作采准工作主要是掘进阶段运输大巷、人行通风天井、充填天井及放矿溜井等。在矿房中央，一个矿房设置一个充填天井。人行天井和溜矿井采用顺路架设，人行天井兼作滤水井。由于矿体很薄，可以直接用阶段水平运输大巷代替阶段运输平巷，阶段运输大巷布置在脉内。采用放矿溜井放矿，矿石经卸矿口装入矿车。矿块采准工程量见表7-2。矿块采准工程量计算表表7-2序号采准工程项目长度（m）数量（条）全长（m）1阶段沿脉运输巷501502充填天井551553拉底平巷481484总长度153矿块地质矿量V＝50m×50m×3.15m×2.709＝21333.4(t)千吨采切比K＝7.2(m/kt)6.2切割工作6.2.1浅孔留矿法的切割工作切割工作包括拉底劈漏，形成放矿通道，掘进拉底巷道，形成拉底空间，为回采工作开辟自由面，并为爆破创造有利条件。首先，从拉底巷道的顶板每隔5m左右向上掘进漏斗颈，安装木漏斗和放矿闸门，然后将漏斗颈扩大成漏斗，并形成拉底层，拉底高度为2m，宽度即矿块厚度。在条件许可时，矿房切割与漏斗颈扩大成漏斗可同时完成，为回采创造基本的条件。6.2.2上向水平分层充填法的切割工作在底柱上部掘进拉底巷道，并以此为自由面扩大至矿房边界，形成拉底空间，再向上挑顶3m，并将崩落的矿石经溜井放出。形成5m高的拉底空间，即可浇灌钢筋混泥土底板。7.回采工作7.1浅孔留矿法回采工艺留矿法回采工作包括了凿岩、爆破、通风、局部放矿、撬顶平场、大量放矿等。开采时矿石较稳固，采用上向炮孔，可采用梯段工作面打孔，梯段工作面长度为10～15；炮孔排列形式根据矿脉厚度和矿岩分离的难易程度确定，因为矿体平均厚度为3.15m，采用交错排列布置炮孔；爆破采用2#岩石炸药，用导火线点燃火雷管起爆；工作面通风的风量应满足排尘和排除矿烟的需要，在采掘工作面空气的含氧量不得少于20%，风速不得低于0.15m/s，矿房的通风系统是由主井进入新鲜空气，通过矿房工作面由下风流天井排到上部回风巷道；每次采下的矿石靠自重放出三分之一左右，其余暂留在矿房中作继续上采的工作台，然后撬顶平场矿房回采完毕后，暂留在矿房中的矿石通过底部漏斗再大量放出，用电耙出矿。7.2矿柱回采和采空区地压管理矿块采完后留下了大量的矿柱，铜矿的价值较高，矿房回采完后要及时回采顶底柱。矿房间隔回采，这时可以及时封闭该采场，构筑隔墙，采用废石和尾沙，对矿房进行充填。由于不留矿柱，回采矿房时主要依靠天井的横撑支撑，或者相邻没有开采的矿块。采空区充填完后对顶底柱进行回采，充填后的采空区，可以防止围岩冒落，和地表岩石的塌陷。7.3上向水平分成充填法回采工艺上向水平分层充填法，采用浅孔崩矿，回采分层高为3m，采3m充填3m，崩落的矿石用电耙耙到溜矿井中，经溜井溜到运输巷道出矿。8.生产采掘进度计划该矿设计年产量为17万t/a，必须保证全矿有8个采场同时进行采矿和大量放矿生产作业，因此相应的采场准备、凿岩爆破、切割、矿石运输、通风、顶板覆盖岩层的形成等工序都必须达到设计生产能力的需要。根据采掘工程量计算，生产采掘进度计划见表8-1。表8-1生产采掘进度计划表时间项目时间（月）进度计划（月）123456789101112脉外运输巷道掘进1.0通风天井掘进2.0采场联络道1.0出矿进路1.0拉底1.0第一采场分层采矿2.0第二采场分层采矿2.0第一采场大量出矿4.0第二采场大量出矿4.09.采掘设备及采掘材料消耗9.1采掘工程设备采掘工程设备见表9-1。表9-1采准设备表序号设备名及型号单位掘进设备数量采矿设备数量合计工作备用工作备用17655型凿岩机台420062YSP-45凿岩机台005273G-10风镐台000004U型矿车辆5283186局部扇风机BKJ56台212169.2采掘工程材料消耗采准工程材料消耗见表９-2。表９－２采准工程材料消耗表序号材料名称单位1m3的材料消耗量1炸药Kg2.52雷管个3.13导火线m64合金片g45钎子钢Kg0.36坑木m30.005回采作业材料消耗见表９－３表９-3回采作业材料消耗表序号材料名称单位1m3的材料消耗量1炸药Kg2.02雷管个2.53导火线m1.24合金片g1.05钎子钢Kg0.036坑木m30.00810.坑内运输本次设计中阶段运输巷道与盲主井相连形成运输系统，阶段运输采用人工手推矿车运输，在阶段运输巷道中设置600mm的单轨运输铁道，坡度为3‰，＋215水平中段采用环形车场，其它水平中段采用尽头式车场。采场出矿漏斗均布置在采场的下部、运输大巷的顶板上。采场采出的矿石通过漏斗和放矿闸门自溜装入矿车，通过漏斗将矿石卸入运输巷道的矿车中，然后通过运输巷道运至盲主井井底车场，由盲主井提升至地表。11.坑内通风11.1坑内通风与防尘巷道的通风与防尘与矿井开拓提升运输，采矿方法，开采顺序和采准布置方案是密切相关的，因此，巷道通风与防尘主要从经济和技术两个方面来综合考虑。技术上比较的内容有：巷道通风与防尘的安全可靠性；矿井风压大小及风压分布；矿井主要风流控制设施的位置和其对生产运输的影响和管理的难易程度；主通风机的位置，安装和维修维护的方便程度。经济上比较的主要内容有：通风工程量，地面通风构筑物的工程量等；矿井通风设备的数量；电力消耗；年经营费等。矿井内除了保证入风流质量的同时（选择合适的入风井地点），在生产过程中也应该注意井内防尘工作。=1\*GB3①在入风井口应距地面产生点有一定的防护地带，避免排气场、尾矿场、破碎厂、充填料（干）堆放和运输作业对风源的污染，入风口不要靠近主要公路；=2\*GB3②主井（兼作入风井）用罐笼下放水泥、砂石等材料时应采取防尘飞扬的措施；=3\*GB3③井内采用湿式凿岩作业；=4\*GB3④装卸点密闭排尘。11.2通风系统和通风方式通风系统主要可以分为集中通风系统和分区通风系统。集中通风系统即全矿一个通风系统，它一般的适用条件为：矿体埋藏条件较深，走向长度不是太长，分布较集中，且连通地面的老硐或采空区等漏风通道较少的矿山；或矿体走向较长，分部较为分散，但矿体各采区或矿段便于分别开掘回风井，安装扇风机，构成全矿并联会风系统的矿山。分区通风系统即将全矿划分成几个独立的通风系统，其主要适用条件为：矿体走向很长或矿脉群用平硐溜井开拓的；矿床地质条件复杂，矿体分散零乱或矿体被构造破坏，天然划分为几个区段并和采空区连通处较多，漏风较严重，且各矿区之间连接的主要巷道很少，易于严密隔离的；或矿井各矿段有贯通地表的现成井巷可利用作为各分区通风系统的回风井巷，且各分区之间易于严密隔离的矿山，以及矿石或围岩具有自燃危险需分区隔离救灾措施的矿山；通风线路长或网络复杂的金属矿山，一般应采取分区通风。小汉口矿矿体的埋藏深度比较浅，并且矿体的走向比较长，因此选择矿井的通风系统选择分区通风系统，通风方式为对角式通风。11.3矿井各工作面需风量按矿井的年生产能力和年产万吨矿石耗风量计算的矿井风量由采矿设计手册（地下开采卷）公式2-16-3式中——矿井或坑口所需总风量，m3/s——矿井或坑口年产量，万吨/a；——年产万吨耗风量，m3/s，小型矿山取2.0~4.5m3/s；代入数据计算得：Q=17×2=34m3/s；矿井各工作面需风量见表11-1。表11-1矿井各工作面需风量计算表序号工作面种类数量/个单位需风量/m3／s总需风量/m3／s1回采工作面63182掘进及切割工作面31.23.63变电硐室10.60.64水泵硐室10.60.65喷锚支护工作面1336小计28.87备用风量31.354.058合计32.85矿井风量根据各工作面的实际需风量加以局部扇风机进行调整、分配。由《井巷工程》第十二章公式可以校核井筒所需断面积。式中——井筒内实际风速，m/s；——井筒内要求通过的风量，m3/s；——井筒通风有效断面积，m2；——立井井筒中允许的最高风速，m/s；升降人员和物料的井筒，=8m/s；专门升降无物料的井筒，=12m/s；无提升设备的风井，=15m/s。根据主井的设备，可知主井通风有效断面积为12.56m2设计满足要求根据风井的设备，风井通风有效断面积为7m2设计满足要求12.矿井防排水系统12.1井下排水设施地下矿排水，在有条件的地方尽可能采用自流排水。自流排水有投资省，经费少，管理简单和生产可靠等明显优点，因而在地形条件允许的情况下，即使自流排水的投资明显高于机械排水时，但考虑到常年经费的节省和生产的方便可靠，也应优先采用自流排水。故有的生产矿山在已由机械排水的情况下仍不惜投资开掘专门的放水长平硐。12.1.1排水系统在一般涌水量及各阶段水量较均衡的情况下，设计在开采初期因同时工作阶段数不多，通常采用下部水平一段排水的方案