课程设计模板

加』：趾lUiiyeiw.ilSutiiLdardTediuhjv中文庵Eg；ah矿床地下开采课程设计学院：国土资源工程学院专业：采矿工程指导老师：郭忠林学号：200810104183姓名：杨忠茹日期：20100914TOC\o"1-5"\h\z\o"CurrentDocument"开采技术条件 3...\o"CurrentDocument"采矿方法的选择 3...开采技术条件 采矿方法选择 2.2连续回采的阶段自然崩落法 \o"CurrentDocument"矿块的结构参数 3...\o"CurrentDocument"绘制三面视图 4...\o"CurrentDocument"开拓采准 4...\o"CurrentDocument"采场切割 4...\o"CurrentDocument"回采工艺 5...\o"CurrentDocument"顶板管理。 6...\o"CurrentDocument"经济技术指标计算 6...\o"CurrentDocument"采切费用计算： 6...采准系数的计算 7...采切比的计算 8...采切工程量及施工进度计划表 9-3 8..\o"CurrentDocument"落矿参数 9...\o"CurrentDocument"劳动组织形式和作业循环图表 9..矿房回采时间 1..1矿房回采进度计划 1..1回采工作的主要技术经济指标计算 1..2参考文献 1.5..33开采技术条件某铁矿，平均品位42%，矿体不稳固，围岩中等稳固，f=8~10，水平厚度56米，倾角75°，矿石体重3.5t/m3,地表允许崩落。采矿方法选择开采技术条件矿石不稳固，矿体厚度大，倾角较大采矿方法选择连续回采的阶段自然崩落法连续回采的阶段自然崩落法为了增大同时回采的采场数目，可将阶段划分为较大的分区，按分区进行回采。在分区的一端眼宽度反向掘进切割巷道，再沿长度方向拉底，拉底到一定面积后矿石便开始自然崩落，随着拉底不断向前扩展矿石自然崩落范围也随之向前推进。矿块的结构参数根据矿体的倾角75和矿体厚度56m,垂直走向布置。根据矿体厚度不同矿块布置方式有两种，矿体厚度小于或等于30m时，矿块沿走向布置矿块长度为30m--45时，矿块宽度等于矿体厚度。第二种是矿体厚度大于 40时，矿体垂直走向布置，矿体长度及宽度都取 30—— 50，当矿体倾角较缓时取 40—— 50m，矿体倾角较陡时取60——70m,一般为50——60m,在矿体稳固性较差时，应更大些。本题中矿体厚度56m,倾角75度，且矿石中等稳固，所以取阶段高度70m宽度40,长度60m。绘制三面视图（图纸）开拓采准运输水平包括溜井放矿系统，一般布置在崩落区外一定的距离 ,避开高应力范围，巷道布置根据赋寸条件和采用设备确定，盘曲巷到平行布置，其间距围40——60m。溜矿井系统是从运输巷道装载站的两侧按 55—— 63度向上开凿转运溜矿井系统，到格筛失电耙道水平，具高度为 18——22m,每个转运溜井在2——15处分叉，使一队溜井可供四个放矿点使用。生产水平位于运输水平之上，其高度取决于出矿方式，巷到的规格取决于采用的设备和出矿方式。在生产水平开凿放矿口，放矿口的间距取决于采用的设备和出矿方式，间距回影响二次爆破炸药的消耗量和损失贫化。拉底水布置止在生产水平之上，起高度按出矿方式确定，在拉底水平沿矿块边界或引导矿体底部进行横向切割，促使矿块崩落，拉底方式应采用对角线式后退，布置扇形炮孔，孔深为3——4m,炮孔间距视矿体强度变化确定。排距为1.5——2.0m,采用大直径炮孔，爆破后，矿块下部拉底巷道间的矿体崩落，矿石通过放矿口防出采场切割在矿体厚达部位垂直矿体走向切割立槽。切割槽的树木，要综合考虑矿体储存条件，损失贫化，爆破方案，切割工程等多方面的因素，在一个出矿单元内，在矿体厚达部位垂直矿体走向切割立槽。如果用限制空间挤压爆破，则布置两个，如果用逐次挤压爆破，则布置一个，本方案采用挤压爆破，不知一个。拉槽穿脉规格2.5W.5m。拉槽切割井高在10m以下，其断面规格为2.5X.6m2o切割槽的开凿多采用到 丁”字形，缺点是，部分槽穿要打到底盘破碎带中，掘进和中深孔施工都较困难，还有切割较多的底盘废石。为此，把倒“丁”字的垂直井改成沿矿体底盘边界的斜井，这样，克服了上述缺点，完成在脉内平穿里凿岩。干改进的缺点是在靠近斜槽井的 2〜3排拉槽孔为束状孔。爆破时因不易分段，保证不了爆破质量。因此，当拉槽孔深在 6.0m以上时，仍采用直井式“丁”字形。切割槽宽2.5m,排距1.6m。回采工艺用垂直扇形中深孔落矿，最小抵抗线为1.8〜2.0m,眼底距离0.9〜1.1m。用YG-90型外回转凿岩机凿岩。由于用炮棍装药，孔深一般在 12.0m以下。钎头直径为65〜72nlm。为改善爆破质量，空场法也采用挤压爆破落矿。在具体应用，可分为限制空间挤压爆破和向相邻松散介质挤压爆破落矿两种方案。在三向视图中，第一炮是同时爆连个切割槽，每个槽承担 10m左右，除槽本身外，槽两边爆2〜4排。补偿系数为空/实=16〜20%。以后各炮采用逐次挤压爆破或两种方案联合使用。逐次挤压要在前次爆破松动出矿 30〜60%后进行，一次可爆3〜7排，即8〜12m,补偿系数或松动出矿量小了。容易产生“过挤”而出现棚拱现场。大爆破工作多数仍用人工组合跑棍进行装填。为减少大块产出率，适当减小凿岩爆破参数，在崩矿步距处以及爆破方向改变处设计加强排，不合格炮孔严格要求重打。强化一次凿岩爆破，提高出矿效率，改善了劳动条件。电耙道多数用混凝土支护，出矿用28或30千瓦电耙绞车，0.3立方米耙斗。出矿过程中，爆破手经常用炮棍将炸药顺漏斗举到堑沟的位置上爆破，初期这种爆破增加了矿石的流动带，晚期可以把堆集在底盘靠自重不易流下来的矿石震下来。

8顶板管理根据顶盘能允许的爆漏面积，为保证空场出矿，留部分永久矿柱。永久矿柱分两种；一种是，因阶段之间衔接时间较长，下阶段爆破矿出矿时，上阶段的顶盘已崩落，所以，必须在采场顶部留规则的完整的永久矿柱，顶柱厚度即矿体斜长，4〜6米，另一种是，在采场内选择矿体内有夹石，又外表矿或凿岩爆破不安全的地方，不规则地留部分矿柱，这种矿柱大小不等，一般为 4〜8米，它把盘区较大的爆漏面分成较小的几块，这不仅保证了空场的出矿条件，而且对防止坑内大面积崩落造成的危害也是必要的。9经济技术指标计算表9-1分段矿房法矿块出矿量计算表工作名称工业储量(t)回收率(%)贫化率(%)应米矿量(t)采出矿量(t)所占比例(%)采准2188010036.5228804567535.3切割1025.510001035.510150.78矿房回采80640827.5936408163863.08矿柱回米7065.52315141311073.50.83总计11061176.314.75100701.02129401.5100采切费用计算:沿脉巷道2.5X2.5X8X120X150=900000元电耙巷道 2.5X2.5X120X160=120000元放矿溜井2.5X2.5X2X25X210=65625元回风井2.5X2.5X2X25X150=93750元穿脉巷道2.5X2.5X2X7X180=15750元垂直切割天井垂直切割天井2.5X1.6X1.5X210X10=12600元斜切割天井2.5X1.6X7X210=5880元具体的经济指标见下表9-2经济表9-2序号巷道名称单位数量掘进费用（元）单价总费用1;运输巷道M360001509000002放矿溜井M3312.5210656253［回风井M3625150937504此处道M37501601200005穿脉巷道M38705180157506［切割天井M360210126207斜切割井M3282105880一吨矿石的米切成本为:C= ES/T出=1234605—110611=11.2元/t采准系数的计算矿体的工业储量： Q1=7X120X50X3.2=134400（吨）采切巷道总长度：Z2L总=120X8+120+2X25+2X50+2X7+1.5乂10=1176m采切巷道矿石总体积：12V总采切=6000+312.5+625+750+87.5+60+28=7862.8m 3脉内采切巷道矿石总体积：12V总=312.5+625+750+87.5+60+28=2178m 3用长度表示采准系数：采准系数：K1=Z2L总/（Q1—12V总矿r矿）x1000=1176000-^（134400—7862.8X3.2）=10.77m/kt用体积计算采准系数：采准系数：K1=12V总/（Q1—12V总矿r矿）x1000=217800什（134400—7862.8乂3.2）=19.94m3/kt采切比的计算长度表示采切比：采切比：K2=Z2L总/T出x1000=10.63m/kt体积计算采准系数：采切比：K1=12V总/T出X1000=2178000110611=19.69m3/ktT出一采场采出矿石量 t采切工程量及施工进度计划表 9-3表9-3采切工程量及施工进度计划工程序号巷道名称断面积m2长度m作作时目同工的工面数掘进进度m/月掘进所需时间（月）掘进顺序所需时间12345671234567沿脉巷道上山联络道通风井电耙碉室凿岩平巷矿井溜井分段巷道6.2546.2566.256.256.2512040503725711211216050506050505020.810.050.120.50.122一■L落矿参数根据矿岩的物理力学性质及矿体情况的采矿方法，采用YG-90型外回凿机凿岩，垂直扇形中深孔落矿，炸药采用2号岩石炸药或粉状俊油炸药，药卷长度0.2m,药卷质量0.2kg,用火雷管非电导爆系统。具体参数如下：表9-4参考项目具体参数参考项目具体参数炮孔布置方式垂直扇型布孔空深7m钎头直径65〜72mm炸药类型2号岩石炸药w1.8〜2.0孔底距2.0〜2.1装药方式;人工棍装w/d25〜26补偿系数0.8起爆器材火雷管炸药密度0.9g/cm3爆力300爆速3200m/s猛度13〜14mm炸药单耗0.5〜0.8kg/g雷管0.06发/t导爆索消耗0.8元/t炮孔临近系数1.1〜2.1每个炮孔装药量Q 孔二4的^=3.14X70X70X7X0.8X0.9=7.75kgR二孔半径70mmL-孔深7mr-装药系数0.8p- 装药密度0.9g/cm3劳动组织形式和作业循环图表.循环各项回采时间凿岩时间t一次可爆破3〜7排，即8〜12m。T2=nl/mv=20义7+3+10=4.67=0.58班.每循环准备时间T 1=30min=0.0625（班）.装药、联线、爆破实际测得T 3=4=0.5班.通风时间T 4=2=0.25班5出矿、用28或30KWfe耙绞车0.3m3耙斗采用电耙绞车出矿，耙斗0.3m3耙斗，电耙的出矿效率为330吨/台.日T出矿二slf）k1/np=10X7X7X0.8X1.5+330=1.78（日）=5.35（班）循环的时间为T出矿+T1=5.35+0.0653=5.4（班）采用综合工作队的劳动组织形式，一个分段的工作面有80人组成，分段的每个小分段各有一台YG-90行外回凿岩机，凿岩机工为9名。每台配两个人，装药工为24名，管线的铺设和通风等工人和其他的技术人员等为72人。表9-5作业人数表名称单位数量凿岩机人/台3装药工个24凿岩机工个9其余工种个44表9-6回米作业循环表一二三工种名称123456789凿岩准备凿岩装药、联线、爆破通风运搬时间.7矿房回采时间A房二丁循出/T循环t/d;TOC\o"1-5"\h\zT房=Q^A房, 日式中：A房一矿房日平均生产能力，t/d;T 循出一一个循环采出矿石量，t;A 房--回采所需要的时间，日；Q房--矿石储量 t;T循环一一个循环所需的时间 日；计算得；A房二丁循出/T循环=7x18X10X3.2+1.08=3733tTxQ房/A房=7X18X120X3.2+3733=12.96（天）.8矿房回采进度计划见表9-7

二采场切割4三米场回米L9.9回采工作的主要技术经济指标计算一吨矿石所摊销的工人工资。见表9-8表9-8每吨矿石的工人工资工种每循每月每月所在册月平月补月」二资总每吨名