2025年矿山工程试题及答案

2025年矿山工程试题及答案一、单项选择题（每题2分，共20分）1.下列采矿方法中，属于充填采矿法典型工艺的是：A.浅孔留矿法B.分段崩落法C.上向水平分层充填法D.房柱法2.露天矿台阶爆破中，为控制根底产生，关键需优化的参数是：A.孔距B.底盘抵抗线C.超深D.填塞长度3.地下矿山主通风机选型时，最核心的性能参数匹配指标是：A.电机功率B.叶轮直径C.风压-风量特性曲线D.噪声等级4.岩石单轴抗压强度与抗拉强度的比值通常为：A.1-5倍B.5-10倍C.10-50倍D.50-100倍5.金属矿山井下主运输巷道的最小净断面宽度应满足：A.1.8mB.2.2mC.2.5mD.3.0m6.露天矿边坡稳定性分析中，瑞典圆弧法主要适用于：A.岩质边坡B.均质土坡C.结构面发育边坡D.顺层边坡7.矿山爆破作业中，毫秒延期雷管的段间间隔时间通常控制在：A.1-5msB.5-50msC.50-100msD.100-200ms8.充填采矿法中，胶结充填体的早期强度（7天）至少应达到：A.0.5MPaB.1.0MPaC.1.5MPaD.2.0MPa9.矿井涌水量预测的水文地质比拟法，关键参数是：A.含水层渗透系数B.相似矿山的单位涌水量C.巷道揭露面积D.地下水动水位10.矿山环境治理中，酸性矿山废水（AMD）的主要成因是：A.硫化物矿物氧化B.碳酸盐溶解C.硅酸盐水解D.重金属离子富集二、简答题（每题8分，共40分）1.简述阶段空场法与分段空场法的主要区别及适用条件。2.说明矿山井下通风系统设计中“分区通风”与“集中通风”的优缺点及选择依据。3.列举影响爆破块度的主要因素，并说明改善爆破块度的技术措施。4.阐述矿山地压监测的主要内容及常用监测手段。5.分析露天转地下开采时，过渡期安全管理的关键技术要点。三、计算题（每题15分，共30分）1.某地下铁矿采用上向分层充填采矿法，矿块走向长度60m，阶段高度60m，分层高度3m，矿石体重4.2t/m³，回采损失率8%，贫化率12%。已知该矿块工业储量为120万t，试计算：（1）矿块采出矿石量；（2）分层回采作业循环中的矿石爆破量（按一个分层计算）。2.某矿井总进风量为240m³/s，通风系统总阻力为2500Pa。现需将总风量提升至280m³/s，拟通过更换主通风机实现。已知原风机特性曲线方程为H=3000-0.05Q²（H为风压Pa，Q为风量m³/s），新风机候选机型特性曲线为H=3500-0.06Q²。试校核新风机是否满足需求（系统风阻特性假设为H=RQ²）。四、案例分析题（共30分）某金属矿山采用无底柱分段崩落法开采，阶段高度100m，分段高度12m，进路间距15m，崩矿步距3.5m。近期生产中出现以下问题：（1）放矿过程中频繁发生悬顶；（2）矿石贫化率持续高于设计值18%（当前25%）；（3）通风系统实测有效风量率仅65%（设计要求80%）。要求：（1）分析悬顶产生的主要原因及防治措施；（2）指出贫化率超标的可能影响因素并提出控制方法；（3）针对通风系统问题，提出提升有效风量率的技术方案。答案一、单项选择题1.C2.C3.C4.C5.B6.B7.B8.B9.B10.A二、简答题1.主要区别：阶段空场法以阶段为回采单元，划分矿房和矿柱，矿房回采后再处理矿柱；分段空场法将阶段划分为分段，分段内进行回采，可边回采边处理小矿柱。适用条件：阶段空场法适用于矿岩稳固、矿体厚度大（>15m）、形态规则的矿床；分段空场法适用于矿体厚度中等（8-15m）、矿岩稳固性稍差或需要灵活调整回采顺序的情况。2.分区通风优点：风路短、阻力小、漏风少，局部灾害影响范围小；缺点：需多台风机，管理复杂。集中通风优点：设备集中、管理方便；缺点：风路长、阻力大，灾害易扩散。选择依据：矿体分布（分散/集中）、开采深度（浅部/深部）、通风阻力（高/低）、安全要求（高风险区域优先分区）。3.影响因素：炸药单耗、孔网参数（孔距/排距）、岩石性质（硬度/节理）、起爆顺序、装药结构。改善措施：优化孔网参数（缩小孔距/排距比）、采用多段微差起爆（间隔25-50ms）、调整装药结构（耦合/不耦合装药结合）、根据岩石可爆性调整单耗（软岩0.3-0.4kg/m³，硬岩0.5-0.6kg/m³）。4.监测内容：地应力（原岩应力/采动应力）、围岩位移（表面/深部位移）、支护结构受力（锚杆/锚索应力）、采场冒落特征（冒落高度/范围）。监测手段：应力解除法（地应力）、多点位移计（深部位移）、锚杆测力计（支护受力）、微震监测系统（冒落预警）。5.关键要点：（1）露天坑底与地下开采工程的空间隔离（保安矿柱尺寸≥50m）；（2）露天边坡与地下采场的相互影响分析（采用FLAC3D模拟应力叠加）；（3）过渡期通风系统衔接（避免露天汇风影响井下负压）；（4）防排水系统整合（露天汇水与井下涌水的联合调控）；（5）爆破振动控制（单段最大装药量≤200kg，振动速度≤5cm/s）。三、计算题1.（1）采出矿石量=工业储量×(1-损失率)=120万t×(1-8%)=110.4万t（2）矿块体积=工业储量/(体重×(1-贫化率))=120万t/(4.2t/m³×(1-12%))≈1200000/(4.2×0.88)≈324675m³分层数量=阶段高度/分层高度=60m/3m=20层单个分层体积=矿块体积/分层数量≈324675/20≈16233.75m³分层爆破量=单个分层体积×(1-贫化率)=16233.75×(1-12%)≈14285.7m³（或按体重计算：16233.75×4.2×(1-12%)≈59999.9t≈6万t）2.原系统风阻R=H/Q²=2500/(240)²≈0.0434Pa·s²/m⁶目标风量280m³/s时，系统所需风压H=RQ²=0.0434×(280)²≈0.0434×78400≈3402Pa新风机在Q=280m³/s时的风压H=3500-0.06×(280)²=3500-0.06×78400=3500-4704=-1204Pa（负值不合理，说明特性曲线选择错误）正确校核应验证新风机特性曲线与系统风阻曲线的交点：联立H=0.0434Q²与H=3500-0.06Q²，解得0.1034Q²=3500→Q≈√(3500/0.1034)≈184m³/s，小于280m³/s，故新风机不满足需求，需选择风压更高的机型（如H=4500-0.05Q²）。四、案例分析题（1）悬顶原因：①矿石节理发育导致爆破后块度不均；②崩矿步距过大（3.5m超过合理值3m）；③炸药单耗不足（低于0.45kg/m³）；④起爆顺序不合理（未采用孔内微差）。防治措施：缩小崩矿步距至3m，提高单耗至0.5kg/m³，采用孔内分段起爆（间隔50ms），对节理发育区域增加辅助孔。（2）贫化因素：①放矿截止品位过低（<15%）；②进路间距过大（15m超过合理值12-14m）；③覆盖岩层厚度不足（<2倍分段高度，即<24m）；④放矿管理不到位（未执行“等量顺序放矿”）。控制方法：提高截止品位至18%，调整进路间距为14m，补充覆盖岩层至30m，采用智能放矿系统（监测放矿量与废石混入率）。（3）通