江油石灰石矿露天开采课程设计

1、 目录目录 前言前言.3 第第 1 章章 总论总论.3 1.1 设计任务与内容.3 1.2 原始资料.3 1.3 设计要求.4 1.3.1 设计后提交的文件.4 第第 2 章章 矿床开拓运输方式矿床开拓运输方式.5 2.1 矿床露天开拓的影响因素.5 2.2 矿床开拓方案的确定.5 2.2.1 选择开拓方案的原则.5 2.2.2 矿床开拓方案的确定.5 2.3 矿山运输设备及其数量.5 2.3.1 运输设备类型的选择.5 2.3.2 运输设备数量的确定.6 2.4 矿山运输线路参数设计.7 2.4.1 平曲线半径.7 2.4.2 停车视距.7 2.4.3 会车视距.8 2.4.4 道路通过能力

2、.9 2.4.5 道路宽度计算.9 2.5 矿山运输能力.10 第第 3 章章 露天开采境界的确定露天开采境界的确定.10 3.1 确定露天开采境界的原则.10 3.2 影响露天开采境界的主要因素.11 3.3 露天开采境界确定的主要程序及主要参数的确定.11 3.3.1 开采深度的确定.11 3.3.2 最小底宽.13 3.3.3 储量计算及服务年限的确定.13 3.3.4 露天矿台阶要素与最终边坡角验算.15 3.3.5 绘制露天矿底部周界.16 3.3.6 绘制露天矿开采终了平面图.16 3.3.7 计算平均剥采比.16 第第 4 章章 穿孔爆破穿孔爆破.17 4.1 穿孔工作.17 4

3、.1.2 穿孔设备数量计算.18 4.2 爆破工作.19 4.2.1 爆破方法选择.19 4.2.2 爆破材料.19 4.2.3 钻孔形式和布孔方式.19 4.2.4 爆破参数的确定.19 4.2.5 装药、填塞、起爆方法.23 4.2.6 爆破网路设计.23 4.2.7 一次爆破量的确定.24 第第 5 章章 开采工艺开采工艺.25 5.1 工作线布置及矿山开采程序.25 5.2 挖掘机选择及其数量.25 5.2.1 挖掘设备类型确定.25 5.2.2 挖掘机数量确定.25 5.3 采区长度与采区宽度的确定.26 5.3.1 采区长度 LC.26 5.3.2 采掘带宽度BC.26 第第 6

4、章章 课程设计总结课程设计总结.27 参考文献参考文献.28 前言前言 采矿工程专业露天开采课程设计是采矿工程专业学生学习的一个重要环节， 是对学生在校期间的专业知识掌握的一次全面检验。同时也是采矿工程专业的 一个重要教学任务，通过本次露天开采课程设计的课程后，能够提高学生对所 学知识综合运用的能力，具有实践性和综合性。 此露天开采课程设计目的有： 1.课程设计是采矿学 II 理论课程教学的延续，通过课程设计使学生进一步 学习掌握采矿学 II 的内容，同时熟练掌握露天矿山初步设计的一般过程和方法； 2.培养学生对采矿学、爆破工程、边坡稳定性分析、工程制图、矿山地质 学和岩石力学等相关知识的综合

5、运用，并形成以此进行工程设计的能力； 3.通过课程设计培养学生学会使用采矿设计手册、设计标准和规范的能力； 4.提高技术总结和编制技术文件的能力； 5.为毕业设计做好技术准备。 本次设计主要进行石灰石矿床露天开采的初步设计，根据相关地质资料和 开采技术条件，按照采矿设计手册中的方法进行开采设计。 第第 1 章章 总论总论 1.11.1 设计任务与内容设计任务与内容 设计题目:江油石灰石矿开采课程设计 依据所给矿山地质资料、地质地形图及勘探线剖面图，确定露天矿开采的 运输方式、设备型号和数量、台阶组成要素、最终边坡角大小，露天矿开采境 界，并绘制露天开采终了平面图。 1.21.2 原始资料原始资

6、料 矿区主要分布二叠系阳新组（Py）地层及石炭系黄龙组（Ch）及总长沟组 （Cz）地层，阳新组（Py）为主要含矿层；阳新组（Py）为上下两段：下段 （Py1）为本矿区主要含矿段，岩性为灰-灰白色、厚层巨厚层微晶生物碎屑 灰岩，厚度为 267m；上段（Py2）主要为深灰灰黑色中厚层厚层微晶生物 屑灰岩夹泥晶、亮晶方解石生物屑灰岩，厚度大于 100m；黄龙组（Ch）为矿 区的次要含矿层位，岩性为灰白乳白色粉晶方解石生物屑灰岩，性脆，中厚 层-巨厚层构造，南侧岩体裂隙一般发育，呈整体块状，岩体裂隙较为发育；区 域内褶皱及断裂构造较为发育，主要为北东走向倾斜地层；二叠系阳新组下段 （Py1）及石炭系黄

7、龙组（Ch）是水泥用石灰石矿体（层）含矿层位，遍布整个 矿区，矿层直接裸露于地表，呈层状，走向 NESW，倾向 310330，倾角 一般 3355，控制矿体长 1600m，厚约 300m，沿走向和倾向分布稳定，矿区 内岩窝子逆断层（F）两盘均为矿层，对矿体连续性影响不大；矿岩容重 =2.65t/m3；矿岩资源量 331+332+333）为 17103 万 t；矿岩硬度系数 f=68。 设计范围：最低开采标高 650m，14 勘探线之间，njh=0.3:1m3/m3，年生 产能力 80 万 t。 1.31.3 设计要求设计要求 1.3.11.3.1 设计后提交的文件设计后提交的文件 (1).设计

8、说明书一份(包括目录和正文)，篇幅不少于 10 页，交 A4 纸打印稿； (2).附图：中深孔炮孔布置及装药结构图； (3).图纸：手工绘制露天开采终了平面图(1#图纸)，比例为 1：2000。 1.3.21.3.2 要求与注意事项要求与注意事项 (1). 核实计算经济合理剥采比和生产能力； (2)设计参数选取要求参照采矿设计手册(建筑工业出版社)；图幅要 求 1#图纸: 594mm841mm，手工用铅笔或上墨绘图笔绘制图纸； (3)根据圈定矿体计算圈定矿体储量，根据生产能力计算服务年限； (4). 说明书交 A4 纸打印稿； (5). 时间要求：第 16 周内完成（2014.12.1512.

9、21）。 第第 2 章章 矿床开拓运输方式矿床开拓运输方式 2.12.1 矿床露天开拓的影响因素矿床露天开拓的影响因素 影响开拓方法选择的因素甚多，主要有： (1).自然地质条件，即地形、矿床地质、水文地质、工程地质及气候条件等； (2).生产技术条件，即矿山规模、矿区开采程序、露天采场尺寸、高差、生 产工艺流程、选用设备类型及技术装备等； (3).经济因素，即矿山建设投资、矿石生产成本及劳动生产率等。 2.22.2 矿床开拓方案的确定矿床开拓方案的确定 2.2.12.2.1 选择开拓方案的原则选择开拓方案的原则 (1).要求矿山基建时间短，早投产，早达产； (2).要求生产工艺简单，可靠，技

10、术上先进； (3).基建工程量少，施工方便； (4).基建投资少，尤其是初期投资要少； (5).生产经营费低； (6).不占良田，少占耕地。 2.2.22.2.2 矿床开拓方案的确定矿床开拓方案的确定 此矿山采用凹陷露天矿公路开拓,原因： 机动灵活，适于各种地形条件和 矿山形式(山坡和凹陷露天矿)，而该矿山最低设计开采标高为 650m，设计区域 （矿区 14 勘探线之间）的最高标高 840m、最低标高 650m，最大高差为 190m，有大部分为凹陷露天矿，小部分为山坡露天矿大部分为凹陷露天矿，小部分为山坡露天矿，为满足需要，所以采用 公路开拓。2.32.3 矿山运输设备及其数量矿山运输设备及其

11、数量 2.3.12.3.1 运输设备类型的选择运输设备类型的选择 根据矿山年采剥总量和参照相关矿山数据，年生产能力 80 万 t，剥采比为 0.3:1m3/m3，所以年运输总量为 104 万 t，所以，选用型号为沃尔沃 N8644 型 重型自卸汽车与斗容 2 立方米的矿用挖掘机配套使用，沃尔沃 N8644 载重 10t，自重 5.12t，最小转弯半径为 8.9m，汽车长为 7416mm，宽为 2339mm，高 为 2420mm，前轮距 1943mm，后轮距为 1743mm，最高车速 74km/h，设该矿 运距为 3km，经查表得平均车速为 19.7km/h。 2.3.22.3.2 运输设备数量

12、的确定运输设备数量的确定 (1).自卸汽车的台班运输能力为： (2-1) 21 480 KK T G A 式中：A自卸汽车运输能力，t/台.班； G自卸汽车额定载重量，t； K1自卸汽车载重量系数，取=0.87； 1 K K2汽车时间利用系数，每日三班，取 K2=0.75； T汽车周转一次所需时间，min，装岩及等车时间取 6min，所以， =24.27min，取 25min；6)60 7 . 19()32(T 代入数据，得台班运输能力为： A=125.28 t/台班75 . 0 87 . 0 25 10480 (2).汽车工作台数： (2-2) 4 3 CHAK QK N 式中：N自卸汽车需

13、要台数，台； K3运输不均衡系数，K3=1.051.15，取 K3=1.10； Q露天矿年运输量，t/a； C每日工作班数，3 班； H年工作日数，取 H=310 天； K4自卸汽车出车率。=； abe d d 4 L L K55 . 0 52 . 0 32140 40 ：汽车大修间隔，h；a：每日工作班数；b：大修期中汽车保修工日和其他 d L 停驶工日；e：班运时间，h。 （查设计手册得数据） 所以，N=17.85 台，取 18 台； 55 . 0 28.1253103 10 . 1 10000104 2.42.4 矿山运输线路参数设计矿山运输线路参数设计 2.4.12.4.1 平曲线半径

14、平曲线半径 平曲线半径公式为： (2-4) )(6 . 3 2 2 min H ig v R 式中：线路最小平曲线半径，m； min R 汽车运行速度，km/h；v 轮胎与路面间横向拈着系数，其值为 0.060.22，取 0.16； 路面横坡，=26%，取=4。 H i H i H i 代入数据，得： =15.2mm。 min R )04 . 0 16 . 0 (8 . 96 . 3 7 . 19 2 2 16 因为平曲线半径为 16m，小于 50m，查表 37 平曲线纵坡折减，所以该段 平曲线的最大纵坡要折减 4%。 2.4.22.4.2 停车视距停车视距3 3 停车视距公式为： (2-5)

15、 021 lllST =vt/3.6 1 l = 2 l)(254/05 . 1 2 i GJ 式中： 司机观察反应时间内行驶的距离，m； 1 l 汽车开始制动到完全停止时所行驶的距离，m； 2 l 为防止汽车万一驶近障碍物不能停住而在视距计算中考虑的 0 l 安全距离，取汽车全长，即=7.416m； 0 l 汽车运行速度，km/h；v 司机观察反应时间，一般在 1.52s，取 t=2s；t 计算粘着系数，=（0.50.6） ，取=0.6，取 J J J =0.75； 滚动阻力系数，取=0.030； G G 道路纵坡，上坡为正值，下坡为负值，为 i=8。i 代入数据，得： 上坡时停车视距为：

16、m20m62.20416 . 7 )08 . 0 03 . 0 6 . 0(254/ 7 . 1905 . 1 6 . 3/2 7 . 19 2 1 T S ； 下坡时停车视距为： m20m28.21416 . 7 )08 . 0 03 . 0 6 . 0(254/ 7 . 1905 . 1 6 . 3/2 7 . 19 2 2 T S ； 由于计算的停车视距均大于 20m，所以应取为 22m。 2.4.32.4.3 会车视距会车视距 会车视距为： (2-6) TH SS2 代入数据，得： =44m TH SS2 所以应取为 44m。 2.4.42.4.4 道路通过能力道路通过能力 道路通行能

17、力与行车线数量、路面质量与状况、汽车运行速度以及安全行 车间距有关。 (2-7) T S KKv N 21 1000 式中：道路通过能力，辆/h；N 汽车运行速度，km/h；v K1与挖掘机数量有关的运行不均衡系数，取 K1=0.75； 考虑会车、交叉口及制动等因素的安全系数，一般 2 K =0.340.38，取=0.34； 2 K 2 K 停车视距，m。 T S 代入数据，得： =228.3229 辆/h。 22 34 . 0 75 . 0 7 . 191000 N 2.4.52.4.5 道路宽度计算道路宽度计算 设计公路为矿山二级公路，所以，查表 1-3-26 得，公路宽度 7m。又因道

18、路宽度与车宽、车与车之间的安全间距以及距路面边缘的距离有关，选用双车 道运输，根据公式： (2-8)2yxb2B 式中：B双车道路面宽度，m； b汽车两后轮外缘的距离（汽车总宽） ，m； y汽车后轮外缘至路面边缘的距离，m，取 1m； x两车之间的安全距离，m，=0.73m。35016. 017. 0 x 代入数据，得： 7m，取 7.5mm408 . 7 1273 . 0 339 . 2 2B 综上所述，设计公路宽度为 7.5m。 2.52.5 矿山运输能力矿山运输能力 加油石灰石矿年运量为 104 万吨。 第第 3 章章 露天开采境界的确定露天开采境界的确定 3.13.1 确定露天开采境界

19、的原则确定露天开采境界的原则 露天开采境界确定的原则有以下几点： (1).圈定的露天开采境界要保证露天采场内采出的矿石有盈利，即采用的境 界剥采比不大于经济合理剥采比； (2).要充分利用资源，尽可能把较多的矿石圈定在露天开采境界内，发挥露 天开采的优越性； (3).所圈定的露天采矿场的帮坡应等于露天边坡稳定所允许的角度，以保证 露天采矿场的安全生产； (4).用经济合理剥采比圈定的露天开采范围很大，服务年限太长时，应按矿 山一般服务年限确定初期露天开采的深度； (5).下列情况可适当扩大露天开采境界： 按境界剥采比不大于经济合理剥采比圈定露天开采境界后，境界外余下的 工业矿量不多，经济上不宜

20、再用地下开采； 矿石和围岩稳固性差，水文地质条件复杂，水量大，矿石和围岩有自燃危 险等，在安全上和技术上不适合于地下开采； (6).下列情况可适当缩小露天开采境界 开采境界边缘附近有重要建筑物、构筑物、河流和铁路干线等需要保护或 难于迁移至露天采场影响范围之外； (7).当矿体极不规则，沿倾向厚度变化大，矿体上部覆盖层较厚或地形复 杂(如境界内有孤立山头等)时，用境界剥采比不大于经济合理剥采比初步确定 境界后，再用平均剥采比进行校核； (8).如果基建剥离量大，初期生产剥采比大，则需进行综合技术经济比较， 以确定用露天或地下开采； (9).对于特厚的剥采比很小的矿床，有时要根据勘探程度及服务年

21、限确定露 天开采境界，而不应该按境界剥采比确定开采境界。如硅石、白云石、石灰石 及特厚巨大的铁矿床，主要是根据服务年限和勘探程度确定合理的开采深度 3.23.2 影响露天开采境界的主要因素影响露天开采境界的主要因素 影响露天开采境界的主要因素有： (1).自然因素。包括矿床埋藏情况（如矿体形态、大小、厚度、倾角等） ， 矿石和围岩性质、地形、矿山附件的河流、湖泊，工程地质和水文地质以及矿 石品位等； (2).技术组织因素。包括露天和地下开采的技术水平、装备水平，矿山附件 的铁路、主要建筑物等对开采境界的影响； (3).经济因素。包括基建投资、基建时间和达产时间，矿石的开采成本和销 售价格，开采

22、过程中矿石的贫化和损失，以及国民经济发展需要等。 3.33.3 露天开采境界确定的主要程序及主要参数的确定露天开采境界确定的主要程序及主要参数的确定 3.3.13.3.1 开采深度的确定开采深度的确定 在地质剖面图上，按境界剥采比不大于经济合理剥采比(即)的原则 jhj nn 确定合理开采深度，其步骤为： (1).在各横剖面图上初步确定露天开采深度 1).根据矿岩硬度系数 f=68，初选最终边坡角为 45； 2).在各横剖面图上作出若干个深度的开采境界方案； 3).针对各个方案，用面积法计算其境界剥采比； j n 4).将各方案的境界剥采比与开采深度 H 绘成关系曲线，再画出代表经济 j n

23、合理剥采比的水平线，两线交点的横坐标 H，就是所要求的开采深度，见图 3- 1。 图图 3-1 开采深度确定开采深度确定 (2).在地质纵剖面图上调整露天矿底部标高 在各个地质横剖面图上初步确定了开采深度后，由于各剖面的矿体厚度和 地形变化不等，所得开采深度不一。将各剖面图上的深度投影到地质纵剖面图 上，连接各点，得出一条不规则的折线。然后按照使少采出的矿石量与多采出 的矿石量基本平衡，并且让剥采比尽可能小的原则把地平面调整到同一标高。 经过比较各个勘探线剖面图的矿体分布数据，按照设计任务书，确定开采 最低标高为 650m，根据地形地质图，确定最大开采深度为 190m。 3.3.23.3.2

24、最小底宽最小底宽 露天矿最小底宽：采用回返式调车时，最小底宽为 (3-1)5 . 0(2 minmin ebRB cc 式中： 汽车最小转弯半径，m； minc R 汽车宽度，m； c b 汽车距边坡的安全距离，m。e 代入数据，得： min Bm14.22) 1339 . 2 5 . 09 . 8(2 3.3.33.3.3 储量计算及服务年限的确定储量计算及服务年限的确定 (1).根据最小底宽和选取的最终边坡角计算所圈定的矿石储量，储量计算公 式为： (3-2)VQ 式中：矿石体积，m3；V 矿岩容重，t/ m3。 (2).采用垂直断面法计算储量 1).计算原则为1： 当两相邻对应断面面积之

25、差与大面积之比小于 40%时，即 时，采用梯形公式计算体积：%40 1 21 S SS (3-3)LSSV)( 2 1 21 当两相邻对应断面面积之差与大面积之比大于 40%时，即 时，采用截锥体积：%40 1 21 S SS (3-4)LSSSSV)( 2 1 2121 当一个断面向一端作楔形时，采用楔形公式计算体积： (3-5)LSV 1 2 1 当一个断面向一端作点时，采用锥形公式计算体积： (3-6)LSV 1 3 1 以上各式中：矿体体积；V S1面积大者的面积； S2面积小者的面积； 勘探线之间的距离。 2).各勘探线间分段体积及矿量计算 上边界1：则=3031600 m3LSV

26、1 3 1 20045474 3 1 10：因，则=15068682m3；%4034 . 0 1 21 S SS LSSV)( 2 1 21 06：因，则=6965475m3；%4042 . 0 1 21 S SS LSSSSV)( 2 1 2121 62：因，则=3060840m3；%4021 . 0 1 21 S SS LSSV)( 2 1 21 28：因，则=3129690 m3；%4043 . 0 1 21 S SS LSSSSV)( 2 1 2121 84：因，则=1602286 m3；%4008 . 0 1 21 S SS LSSV)( 2 1 21 4下边界：则=556400 m

27、3。LSV 1 3 1 2008346 3 1 =33414973 m3；V =88549678t。VQ 各勘探线范围矿石体积及矿石重量见表 3-1。 表表 3-1 各勘探线范围矿石体积及矿石重量各勘探线范围矿石体积及矿石重量 勘探线范围体积 / m3矿量 / t 上边界130316008033740 10 1506868239932007 06696547518458508 6230608408111226 2831296908293678 8416022864246057 4下边界5564001474460 合计3341497388549678 该矿山生产能力为 80 万 t/a，故服务年

28、限 N=88549678800000=110.6年， 最终确定服务年限为 111 年。 3.3.43.3.4 露天矿台阶要素与最终边坡角验算露天矿台阶要素与最终边坡角验算 台阶高度设计为 12m，选择的汽车车宽 2.339m，清扫平台宽度为 6m，每 隔两个安全平台设置一个清扫平台，安全平台宽为 4m，运输平台宽度 B=a+2b+c+d， a:道路路面宽；b：道路路肩宽；c：水沟宽；d：路基外侧安全宽度。 经计算取运输平台宽为 12m；出入沟坡度为 10%；查表 5-7 台阶坡面角参考资 料，选取台阶坡面角取为 65。 露天矿最终边坡角按下式进行验算： (3-7)cot(tan 21 1111

29、 bahh nn nn 式中：最终边坡角，度； 台阶数目,根据开采深度和台阶高计算 n=，取n 8 . 1512190 n=16； 台阶高度，m；h 台阶坡面角，度； 安全平台的宽度，m；a 清扫平台的宽度，m。b 代入数据，得： ，即tan2121044665cot1216190 0 0 7 . 46 即选取的最终边坡角 45是合理的。 3.3.43.3.4 绘制露天矿底部周界绘制露天矿底部周界 依据任务书的要求，以勘探线的剖面图为基础确定底部周界和上部境界的 范围。将调整后各地质断面图上露天矿底部宽度投影到平面图上，连接所有点 成闭合曲线，并按满足采掘运输条件进行修整，即为露天矿底部周界。

30、 3.3.53.3.5 绘制露天矿开采终了平面图绘制露天矿开采终了平面图 根据设计资料所确定的总出入沟方位、参数(包括联络平台参数)、运输设 备规格，进行开拓坑道定线。本矿山大部分为凹陷露天矿，小部分为山坡露天 矿，由于矿山外部公路已知，所以，总出入沟方位在图中可以先确定，选用直 进折返式开拓坑线布置到达各开采水平，采剥作业是从采场的最高水平开始进 行，逐层向下。随着开采水平下降，矿岩运输距离逐渐增加，汽车运输效率相 应降低，运输费用随之增加，所以管理者应在这方面加强管理，提高效率。 底部标高为 650m，最高一个台阶标高为 840m。从底部周界开始，开采深 度 190m，按设计的边坡组成要素

31、，在 1#地形地质图纸上绘制具有各水平台阶 坡底线的开采终了平面图(见附图)。 3.3.63.3.6 计算平均剥采比计算平均剥采比 根据圈定的岩石量和矿石量，岩石量如下表 3-2 所示： 表表 3-2 各勘探线范围矿石体积及矿石重量各勘探线范围矿石体积及矿石重量 勘探线范围体积 / m3矿石量 / t +2VIII 111939335817 VIII+3 85746257238 +3IX136685410055 合计3343701003110 所以，平均剥采比为： =（4200000-1003110）/1003110=3.187 p n =5，所以设计合理，不需修改设计方案；服务年限 p n

32、jh n N=1003110/700000=1.433 年。 第第 4 章章 穿孔爆破穿孔爆破 4.14.1 穿孔工作穿孔工作 4.1.1 穿孔设备选择穿孔设备选择 本矿山的年产量是 80 万 t, ，属于中型露天矿，矿山采用 KQ-200 型潜孔钻 机，该潜孔钻机的特征参数见采掘机械表 4-4。 表表 4-1 KQ-200 潜孔钻机技术特征参数潜孔钻机技术特征参数 钻孔直径(mm)200220机重(t)42 孔向( )60；75；90钻具速度(r/min)13.5；17.9；27.2 爬坡能力( )14最大扭矩（Nm）5806 孔深(m)19回转功率(kW)10；11；15 钻杆直径(mm)

33、168适用岩种f=618 4.1.24.1.2 穿孔设备数量计算穿孔设备数量计算 (1).该钻机的台班生产能力按以下公式计算： bb 6 . 0 vTV (4-1) 2 z D Kn4 v E 式中：Vb钻机台班生产能力, m/台班； 钻机的机械钻进速度，cm/min；v E冲击功，J； nz冲击频率，1/min； 钻机班工作时间利用系数，0.40.5，取 0.45。 D钻孔直径，cm； 矿岩的凿碎比功，J/cm3; K冲击能利用系数，0.60.8，取 0.8; Tb班工作时间，h，三班制，Tb=8h； 圆周率，=3.1416 查现代采矿手册 （上册）表 661 得，E=800J，nz=100

34、0 1/min,查 表 691 得，=270J/m3 代入数据，得： =27cm/min=16m/h 8 . 93020 8 . 010008004 v 2 m/台班3545 . 0 8166 . 0 b V (2).钻机工作台数 (4-2) e1pq Q N 式中：N所需钻机工作台数，台； Q设计的矿山规模，104 万 t/a； P钻机台年穿孔效率， 。取钻机工作天数 300 天，每天工作 3 班， 则 p=300335=31500，m/a； q每米炮孔的爆破量，t/m； e费孔率，。 查现代采矿手册 （上册）表 694 得每米爆破量 34.3m3/m，则 q 为 34.32.65=90.8

35、95t/m，查采矿设计手册表 1526 得 e=5。 代入数据，得： 台826 . 7 05 . 0 31500895.90 1040000 N (2).钻机在册台数 (4-3) 3 K N N 式中：N钻机工作台数 K3钻机作业率，潜孔钻机为 0.450.65，取 0.65。 代入数据，得： 台1331.12 65 . 0 8 N 4.24.2 爆破工作爆破工作 4.2.14.2.1 爆破方法选择爆破方法选择 考虑对爆破质量、爆破安全和爆破经济上的要求，本矿山露天开采设计中 选用逐排起爆技术，可以有效地控制大块率和爆破地震效应，从而可以改善爆 破效果。 4.2.24.2.2 爆破材料爆破材料

36、 炸药：采用乳化炸药，其抗水性能强，爆炸威力高。 起爆器材：采用高精度导爆管雷管。 4.2.34.2.3 钻孔形式和布孔方式钻孔形式和布孔方式 钻孔形式：选用垂直孔。 布孔方式：多排孔矩形布置。 4.2.44.2.4 爆破参数的确定爆破参数的确定 (1) 炮孔直径 D 根据钻孔设备取 D=200mm； (2).倾斜孔抵抗线 W 按底盘抵抗线 W 与台阶高度 h 的关系确定： W=(0.60.9)h(4-4) 式中：W底盘抵抗线，m； 台阶高度，m。h 代入数据，得： =7.2m126 . 0W 按钻孔直径 D 确定底盘抵抗线 W： (4-5)KDW 式中：K与炮孔倾角、岩石硬度、作业条件有关的

37、系数，一般取 2050，取 35。 代入数据，得： W=350.2=7m，取 7m； 根据钻孔装药条件计算W： (4-6) qmh peqqmqpe W 2 )(h4)(q 1 2 1 22 式中： e钻孔填塞系数， p超钻系数，一般取 0.150.35，取 0.20； m钻孔邻近系数，m=0.81.4，取 1； q单位炸药消耗量，kg/m3，取 0.5kg/m3； 每米炮孔装药量，kg/m，25kg/m。 1 q 1515 . 02 20 . 0 75 . 0 25152515 . 0420 . 0 75 . 0 5 . 0 222 ）（）（ W =7.01m，取 7m。 按以上三种条件计算

38、结果，取最小值 W=7m，并按作业安全条件验算。 按作业安全条件验算： = (4-7) chctgW m97 . 6 5 . 146 . 0 12 式中：c钻孔中心至台阶坡顶线的安全距离，一般；mc35 . 1 7m6.97m，显然满足安全要求，所以选取底盘抵抗线 7m。 (2). 孔距、排距和临近系数 m ab 排距 b=W=7m 第一排孔孔距： (4-8)Wma 11 后排孔孔距: (4-9)bma 22 式中：前排炮孔的间距，m； 1 a 后排炮孔的间距，m； 2 a 前排炮孔邻近系数，取=0.9； 1 m 1 m 后排炮孔邻近系数，取=1。 2 m 2 m 代入数据，得： m63 .

39、679 . 0 1 a m771 2 a (3).钻孔超深：L =(0.130.35)W(4-10)L 代入数据，得： ，取 L=2m。75 . 1 725 . 0 L (4).充填长度 (4-11)eWL 2 式中： 充填系数，垂直孔 =0.70.8，取 0.8。ee 代入数据，得： m66 . 578 . 0 2 L (5). 炸药单位消耗量和每孔装药量qQ 根据矿岩的坚固性系数=68，选取炸药的单耗=0.5 kg/m 。fq 3 每孔装药量的确定：Q 前排孔： (4-12)WhqaQ 11 后排孔： (4-13)K 22 bhqaQ 式中：K后排孔药量增加系数，K=1.11.2。 代入数

40、据，得： kg25212765 . 0 1 Q kg294112775 . 0 2 Q (6).装药量验算 (4-14) 4 2 1 dL Q 式中：装药量验算值，kg； Q 装药密度，kg/dm3，乳化炸药取 1.2g/cm3； L1装药长度，8m。 代入数据，得： kg301 4 12002 . 08 2 Q 因为，所以满足装药要求，无需修改参数。 1 Q 2 Q Q 4.2.54.2.5 装药、填塞、起爆方法装药、填塞、起爆方法 装药结构图，如图 4-1。 图图 4-1 装药结构图装药结构图 装药：采用炸药混装车耦合连续装药； 填塞：人工就地取材填塞(钻孔时排出的岩粉)； 起爆方法：导爆

41、管起爆法。采用的是逐排起爆技术。 4.2.64.2.6 爆破网路设计爆破网路设计 排间微差逐排起爆，排间微差 17ms。爆破网路图见 4-2。 图图 4-2 爆破网路图爆破网路图 4.2.7 一次爆破量的确定一次爆破量的确定 根据露天爆破对爆破矿岩数量的要求：为保证挖掘设备能够正常连续工作， 要求工作面一次爆破的矿岩量，至少保证挖掘设备 510 个昼夜的采装要求。 (4-15) t k 2 A Q 式中： A年采年采剥量 1040000t/a； t每年工作天数，310 天； k采装昼夜数，取 8 昼夜； 代入数据得： 3 2 m26838 310 81040000 Q 所以一次爆破方量为 26

42、838m3。 第第 5 章章 开采工艺开采工艺 5.1 工作线布置及矿山开采程序工作线布置及矿山开采程序 该矿山采用直进折返式坑线开拓。在在露天矿最终边邦按所确定的出入沟 位置、方向和坡度，从地表台阶上盘向台阶下盘掘进出入沟，达到下部平盘， 子出入沟的末端掘进水平开段沟，以建立开采台阶的初始工作线。采用开段沟开段沟 沿采沿采.场走向纵向布置，工作线垂直走向推进。场走向纵向布置，工作线垂直走向推进。 5.2 挖掘机选择及其数量挖掘机选择及其数量 5.2.1 挖掘设备类型确定挖掘设备类型确定 根据载重汽车、台阶高度和矿山的年产量，选取 WK-2 矿用单斗正铲式挖 掘机，WK-2 的性能参数如下（表