地下采矿设计

《矿床地下开采》课程设计说明书设计题目专业名称学号学生姓名指导教师《矿床地下开采》课程设计任务书《矿床地下开采》课程设计成绩评定表评阅教目录1采择矿方法选1设计矿体的开采技术条件1矿体倾角 1矿体厚度 1矿体走向长度及沿倾斜长度1矿石品位及围岩含矿品位情况1矿石及上、下盘围岩种类，节理裂隙发育情况，地质构造，矿岩稳固程度及其矿岩接触情况1矿体的物理机械性能1矿岩允许不支护暴露面积1地表陷落的可能性1采矿方法的选择1矿块构成要素2对选定的采矿方法，确定矿块的构成要素及矿块布置方式 2确定回采工作面形式及允许暴露面积32矿块采准切割工作3阶段运输巷道布置3选择运输设备 3确定阶段运输巷道断面尺寸3确定阶段运输巷道布置形式3矿块底部结构3切割工作3采准巷道及切割巷道断面尺寸3选择采准巷道、切割巷道施工设备3确定采准、切割巷道断面尺寸3确定采准巷道及切割巷道数量及位置4. 采准工程量4采准工程量计算4采准工作量计算43 回采工作5矿房落矿工作5选择凿岩设备及工具5确定落矿参数 5按类似矿山条件，确定单位炸药消耗5确定炮孔布置形式，并绘制炮孔布置草图5简述装药及起爆方法6计算一个循环落矿量（T）6Q）6计算一个循环落矿消耗的炸药量（1q）6计算单位炸药消耗量（1T）6计算每米炮孔崩矿量（m简述二次破碎方法6采场选择7采场地压管理7采场通风7回采工作组织及编制回采循环图表7简述回采工作组织7计算回采凿岩、装药爆破、爆破后通风及出矿的时间7编制回采循环图表7编制采准、切割进度计划图表84 矿柱回采及空区处理85 附图9图一炮孔布置图9图二切割平巷和切割天井联合拉槽法106 参考文献107 结束语 11课程设计说明书1采择矿方法选设计矿体的开采技术条件矿体倾角倾角α=82°。

矿体厚度矿体厚度m=18～28米。

矿体走向长度及沿倾斜长度矿长60米，高50米。

矿石品位及围岩含矿品位情况地质品位2﹪矿床地质构造，矿岩稳固程度及其矿岩接触情况矿石容重m3，矿石中等稳固,f=6～8，上盘围岩6-8，下盘围岩f=9～13, 矿石的松散系数k=～，矿体与围岩接触明显，围岩均为黑色致密蛇纹石。

矿体的物理机械性能矿石的松散系数k=～。

矿石容重m3。

无氧化性，无自燃性。

矿岩允许不支护暴露面积m，在《采矿手册》中该矿为中等稳定矿床，则允许暴露面积范围在《采矿设计手册》中<2002m。

在《金属矿床地下开采》教材中50~2002m。

200~2502地表陷落的可能性该矿地表为荒山，容许塌陷。

采矿方法的选择该铁矿体属倾斜、急倾斜厚矿体，矿石中等稳固，围岩不稳固。

可选择分段崩落法、阶段崩落法和上向水平充填法。

该铁矿山的设计年产量为70万t/a，属中型矿山，矿石平均品位%，品位较低。

如果采用充填法开采此矿体，经济上不合理。

该矿的价值不太高，崩落法中可选方法有无底柱分段崩落法、有底柱分段崩落法、阶段崩落法。

无底柱分段崩落法结构与回采工艺简单、安全、机械化程度高，按计划条件分析，矿石的损失贫化有可能小于有底柱分段崩落法，无底柱分段崩落法通风条件差，在完好通风系统和加强通风的情况下该缺点是可以减弱的。

有底柱分段崩落法回采矿石的损失贫化比较大，采准切割的工程量大，施工的机械化程度低。

其底部结构复杂，它的工程量约占整个采准切割工程的一半。

阶段强制崩落法矿石损失贫化大，灵活性也不如无底柱分段崩落法，大块产出率较高二次破碎工作量大。

综上所述，最后确定两种采矿方法即无底柱分段崩落法和阶段自然崩落法进行技术经济比较。

矿块构成要素对选定的采矿方法，确定矿块的构成要素及矿块布置方式第一方案，无底柱分段崩落法。

分段高度10m，回采巷道间距10m，沿走向布置。

第二方案，阶段自然崩落法。

根据上述选出来的两种采矿方法：无底柱分段崩落法，阶段自然崩落法进行不同方面的比较，主要在矿石生产能力，矿石贫化率及损失率，回采率，原矿成本，采准比等方面进行粗略的比较。

根据该矿的具体条件，因此选取与本矿山地质地形条件，及矿体赋存条件，矿石及围岩的物理力学性质相近的矿山来作为本矿山的比较蓝本。

表二采矿方法技术经济指标分析比较表根据上表显示，虽然两矿的情况不是完全相同，但是在大致基本情况相同的情况下，使用无底柱分段崩落法的采矿方法及掘进的方法相比阶段自然崩落法有明显的优势。

因此本矿山选取无底柱分段崩落法作为开采的采矿方法。

根据矿山地质资料及开采条件确定矿块要素：（1）阶段高度。

取50m。

（2）矿块尺寸。

矿块长度取50m，矿块宽度取23m。

（3）溜井位置。

溜井布置在脉外，溜井断面为方形×。

（4）分段高度。

取10m。

（5）回采巷道。

回采巷道的间距取10m，上下分段回采巷道严格交错布置，使回采分间成菱形。

确定回采工作面形式及允许暴露面积m，矿石顶板允许暴露面积≤8002m。

采用不支护的形式，上盘岩石允许暴露面积1500~200022矿块采准切割工作阶段运输巷道布置选择运输设备阶段运输巷道沿脉布置，采用ZYQ-14装运机运至溜井。

确定阶段运输巷道断面尺寸阶段运输巷道断面尺寸×。

确定阶段运输巷道布置形式阶段运输巷道沿脉布置。

将总长600米的矿体划分为12个矿块，每个矿块长50米。

矿块底部结构选择矿房底部结构形式为堑沟式底部结构形式。

其矿块底部结构的巷道有出矿巷道和堑沟巷道。

切割工作选择切割平巷与切割天井联合拉槽法。

切割平巷与切割天井联合拉槽法：沿矿体边界掘进一条切割平巷贯通各回采巷道端部，每条进路末端掘进一条切割天井。

切割平巷的断面尺寸×，切割天井断面尺寸为×。

施工设备选择YG—80型凿岩机。

采准巷道及切割巷道断面尺寸选择采准巷道、切割巷道施工设备选择YG—80型凿岩机8台，ZYQ-14型4台。

确定采准、切割巷道断面尺寸切割平巷的断面尺寸×，切割天井断面尺寸为×。

回采巷道断面尺寸×。

确定采准巷道及切割巷道数量及位置采准巷道数量为35，切割巷道数量为35。

切割巷道位于矿体上盘内部，上盘围岩一面相交。

回采巷道的末端形成切割槽，位置是沿矿体边界掘进一条切割平巷贯通各回采巷道端部，每条进路末端掘进一条切割天井。

. 采准工程量采准工程量计算表三 采准工程量计算表采准系数k 1及k 2分别按下式计算： （1）用长度表示采准系数：∑∑⨯⨯-=1000)/(1γV Q L K =1885÷(23000－12799×4)×1000 =kt（2）用体积计算采准系数：∑∑⨯⨯-=1000)/(12γV Q V K =9274÷(23000－12799×4)×1000 = m 3/kt其中：∑L=1885m ；∑V =12799m 3；()tLHB Q 230005050234=⨯⨯⨯==γ； ∑1V=5635+1875+1764=9274m 3；式中： Q —矿石总量，[t]；L －矿块长度，50m ；H －可采高度，50m ； B －采场宽度，23m ；γ－矿石体重，平均3/4m t ；L ∑—采准巷道和切割巷道总长度，m ；1V ∑—脉内采切巷道矿石总体积，3m ；V ∑—由采准巷道和切割巷道中采出的矿石总体积，3m 。

3 回采工作 矿房落矿工作选择凿岩设备及工具由凿岩设备YG-80，装配在CZZ-700型胶轮自行单机凿岩台车上。

确定落矿参数起爆时每次爆破两排炮孔，排距在~之间，方式为由上盘到下盘后退式回采，且要保证上分段回采超前于下分段，其中炮孔前倾角为85°，边孔角为45°。

凿岩设备为YG-80型凿岩机，YG-80型凿岩机装配在CZZ-700型胶轮自行单机凿岩台车上，根据设备参数可以选取孔径为60mm ，即d=60mm 。

它的有效孔深不超过14m ，最小抵抗线W=25~30d=1500~1800mm ，可取。

孔底距h=~=~，取。

崩矿步距可取为。

综上所述，炮孔前倾角为85°；边孔角为45°；有效孔深不超过14m ；最小抵抗线W=；孔底距h=；崩矿步距。

按类似矿山条件，确定单位炸药消耗按类似矿山条件，根据矿石坚固性系数选择炸药单耗q=t 。

确定炮孔布置形式，并绘制炮孔布置草图炮孔布置形式为上向扇形炮孔形式。

表四 一排炮孔的装药量。

用FT —28—1药卷装药器，装药选择多孔粒状铵油炸药。

采用非电力起爆以及导爆索起爆，起爆方式为每次起爆2排孔。

计算一个循环落矿量（T ） 一个循环落矿量t T 1280426.11010=⨯⨯⨯⨯= 计算一个循环落矿消耗的炸药量（1Q ）每次起爆2排孔，一个循环落矿消耗的炸药量kg Q 42.201271.1001=⨯= 计算单位炸药消耗量（1q ）t kg T Q q /35.642.2011280/11=÷== 式中：1q —单位炸药消耗量，t kg /；1Q —一个循环落矿消耗的炸药量，kg ；T —一个循环落矿量，t 。

计算每米炮孔崩矿量（m T ）m t l T T m /92.4)2130(1280/1=⨯÷==∑ 式中：mT —每米炮孔崩矿量，m t /；T —一个循环落矿量，t ；∑1l—一个循环炮孔总长度，m 。

简述二次破碎方法二次破碎的概念是：回采落矿后所产生的不合格的大块，在岩石运搬过程中需要进行破碎。

减少二次破碎量的方法有：（1）正确的选择崩矿的参数，使大块产出率降到最低；（2）允许有一定数量的大块产出率，但在地下设置破碎硐室，用破碎机进行二次破碎。

采场选择采用ZYQ-14型装运机出矿，铲斗将矿石装入自身带有的自卸车厢中，运至溜井卸矿，完成装、运、卸三种作业。

在同一分段水平，装矿顺序是逆风流风向进行的。

为提高装运机效率，每台装运机保有三条以上的回采巷道轮流作业。

出矿时，用铲斗从右向左循环装矿。

采场地压管理采场地压管理方法有：（1）留设矿柱或岩柱支护；（2）锚杆锚网支护；（3）充填空区；（4）封闭采空区等等。

其中它们的具体方式如下。

（1）留设矿柱或岩柱支护：留设必要的矿柱或岩柱支护采空区；（2）锚杆锚网支护：在采空区顶板打入锚杆，固定钢网，形成锚杆锚网加固顶板，防止顶板松散岩层或松石冒落；（3）充填空区：在矿房回采之后，可用充填材料将矿房或采空区充填，防止岩层移动或松散岩层垮落； （4）封闭采空区：在通采空区的巷道中，砌筑一定厚度的隔墙，使空区围岩崩落产生的冲击气浪，遇到隔墙时能得到缓冲。

采场通风采用分区通风方式，确保每个矿块都有独立的新鲜风流，并保证回采巷道的最小风速，在有设备工作时不低于s ，其它情况下，不低于s 。

回采工作面采用局扇通风。

局扇安装在上部回风水平，新鲜风流由本阶段的沿脉运输平巷经设备井，进入分段运输巷道和回采巷道。