露天开采课程设计珍藏版

目录
前言 (4)
第1章总论 (4)
1.1设计任务与内容 (4)
1.2原始资料 (5)
1.3设计要求 (5)
1.3.1设计后提交的文件 (5)
第2章矿床开拓运输方式 (6)
2.1矿床露天开拓的影响因素 (6)
2.2矿床开拓方案的确定 (6)
2.2.1选择开拓方案的原则 (6)
2.2.2矿床开拓方案的确定 (6)
2.3矿山运输设备及其数量 (7)
2.3.1运输设备类型的选择 (7)
2.3.2运输设备数量的确定 (7)
2.4矿山运输线路参数设计 (8)
2.4.1平曲线半径 (8)
2.4.2停车视距 (9)
2.4.3会车视距 (10)
2.4.4道路通过能力 (10)
2.4.5道路宽度计算 (10)
2.5矿山运输能力 (11)
第3章露天开采境界的确定 (11)
3.1确定露天开采境界的原则 (11)
3.2影响露天开采境界的主要因素 (12)
3.3露天开采境界确定的主要程序及主要参数的确定 (13)
3.3.1开采深度的确定 (13)
3.3.2最小底宽 (14)
3.3.3储量计算及服务年限的确定 (14)
3.3.4露天矿台阶要素与最终边坡角验算 (16)
3.3.5绘制露天矿底部周界 (17)
3.3.6绘制露天矿开采终了平面图 (17)
3.3.7计算平均剥采比 (18)
第4章穿孔爆破 (18)
4.1穿孔工作 (18)
4.1.2穿孔设备数量计算 (19)
4.2爆破工作 (20)
4.2.1爆破方法选择 (20)
4.2.2爆破材料 (20)
4.2.3钻孔形式和布孔方式 (20)
4.2.4爆破参数的确定 (21)
4.2.5装药、填塞、起爆方法 (24)
4.2.6爆破网路设计 (24)
4.2.7一次爆破量的确定 (25)
第5章开采工艺 (26)
5.1工作线布置及矿山开采程序 (26)
5.2挖掘机选择及其数量 (26)
5.2.1挖掘设备类型确定 (26)
5.2.2挖掘机数量确定 (27)
5.3采区长度与采区宽度的确定 (27)
5.3.1采区长度L C (27)
5.3.2采掘带宽度B C (27)
第6章课程设计总结 (28)
参考文献 (29)
前言
采矿工程专业露天开采课程设计是采矿工程专业学习的一个重要环节，是教学计划的一个重要组成部分，也是提高学生的综合能力的有机组成部分，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，并熟悉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运用，并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。

本次设计主要进行铁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1章总论
1.1 设计任务与内容
设计题目:塔东铁矿床开采设计
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。

1.2 原始资料
塔东铁矿矿区内矿体有零星初露，矿体不规则分布于上元古界塔东群的朱敦店组和拉拉沟组之中。

矿体倾角从50o到80o不等，与围岩倾向基本一致。

矿体母岩主要为黑云斜长片麻岩、黑云变粒岩、斜长角闪岩、二云石英片岩夹透辉大理岩透镜体、黑云变粒岩夹黑云斜长角闪岩磁铁斜长角闪岩、透辉斜长片麻岩以及透辉岩、透辉斜长片麻岩夹黑云斜长片麻岩，此外还有花岗闪长岩、留辉石，成矿矿物主要是脉条状的磁铁矿，矿体厚度0－20m不等，矿体具体产状与分布参见地形地质图和剖面图。

最上层为第四系残坡积层，可分为两类：冲积层，由砾石、砂、粘土组成；残坡积层零星分布于地势低凹及平坦处，由褐黄、褐红色粘土组成；区内无构造，但是存在有夹层，夹层最小剔除厚度为1m，矿区范围内延伸长度约2000m，出露宽度约100m，厚度<30m；本矿床主要矿石类型为黑云斜长片麻岩、斜长角闪岩、黑云变粒岩夹黑云斜长角闪岩磁铁斜长角闪岩、透辉斜长片麻岩夹黑云斜长片麻；矿岩容重γ=3.2 t/m3，矿岩硬度系数f=9～11。

设计范围：最低开采设计标高460 m，2－7勘探线之间，njh=5:1m3/m3，控制生产能力250万t，以开采主矿体为设计依据。

1.3 设计要求
1.3.1 设计后提交的文件
(1).设计说明书一份(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). 在原始地质勘探剖面图上确定开采深度，并将图纸附在设计说明书中；
(2)．设计参数选取要求参照《采矿设计手册》(建筑工业出版社)；
(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). 时间要求：1周内完成(2010.12.13－12.20)。

第2章矿床开拓运输方式
2.1 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]：
(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。

2.2 矿床开拓方案的确定
2.2.1 选择开拓方案的原则[1]
(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。

2.2.2 矿床开拓方案的确定
本次设计铁矿石矿山生产能力为250万t。

根据地形地质图和给定的最低开采标高可知，矿区地形条件较为复杂，属于凹陷露天矿，由于公路运输灵活多变，所以选用公路开拓运输方案。

2.3 矿山运输设备及其数量
2.3.1 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250万t ，剥采比为5:1，所以年运输总量为1500万t ，所以，选用型号为辽宁LN392型重型自卸汽车与WK-8矿用挖掘机配套使用，LN392载重68t ，自重41.5t ，最小转弯半径为10500mm ，汽车长为9600mm ，宽为4850mm ，高为4390mm ，前轮距3660mm ，后轮距为3270mm ，最高车速70km/h ，最大爬坡度25%，设该矿运距为3km ，经查表得平均车速为17.5km/h 。

2.3.2 运输设备数量的确定
(1).自卸汽车的台班运输能力为：
21480K K T G A = (2-1)
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 ；
K 1——自卸汽车载重量系数，取1K =0.90；
K 2——汽车时间利用系数，每日三班，取K 2=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，
6605.1732+÷÷⨯=）（）（T =27min ，取30min ；
代入数据，得台班运输能力为： A=75.090.030
68480⨯⨯⨯=734.4 t/台·班 (2).汽车工作台数：
43CHAK QK N = (2-2)
式中：N ——自卸汽车需要台数，台；
K 3——运输不均衡系数，K 3=1.05～1.15，取K 3=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；
K 4——自卸汽车出车率。

abe d d 4+=
L L K =53.05.03274545=⨯⨯+； 所以，N=53
.04.734310310.1100001500⨯⨯⨯⨯⨯=45.6台，取46台； 2.4 矿山运输线路参数设计
2.4.1 平曲线半径[3]
平曲线半径公式为：
)(6.322min H i g v R +=μ (2-4)
式中：min R ——线路最小平曲线半径，m ；
v ——汽车运行速度，km/h ；
μ——轮胎与路面间横向拈着系数，其值为0.06～0.22，取0.16； H i ——路面横坡，H i =2~6%，取H i =4％。

代入数据，得：
=min R )
04.016.0(8.96.35.1722+⨯=12.113≈m<50m 因为平曲线半径为13m ，小于50m ，查表3—7平曲线纵坡折减[3]，所以该段
平曲线的最大纵坡要折减4%。

停车视距公式为：
021l l l S T ++=
(2-5) 1l =vt/3.6
2l =)](254/[05.12i G J ±+ωϕυ
式中：1l ——司机观察反应时间内行驶的距离，m ；
2l ——汽车开始制动到完全停止时所行驶的距离，m ；
0l ——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安全距离，取汽车全长，即0l =9.6m ；
v ——汽车运行速度，km/h ；
t ——司机观察反应时间，一般在1.5~2s ，取t=2s ；
J ϕ——计算粘着系数，J ϕ=（0.5~0.6），取J ϕ=0.6，ϕ，取ϕ=0.75； G ω——滚动阻力系数，取G ω=0.030；
i ——道路纵坡，上坡为正值，下坡为负值，为i=8％。

代入数据，得：
上坡时停车视距为：
58.216.9)]08.003.045.0(254/[5.1705.16.3/25.1721=+++⨯⨯+⨯=T S m>20m
；
下坡时停车视距为：
48.226.9)]08.003.045.0(254/[5.1705.16.3/25.1722=+-+⨯⨯+⨯=T S m>20m ；
由于计算的停车视距均大于20m ，所以应取为23m [3]。

会车视距为：
T H S S 2= (2-6)
代入数据，得：
T H S S 2==46m>40m
由于计算的会车视距大于40m ，所以应取为46m [3]。

2.4.4 道路通过能力
道路通行能力与行车线数量、路面质量与状况、汽车运行速度以及安全行车间距有关。

T S K K v N 211000⨯⨯⨯= (2-7)
式中：N ——道路通过能力，辆/h ；
v ——汽车运行速度，km/h ；
K 1——与挖掘机数量有关的运行不均衡系数，取K 1=0.75；
2K ——考虑会车、交叉口及制动等因素的安全系数，一般2K =0.34～0.38，取2K =0.35；
T S ——停车视距，m 。

代入数据，得：
23
35.075.05.171000⨯⨯⨯=
N =199.7≈200辆/h 。

2.4.5 道路宽度计算 设计公路为矿山三级公路，所以，查表1-3-26[1]得，公路宽度13.5m 。

又因道路宽度与车宽、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：
=
2y
+
B (2-8)
x
b
2+
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，35
+
x⨯
==0.73m。

17
.0
.0
016
代入数据，得：
⨯
2=
+
=
.4
B<13.5m，取13.5m
⨯
+
73
85
43
m
12
.
1
.0
2
综上所述，设计公路宽度为13.5m。

2.5 矿山运输能力
塔东铁矿年运量为1500万吨。

第3章露天开采境界的确定
3.1 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
3.2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有：
(1).自然因素。

包括矿床埋藏情况、矿岩性质、地形、工程地质和水文地质以及矿石品位；
(2).技术组织因素。

包括技术水平、装备水平及道路情况；
(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，开采过程中矿石的贫化和损失，以及国民经济发展需要等。

3.3 露天开采境界确定的主要程序及主要参数的确定
3.3.1 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jh j n n )的原则确定合理开采深度，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=9～11，初选最终边坡角为45°[2]；
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j n 与开采深度H 绘成关系曲线，再画出代表经济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3-1 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460m ，根据地形地质图，确定最大开采深度为290m 。

3.3.2 最小底宽
露天矿最小底宽：采用回返式调车时，最小底宽为
)5.0(2min min e b R B c c ++= (3-1)
式中：min c R ——汽车最小转弯半径，m ；
c b ——汽车宽度，m ；
e ——汽车距边坡的安全距离，m 。

代入数据，得：
min B m 85.27)185.45.05.10(2=+⨯+⨯=<30m,取min B ≥30m 。

3.3.3 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：
γ⨯=V Q (3-2)
式中：V ——矿石体积，m 3；
γ——矿岩容重，t/ m 3。

(2).采用垂直断面法计算储量
1).计算原则为[1]：
①当两相邻对应断面面积之差与大面积之比小于40%时，即
%
40121<-S S S 时，采用梯形公式计算体积： L S S V )(2121+= (3-3)
②当两相邻对应断面面积之差与大面积之比大于40%时，即
%
4012
1>-S S S 时，采用截锥体积： L S S S S V )(212121++= (3-4)
③当一个断面向一端作楔形时，采用楔形公式计算体积：
L S V ⨯=121 (3-5)
④当一个断面向一端作点时，采用锥形公式计算体积：
L S V ⨯=13
1 (3-6)
以上各式中：V －矿体体积；
S 1－面积大者的面积；
S 2－面积小者的面积； Ｌ－勘探线之间的距离；从地形地质图中量得L=100m 。

2).各勘探线间分段体积及矿量计算
上边界—7：则L S V ⨯=13
1=860199m 3； 7－5：因%4061.01
21>=-S S S ，则L S S S S V )(212121++==2598496.8m 3； 5－3：因%4059.01
21>=-S S S ，则L S S S S V )(212121++==2524020.0 m 3； 3－1：因%401
21<-S S S ，则=+=L S S V )(21212316649.5 m 3； 1－0：因%4071.01
21>=-S S S ，则L S S S S V )(212121++==1983568.8 m 3； 0－2：因
%40121<-S S S ，则=+=L S S V )(2121665799.5 m 3； 2－下边界：则L S V ⨯=13
1=233332.7 m 3。

V =11182066 m 3；
γ⨯=V Q =35782611t 。

各勘探线范围矿石体积及矿石重量见表3-1。

表3-1 各勘探线范围矿石体积及矿石重量
该矿山生产能力为250万t/a ，故服务年限N=35782611÷2500000=14.31年，最终确定服务年限为15年。

3.3.4露天矿台阶要素与最终边坡角验算
台阶高度设计为15m ，选择的汽车车宽4.85m ，清扫平台宽度为10m ，每隔两个安全平台设置一个清扫平台，安全平台宽为5m ，查表1-2-38采矿场内运输平台宽度表[1]，选取运输平台宽为19.5m ；出入沟坡度为8%；查表5-7台阶坡面角参考资料[3] ，选取台阶坡面角取为75°。

露天矿最终边坡角按下式进行验算：
])cot ([tan 211111b a h h n n n n ∑+∑+⨯∑∑=αβ (3-7)
式中：β——最终边坡角，度；
n ——台阶数目；
h ——台阶高度，m ；
α——台阶坡面角，度；
a ——安全平台的宽度，m ；
b ——清扫平台的宽度，m 。

代入数据，得：
βtan ()10751375cot 15202900⨯+⨯+⨯⨯==1.35，即048.53=β
因β=53.48°>48°，即选取的最终边坡角48°是合理的。

3.3.5 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；
3.3.6 绘制露天矿开采终了平面图
根据设计所确定的出入沟方位(依据图纸情况指定)、参数(包括联络平台参数)、运输设备规格，进行开拓坑道定线。

本矿山属于凹陷露天矿，由于矿山外部公路未知，所以，出入沟方位在图中任选以合理位置进入采矿场，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460m ，最高一个台阶标高为760m 。

从底部周界开始，开采深度300m ，按设计的边坡组成要素，在1#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)。

3.3.7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3-2 各勘探线范围矿石体积及矿石重量
所以，平均剥采比为：p n =46152360÷11182066=4.127 m 3/m 3，p n jh n <=5 m 3/m 3，所以设计合理，不需修改设计方案。

第4章 穿孔爆破
4.1 穿孔工作
4.1.1穿孔设备选择
本矿山的年产量是250万t, ，属于大型型露天矿，矿山采用KY-250A 型牙轮钻机 [2]，该牙轮钻机的特征参数见表4-1。

表4-1 KY-250A 牙轮钻机技术特征参数[2]
4.1.2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：
ηb 6.0vT A =
(4-1) 式中：A ——钻机台班生产能力, m/台·班；
v ——钻机的机械钻进速度，cm/min ；Df Pn
v ⨯⨯=3108.975.3；
T b ——班工作时间，h ；
η——工作时间利用系数，0.4~0.5，取0.5。

代入数据，得：
6045.0885.276.0=⨯⨯⨯=A m/台·班
(2).钻机工作台数
1
2mnABK Q
K N =
(4-2) 式中：N ——钻机工作台数；台；
K 1——成孔率，一般为0.9～0.95，取0.9；
K 2——产量不均衡系数，一般为1.10～1.15，取1.15；
Q ——矿山每年需要钻孔爆破的矿岩总量；1500万t/a ；
A ——钻机实际台班生产能力，m/台.班；
B ——每米钻孔爆破量，t/m ，内比取120 t/m ；
n ——每天工作班数；3班；
m ——钻机年工作天数；取310天；
代入数据，得：
374.29.01206033101500000015.1≈=⨯⨯⨯⨯⨯=
N 台 (2).钻机在册台数
3K N N =' (4-3)
式中：N ——钻机工作台数
K 3——钻机作业率，潜孔钻机为0.45~0.65，取0.65。

代入数据，得：
56.465
.03≈=='N 台 4.2 爆破工作
4.2.1 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孔起爆技术，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。

4.2.2 爆破材料
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。

4.2.3 钻孔形式和布孔方式
钻孔形式：由于选用的是牙轮钻机，故可选用垂直孔。

布孔方式：多排孔矩形布置。

4.2.4 爆破参数的确定[2]
(1) 炮孔直径D
根据钻孔设备取D=220mm ； (2).倾斜孔抵抗线W
①按底盘抵抗线W 与台阶高度h 的关系确定：
W=(0.6~0.9)h
(4-4)
式中：W ——底盘抵抗线，m ；
h ——台阶高度，m 。

代入数据，得：
156.0⨯=W =9m
②按钻孔直径D 确定底盘抵抗线W [5]：
KD W =
(4-5)
式中：K ——与炮孔倾角、岩石硬度、作业条件有关的系数，一般取25~45，取32。

代入数据，得：
W=32×0.22=7.04m ，取7m ；
③根据钻孔装药条件计算W ：
qmh
p e q qmq p e W 2)
(h 4)(q 12122--+-=
(4-6)
式中：
e ——钻孔填塞系数，
p ——超钻系数，一般取0.15~0.35，取0.20；
m ——钻孔邻近系数，m=0.8~1.4，取1； q ——单位炸药消耗量[1]，kg/m 3，取0.5kg/m 3；
1q ——每米炮孔装药量，kg/m ，25kg/m 。

15
15.0220.075.025152515.0420.075.05.022
2⨯⨯⨯-⨯-⨯⨯⨯⨯+-⨯=
）
（）（W
=7.01m ，取7m 。

按以上三种条件计算结果，取最小值W=7m ，并按作业安全条件验算。

④按作业安全条件验算：
c hctg +≥αW =m 8.675.227.015=+⨯
(4-7)
式中：c ——钻孔中心至台阶坡顶线的安全距离，一般m c 3~5.2≥；7m>6.8m ，显然满足安全要求，所以选取底盘抵抗线7m 。

(2). 孔距a 、排距b 和临近系数m 排距b=W=7m
第一排孔孔距：
W m a 11=
(4-8) 后排孔孔距:
b m a 22=
(4-9)
式中：1a ——前排炮孔的间距，m ； 2a ——后排炮孔的间距，m ；
1m ——前排炮孔邻近系数，取1m =0.9； 2m ——后排炮孔邻近系数，取2m =1.16。

代入数据，得：
63.679.01≈=⨯=a m 812.8716.12≈=⨯=a m
(3).钻孔超深L ′：
L ′=(0.13~0.35)W (4-10)
代入数据，得：
75.1725.0=⨯='L m
(4).充填长度
eW L =2
(4-11)
式中：e ——充填系数，垂直孔e =0.7～0.8，取0.8。

代入数据，得：
66.578.02≈=⨯=L m
(5). 炸药单位消耗量q 和每孔装药量Q
根据矿岩的坚固性系数f =9~11，选取炸药的单耗q =0.5 kg/m 3。

每孔装药量Q 的确定： 前排孔：
Wh qa Q 11= (4-12) 后排孔：
t 22bh qa Q =
(4-13)
式中：t ——后排孔药量增加系数，t=1.1～1.2。

代入数据，得：
31515765.01=⨯⨯⨯=Q kg 4621.115785.02=⨯⨯⨯⨯=Q kg
(6).装药量验算
4
21∆='d L Q π
(4-14)
式中：Q '——装药量验算值，kg ； ∆——装药密度，kg/dm 3，乳化炸药取1.1kg/m 3
；
L 1——装药长度，m 。

代入数据，得：
7.4694
15.11022075.1032=⨯⨯⨯⨯='-πQ kg
Q '大于1Q ，也大于2Q ，所以满足装药要求，无需修改参数。

4.2.5 装药、填塞、起爆方法
装药结构图，如图4-1。

图4-1 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：导爆管起爆法。

采用的是逐孔起爆技术。

4.2.6 爆破网路设计
孔内装两发雷管，延期时间为400ms 。

孔间延期时间为17ms 和25ms ，排间延期时间为42ms 和65ms 。

起爆方式采用“V”形起爆，相邻分段被爆岩体相互产生挤压破碎较充分，爆破效果很好，爆堆也较集中。

“V”形起爆方案首先使中间一排掏槽孔起爆，
形成一条沟状自有面，然后再起爆两侧各排钻孔。

“V”形起爆方案，减小了爆破岩体时的夹制作用，提高了破岩效率。

爆破网路图见4-2。

图4-2 爆破网路图
在露天矿山生产中，(台阶)深孔爆破后，一般会产生一些块度超过规定尺寸的矿岩块。

对这些不合要求的矿岩块，一般还要采用浅眼爆破、裸露药包爆破或液压锤进行二次破碎。

4.2.7一次爆破量的确定
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，要求工作面每次爆破的矿岩量，至少保证挖掘设备5~10个昼夜的采装要求。

t
k
2A Q
(4-15) 式中：
A ——年采年采剥量15000000t/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：
32m 192032310
8
315000000=⨯÷=
Q
所以一次爆破方量为192032m 3。

.
第5章 开采工艺
5.1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。

采用开段沟沿菜场走向纵向布置，工作线垂直走向推进。

5.2挖掘机选择及其数量
5.2.1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-8矿用单钭正产式挖掘机，WK-8的性能参数如下（表2-1WK-8的性能参数）。

表2-1 WK-8的性能参数[6]
5.2.2挖掘机数量确定
根据矿山所需挖掘机台数公式[1]
：
a
Q A
N =
(5-1) 式中：
A ——年采剥量，⨯104m 3/a ； N ——挖掘机台数，台；
a Q ——挖掘机台年效率，⨯104m 3/a 。

代入数据得:
6.31014010315004
4
=⨯⨯÷=N 台，取4台。

5.3采区长度与采区宽度的确定
5.3.1采区长度Lc
划归一台挖掘机采掘的台阶工作线长度叫采区长度。

采区长度的具体值视需要与可能，根据穿爆与采装的配合，各水平工作线的长度、矿岩分布和矿石品级变化，台阶计划开采强度以及运输方式等条件来确定。

采区的最小长度应满足挖掘机正常作业。

运输方式对采区长度有重大影响。

当采用汽车运输时，由于各生产工艺之间配合灵活，采区长度可以缩短，所以，选取采区长度250m 。

5.3.2采掘带宽度bc
采用汽车运输时采掘设备在平面上沿采掘带长度移动的中心线经常变化，采掘带宽度可大可小，为了充分利用采掘设备的工作参数，使汽车位于挖掘机两侧装车，采掘带宽度大于30m 。

第6章课程设计总结
通过这次采矿学Ⅱ课程设计，我收获颇丰，对露天矿山开采设计的过程有了更进一步的掌握，重新系统地构架了自己的专业知识网。

但同时，我也深刻地认识到，自己的专业知识还是不够扎实，在设计过程中，遇到了许多问题，花费的时间也比较多。

总结起来，问题主要是对一些概念的理解不够透彻以及对露天开采缺乏整体和系统的总结。

这次课程设计对我来说也起了查漏补缺的作用，在今后的学习中，自己要根据发现的这些问题加强专业知识的构架。

在此次课程设计中，得到了老师的大力帮助和指导，非常感谢老师！
参考文献
[1] 采矿设计手册编委会﹒采矿设计手册(2)[M]﹒中国建筑工业出版社，1987﹒
[2] 宁恩渐﹒采掘机械[M]﹒冶金工业出版社，2008﹒
[3] 李宝祥﹒金属矿床露天开采[M]﹒西南科技大学三江印务公司，2009﹒
[4] 郭学彬，张继春主编﹒爆破工程[M]﹒人民交通出版社，2007﹒
[5] 韦爱勇主编﹒控制爆破技术[M]﹒电子科技大学出版社﹒2009，8﹒
[6] ﹒[EB/OL]﹒。