XX集团有限公司三矿区初步设计.doc

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1、XX集团有限公司三矿区开发利用初步设计一、 设计依据1.1 设计依据（1）2002年7月11日XX集团有限公司计划部所发的设计委托书（2002年第31号）委托XXXX工程设计研究总院进行三矿区开发利用初步设计工作。（2）2002年6月28日XX集团有限公司经理办公会会议纪要（2002年第20期）。（3）2002年6月24日XX集团有限公司矿山部所发的矿区开发利用方案建议。（4）2002年11月XX集团有限公司计划部XX公司关于矿山工程设计有关问题的函1.2 地质资源条件三矿区位于一矿区以西，为一矿区含矿岩体的NW延伸部分，被成矿后NE向F8断层错断，相对一矿区向南位移约800m。三矿区1960

2、年由XX省地质矿产局XX大队发现，先后进行了两次探矿，并于1965年和1989年分别提交了XXXX县白家咀子铜镍矿第三矿区地质勘探报告和XXXX县白家咀子铜镍矿第三矿区主矿体上盘交代型富矿体补充勘探报告，此报告为本次可行性研究设计地质资源的主要依据。矿体位于大背儿泉沟的出口,洪积扇顶端下部,是一个隐伏矿床。三矿区于1965年完成勘探,1989年完成补充勘探。1966年XX储量委员会批准的表内矿储量为32776550t, 镍金属量216797t,铜金属量145128t,矿石平均品位为Ni 0.66%，Cu0.44%。可研和本次设计利用英国矿物工业计算有限公司的Datamine软件建立矿床地质模型

3、，计算储量。计算的表内矿全部储量为：矿石储量 32585710t镍金属量 214381t铜金属量 144474t平均品位Ni 0.66%；Cu 0.44%1.3 外部建设条件（1）供水条件 XX公司水源来自XX峡和皇城滩水库，XX公司总水源位于XX市工农联合渠道旁的迎山坡净化站，处理能力为24万m3/d，由3条DN800、1条DN400管线经约24km长输送至18km百家嘴净化站,再由该站经净化配送至用户，目前实际用水量为1820万m3/d。百家嘴净化站标高约为1580m。三矿区的供水可从一矿区DN500生产水管变径去原中位水池的DN300水管线上接管，该处标高约为1685m。（2）供电条件

4、三矿区可以考虑的电源如下： 距三矿区约2.3km处有一座35kV变电所，即5#变电所。原设计主变为两台10MVA变压器，其中一台已更换为16MVA变压器，据XX公司介绍，冬季晚高峰负荷为29MW，拟将另一台主变更换为20MVA变压器，该变电所双回35kV电源引自电力部门所属的白家咀110kV变电所，两回35kV线路已改为双回路共架铁塔，导线为LGJ-185，线路距离约3.34km，XX公司将此两回线路各编号为3513线、3514线，但据公司机动处介绍，5#变电所的容量不够。 白家咀110kV变电所至已停产的特钢厂的一回35kV铁塔线路，导线为LGJ-150，2.7km，线路编号为3517线。

5、白家咀110kV变电所现装设三台63MVA三绕组主变，二次电压为35kV及6kV，其110kV电源引自河西堡330kVXX变电站，负荷在70MW左右，有较大的供电能力。白家咀110kV变电所目前无35kV备用出线间隔。（3）交通运输XX集团有限公司位于XXXX市，公司有一套完整的内、外部铁路运输系统。外部年运量达200万吨。三矿区建成投产后，将新增年进出运量25000吨。因此，内、外部运输能力均无问题。三矿区工业场地距现有公路1.6km，公路建成后交通非常方便。总之，XX公司基础设施齐全，新增水、电、交通等均可利用现有设施，项目建设条件良好。二、 设计基本原则设计的原则主要是贯彻XX集团有限公

6、司经理办公会会议纪要（2002年第20期）的精神和公司矿山部所发的矿区开发利用方案建议的要求，以及在设计结合中达成的共识。主要有：（1）开拓方案要兼顾龙首矿西部贫矿的开采；（2）中段运输按有轨运输设计；（3）井筒一次开拓到1280m水平，生产期间不再考虑延深；（4）井下排水方式、能力及地表防洪防汛设计计算要稳妥可靠；（5）地表运输系统要简单、适用、可靠；（6）增加矿区附近无可利用的必要设施，但生活及机加工设施可不予考虑；（7）设计中应充分考虑F1断层对工程的影响。三、 主要设计方案3.1 可行性研究报告设计方案简述受XX集团有限公司的委托，我院于2002年5月完成了XX三矿区开发利用可行性研究

7、报告，并于6月由XX集团有限公司组织进行了评估。根据公司的要求，可研设计只考虑三矿区。可行性研究的主要方案是：（1）开采方案。经过对露采和地采的详细技术经济比较，确定采用全地下开采方案。生产规模为矿石5000t/d。（2）采矿方法。设计选择了铲运机出矿的自然崩落法，具有生产成本低、生产效率高的特点。中段高度为100m。拉底层采用普通中深孔凿岩机凿岩，出矿采用斗容4m3的铲运机。58#矿体则暂推荐采用锚杆支护的浅孔留矿法。（3）开拓运输系统。经过多方案比较论证，推荐采用主副井、辅助斜坡道开拓方案，主副井布置在矿体下盘，斜坡道从露天坑进入井下。主井提升矿石和废石。中段运输则为两个中段集中运输方案，

8、采用14t电机车双机牵引10辆6m3的底侧卸式矿车运输矿石和废石。（4）由于矿体处于大背儿泉沟的出口，开采将引起地表塌陷，因此在大背儿泉沟和小背儿泉沟分别设拦洪坝，以及排洪隧洞。（5）总图。采矿工业场地布置在矿体下盘。地表不设机加工设施。矿石通过胶带（长1420m）输送到矿石转运站，由火车送至选厂。新增铁路800m。3.2 建设规模和服务年限可研所确定的生产规模为矿石为5000t/d，此规模得到了评估会专家的认可。根据矿体赋存条件，各中段的储量、以及所采用的采矿方法，仍确定建设规模为矿石5000t/d（165万t/a）。1270 m 以上的服务年限为17.2 a，由于矿体在1050 m以下尚未

9、封口，因此1270 m 以下还可服务多年。3.3 采 矿3.3.1 开采范围及开采技术条件3.3.1.1 开采范围三矿区位于大背儿泉沟的出口，洪积扇顶端下部，是一个隐伏矿床。矿区东北方向是一矿区露采的排土场，堆积了大量的废石，北部出口外是戈壁滩。矿区周围无森林、草原等有价资源，地表允许崩落。设计的开采范围为三矿区的主要矿体，主要有1#、12#、18#和58#矿体，其中12#、18#矿体赋存在1#矿体的下盘，和1#矿体一同回采。58#矿体是富矿体，平均品位Ni1.86 %、Cu1.47%，需单独回采。根据所选择的采矿方法自然崩落法，确定的中段高度为100m，前期开采1270m以上的矿体，即157

10、0m、1470m、1370m、1270m四个中段。根据矿岩的物理力学性质，结合二矿区所做的一些科研成果，以及国内外的经验，采区边界最小控制宽度不小于40m，对1570m中段圈定了可采储量。58#矿体按中段高50m划分中段。3.3.1.2 开采技术条件矿区共有60个矿体，其中1#矿体规模最大，镍金属量占全矿区的86%，走向长463m，延深600多米，矿体厚度东部为100150m ，中间28m，北部逐渐增大到86m，矿体走向北西，倾角6070，上部较缓，为3765。矿体埋藏较浅，覆盖层厚度为4050m，之下为氧化矿带，厚4050m；之下为混合矿带，厚度不一，约1020m，但4线处较厚，达110m。

11、其次的矿体为12#、18#、58#矿体，12#、18#紧靠矿体下盘。58#矿体位于矿体上盘，走向长250m，厚度010m，倾角为71。赋存标高为1677m1505m，平均品位Ni1.86%，Cu1.47%，是本矿区最富的矿体。F1断层位于矿区范围之外的北部戈壁滩中，走向北西70，延长约200km，向南西倾斜，倾角4656。在一矿区的西端受F8断层影响，走向转为北东的一段，倾角大于80或直立，至三矿区北侧被第四系覆盖，据推断F1应在距离矿体底盘620m以外通过并继续向北西方向延伸。F1断层不但使其两侧岩石破碎，对开采不利，最重要的是第三纪以来，由于它不断活动，对地面工程稳定性有很大危害。F1断层

12、离矿体虽然有620m左右，对采矿影响不是太大，但对开拓工程（如井筒）的布置影响较大。F8断层在矿区东部4行附近通过，走向北东，倾向南东，倾角8085。断层破碎带宽度1532m，对矿体有一定的破坏作用。矿体及顶底板围岩的稳定性： （1）矿体及顶底板围岩 按岩石在空间分布上的破碎程度，分四带综合如下： 含矿超基性岩及母岩较稳定带：一般岩心完整，坑道稳定，仅在局部地段节理发育形成12m的破碎带。 边缘绿泥石片岩软弱搓碎带：沿矿体顶底板与围岩接触带上分布。由绿泥石片岩、边缘透闪石、蛇纹石片岩、混合岩、黑云母片麻岩及蚀变大理岩组成。软弱搓碎带宽度不等，岩石常因侵入挤压破碎，节理、片理发育，含水26m3/

13、h，易滑片冒不稳定。 矿体底板混合岩破碎带。与边缘搓碎带接触，但二者界限不清。主要由大理岩、黑云母片麻岩、云母石英片岩、石墨片岩等组成，并有大量侵入岩，如伟晶质花岗岩、斜长角闪岩、白岗岩、煌斑岩、辉绿岩等。在岩性上软硬不均，在形态上它们相互重叠穿插注入，形成顺层混合岩与分枝混合岩或角砾状混合岩。在空间分布上很不稳定，多组节理交叉，岩石十分破碎。同时从一矿区探矿证明，这类岩石很不稳定。 断层破碎带：对采矿直接影响的是F8断层和它的破碎带，影响范围为6行的顶板和5行以东的全部。断层泥、断层角砾岩带宽1532m，主要由褐黄色片岩、片麻岩、大理岩及超基性岩碎块组成。预计当开采形成人为空间后，在上部潜水

14、高压作用下，会自然冒落，并造成突然涌水。在断层角砾岩带两侧约74m范围内，是它的挤压破碎带。总之，从构造、岩性和一矿区开采实际分析，含矿超基性岩及其母岩是矿区内比较稳定的岩层，矿床底板混合岩次之，边缘绿泥石片岩软弱带和断层破碎带工程地质条件不良。（2）第四系松散岩层在矿区分布很广，厚度0183 m，岩性以冲积、洪积为主，变化甚不规律。3.3.2 采矿方法3.3.2.1 采矿方法的选择三矿区主要矿体为1#矿体，总矿量为3025.7万t矿石，品位Ni0.61% ,Cu0.4%，占全矿区总矿量的92.9%，12#、18#矿体品位高一些，但矿量较少，分别为38.9万t和165.8万t。总的说来矿石品位

15、低，矿岩破碎、稳固性差，地表允许塌陷。因此适合于采用崩落法开采。自然崩落法在我国已经有了十多年的生产实践经验。铜矿峪矿十多年的生产经验证明，自然崩落法是一种低成本、高效率的采矿方法，是解决贫矿开采的一条最好的途径。从整个XX矿区和三矿区的矿岩情况看，矿体比较厚大，节理裂隙发育，矿岩具有良好的可崩性能,据初步分析，其可崩性条件比铜矿峪的条件要好得多。可行性研究中推荐采用铲运机出矿的自然崩落法，得到了可研评估专家的认可。本次设计又对矿体的赋存条件和矿岩性质进行了研究，认为采用自然崩落法是可行的。因此本次设计仍推荐三矿区的主矿体（包括1#、12#、18#矿体）采用铲运机出矿的自然崩落法。也由于目前尚

16、未有巷道揭露矿体，无法进行岩石力学研究工作，因此对自然崩落法的结构参数不能最终确定，本次设计只能根据目前掌握的情况暂定结构参数，待岩石力学工作做完后最后确定采场结构参数。58#矿体离1#矿体最近处约140m，矿体厚度为010m ,处于矿体的上盘，在8线上下盘围岩是大理岩，在10线上下盘围岩是均质混合岩，从地质报告上看，大理岩组和混合岩组的稳定性都较差。58#矿体是富矿体，如不回采，势必造成资源损失，因此必须在1570中段回采的同时回采，并须尽快结束回采工作。本次设计暂推荐浅孔留矿法，电耙出矿，锚杆护顶。在岩石揭露后，可根据矿体和围岩的稳固程度来最后确定采矿方法。 对于主矿体边部难以用自然崩落法

17、回采的部分，若品位较高，则可以采用无底柱分段崩落法或有底柱崩落法回收。1370、1270中段北部矿体厚度较小，今后也需采用无底柱或有底柱崩落法回采。3.3.2.2 主矿体回采工艺及设备选择 主矿体矿块构成（以1570中段为例作说明）每个中段的作业水平有主层出矿水平（分别为1554m、1454m、1354m、1254m）、拉底水平（分别为1570m、1470m、1370m、1270m）、副层、运输水平（分别为1430m、1220m）。运输水平是两个中段共用。（1）中段高度的确定 三矿区矿体厚度偏小，上部倾角较缓，如中段高度过大则势必矿石损失贫化率大，因此根据经验，确定中段高度为100m。（2）主

18、层出矿水平根据矿岩物理力学性质、所确定的中段高度，结合国外矿山和铜矿峪矿的经验，确定放矿点间距为1212m。出矿穿脉垂直矿体走向布置，间距24m，装矿进路间距12m，装矿口相向布置，装矿进路与出矿穿脉成60的夹角。聚矿沟巷道和装矿进路之间则采用折线型布置。在矿体的下盘脉外布置沿走向的铲运机运输巷道，巷道净断面尺寸为4.13.7m。出矿穿脉、装矿进路、脉外运输巷道均采用200mm厚的混凝土路面。 采场溜井布置在下盘脉外运输巷道的外侧，溜井净直径为3.5m，溜井口设格筛，合格块度为800900mm。共设5个中段矿石溜井。 废石溜井布置在矿体下盘中部，设1个废石溜井。出渣时由铲运机将废石铲至废石溜井

19、中。矿体上盘布置脉外回风巷道，污风原则上通过上盘回风巷道，回到风井，排出地表。（3）拉底水平拉底方式与采用的中深孔凿岩设备有关。本次设计选择铜陵有色精升矿冶设备制造公司研制生产的T-100型钻机，该钻机能打360环形孔，台班效率达到40m/台班。拉底水平位于出矿水平之上16m。拉底巷道垂直走向布置，对应在主层出矿穿脉之上，拉底巷道的间距为24m，巷道规格为3.23.2m，满足中深孔凿岩台车作业的要求。拉槽巷道布置矿体底盘开采边界，沿走向布置。在1570m副层掘一条联络道和拉底水平联通。（4）割帮工程为了释放妨碍崩落的水平应力，使周边的压剪应力区变成拉应力区，并削弱崩落岩体成拱所必要的拱脚部分的

20、岩体，安排适当的割帮。割帮巷道布置在出矿水平以上16m ,即1570m水平。割帮巷道主要布置在采区的上盘、侧翼的转折部位的边界线上，割帮平巷规格为3.23.2m,沿割帮巷道中心线施工上向平行炮孔进行预裂，预裂天井规格为22m,高度为20m，间距为2540m。主层采区侧翼及东南角下盘在1570m和1590m水平布置割帮道各为302m，预裂天井各为16个，预裂高度为40m；主层上盘、南侧翼在1570m水平布置割帮道382m，预裂天井12个，预裂高度为20m；副层割帮道总计142m，预裂天井6个，预裂高度均为20m。在岩石力学工作完成后，割帮工程的数量和位置可根据实际情况作适当调整。（5）切割拉槽本

21、次设计的拉底工程位于出矿水平之上16m，即1570m水平。拉底巷道垂直走向布置，在主层出矿穿脉之上，间距为24m，巷道规格为3.23.2m。在矿体下盘沿拉底边界布置拉槽平巷及拉槽井，拉槽井规格为22m,高度为13m，间距为912m。（6）副层由于矿体一些区段下盘倾角较缓，为了回收主层采场外的下盘矿石，在矿体下盘布置了三个副层，即1574m、1594m、1614m副层。出矿巷道沿走向布置，其它布置和主层基本上相同。在下盘设一条采准斜坡道，将各副层和主层连通。采准斜坡道长约586m，净断面尺寸为4.13.7m。 主矿体回采工作及设备选择由于1570m中段8线处矿体厚度小，使得整个中段须分成东西两块

22、，各自形成崩落区，西部从11线向东回采，东部从东向西回采。（1）拉底切割拉底采用T-100潜孔钻机（配VW-4.7/5-16空气增压机）打扇形中深孔，孔径70mm，拉底高度7m ,中深孔排距为1.82m 。拉底工作从下盘向上盘后退式进行。采用BQF-100型压气装药器装填粒状硝铵炸药，采用非电导爆雷管加导爆索起爆。为了保证拉底质量，在一条拉底平巷中同时爆破的扇形孔不超过23 排。主层和副层的聚矿沟的形成也采用T-100潜孔钻机凿岩,或采用YGZ-90凿岩机凿岩，采用BQF-100型装药器装药。T-100潜孔钻机的效率取为40m/台班，工作 2台，备用1台，共3台。另选用2台YGZ-90凿岩机，

23、用于不便于用T-100潜孔钻机作业的地方。（2）出矿主副层出矿均采用XX公司生产的斗容4m3的JCCY-4型柴油铲运机出矿，运载能力为8t。生产效率取为450t/台班。取N=4台，备用3台，共7台。备用的3台设备应分期提供，初期只需12台即可。出矿设备是采矿的关键设备，必须保证性能可靠。XX公司生产的斗容4m3的JCCY-4型柴油铲运机已经生产了几台，但还没有大量应用，因此该机型还需进一步改进，使之真正成为适用的设备，否则应引进同类型的进口设备如Atlas Copco 公司生产的ST-1010铲运机。对副层，出矿设备今后可根据实际情况改选电动铲运机，以减少废气污染。（3）采场二次破碎本次设计确

24、定合格块度为小于800900mm，即溜井上设900900mm的格筛。大块可在放矿口进行二次破碎，也可用铲运机将大块搬运到指定位置集中破碎。二次破碎暂选用YT-28凿岩机在大块上打眼放炮，严格控制裸露药包放炮。根据设计结合的意见，选用两台固定式液压破碎锤，在溜井口进行大块的破碎。选择芬兰Rammer公司生产的液压破碎锤，冲击锤型号为E64，臂型号为C330。（4）放矿管理 放矿速度本次设计推荐的放矿速度为0.21m/d。 放矿控制为了达到均匀放矿，就必须按计划严格控制从每一个放矿点放出的矿量。一般要求废石和矿石的接触面倾角在4050之间，且基本保持这一角度连续推进。（5）采区通风风流从副井、辅助

25、斜坡道进来后进入下盘沿脉巷道，冲洗穿脉进路后，至上盘回风道，然后至风井石门，回到回风井。副层新鲜风流从副层采区斜坡道进入副层，冲洗工作面后回到1554m水平，随主层污风汇入总回风系统。（6）主要掘进设备和运输设备根据开采工艺，巷道掘进采用YT-28凿岩机凿岩。对无轨巷道，采用斗容2m3的JCCY-2型柴油铲运机出碴，主要用于主层、副层、拉底层、斜坡道的掘进。共选用JCCY-2型柴油铲运机3台工作，1台备用，共4台。废石由铲运机铲运至位于矿体下盘中部的废石溜井中。其它有轨巷道或不适宜用铲运机出渣的地方，则采用Z-30电动装岩机出渣。3.3.2.3 58#矿体回采工艺采场沿走向布置，矿块长50m，

26、宽为矿体厚度，高度为50m。矿块分矿房、矿柱，矿房长43m ,矿柱长7m。底柱高为1012。采用漏斗底部结构，底部布置电耙道和溜矿井，漏斗间距为78m。采场两端布置人行通风天井。凿岩采用YSP45凿岩机打上向平行孔，每个采场配备1台YSP45凿岩机。炮孔前倾7585,孔径38mm，网度约11m，孔深2m，采高1.8m，采用卷状硝铵炸药，采用非电导爆雷管起爆，每次爆34排，整个工作面呈梯段退采。放炮完毕后即进行通风，通风采用局扇辅助通风。通风后进行采场放矿。采用2DPJ-30型电耙出矿，电耙将矿石耙至溜井内，矿石经振动放矿机装至矿车中运走。每次爆破后放出约1/3的矿石，余下的留待采场回采作业全部

27、完成后进行大量出矿。放矿前进行安全检查，清除采场中的松石，并对两帮及顶板进行必要的支护，一般采用锚杆或加金属网支护。之后出矿并平整采场。在中段的矿房采完后可根据情况对矿柱进行回收或不回收处理。如矿柱厚大，则在有条件时可一次崩落回收；如矿柱厚度小，则作为永久损失。3.3.2.4 矿石损失、贫化三矿区矿体位于含矿超基性岩中，围岩（超基性岩）含有品位，并且矿体上盘有大量的表外矿（Ni品位0.30.5%），因此矿石的损失率取为12%、贫化率12%。1570m中段单独计算了可采矿量（见表5-1），矿量中已经包含了一同采出的表外矿和夹石，即已经有了一次损失贫化。因此1570m中段采出矿量损失率取为10%，

28、贫化率南部为8%、北部为10%。3.3.2.5 采矿方法主要技术经济指标采矿方法主要技术经济指标见表3-1。表3-1 采矿方法主要技术经济指标序号项 目单 位数 量备 注1全矿总地质储量t32585710Ni品位%0.66Cu品位%0.44其中：1270m以上地质储量t28426789Ni品位%0.6325Cu品位%0.41152首采中段（1570m）可采储量t818984158#矿体可采储量t281553Ni品位%1.86Cu品位%1.47主矿体北部可采储量t3250704含12#、18#矿体Ni品位%0.6163Cu品位%0.4371主矿体南部可采储量t4657584含12#、18#矿体N

29、i品位%0.5116Cu品位%0.33313全矿平均矿石损失率%11.53贫化率%11.474生产规模t/d5000万t/a1655服务年限（1270m以上）a17.5658#矿体采矿方法采场生产能力t/d9030kW电耙出矿58#矿体承担的生产能力t/d300矿石损失率%10矿石贫化率%8作业采场数个3万吨采掘比m3/万t1040其中：采切比m3/万t577开拓比m3/万t4637自然崩落法中深孔凿岩机效率m/班40T-100潜孔钻机铲运机出矿效率t/台班450XX4m3铲运机1570m中段自然崩落法矿体面积m234704其中：主层m224912副层m29792平均采高m81.21平均放矿（

30、崩落）速度m/d0.21起始拉底面积m 25060正常生产拉底面积m2/a7282.3折合为51个出矿口满足5000t/d出矿的面积m29387折合为66个出矿口，利用系数为0.98全矿万吨采掘比m3/万t300.4自然崩落法其中：采切比m3/万t230.0开拓探矿比m3/万t70.4混凝土量m3/万t57.34钻孔量m/万t3419日掘进量m3/d150.2日产废石量t/d284副产矿石量t/d126日混凝土量m3/d28.67日钻孔量m/d170.53.3.3 开拓运输系统3.3.3.1 岩体移动范围根据矿区围岩的特点，结合多年对XX矿区岩体移动的认识，确定岩体移动角为：上盘40，下盘45

31、，侧翼 50。本次设计按1200m圈出了一个完整的移动范围，按1050m水平圈出了部分移动线范围。3.3.3.2 开拓运输方案选择 - 开拓方案的选择（1）基本情况XX集团有限公司对开拓运输方案提出了如下要求： 开拓方案要兼顾龙首矿西部贫矿的开采； 中段运输按有轨运输设计； 主井采用箕斗提升矿石和废石，废石不设破碎系统； 井筒一次开拓到1280m水平，生产部期间不再考虑延深。 根据矿体赋存条件、采矿方法和地表地形情况，所选择的开拓方案主要是主井、副井、辅助斜坡道开拓。对开拓方案影响较大的一个因素是F1断层。F1断层位于三矿区、露天矿和龙首矿区的下盘，据推断，在三矿区、露天矿下盘的倾角约为60,

32、在龙首矿区下盘的倾角约为48，倾向和矿体的倾向基本一致，到目前为止F1断层还没有被真正揭露过。开拓工程必须避开F1断层。（2）龙首西部贫矿 龙首矿18行以东的贫矿已随富矿一起回采，西部贫矿主要指18行以西，即18行至32 行之间的贫矿，18行至28行下盘为富矿，上盘为贫矿，富矿已由龙首矿用下向充填法回采，并带采了部分贫矿。矿体倾角很陡，一般都在70左右，最陡可达8590。根据龙首矿提供的剖面图，西部贫矿厚度在37138m之间，一般在50m以上。矿体保有的储量为38550557t，品位为Ni0.64%，Cu0.38%，Ni金属量247116t，Cu金属量147333t。矿量详见表5-13。龙首矿

33、上部的一矿区，已由露天开采，形成了一个长1280m、宽570m的露天坑，采深最低标高为1520m，东部为1534m。根据龙首矿西采区贫矿的赋存条件和矿岩的物理力学性质，矿体的可崩性应属于较好，并且由于矿体厚大，倾角陡，适合采用自然崩落法回采。因此西采区的贫矿暂按铲运机出矿的自然崩落法考虑。初步考虑中段高度为130140m，主层出矿水平标高为1384m和1244m，两个中段的拉底标高分别为1400m和1260m。三矿区的开拓运输系统兼顾龙首矿的贫矿回采的条件是具备的。为了配合龙首矿的开采，三矿区第二个运输水平的标高设计为1220m（可研为1230m），和龙首1220m中段一致。1220m水平作为

34、联络三矿区和龙首矿的一个主运输水平。三矿区1270m以上服务约17年左右，基建期34年，而龙首矿富矿尚可回采15年以上，也就是说在三矿区要减产时，龙首矿贫矿开始开采衔接比较合适。三矿区和龙首独立开拓的方案需多设一条主井、一套溜破系统，以及卸矿站和车场，地表增加主井井塔和矿仓、一条长400m的皮带和一个矿石转运站。总投资显然较大。因此该方案明显不如兼顾的方案，不予推荐。（3）开拓方案可研中将主井布置在三矿区的下盘，本次设计重点研究了F1断层，由于该断层在一矿区处倾角较缓，可能受F1影响，本次设计将工业场地改在矿区北部侧翼，靠近山坡。结合兼采龙首西部贫矿，主要方案有：方案一：主井在三矿区北部侧翼方

35、案；方案二：主井在龙首矿原工业场地方案。两个方案的副井、辅助斜坡道均布置在三矿区北部侧翼，只是主井位置不一样。方案一：主井和副井相距约70m。1430m运输水平的矿石运至主井旁的卸矿站，卸至主溜井中，经破碎后提升至地表。地表由长1120m的皮带送至矿石转运站，然后由火车运至选厂。新建铁路1km。开采龙首的贫矿时，矿石通过1220m水平由电机车运至三矿区主井，经主井提升至地表。该方案的特点是基建工程量少，但矿石存在反向运输，特别是龙首矿的矿石更是如此。但是在三矿区的东部由于F1断层的影响，很难找到适合的井位，使矿石不出现反向运输。方案二：主井布置在龙首矿现有工业场地，即新1行井和新2行井的东面。

36、距新1行井约156m三矿区。1430m运输水平的矿石卸至中段溜井，然后在1220m水平装矿车，由电机车牵引运至位于主井旁的主溜井，运距2960m。矿石经破碎后由主井提升至地表。在地表经400m长的皮带送至矿石转运站，再经火车送至选厂。该方案不需新修铁路。三矿区的矿石增加了坑内电机车运输的距离（2960m），地表的火车运距比方案减少3840m，矿石不存在反向运输。但它的缺点是1220水平的运输巷道均要拉开，基建工程量大。此外，还存在F1 影响的问题。F1在该处倾角为48，从作图来看，主井须穿过F1断层。但另一方面，新1行井在施工中似乎未碰到F1断层。因此主井位置是否合适目前难以肯定，只有通过工程

37、钻探明后才能定。两方案的技术经济比较见表3-2。表3-2 开拓方案比较表序号项 目单 位(方案一)主井在三矿区北翼方案（即推荐方案）(方案二) 主井在龙首原工业场地方案1基建工程量m3164332209253其中：主井m32024319746副井m32994923842溜破系统m325612260451430m运输水平m363335506711220m运输水平m325193889502废石提升由副井提升由副井提升井下粉矿回收采用副井回收粉矿采用粉矿回收井,新增一套提升设施井下矿石电机车运输m2960(单程)井下铺轨架线m6195皮带运输m1120400铁路运输距离m多3840新增铁路m1000

38、3运输功3.1矿石运量t/d50005000t/a165000016500003.2可比运距(可比部分)矿石地表皮带运输m1120400矿石地表铁路运输m38400矿石坑内铁路运输m29603.3运输功矿石地表皮带运输tkm/a1848000660000矿石地表铁路运输tkm/a63360000矿石坑内铁路运输tkm/a4884000合计tkm/a81840004可比投资主井万元1297.071265.24副井万元1823.831451.91溜破系统万元3560.023620.131430m运输水平万元3796.743037.571220m运输水平万元1773.816262.85井下粉矿回收万

39、元0.00148.00井下铺轨架线万元0.00340.73皮带运输万元454.18232.68新增铁路万元100.000.00合计万元12805.6616359.10方案投资差万元3553.444经营成本(可比部分)矿石地表皮带运输万元/a73.9226.4矿石地表铁路运输万元/a126.720.00矿石坑内铁路运输万元/a0.00170.94合计万元/a200.64197.34经营成本差额万元/a-3.30方 案 一方 案 二5优点1.基建工程量小；2.基建投资小；3.基建时间短；4.管理方便。1.矿石不存在反向运输，对龙首矿贫矿运输更有利。6缺点1.矿石存在反向运输。1.基建工程量大；2.

40、基建投资大；3.基建时间长；4.三矿区矿石井下运距远；5.可能受F1断层影响；6.管理不方便。主井的位置还有另外一个方案,即布置在一矿区(即露天矿)的下盘,距铁路线约190m,该方案优缺点和方案二基本一致，主井位于F1断层的下盘,F1对主井没有影响,但1220m水平的运输道须经过F1断层。设计也不推荐。经过上述综合比较，推荐采用方案一，主井布置在三矿区北部侧翼方案。58#矿体位于主矿体的上盘，须在主矿体回采的同时尽快回采，开拓系统利用主矿体的开拓系统，需要增加的工程有电梯井和侧翼回风斜井。中段高度为50m，主要中段有1654m（回风中段）、1604m、1554m。今后若探矿后矿体有变化，也可调

41、整中段高度。- 运输方案的选择根据铲运机出矿自然崩落法的特点，采场溜井布置在下盘脉外，主运输水平采用有轨电机车、矿车运输，在可行性研究中对有轨运输的两种方案即分中段运输方案和两个中段集中运输方案进行了详细的技术经济比较。本次设计仍推荐两中段集中运输方案。3.3.3.3 开拓运输方案概述(1)主井主井净直径为5.3m，井口标高1738m，井底标高1070m，井深668m。内配14m3双箕斗，主要提升矿石。按照XX集团公司的要求，提升能力要有一定的富裕，并考虑到今后龙首矿的贫矿有可能同时回采，因此提升能力考虑大一些，确定提升能力按7500t/d设计。采用钢丝绳罐道。提升机型号JKM-44()，采用

42、直流电机传动，型号为ZKTD285/67-2000，功率为2000kW。（2）副井副井净直径6.3m，井口标高1738m，井底标高1205m，井深713m。内配42002400双层单罐笼带平衡锤提升，钢丝绳罐道。副井主要提升人员、废石和材料，供风管、供水管、排水管、电缆均布置在副井内，马头门主要有1554m、1454m、1430m、1354m、1254m、1220m、破碎硐室水平（1165m）、皮带道水平（1120m）、粉矿回收道水平（1070m）。提升机型号JKM-2.86()，采用直流电机传动，型号为Z500-3A，功率为617kW。（3）溜破系统破碎硐室设于1165m水平。坑内破碎站的生

43、产能力也和主井提升系统一样，要求留有以后能达到7500t/d的富余能力。矿石的大块尺寸为800900mm，要求破碎后的粒度为不大于250mm。坑内破碎站选用一台1065/150型旋回破碎机，电动机型号为YR450-12，功率250kW，电压6000V。该破碎机的小时处理能力为1000t/h，完成生产任务有较大富余。因为该破碎机的外形尺寸和重量都很大，不能用副井的罐笼下放，所以须在副井井筒装备之前，将破碎站的大型设备用临时提升设施经副井下放到破碎站，而且由于破碎机的动锥更换衬板相对较多，为了少影响生产，破碎机订货时应附带定一个备用动锥。主矿石溜井2条，下部设观察天井。在两个主溜井的底部分别设指状

44、闸门和串联式振动放矿机向破碎机给料，在破碎站内设50/10t的电动双梁桥式起重机用于设备的安装和检修。（4）中段运输有轨运输水平设于1430m水平，分别服务1570、1470两中段，采用穿脉装矿, 运输任务为5000t/d矿石和600t/d废石，矿石采用14t电机车双机牵引11辆6m3底侧卸式矿车运输，2列车同时工作。下一个运输水平设于1220m水平，服务1370m、1270m两中段。设2个矿石卸矿站。运输巷道净断面尺寸为3.43.3m。废石采用7t电机车牵引16个1.2m3固定式矿车运输。矿石从采区矿石溜井下放到1430m之后，在溜井底部设振动放矿机给矿石列车装矿，为了减少装车时间，在每个溜井的底部设2台振动放矿机同时给列车装矿。废石从采区废石溜井下放到1430m之后，在溜井底部设振动放矿机给废石列车装车。废石列车将废石运到副井井口车场，然后由副井提升出地表。矿石列车由7t架线式电机车牵引16辆1.2m3固定式矿车组成，2列车同时工作。1430m主运输中段铺设38kg/m钢轨，轨距762mm，架线电压550V。1