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1、 课 程 设 计课程名称： 金属矿床地下开采课程设计 设计题目： 有底部结构电耙出矿分段空场法 学 院： 专 业： 年 级： 学生姓名： 指导教师： 日 期： 教 务 处 制目 录1 开采技术条件.32 采矿方法的选择.32.1选择采矿方法的基本要求.32.2采矿方法的选择的原则.32.3影响采矿方法选择的主要因素.42.4根据矿床开采技术条件初选采矿方法.52.5技术经济分析.52.6分段矿房法的简述.63 矿块的结构参数.73.1分段高度.73.2采场长度.74 开拓采准.75 采场切割.86 回采工艺.87 顶板管理.98 经济技术指标计算.98.1采切费用计算.108.2 采准系数的计
2、算.108.3采切比的计算.118.4 采切工程量及施工进度计划.118.5落矿参数.128.6 劳动组织形式和作业循环图表.138.7矿房回采时间.148.8矿房回采进度计划.158.9 回采工作的主要技术经济指标计算.159结束语.16参考文献.171 开采技术条件矿石和围岩均稳固，平均厚度12米，倾角45，f=810，矿石体重3.5t/m3。有底部结构电耙出矿分段空场法。2 采矿方法的选择2.1选择采矿方法的基本要求（1）安全。选择的采矿方法必须保证工人在采矿过程中能够安全生产，有良好的作业条件，能使繁重的作业实现机械化；同时也要保证矿山能够安全持续生产，防止采矿引起的地质灾害。（2）矿
3、石贫化小。选择的采矿方法要贫化小，矿石质量高，有利于配矿和矿石质量控制，满足加工部门对矿石质量的要求。（3）矿石回采率高。矿产资源是有限且不能再生的，因此要选择高回采率的采矿方法，以充分利用地下资源。（4）生产效率高。要尽可能选择生产能力大和劳动生产率高的采矿方法。一般以在一个回采阶段布置的矿块数目以能满足矿山生产能力为标准来考虑采矿方法选择。回采矿块所占长度以小于阶段工作线的三分之二为宜。（5）经济效益高。（6）遵守有关法规的要求。采矿方法选择必须遵守矿山安全、环境保护和矿产资源保护等法规的有关规定。2.2采矿方法的选择的原则(1)安全性好这一要求是首要的，是在任何条件下都必须满足的。它包括
4、：保证工人在日常采矿过程中能够安全生产，有良好的作业条件和环境；保证工人在发生坑内灾害时能够及时地撤离危险区；保证安全范围内的地表构筑物不致因采矿方法的影响而损坏；保证坑内各种设备、构筑物、基本巷道在使用中不遭到破坏等。(2)矿石回收率高、矿石贫化率小根据矿床的具体条件所选择的采矿方法，应该是矿石回收率高，能充分利用地下资源。一般要求矿石的工作面回收率在8085%以上，对于稀缺和贵重的非金属矿物开采，则要求有更高的矿石回收率。矿石的贫化率要小，要满足加工部门对矿石质量的要求。(3)矿块生产能力大，工人劳动生产率高要尽量选择生产能力大和工人劳动生产率高的采矿方法。矿块生产能力大小对同时生产的阶段
5、数、矿块数影响很大。一般以一个回采阶段布置的矿块数满足矿山生产能力为标准来考虑采矿方法选择。（4）材料消耗少、采矿成本低要尽量选择材料（特别是木材）消耗少、采矿成本低的采矿方法。尽量选择那些不用木材或少用木材，以及材料能够就地回就近解决的采矿方法。填法的回收率高、贫化率低，但其效率低、成本高。因此，在衡量采矿方法的经济效果时，必须从实际出发，根据具体条件，分清主次，综合考虑。2.3影响采矿方法选择的主要因素（1）矿床地质条件1）矿石和围岩的物理力学性质矿石和围岩的稳固性很重要。它对选择采矿方法有非常重要的影响，因为它决定采场地压管理方法和采场结构参数等。2）矿体产状 矿体产状主要指倾角、厚度和
6、形状等。矿体几何形状以及矿石与围岩接触情况，主要影响矿方法选择。如矿体几何形状规则，矿石与围岩接触明显，宜采用深孔落矿；而当矿体几何形状不规则，矿石与围岩接触不明显时，若采用深孔落矿方法，则可能引起较大的矿石损失和贫化。3）矿石品位及价值 开采国家稀缺或价值高的矿床以及品位较高的富矿时，应选择回收率高、贫化率低、有利于矿物晶体保护的采矿方法；反之，宜采用成本低、效率高、不考虑保护晶体的采矿方法。4）矿体内有用成分的分布及围岩矿物成分5）矿体赋存深度6）矿石和围岩的自燃性与结块性（2）矿床开采技术条件 1）地表允许陷落的可能性它主要影响地压管理方法。如果矿体开采后，在地表移动范围内有河流、森林、
7、铁路或其他重要建筑物而不允许地表陷落时，则不能采用崩落法或采后用崩落围岩处理空区的空场法。 2）生产工艺的技术复杂程度选择采矿方法时，其生产工艺应力求简单可靠、容易掌握、管理方便，对于中小型矿山，这点尤为重要。 3）设备、材料的供应条件选择采矿方法时，必须考虑所需要设备和材料的供应情况。如选用无底柱分段崩落法，就应事先了解装运机和凿岩台车能否供应；选用充填法时，要考虑充填料的种类和来源；选用分层崩落法时，要考虑木材的供应条件等。2.4 根据上述矿床开采技术条件，初步选出可用的采矿方法根据上述条件和要求，首先就技术可能性提出一些采矿方法方案；其次是根据各方案的主要优缺点，淘汰掉具有明显缺点的方案
8、。该矿体为沉积变质似层状矿体，矿体连续性较好，平均厚度为68m，倾角为45，矿石坚固性系数f=810。由于矿石坚固性良好，可爆性好。由于矿体连续性较好，将矿体划分为矿块，按合理的耙运距离划分为几个出矿单元，根据上述矿体的储存条件及采矿技术条件，对可采取用的采矿方法，初选出空场采矿法4种技术上可行的方案，即分段矿房法、阶段矿房法、房柱采矿法、留矿采矿法。2.5对技术可行的4种空场采矿法方案进行技术经济分析。对初选的每个方案，要确定它的主要结构参数，采准切割布置和回采工艺，选择具有代表性的矿块，绘制采矿方法方案的标准图，计算或用类比法选出各方案的下列各项技术经济指标，并据此进行分析比较，从中选优：
9、(1)矿块生产能力；(2)矿石的损失率和贫化率；(3)采准切割工程量及时间；(4)采出矿石的直接成本；(5)采矿工效。这些指标一般不做详细计算，而是根据采矿方法的构成要求，参照类似条件矿山实际资料指标选取。根据该矿的具体条件和开采技术条件，并参考相似矿山的实际经验，对初选的几种采矿方法，分别选取了主要的技术经济指标见表2-1。表2-1 初选采矿方法的各项技术经济指标比较项目单位分段矿房法阶段矿房法房柱采矿法留矿采矿法矿块生产能力矿石贫化率矿石损失率采切工程量采矿工效采矿直接成本t/dm/ktkg/t元/吨20025015202023112.1515020018202432158103.54.1
10、90120102520301520672.33.410015010205101015811.333.5从表中可以明显地看出，四种方案中的分段矿房法在矿块生产能力，矿石损失率、矿石贫化率、采矿直接成本、采矿工效等方面均有明显的优势，而采准工程量相比阶段矿房法、房柱采矿法、留矿采矿法相对的较高。综合题目给的技术经济条件和主要技术经济指标的比较，可以选择分段矿房法为四种采矿法中的最佳方案，所以用沿走向布置的分段矿房法来开采此矿体。2.6分段矿房法的简述分段矿房法是在划分阶段的基础上，再将阶段划分为几个分段，在每个分段水平上布置矿房和矿柱，每个分段形成独立的出矿系统，各分段采下的矿石分别从各分段的出矿
11、巷道运出。分段矿房回采结束后，可立即回采本分段的矿柱并同时处理采空区。连续回采时分段间保留临时顶、底柱或者仅保留临时底柱，从而沿矿体倾斜方向上，划分为条带状的矿房与矿柱，先采矿房，并同时回采矿柱，但前者对后者保持一定的超前距离。非连续回采分段中每隔一定距离留临时间柱，将其划分为若干回采单元，先采矿房，后回采与矿房相邻的间柱，并同时处理采空区，有的时候矿柱留在矿房中不去回采。分段矿房法适用于矿石和围岩中等稳固以上的倾斜和急倾斜厚矿体。由于分段回采，可使用高效率的无轨装运设备，应用时灵活性大，回采强度高。同时，分段矿房采完后，允许立即回采矿柱和处理采空区，既提高了矿柱的矿石回采率，又处理了采空区，
12、从而为下分段回采创造了良好的条件。分段矿房法的主要缺点是采准工作量大，每个分段都要掘分段运输平巷、切割巷道、凿岩平巷等。随着无轨设备在我国的推广应用，分段矿房法用于开采中厚和厚的倾斜矿体，将是一种有效的采矿方法。3 矿块的结构参数根据矿体的倾角45和矿体的厚度12m，选择按走向布置和钻机的合理钻孔深度，还有国内外分段矿房法相似条件的结果参数。表1 类似矿山矿块结构参数矿山名称选用采矿方法参 数阶段高度(m)分段高度(m)矿房宽(m)间柱宽(m)顶柱宽(m)胡家谷家铜矿杨家杖子铜矿青城子铅矿赞比亚铜矿分段矿房法5035304060172512151520连续回采323040留不规则间柱463.1
13、分段高度阶段高度为50m，根据矿体底盘倾角为45，故斜高在70m左右，由于斜高过大，若采用重力放出，矿石会大量存留在底盘上，这样会造成较大的损失，为了减小矿石的损失，分成4个分段来进行回采，即分段垂高为12m左右。同时，由于划成分段来回采，形成的底盘暴露面积较小，这样有利于缩短生产周期，有利于地压管理。为了便于探矿和便于中深孔凿岩，分段之间再加凿岩分段，形成低分段崩矿、高分段出矿。3.2采场长度把矿体划分为自然的盘区，盘区长为120m，盘区内具有完整的人行通风系统，盘区内沿走向5060m划分为一个采场，采场内按合理的耙运距离2530m来划分一个出矿单元。顶柱斜长46m。间柱48m。4 开拓采准
14、阶段主要运输平巷开两条于矿体走向垂直的石门，因底盘不好，石门见矿后只能开一条沿底盘边界的沿脉巷道，两条石门和沿脉平巷构成沿脉装车，环形运输。实行探采结合，在盘区内沿走向每隔60m打一条贯通上阶段的天井，然后再沿脉平巷内打穿脉巷道，完成后，可获得倾斜走向=258米探矿网度的地质资料，天井用吊罐施工，采准时用作溜矿井，通风井，个别部分也可作拉槽井，探矿沿脉一般就可作为凿岩巷道用，电耙道沿脉盘脉内布置，单侧堑沟漏斗。电耙道规格2.52.5m，漏斗间距5.5m。电耙道腰线至堑沟道腰线为4.5m。电耙巷道也作为下分段的凿岩巷道。这对厚度较小的矿体可以降低采掘比。5 采场切割在矿体厚达部位垂直矿体走向切割
15、立槽。切割槽的树木，要综合考虑矿体储存条件，损失贫化，爆破方案，切割工程等多方面的因素，在一个出矿单元内，如果用限制空间挤压爆破，则布置两个，如果用逐次挤压爆破，则布置一个，本方案采用挤压爆破，布置一个。拉槽穿脉规格2.52.5m。拉槽切割井高在10m以下，其断面规格为2.51.6。切割槽的开凿多采用到“丁”字形，缺点是，部分槽穿要打到底盘破碎带中，掘进和中深孔施工都较困难，还有切割较多的底盘废石。为此，把倒“丁”字的垂直井改成沿矿体底盘边界的斜井，这样，克服了上述缺点，完成在脉内平穿里凿岩。干改进的缺点是在靠近斜槽井的23排拉槽孔为束状孔。爆破时因不易分段，保证不了爆破质量。因此，当拉槽孔深
16、在6.0m以上时，仍采用直井式“丁”字形。切割槽宽2.5m，排距1.6m。6 回采工艺用垂直扇形中深孔落矿，最小抵抗线为1.82.0m，眼底距离0.91.1m。用YG-90型外回转凿岩机凿岩。由于用炮棍装药，孔深一般在12.0m以下。钎头直径为6572。为改善爆破质量，空场法也采用挤压爆破落矿。在具体应用，可分为限制空间挤压爆破和向相邻松散介质挤压爆破落矿两种方案。在三向视图中第一炮是同时爆两个切割槽，每个槽承担10m左右，除槽本身外，槽两边爆24排。补偿系数为空/实=1620。以后各炮采用逐次挤压爆破或两种方案联合使用。逐次挤压要在前次爆破松动出矿3060后进行，一次可爆37排，即812m，
17、补偿系数或松动出矿量小了。容易产生“过挤”而出现棚拱现场。大爆破工作多数仍用人工组合跑棍进行装填。为减少大块产出率，适当减小凿岩爆破参数，在崩矿步距处以及爆破方向改变处设计加强排，不合格炮孔严格要求重打。强化一次凿岩爆破，提高出矿效率，改善了劳动条件。电耙道多数用混凝土支护，出矿用28或30千瓦电耙绞车，0.3立方米耙斗。出矿过程中，爆破手经常用炮棍将炸药顺漏斗举到堑沟的位置上爆破，初期这种爆破增加了矿石的流动带，晚期可以把堆集在底盘靠自重不易流下来的矿石震下来。7 顶板管理采场爆破并经过有效通风排除炮烟后，安全人员进入采场清理顶帮松石。如果顶板矿岩异常破碎，经撬毛处理后，仍无法保证正常作业，
18、可考虑其它顶板支护方式，如喷射混凝土、悬挂金属网及布置锚杆等。 二步回采的采场，由于受相邻充填采场充填接顶不充分、充填质量难以保证、充填渗水等影响，矿岩稳固性比第一步矿柱采场要差，顶板安全管理任务更加繁重。除了上述安全技术措施外，在生产过程中，要加强适时安全监督，保证每个工作班组都有专职安全人员，在各生产工作面进行不间断安全检查，发现问题，及时处理。根据顶盘能允许的暴露面积，为保证空场出矿，留部分永久矿柱。永久矿柱分两种：一种是，因阶段之间衔接时间较长，下阶段爆破矿出矿时，上阶段的顶盘已崩落，所以，必须在采场顶部留规则的完整的永久矿柱，顶柱厚度即矿体斜长，46米；另一种是，在采场内选择矿体内有
19、夹石，又外表矿或凿岩爆破不安全的地方，不规则地留部分矿柱，这种矿柱大小不等，一般为48米，它把盘区较大的暴露面分成较小的几块，这不仅保证了空场的出矿条件，而且对防止坑内大面积崩落造成的危害也是必要的。8 经济技术指标计算表2分段矿房法矿块出矿量计算表工作名称工业储量(t)回收率()贫化率()应采矿量(t)采出矿量(t)所占比例()采准2188010036.5228804567535.3切割1025.510001035.510150.78矿房回采80640827.5936408163863.08矿柱回采7065.523 15141311073.50.83总计11061176.314.751007
20、01.02129401.51008.1采切费用计算：沿脉巷道 2.52.58120150=900000元电耙巷道 2.52.5120160=120000元放矿溜井 2.52.5225210=65625元回风井 2.52.5225150=93750元穿脉巷道 2.52.527180=15750元垂直切割天井 2.51.61.521010=12600元斜切割天井 2.51.67210=5880元具体的经济指标见下表9-2经济表9-2序号巷道名称单位数量掘进费用（元）单价总费用1运输巷道m60001509000002放矿溜井m312.5210656253回风井m625150937504电耙巷道m75
21、01601200005穿脉巷道m8705180157506切割天井m60210126207斜切割井m282105880一吨矿石的采切成本为：C=S/T出=1234605110611=11.2元/t8.2 采准系数的计算矿体的工业储量： Q1 =7120503.2=134400（吨）采切巷道总长度： L总=1208120225250271.510=1176 m采切巷道矿石总体积：V总采切=6000312.562575087.56028=7862.8 m3脉内采切巷道矿石总体积：V总=312.562575087.56028= 2178 m3用长度表示采准系数：采准系数：K1= L总/（Q1V总矿r
22、矿）1000=1176000（1344007862.83.2）=10.77 m/kt用体积计算采准系数：采准系数：K1= V总/（Q1V总矿r矿）1000=2178000（1344007862.83.2）=19.94 m/kt8.3采切比的计算1）用长度表示采切比：采切比：K2= L总/ T出1000=10.63m/kt2）用体积计算采准系数：采切比：K1= V总/ T出1000=2178000110611=19.69 m3/ktT出采场采出矿石量 t.8.4采切工程量及施工进度计划表9-3表9-3 采切工程量及施工进度计划8.5落矿参数根据矿岩的物理力学性质及矿体情况的采矿方法，采用YG-9
23、0型外回凿机凿岩，垂直扇形中深孔落矿，炸药采用2号岩石炸药或粉状铵油炸药，药卷长度0.2m ，药卷质量0.2kg，用火雷管非电导爆系统。具体参数如下：表9-4 凿岩爆破参数参考项目具体参数参考项目具体参数炮孔布置方式垂直扇型布孔孔深7m钎头直径6572mm炸药类型2号岩石炸药w1.82.0孔底距2.02.1装药方式人工棍装w/d2526装药系数0.8起爆器材起爆器炸药密度0.9g/cm3爆力300爆速3200m/s猛度1314mm炸药单耗0.50.8kg/m3雷管0.06发/t导爆索消耗0.8元/t炮孔临近系数1.12.1每个炮孔装药量Q孔=R2lrp=3.143.53.5700.80.9=1
24、9.38kgR孔半径 35mm L孔深 7mR装药系数 0.8P装药密度0.9g/cm38.6 劳动组织形式和作业循环图表1. 循环各项回采时间凿岩时间t一次可爆破37排，即812 m。T2=nl/mv=207310=4.67=0.58班2. 每循环准备时间T1=30min=0.0625（班）3. 装药、联线、爆破实际测得T3=4=0.5班4.通风时间T4=2=0.25班5.出矿用28或30KW电耙绞车0.3m3耙斗采用电耙绞车出矿，耙斗0.3 m3耙斗，电耙的出矿效率为330吨/台.日T出矿=slk1/np=10770.81.5330=1.78（日）=5.35（班）循环的时间为T出矿+ T1
25、=5.35+0.0653=5.4（班）采用综合工作队的劳动组织形式，一个分段的工作面有80人组成，分段的每个小分段各有一台YG90行外回凿岩机，凿岩机工为9名。每台配两个人，装药工为24名，管线的铺设和通风等工人和其他的技术人员等为72人。表9-5 作业人数表名称单位数量凿岩机人/台3装药工个24凿岩机工个9其余工种个44表9-6回采作业循环表8.7矿房回采时间A房=T循出/T循环 t/d;T房=Q房/A房， 日式中：A房矿房日平均生产能力， t/d；T循出一个循环采出矿石量， t；A房-回采所需要的时间，日；Q房-矿石储量 t；T循环一个循环所需的时间 日；计算得；A房=T循出/T循环=71
26、8103.21.08=3733 tT房=Q房/A房=7181203.23733=12.96（天）8.8 矿房回采进度计划矿房回采进度计划见表9-7表9-78.9 回采工作的主要技术经济指标计算一吨矿石所摊销的工人工资。见表9-8表9-8 每吨矿石的工人工资工种名称每循环需工班数每月工作的循环数每月所需的工班数在册人数月平均工资月补助工资月工资总额每吨矿石所摊的工人工资（元/吨）综合工作队3.2427.883.3380200020018400012.92表9-9 每吨矿石的主要材料消耗和费用表材料名称单位单价（元）每循环的消耗量（kg）每循环的材料消耗费（元）每循环的产量（吨）每吨矿石材料消耗（
27、元/吨）1炸药Kg6.58445488 15683.52非电雷管个0.89807840.53导爆索米2549.31097.60.74炮泥、起爆药包等0.54钎头、钻头、钎尾等1.85机器磨损费2.0总计8.0表9-10 每吨矿石的电力消耗费用用电设备数量电动机的功率（kw）每循环工作小时数每循环耗电量（kw）一度电平均价格（元）每循环电费总额（元）每吨矿石的消耗（元）BQ-10018443360.6201.60.8YG-903554.67770.550.6462.3361.4电耙绞车228或302615600.69362.8灯泡1.3总计6.3每吨矿石的压气消耗费用计算为G=8.3元/吨一吨矿
28、石的回采直接成本为：G回= G资G材G电G压=12.928.06.38.3=35.52元所以一吨矿石的总成本为：G= G回G采=35.5211.2=46.72元/t9 结束语经过此次的金属矿床地下开采课程设计，让我进一步巩固了课本中所学的专业知识，并得到了一定的实际锻炼，虽然算不上真正的理论联系实际，但是自己的设计能力得到了进一步的加强。通过实际操作，使自己清楚的认识到了本门专业的许多知识，需要和实际联系的很多，不能只停留在理论中，要和实际相联系，要想成为一名合格的工程师，需要下很多的努力才行。在设计过程中，在郭老师和周老师耐心的指导下，克服了许多的困难，使得我顺利完成了本次设计内容。在今后的学习中，我会更加努力的学习本专业的其他专业课程，使自己向一个合格的工程师迈进。参考文献1.采矿设计手册，冶金工业出版社，1983，112.解世俊主编，金属矿床地下开采，冶金工业出版社1979年3.赵兴东主编，井巷工程，冶金工业出版社2010年4.李夕兵主编，凿岩爆破工程，中南大学出版社2011年
