本科毕业设计日产1000kt露天采矿1下篇.docx
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本科毕业设计日产1000kt露天采矿1下篇
6生产能力及采剥计划编制
6.1生产能力的确定或验证
本矿区年生产量为100万吨，属于中型矿山。
本次根据储量估算生产能力，采用经验公式－泰勒公式计算
t＝6.5
·（1±0.2）=
计算得t在9.3~13.9年间
A=
计算得矿山生产能力在693652~1040479吨之间，迪迈矿区选取年生产能力为1000000吨，符合要求。
式中，t——矿山服务年限；
R——矿床可采矿石储量（百万吨，由迪迈软件报量）；
A——矿山生产能力。
6.2采剥计划编制
6.2.1进度计划编制原则
1）在满足采剥工艺基本要求及开拓、备采矿量的前提下，尽可能压缩基建剥离工程量。
2）认真研究矿体赋存特点，优化开采顺序，均衡地安排好生产，以改善企业初期的经济效益，增强偿贷能力。
6.2.2采剥工艺
根据矿区地形地貌特征、矿体赋存特点及选定的开拓运输方式，为有效地均衡剥采比、推迟了剥离高峰，设计采用陡帮作业的采剥工艺。
工作线纵向推进方式时，为达到设计生产规模，露天采场同时工作的台阶数2个，每组内自上而下逐台阶轮流开采，当推进到预定的宽度后设备转移到下一台阶开采。
当每组中每一个台阶都推至预定的位置后，即完成一个扩帮循环。
采用陡帮剥离，陡帮剥离工作帮坡角可达到25°~35°；采矿工作线采用纵向推进方式时，采用缓帮采矿，采矿工作帮坡角一般为10°左右。
每一组台阶配1台挖掘机作业。
采剥工作面构成要素如下表6-1所示：
表6-1采剥工作面构成要素
项目
台阶高度
工作台阶坡面角
工作平台宽度
工作线长度
采掘带宽度
参数
10米
65°
32米
350米
12米
6.2.3采剥进度计划
矿山基建期为一年，一年的基建期时间内年产量为30万吨/年，一年后投产，年产量达到设计的100万吨/年。
矿山服务年限为10年。
可以利用软件得到前三年的采剥量和生产剥采比情况。
表6-2迪迈矿段采剥计划进度计划表
采场开采水平/m
第一年
第二年
第三年
矿石
岩石
总量
矿石品位
矿石
岩石
总量
矿石品位
矿石
岩石
总量
矿石品位
Fe
Cu
Fe
Cu
Fe
Cu
165-155
0
6951
6951
0
0
1550-145
0
26953.43
26953.43
0
0
145-135
0
91571.2
91571.2
0
0
135-125
0
163077.5
163077.5
0
0
0
255731
255731
0
0
125-115
0
255731.8
255731.8
0
0
0
359581
359581
0
0
115-105
0
359581.5
359581.5
0
0
0
532985
532985
0
0
105-95
17927
532985.9
580912
23.82909
0.346823
0
758913.4
758913.4
23.82909
0.3468
0
391254
391254
0
0
95-85
116276
536222
652498
24.6877
0.355953
249094
1250767
1499861
21.28879
0.355953
0
405362
405362
0
0
85-75
194841
680348
875189
23.5838
0.378609
348828
1633609
1982437
20.84751
0.378609
321880
1770340
2092220
23.82909
0.346823
75-65
389682
1845112
2234794
21.23639
0.293184
348828
1918554
2267382
20.84751
0.272495
65-55
458241
1599525
2057766
21.23639
0.28092
总量
329044
2683422
3012466
24.03
0.36
987604
6636698
7624303
21.80045
0.3436365
1128949
6085035
7213984
21.971
0.3009
6.3DIMINE三维矿业软件在采剥计划中的应用
本设计主要利用3Dmine矿业软件编制矿山采剥计划。
具体步骤如下：
1、打开Dimine软件；
2、调入建立好的块体模型文件，点击“露天采矿——中长期计划”，在弹出的对话框中按要求进行选择文件设置。
计算主元素选择Fe。
图6-1用迪迈软件编制中长期计划
3、然后点击确定等待软件运行，运行成功后便得到中长期排产图，如图6-2：
图6-2中长期排产图
4、点击打开优化结果dmt文件，便可看到各个时期采剥矿岩量、采出主元素Fe平均品位、生产剥采比，由此构成了年度采剥计划表。
图6-3采剥计划图
结合三维软件的使用，可以明显的得到各个时期的采坑现状图，有利于我们分析各个时期的进度表，提高工作效率。
7穿孔爆破
本设计中，因矿岩的硬度不能直接挖掘，因此必须采用露天深孔爆破对矿岩松动。
7.1穿孔设备的选择及需要量的计算
穿孔设备主要根据矿岩物理学性质、矿岩生产能力，选择不同型号的潜孔钻机或牙轮钻机。
7.1.1钻机选型
设计矿山规模为100万t/a,属中型矿山，宜用深孔钻机，岩石为矽卡岩、片岩，中等稳固，f=1~7，矿岩断层,裂隙发育，虽然潜孔钻机单位钻孔成本较高，但潜孔钻机能量损失少（冲击器活塞直接撞击在钻头上），噪声小（冲击潜入孔内工作），节省动力（冲击器排出的废气可用来排渣），钻杆使用寿命长，与牙轮钻机相比，潜孔穿孔轴压小，钻孔不易倾斜；工作气压高，回转扭矩大，凿岩效率高，性能可靠：
钻机轻，设备购置费用低；钻孔方位广，调节灵活，定位准确。
另外参考类似矿山昆阳磷矿的应用经验，故初步设计采用的主要钻孔设备为江西萍乡市安源矿山设备厂直径200mm的KQ-200型潜孔钻机。
穿孔设备需要量主要根据钻孔的生产能力和矿岩生产能力计算。
7.1.2钻机需求量计算
（1）钻机的台班生产能力Vb
Vb=0.6VTb
＝0.6×30×8×0.6
=86.4m∕（台·班）（5—1）
（2）钻机的需求数量N
露天矿所需钻机数量取决于矿山设计年采剥总量、所选钻机年穿孔效率与每米炮孔的爆破量。
N=An∕[L·q（1－e）]=8190000/[44550×100×（1-3%）]
=1.89取N=2台（5—2）
式中：
符号
符号意义
单位
取值
备注
Vb
台班生产能力
m/（台·班）
100.8
V
钻机机械钻进速度
cm∕min
30
查钻机相关参数得18m/h
Tb
班工作时间
h
8
班工作时间利用系数
0.7
一般为0.7~0.8
N
所需钻机数量
台
2
An
矿山设计年采剥量
万t/a
819
100×（1+5.53×1.3）
L
每台潜孔钻年穿孔效率
m∕a
44550
L=75×3×330×0.6
q
每米炮孔爆破量
t∕m
100
参考《露天采矿学》类比国内矿山
e
废孔率
%
3
一般小于5%
7.1.3钻机相关指标
钻机型号
KQ-200型潜孔钻机。
孔径
200mm
台班生产能力
86.4m∕（台·班）
废孔率
3%
班工作时间利用系数
0.7
钻机穿孔效率系数
0.6
钻机需要量
2台
7.2爆破工作
7.2.1钻孔形式与布孔方式
钻孔形式有垂直孔和斜孔两种，从爆破效果看，斜孔优于垂直孔（斜孔的抵抗线均一），但钻凿斜孔的技术操作较复杂，孔的长度比相应的垂直孔长，且装药过程中斜孔易发生堵孔，在大中型露天矿山广泛采用垂直孔，所以综合考虑后决定选用垂直孔。
布孔方式为梅花形多排孔布置，梅花形布孔，能量分布较为均匀。
7.2.2爆破参数的确定
（1）孔径d
露天中深孔爆破的孔径主要取决于钻机类型、台阶高度和岩石性质。
本设计选用KQ-200型潜孔钻机，其孔径为210mm，故d取值210mm。
（2）孔深h和超深hc
孔深由台阶高度和超深确定。
超深根据经验公式确定：
hc=（10~15）d
由于该矿床岩石松软，层理发育故取较小值，hc=10d=2.1m。
本设计采用垂直孔，孔深h=H+hc=12.1m（5—3）
（3）底盘抵抗线
根据爆破实践经验，底盘抵抗线
与台阶高度H之间有如下关系：
=（30～50）d=6.3～10.5m
根据钻机安全作业要求：
≥Hcotat+B（5—4）
式中：
H——台阶高度，10m；
at——台阶坡面角，at=65；
B——从深孔中心到坡顶线安全距离，B≥2.5～3m，取B=3m。
代入得：
≥10×cot65°+2.5=7.16m
综合考虑并取整后,
取7.5m。
（4）孔距a和排距b
孔距a是指同一排中相邻两孔中心线的距离，：
a=
=1.1×7.5=8.25m取整为8m。
（5—5）
炮孔密集系数
取1~1.4，随着多排毫秒爆破技术和合理的深孔起爆顺序的应用，出现了增大孔距，缩小排距，从而增大炮孔密集系数的现象，有时
达到3~8也得到好的爆破效果。
实践证明，适当加大
有利于改善爆破块度。
设计中取为1.2。
排距b指多排孔爆破时，相邻两排钻孔间的距离。
后排孔爆破时的岩石夹制效应，排距可按经验（0.8~0.9）
取。
该矿床矿岩较破碎，且用微差起爆方式，可取b=0.8W底=6m。
（5）堵塞长度Lz
堵塞长度关系到堵塞工作量的大小、炸药能量利用率和空气冲击波的危害程度。
合理的堵塞长度应能防止爆炸气体产物过早地冲出孔外，是破碎更加充分。
常用的经验式为：
Lz=Z
=5.25m（5—6）
式中：
Z——填塞系数，垂直孔取0.7。
（6）单孔装药量Qk
前排：
Qk=qaHW底
后排：
Qk=qabHk
式中：
q——单位炸药消耗量，取0.4kg/m³；
a——炮孔间距，为8m；
b——炮孔排距，为6m；
H——台阶高度，10m；
W底——最小抵抗线，7.5m;
k———后排装药量增加系数，一般1.1~1.3，取1.2。
计算得，前排Qk=240kg，后排Qk=230.4kg。
（7）爆破参数表
设备类型
单位
KQ-200型液压潜孔钻机
孔径d
mm
210
孔深h
m
12.1
超深hc
m
2.1
底盘抵抗线
m
7.5
孔距a
m
8
排距b
m
6
堵塞长度lz
m
5.25
单位炸药消耗量q
kg/m3
0.4
单孔装药Qk
第一排
kg
240
后排
230.4
废孔率
﹪
3
7.2.3装药、填塞、起爆方法
1）装药
采用空气间隔装药，空气间隔装药爆破可以降低大块率，改善爆破质量。
2）填塞
采用人工填塞，填塞物是炮泥。
3）起爆方法
采用逐排起爆爆破。
孔外排间用25ms导爆管雷管，孔内用110ms导爆管雷管，并且孔内用两发导爆管雷管起爆，深孔中间和孔底各一发。
外部利用电雷管起爆导爆管传爆。
7.2.4起爆及网路连接方法
爆区采用一爆两采的方法确定爆堆宽度，此时
m；
式中f—挖掘机规格系数，f≤0.9；
c—线路中心线到爆堆的距离，一般为2—3m；
可以的爆堆的宽度为29m。
爆区宽度选择为26m合理。
根据爆破一次能够满足挖掘机铲装10—15个昼夜的量计算爆区的长度。
矿山1年剥采总为22870800m³，故每年采剥总量为2287080m³。
每天（每年工作250天）每台（共4台）挖掘机需要承担的量为2287m³。
挖掘机10昼夜的铲装量为22870m³。
炮孔数目为22870/（6×8×10）=6547.6,初步取48个孔。
最终布孔数量为50个，如下图所示。
起爆网络图
实际炸药单耗计算：
实际爆破炸药量240×13+230.4×37=11644.8kg
实际炸药单耗：
=0.509kg/m3
7.2.5起爆安全措施
穿孔爆破根据爆破安全规程（GB6722-2003）规定：
露天土岩爆破个别飞石对人员的最小安全距离不得小于200m，建、构筑物的爆破地震安全性应满足安全震动速度的要求，具体措施如下：
1）.爆破采用定时爆破，让职工及附近村民有规律地避炮，加强职工、附近村民安全教育，让职工、村民事先知道警戒范围、警戒标志、声响信号的意义；
2）.在爆破警戒线外设置明显标志，爆破前同时发出音响和视觉信号，使危险区内的人员能清楚地听到和看到；
3）.爆破时派专人负责警戒，严禁任何人员进入爆破警戒线范围以内，待爆破工作结束并确认安全方可进入采区；
4）.采用KQ-200潜孔钻机钻机穿孔，实行多钻孔，少装药的逐孔爆破，扩帮时采用预裂爆破，以减小爆破地震波对边坡的影响；
（1）、震动安全距离
式中：
V-不同条件下最大允许震动速度；cm/s
K、a-查爆破教材326表13-1；
Q-一次爆破最大炸药量；kg
计算得：
（2）、爆破飞石安全距离
式中:
k-安全系数，一般1.0-1.5；
n-爆破作用指数；
W-最小抵抗线，m
计算得：
所以，最终爆破安全警戒距离选取255米。
总之，严格按照《爆破安全规程》规定及以上措施实施爆破作业完全能保证该露天矿爆破安全。
8采装及工作面运输
8.1采装设备的选择
可供选择的铲装设备有电铲、液压铲和前装机。
电铲耐用、故障少，维修简单，设备价格和运行费用相对低一些，但灵活性不足，适应性相对较差；液压铲灵活性好，适应性较强，但设备价格和运行费用相对高一些，维修保养相对复杂一些；前装机虽然比较灵活，但挖掘力相对较小，适用于铲装物料比较松软的条件。
矿区岩石为大理岩、矽卡岩、片岩，中等稳固，f=6~8，矿体倾角10°~15°，年产矿量100万吨，再参考矿山现有采装设备，选用灵活性好，适应性较强的液压铲作为矿岩铲装设备。
自卸汽车为32t级的，初步决定选用小松PC700LC-8液压挖掘机。
其性能参数表如表8-1（数据来源：
小松官网）
表8-1小松PC700LC-8液压挖掘机基本性能参数
项目
单位
PC700LC-8
工作重量
kg
67300
额定功率
PS（kW）
435（320）
标准斗容
m3
4
性能
最大行走速度
高速
km/h
4.6
低速
km/h
2.8
铲斗挖掘力（最大）
Kgf
36900
斗杆挖掘力（最大）
Kgf
29900
尺寸
全长
mm
11990
全宽
mm
4290
全高
mm
4670
工作范围
最大挖掘高度
mm
11350
最大卸载高度
mm
7360
最大挖掘深度
mm
6910
最大垂直挖掘深度
mm
5470
最大挖掘半径
mm
11585
在地平面的最大挖掘半径
mm
11295
发动机
名称
-
SAA6D140E-5
额定转速
rpm
1800
排量
ltr
15.24
1）挖掘机技术生产能力，可用下式计算：
Qj=
=
=306.6m3/h
2）挖掘机实际班生产能力
Qw=Qj·Tb·
=306.6×8×0.6=1471.68m3/台班
3）挖掘机数量的计算
矿山所需挖掘机台数应根据编制采剥进度计划确定，粗略确定时可按下式计算：
N＝A*k/（
Qw
w）=3.36台取4台
以上式式中：
符号
符号意义
单位
取值
备注
Qj
挖掘机生产能力
m3/h
E
勺斗容积
m3
3.5
t
挖掘机完成一勺采装的技术周期时间
s
24
课本fe172表7-6查询
kf
电铲移动、处理大块、选采等因素形成的辅助操作系数
0.7
取值0.5-0.9
kw
挖掘系数
0.73
kw=km/ks=1.1/1.5查表得
Qw
挖掘机实际班生产能力
m3/台班
Tb
挖掘机班工作时间
h
8
班工作时间利用系数
0.6
汽车运输时取0.6~0.7
A
每年挖掘矿岩量
万m3/年
2287080
总挖掘量22870800/10年
k
工作不均衡系数
1.3
年工作天数
天
250
天工作班数
班
3
w
挖掘机年出动率
0.8
一般取值≥0.8
8.2工作面运输方式
工作面运输采用32吨小松HD325-6自卸汽车运输。
8.3最小工作平盘宽度：
汽车运输时最小工作平盘度：
Bmin＝b＋c＋d＋e＋f＋g=15+2+3.66+4+4+3=31.66m取32m
式中：
b——爆堆宽度，b=1.5H=15米；
c——爆堆坡底线至线路内侧边缘的距离，一般为2~3米，取2米；
d——车辆运行宽度，T=2+
+2=7.66米；
--汽车宽度，3.66米
e——线路外侧至动力电杆的距离，e取4米；
f=3~4米，取4米；
g——安全宽度，3米；g=h（tgr-tga）（r－台阶稳定坡面角。
a—台阶坡面角）。
8.4挖掘机工作线长度
挖掘机工作线长度应满足下列条件：
1.保证挖掘机有5~10天以上的采装爆破量；
L=（5~10）A/（NraH）
=（5~10）×653×104/（330×2.67×12×10）=318.73~637.46m
L——挖掘机工作线长度,m；
A——年采剥量，653万吨/年；
N——年工作天数，330天；
r——岩石容重，2.67t/m3
a——采掘带宽度，合理的采掘带宽度取最大挖掘半径11.55m，取整12m；
H——台阶高度，10m。
最终选取挖掘机工作线长度为350m。
2.满足运输要求；
汽车运输时一般150~300米以上；选取350m依然能够满足汽车运输要求。
每个工作面的挖掘机工作台数，按采场工作线长度确定后。
还应根据该水平采用的运输方式，线路布置条件等因素进行修正。
根据运输条件确定的工作面挖掘机台数，由于整个矿山配备4台挖掘机，同时工作的台阶数为4，故每个台阶上安排一个采矿工作面，每个工作面配备3-5台汽车运输。
9排土工作
9.1排土场选择原则
1）就地就近；
2）应选在居民点的下风向地段。
防止污染居民区空气，危害身体健康；
3）不占或少占农田；
4）避免泥石流，滚石等危害下游地区；
5）对有害物质应采取有效措施，妥善处理，避免环境污染；
6）注意复土造田，保持生态平衡。
7）有条件的矿山，可选择内部排土场，节约排土费用。
8）近期和远期相结合，注意经济效果。
9.2废石量和排土场容积的计算
岩土量按终了境界各水平分层计算，然后累加求出总的待排实方体积为20091114m3。
排土场需要的有效容量的计算：
（1）有效容积计算：
=
=25113892
（7-1）
式中：
Vr——废石场的设计有效容积，
；
Vs——剥离岩土的实方数，
；
Ks——岩土的松散系数，取1.5；
Kc——岩土的下沉率，取20%。
（2）废石场的设计总容积：
V＝K1Vy＝25113892×1.02＝25616169.84
（7-2）
式中：
V——废石场的设计总容积，
；
K1——容积的富余系数，一般取1.02～1.05，取1.02；
Vy——废石场有效容积，
。
9.3排土场基本参数
1）阶段高度
排土场阶段高度及总堆置高度应考虑地质、水文、气候条件土岩物理学性质，运输及堆放机械方式，地形及地势等因素。
通过查询《GB50421-2007有色金属矿山排土场设计规范》，确定此次设计的排土场台阶堆置高度为15-30米，基底高度为10-25米。
2）安全平台
通过查询《GB50421-2007有色金属矿山排土场设计规范》，确定此次设计的排土场的安全平台为20-30米（当地面坡度大于24度时，需加防滚设施，并加警示标志）。
3）安全距离
通过查询《GB50421-2007有色金属矿山排土场设计规范》，确定此次设计的排土场的安全距离应满足以下条件：
地面坡度小于24度
（H为最终堆高）
外部公路＞0.75H
终了境界≥30米
选厂≥2H
4）排土场容量
通过查询《GB50421-2007有色金属矿山排土场设计规范》，确定此次设计的排土场的排土容量应满足以下条件：
单个排土场
（H为最终堆高）
一级V≥1000X104m3
H≥150m
二级500m3≤V≤1000m3
100m≤H≤150m
三级100m3≤V≤500m3
50m≤H≤100m
5）排土场最终边坡角
通过查询《GB50421-2007有色金属矿山排土场设计规范》，确定此次设计的排土场的最终边坡角应小于岩石的自然安息角。
9.4排土场的建造及排土方式
结合矿区的地质地形图、矿山设备、逐年废石量，在遵循排土场的设计原则下设计排土场，运用Dimine矿业软件，汇出排土场效果图见附图，排土方式采用汽车——推土机排放。
9.4.1阶段高度
1号排土场，最低标高85m，最高标高205米，采用多台阶排土，排土场基底17m，台阶高度依次为17米、30米、30米、13米、30米；分为5个台阶；
2号排土场，最低标高78m，最高标高205米，采用多台阶排土，排土场基底15m，台阶高度依次为15米、30米、30米、22米、30米；分为5个台阶；
3号排土场，最低标高66m，最高标高100米，采用单台阶排土，排土场高度为34m；
4号排土场（内排），最低标高35m，最高标高123米，采用多台阶排土；台阶高度依次为40米、48米；分为2个台阶；
9.4.2工作平台宽度
在排土场平台上排土时，为了保证安全和排土工作，必须保证平台有一定的宽度，通过查询《GB50421-2007有色金属矿山排土场设计规范》，故本矿区的工作平台宽度设计如下：
1号排土场采用多台阶排土，平台宽度见表9-1：
表9-11号外部排土场平台宽度
台阶
85~102
102~132
132~162
162~175
175~205
平台宽度
50米
60米
60米
40米
60米
2号排土场采用多台阶排土，平台宽度见表9-
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