地下矿山开采方法课程设计实例Word文档下载推荐.docx
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3.1.3水文
3.2矿床地质
3.2.1矿体特征
该铁矿赋存条件简单，矿体-40米矿段长600米，高50米，该矿体厚度m=18～28米，倾角α=50～60°
属于倾斜、急倾斜厚矿体；
3.2.2矿石及围岩特征
矿石容重4t/m3，矿石中等稳固,f=6～8，围岩不稳固，上盘围岩f=3～4,均为泥质灰岩,下盘围岩f=9～13,均为大理岩，矿石的松散系数k=1.4～1.5，无自燃性和粘结性。
3.2.3矿床开采技术条件
上盘围岩f=3～4，下盘围岩f=9～13。
3.2.4矿岩物理力学性质
矿石中等稳固,f=6～8。
3.2.5水文地质条件
3.2.6工程地质条件
4采矿方法的选择和比较
4.1采矿方法选择的原则与影响因素
4.1.1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：
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80~85%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。
以上要求是相对的，任何一种采矿方法不可能全部具备这些条件。
例如：
充填法的回收率高，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。
4.1.2影响采矿方法选择的主要因素
4.1.2.1矿床地质条件
①矿床产状
主要指矿体倾角、厚度、几何形状和埋藏深度等。
矿体倾角影响着矿石在采场的运输方式。
对于水平矿体，可以采用有轨、无轨、耙运等运搬设备。
当矿体倾角为5゜~30゜时，宜采用耙运设备（云母矿床除外）；
倾角大于50゜时，则可采用重力运矿。
矿体厚度对采用的采矿方法和采场布置有较大的影响。
小于0.8米的极薄矿体，采矿方法要考虑分采或混采；
壁式崩落法一般要求厚度不大于3米，分段崩落法和阶段崩落法则分别要求厚度大于6~8米和15~20米。
中厚以下矿体沿走向布置采场；
厚或极厚矿体，垂直走向布置采场。
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。
②矿石和围岩的稳固性
这是一个直接影响矿房结构尺寸和采场地压管理方法的因素。
例如，矿石和围岩都稳固，可采用空场采矿法和较大的矿房尺寸。
如果矿石稳固，而围岩不稳固时，宜采用充填法和崩落法。
如果矿石稳固性差。
而围岩稳固时，采用阶段矿房法、分段法往往能取得较好的效果。
如果矿石和围岩都不稳固，则可考虑采用崩落法或下向回采的充填法。
③矿石的种类、品位和价值
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矿石和围岩的结块性和氧化性
当矿石具有结块性时，不宜采用留矿法和阶段崩落采矿法；
当矿石具有氧化性时，则应考虑矿石因氧化降低强度对矿石稳固性的影响。
4.1.2.2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、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。
④加工部门对矿石质量的要求
如矿石种类、块度、色泽、品位、分级，矿石中有害杂质含量、矿物晶体的完整和纯净度、湿度等。
4.2选择合适的采矿方法
4.2.1方案初选
①本次设计范围内矿体的埋藏深度较深，不适合采用露天开采，因此采用地下开采。
②该铁矿体属倾斜、急倾斜厚矿体，矿石中等稳固，围岩不稳固，根据采矿书4P114表18-3知可选择分段崩落法、阶段崩落法和上向水平充填法。
如下表1
表1根据矿岩稳固性、矿体厚度和倾角，可能采用的采矿方法
矿体倾角
矿体厚度
矿石稳固围岩不稳固
倾斜
厚和极厚
分段、阶段崩落法，上向分层充填法
急倾斜
分段矿房法，分段、阶段崩落法，上向分层充填法
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33.5%，品位较低。
如果采用充填法开采此矿体，在技术上是可行的，但经济上显然不合理；
此外，也难以达到设计的年产量。
因此，此矿山不适合采用充填法开采。
该矿的价值不太高，在回采过程中允许有一些贫化，因此可选用崩落法，采矿方法初选可在崩落法中选择，可选方法有无底柱分段崩落法、有底柱分段崩落法、阶段崩落法等。
由于我国矿产资源有限，并且近年来矿石的价格不断走高，在选择采矿方法的过程中我们要充分考虑在回采矿石时要减小矿石的损失和贫化。
我们还要考虑在建设现代化的矿山要提高采矿的机械化，尽量减少可以省略的工程量。
而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。
在阶段崩落法中，阶段强制崩落法矿石损失贫化大，大块产出率较高二次破碎工作量大。
因此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。
图1无底柱分段崩落法
图2阶段自然崩落法
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。
图见附图1A4。
第二方案，阶段自然崩落法。
图见附图2A4。
4.2.2初步技术经济分析
根据矿山具体条件，对初选方案的主要技术经济指标进行分析对比，从中找出一个最优的方案或二、三个优劣难分的方案。
一般参与方案比较的指标有：
矿块生产能力、劳动生产率、采准工作量、主要材料消耗、矿石回收率及贫化率、采矿直接成本。
这些指标一般不做详细计算，而是根据采矿方法的构成要素，参照类似矿山的实际指标或按扩大指标定额选定。
一般选用的指标，其误差可允许在5~10%左右。
在分析对比时，要根据矿山具体条件，注意抓住起主导作用的因素。
例如，开采稀缺贵重矿物矿床时，回收率高和贫化率低是主导因素；
开采非贵重矿床时，高效率和低成本又成了主要考虑因素。
在大多数情况下，经过技术经济分析就能确定采矿方法；
如果经过技术经济分析尚不能判定方案优劣时，则要继续综合分析比较。
根据该矿的具体条件，并参照以往类似矿山的实际经验，对初选的两种采矿方法分别选取了如下主要技术经济指标，如表2。
表2采矿方法技术经济指标分析比较表
序号
比较项目
单位
无底柱分段崩落法
阶段自然崩落采矿法
1
矿块生产能力
t/d
350~400
200
2
损失率
%
18
25
3
贫化率
22
20
4
采切比
m/kt
7
7.5
5
同时回采矿块数
个
6
11
两种方采准切割量差不多，自然崩落法的采矿成本比无底柱分段崩落法的采矿成本少，但自然崩落法的采场生产能力小于无底柱分段崩落法的采场生产能力，要达到设计年产量，自然崩落法同时回采的矿块就会比较多，对采场地压的管理就会比较复杂，自然崩落法的大块产出率高，需要进行二次破碎，增大了不安全因素。
无底柱分段崩落法的通风困难，可以利用局扇对每个进路进行通风，以改善进路的通风质量，无底柱分段崩落法是在覆岩下放矿，并且铁矿石容易分选，只要控制好截止品位，可以减少矿石的损失。
自然崩落法中有顶底柱和间柱，回采矿房中的矿石时，矿石的贫化很小，但回采顶底柱和间柱时损失就比较大。
综上分析，本设计采用无底柱分段崩落法。
4.2.3综合技术经济比较
综合分析比较是在技术经济分析的基础上，对难分优劣的方案进行详细技术经济计算，求出相关费用，找出经济效果，同时结合其他因素进行综合比较评价，最后选定采矿方法。
参与综合分析比较的指标有：
①以价值表示的采矿方法经济效果指标；
②矿石和有用成分的损失指标；
③劳动生产率指标；
④其他指标，如矿块生产能力、采准工作量、材料消耗、劳动条件、采矿方法的灵活性及工艺过程的复杂程度等。
这些指标，应根据具体条件来考虑。
本次设计经过初步技术经济比较已经选出了唯一合适的采矿方法，所以不需要再进行综合技术经济比较了。
4.3标准矿块尺寸的计算及采矿方法图的绘制
4.3.1矿块工业储量计算表
表3矿块工业储量计算表
矿块
部位
几何尺寸（m）
体积（m3）
工业储量（t）
采切出矿量（t）
实际矿量（t）
备注
长
宽
高
中部矿体
50
23
57500
230000
40720
222339
4.3.2矿块采出矿石量计算表
表4矿块采出矿石量计算表
项目
矿石回收率（%）
贫化率（%）
采出纯矿量（t）
采出矿石量（t）
采出矿量百分率（%）
采准切割
82
33390
42808
18.3
回采
181619
148928
190933
81.7
矿块合计
182318
233741
注：
采出纯矿量=实际矿量×
矿石回收率；
采出矿石量=采出纯矿量/（1-贫化率）；
采出矿量百分率=采出矿石量/总采出矿石量。
4.3.3采矿方法图的绘制
图3无底柱分段崩落法
采用沿矿体走向布置，分段高度10m，回采巷道间距10m，沿走向布置，采用YG-80凿岩台车凿岩，ZYQ-14装运机出矿。
由上盘围岩f=3～4，下盘围岩f=9～13，可知矿体与围岩接触面明显且为一含泥破碎带位于上盘围岩与矿体接触面。
设备井布置于矿体中部下盘。
又矿体为非层状矿体，矿石f=6～8，矿体倾角为55°
，故岩石下盘的移动角和矿体倾角相同。
由此可知矿体溜井沿矿体倾角布置，其延长线不与设备井相交。
矿块具体及采准切割断面见附图1A4。
5采准切割
5.1采准切割巷道布置
①阶段运输巷道沿脉布置，采用ZYQ-14装运机运至溜井。
②溜井沿矿体倾角布置，具下盘矿体的水平距离约10m，每个矿块均布置一个矿井。
③设备井布置于矿体中部下盘，在不与溜井延长线相交的前提下，具矿体的水平距离尽可能地小。
④分段运输平巷沿矿脉下盘布置，位于矿体与溜井之间，分段高度10m。
⑤设备井联络道即设备井与矿井相交的水平巷道。
⑥回采巷道间距10m，回采巷道分段间交错布置。
⑦切割巷道位于矿体上盘内部，上盘围岩一面相交，切割天井底部宽度略小于切割巷道宽度。
⑧回采前须在回采巷道的末端形成切割槽，作为最初的崩矿自由面及补偿空间。
本设计采用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3.0m×
2.5m，切割天井断面尺寸为2.0m×
2.5m。
5.2采准切割工程量表
表5无底柱分段崩落法矿块采准切割工程量计算表
采准工程项目
长度（m）
数量（条）
断面规格
全长（m）
掘进体积（m3）
沿脉运输巷道
2.8×
2.5
100
700
矿石溜井
45
2×
180
分段运输平巷
1400
回采巷道
28
4900
切割巷道
3.0×
250
1875
切割天井
9
2.0×
225
1125
总计
1520
10180
5.3采准切割工作量的计算
5.3.1采准系数及采准比的计算
K1=1000×
∑L/T（米/千吨）
K2=Tzg/T
式中：
K1——采准系数，米/千吨；
∑L——矿块中采准巷道与切割巷道的总长度，米；
T——矿块的实际矿量，吨；
K2——采准比；
Tzg——采准切割采出的矿量。
1520/222339=6.84（米/千吨）
K2=40720/222339=0.183。
5.3.2同时工作的采准、切割工作面N的计算
N=10AbK1/V（个）
Ab—矿井班产矿石量，万t/班；
Ab=A/（n1n）
A—矿井年产矿石量，万t/a；
n1—矿井年工作天数，d/a；
n—矿井日工作班数，班/d；
K1—采准系数，m/kt;
V—采准切割巷道平均掘进速度，m/班。
n1取306天，n取3，K1取6.84m/kt，A为70万吨/a,V取4m/班，则
Ab=A/（n1n）=70/（306×
3）=0.076（万t/班）;
N=10AbK1/V=10×
0.076×
6.84m/6=1.3（个），由采取收尾法取整得N=2个。
5.4采准切割进度计划图表的编制
①采准、切割所需设备数
采准、切割所需凿岩机台数，按同时掘进的采准切割工作面数、巷道平均掘进速度及凿岩机台班效率进行计算。
采准切割所需装岩设备应根据井巷规格、单位时间掘进量、同时工作面数及可能采用的装岩方式等因素确定。
应当注意，计算出的凿岩、装岩设备，最后应乘以备用系数。
选择YT25DY型凿岩机4，ZYQ-14型3台。
②采准、切割所需人员
采准切割所需人员可按劳动定额和岗位进行配备，并同时考虑出勤系数。
每天三个工班，每班10人。
表6采准切割进度计划表1
掘进速度（米/月）
掘进时间（月）
300
0.33
0.67
0.9
2.33
0.83
2.25
合计
7.31
表7采准切割进度计划表2
8
5.5采准切割巷道形成的方法
在矿体下盘掘进沿脉运输巷道，然后掘进分段运输平巷，之后掘进矿石溜井，接着掘进回采巷道，最后掘进切割巷道和切割天井。
其巷道掘进工序为：
钻眼——装药联线——放炮通风——装岩运输——支护；
工具设备为：
凿岩机——炸药——局部扇风机——装岩机——锚、喷、网、架。
5.6采准切割成本的计算
采准所需材料消耗应根据掘进设计或工程技术特征，按材料消耗定额或实际需要计算。
根据采准、切割各种工程量和各自的成巷单价可算出采准切割总费用∑C采切。
矿块采出吨摊销采切费用等于采准切割总费用除以矿块采出矿石量，它是矿块采矿成本的一部分。
表8采准切割成本计算表
单位成本（元/米）
费用（元）
1350
135000
60750
270000
140000
50000
56250
712000
6回采工艺
6.1凿岩
国内使用无底柱分段崩落法的矿山，主要使用CZZ-700型胶轮自行单机凿岩台车，台车配有YG-80或YGZ-90重型凿岩机。
平均效率为40~60m/台班。
根据已知条件，选用YG-80型凿岩机，其钻孔直径为50~75mm，钻孔深度为40m，钻孔方向水平、倾斜都可以，故满足要求。
6.2装药爆破
每次爆破两排炮孔，排距一般为1.5~1.8m，由上盘到下盘后退式回采，保证上分段回采超前于下分段，炮孔前倾角为85°
，边孔角为45°
。
由凿岩设备YG-80，装配在CZZ-700型胶轮自行单机凿岩台车上，根据凿岩设备参数可选孔径60mm，即d=60mm；
孔深不超过14m，最小抵抗线W=25~30d=1500~1800mm，可取1.6m；
孔底距h=0.85~1.2w=1.36~1.92m，取1.6m；
崩矿步距为2.5m。
根据矿石坚固性系数选择炸药单耗q=0.35Kg/t，选择多孔粒状铵油炸药；
非电力起爆，导爆索起爆，每次起爆2排孔，使用多孔粒状铵油炸药。
6.3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0.3m/s，其它情况下，不低于0.25m/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。
清洗工作面后，污风由铺设在回采巷道及回风系统上的风筒引至上部水平回风巷道，并利用安装在上水平回风巷道内的两台局扇并联抽风。
6.4搬运
采用ZYQ-14型装运机出矿，用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。
平均台班效率为120t左右，台年效率约为8万吨左右。
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。
6.5采场地压控制和支护
矿石中等稳固，地表允许崩落，无底柱分段崩落法中对于矿体内部要求比较低，故不需支护；
矿体外部矿块如沿脉运输巷道、分段运势巷道、溜井对于稳定性有一定的要求可采用喷射混凝土支护。
6.6回采成本的计算
表9回采成本的计算表
序号
成本项目
单位
吨矿单耗
单价（元）
金额（元）
运杂费（元）
单位成本（元）
一
炸药
kg
0.35
2.8
0.28
3.08
导爆索
m
0.21
0.63
0.063
0.693
雷管
0.025
0.125
0.0125
0.1375
木材
m3
0.0002
0.004
0.0004
0.0044
钻头
0.0003
0.015
0.0015
0.0165
钻杆
根
10
0.002
0.0022
钎尾
0.001
0.0001
0.0011
水泥
t
0.005
1.5
0.15
1.65
润滑油
0.03
二
燃料及动力
柴油
0.4
6.7
2.68
0.268
2.948
水
1.4
5.6
0.56
6.16
压气
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