采矿学课程设计山东玲珑金矿田中某矿体.docx
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采矿学课程设计山东玲珑金矿田中某矿体
山东理工大学
´采矿方法设计说明书
题目：
山东玲珑金矿田中某矿体
学院：
资源与环境工程学院
专业：
矿物资源工程0801班
学生姓名：
指导教师：
课程设计时间：
2011年6月25日～7月8日共2周
第一章课程设计目的与要求……………………………………4
1.1课程设计目的…………………………………………4
1.2课程设计任务…………………………………………4
第二章矿床地质与开采技术条件………………………………5
2.1矿床地质………………………………………………5
2.2资源及勘探程度………………………………………5
2.3开采技术条件…………………………………………5
第三章采矿方法选择……………………………………………5
第四章采矿方法构成要素………………………………………8
4.1顶柱厚度………………………………………………8
4.2底柱高度………………………………………………8
4.3漏斗参数……………………………………………………8
第五章矿块采准切割……………………………………………8
5.1采准工程………………………………………………9
…………………………………………………10
……………………………………………10
5.2切割工程………………………………………………10
第六章采场回采设计…………………………………………13
6.1凿岩爆破……………………………………………14
……………………………………………14
6.2出矿……………………………………………………16
6.3通风……………………………………………………16
6.4顶板管理………………………………………………17
6.5回采工作组织…………………………………………17
6.6生产量验算与成产成本………………………………17
第七章矿柱回收与采空区处理………………………………18
第八章采矿方法主要技术经济指标…………………………18
第九章参考资料………………………………………………19
第一章课程设计目的与任务
1.1课程设计目的
矿物资源工程专业的学生，无论在矿山设计单位承担矿山设计任务，还是在科研院所专业科研开发事业，或是在生产企业进行专业技术与行政管理工作，对于地下开采起主导作用的采矿方法，都必须具有正确选择设计采矿方法的知识和能力。
本次课程设计是在学习了相关专业基础和专业课程基础上，通过设计得到专业设计基本能力的初步训练。
为毕业设计与以后从事专业技术工作打下基础。
也是对同学们以前所选知识的掌握与运用能力的检验。
采矿方法课程设计，要求同学们在给定资料的基础上，通过翻阅专业参考书和相关文献，综合运用所学知识，确定技术方案，掌握正确的步骤和内容，进行必要的科学计算，并运用规范的技术语言（规范的图纸和说明书）将设计结果和设计结果表达出来。
1.2课程设计任务
某地下金矿山采矿方法设计
①根据所选地质资料及开采技术条件选择合适的采矿方法；
②设计确定所选采矿方法的各类参数；
③设计确定所选采矿方法的各类经济技术指标；
④绘制采矿方法标准方案图；
⑤编写采矿方法设计说明书（A4纸）。
第二章矿床地质与开采技术条件
2.1矿床地质
某地下金矿位于山东玲珑金矿田内，走向长度430m，延伸250m，矿体走向方向95º，倾向SW，倾角为80°，矿体最大厚度为4m，平均厚度为2.4m，品位变化大，平均品位为1.8g/t。
矿石主要金属为黄铁矿、黄铜矿、银金矿等，非金属矿物为石英绢云母。
矿石结构主要是自行半自行粒状结构。
矿石构造以致密块状结构为主。
矿体直接围岩以钾化花岗岩绢英岩钾化花岗岩，间接围岩为混合化花岗岩，矿体围岩与矿脉组成成分基本一致。
坑内涌水来源主要是构造裂隙水。
直接来源是大气降水和生产用水。
2.2资源及勘探程度
矿体主要由探矿天井与穿脉控制，勘探网度40×25m，即中段高度40m，穿脉间距25m。
其间穿插一些脉外天井，勘探程度在C级以上。
2.3开采技术条件
矿体主要由石英脉为主，该矿矿岩稳固性较好，局部尖灭再现，分支复合，容重2.8t/m³，自然安息角为45°，松散系数1.6，含金石英脉f=8~12，围岩f=12可爆性良好，含硫量较低，不氧化结块。
矿块距地表较深，附近无民采活动，矿体未遭破坏。
地表允许陷落，年生产能力为6万吨。
采用竖井开拓方案。
第三章采矿方法选择
根据上述开采技术条件：
矿石为金矿价值较大，含金石英脉f=8~12围岩f=12，稳固性较好，地表允许陷落，且可爆性良好，含硫量低，不氧化结块。
所以空场法、崩落法、充填法都可以使用。
由于矿体厚度较小为2.4m，倾角较大为80°，所以空场法可以使用浅孔留矿法，定位方案一，见图3。
崩落法可以使用分层崩落法，定位方案二。
充填法可以使用上向水平分层充填法，定位方案三。
方案一：
浅孔留矿法
图3—1浅孔留矿法
方案二：
分层崩落法
方案三：
上向水平分层充填法
图3—3上向水平分层充填法
表3—1采矿方法初选比较表
方案
主要经济
技术指标
方案一
方案二
方案三
矿块生产能力（t/d）
100~150
50~100
45~60
工作面工效（t/班）
12~25
8~10
3~5
矿石贫化率
8~10
5~8
5~15
矿石损失率
5~8
5~15
10~20
生产成本
较低
低
较高
综合比较方案一浅孔留矿法优点明显，结构简答，管理方便，开采工艺简单，生产技术比较容易掌握，采切工程小，可可利用重力放矿等多种手段。
方案二分层崩落法劳动强度大生产能力小，材料消耗多，工作面通风条件差。
方案三上向分层胶结充填法成产能力低，生产成本高。
最终选择方案一浅孔留矿法。
第四章采矿方法构成要素
由于矿体厚度较小，仅为2.4m，矿块应沿走向布置，先采矿房后采矿柱，根据勘探网度等级25×40，阶段高度40m，矿块长度定为25m，宽度与厚度一致为2.4m，顶柱高3m，底柱高5m，掘进先进天井，再掘顺路天井，不留间柱。
4.1顶柱厚度
对于薄矿脉，由于矿房的跨度很小，如果留顶柱的，一般只留3米已足够。
对于中厚以上的矿体，一般都要留顶柱。
当矿石比较稳固时，且矿房跨度不太大时，一般留3米。
如果矿石稳固性差些，或者矿房跨度很大时，应当留5米。
4.2底柱高度
底柱高度与底部结构的类型、与漏斗间距有关。
因为两个相邻漏斗喇叭口之间的三角矿柱是随漏斗口之间的距离加大而变高的。
底柱与高度还取决于矿体厚度和矿石及围岩的稳固性。
当矿体比较薄时，也可采用人工落底来代替矿石底柱。
这里底柱留5m。
4.3漏斗参数
漏斗间距6m，漏斗颈高度1m，漏斗颈坡度45°，断面为2.0×2.4m.，底柱高5m，拉底巷道断面为2.0×2.0m。
布置的原则：
①为了减少平场工作量，漏斗尽量开掘在靠近矿体下盘处；
②当矿房宽度小于7米时，可以布置一排漏斗，当矿房宽度大于7米时，可布置2排或多排漏斗。
但要求每个漏斗所担负的面积不超过50㎡；
③当矿体倾角小时，漏斗应尽量靠下盘布置；
④当矿体倾角＜60°时，靠一盘处可以不设置漏斗，仅开下盘漏斗，而留下的三角矿柱，等以后与其他矿柱一起进行回采。
（因为实际上此时大部分矿石都从下盘漏斗放出，上盘漏斗放出的矿石很少，为减少采准工作量，故可以不开）。
该矿体平均厚度为2.4m，因此采场沿走向布置。
其矿块构成要素见表。
表4—1矿块构成要素表
阶段高度
矿块长度
顶柱厚度
漏斗底部结构
漏斗间距
底柱
高度
宽度
40m
25m
4m
5m
6m
5m
2.4m
第五章矿块采准切割
5.1采准工程
采准工程有沿脉运输巷道、溜井、人行通风联络道，切割工程有拉底平巷、切割上山。
影响阶段运输平巷位置的因素主要是：
①矿脉和两盘岩石的性质；
②矿脉的厚度及矿石的工业价值；
③围岩的矿化情况；
④平巷的支护方法；使用期限以及平巷运输矿量的大小。
当开采薄矿脉时，矿脉一般位于巷道的中央。
这样有利于探矿，不易丢失矿脉，因而在生产中应用比较多。
平巷偏于矿脉的下盘时，对于开拓天井和布置放矿漏斗都比较方便。
如果上、下盘岩石的盘有矿化现象时，平巷应尽量偏于有矿化的一侧，以便可顺便回收部分金属矿。
采用脉外布置时，平巷应尽量能布置在矿脉的下盘侧，这样有利于放出采场内的矿石和减少下盘部位的平场工作量。
在矿块一侧掘进天井，另一侧设顺路天井的浅孔留矿法不留间柱，只留顶底柱。
可通风行人，也可做爆破的自由面，顺路天井断面2×1.5使用木结构支护行人通风，木结构内设人梯行人。
图5一1侧掘进天井，另一侧设顺路天井
溜井布置在矿块底部脉内，与下盘的沿脉运输平巷相通，每隔25m布置一个。
拉底巷道作为电耙出矿巷道，断面为2×2m²，
5.2切割工程
布置普通漏斗电耙式底部结构。
适用于各种矿石条件，应用很广泛，对底部切割量较少，底柱的稳定性比较好。
矿块的切割工作，漏斗自重放矿底部结构的主要切割工作包括：
漏斗横穿，漏斗颈、拉底巷等。
漏斗颈和漏斗横穿的规格为2×2.4m²，漏斗间距一般为6m。
其施工一般先掘进漏斗穿、漏斗颈，在掘进拉底巷。
漏斗颈联通拉底巷水平后，把漏斗颈扩帮刷大成漏斗。
漏斗自重放矿，一般是在漏斗顶部开凿拉底巷，然后扩帮成拉底巷。
拉低高度一般不会超过2.5m，矿房切割与漏斗颈扩大成漏斗一般同时完成。
电耙巷道根据矿体的厚度和矿体的单体设计要求，可沿走向布置电耙道，应满足以下要求：
1）为了充分放出最后一个漏斗的矿石，电耙道应当超过最后一个漏斗，其长度不小于5.5～6.0米。
2）考虑到操作电耙方便和电耙绞车不受二次破碎的影响，绞车硐室的长度一般为4.0～5.5米。
放矿溜井侧到到绞车的安全距离为2—3米。
3）电耙道与放矿溜井交接处，应当适当加宽，以保证行人安全。
4）布置两条以上电耙道时，其中心间距为10—15米。
（红透山矿实际采用15～17米）。
5）电耙一般都是水平布置，但也有沿倾斜布置的，其倾斜角度不应大于
25°～30°，倾斜耙道耙矿效率高，但处理卡漏和二次破碎时，安全性较差。
6）溜井口不能开掘在正对某一个漏斗处，必须错开一定距离（书中写4米，关键看矿石自然安息角大小，一般必须在2米以上。
）否则出矿处理大块及卡漏都很困难。
7）电耙巷道有两个通风人行安全出口，不能设计成独头电耙巷道。
8）绞车硐室底板应低于溜井另一侧耙道水平（0.3～0.5米）这样有利于耙矿。
图5-2电耙道布置
采准切割图表汇总：
表5—1采准切割工程量表
工作项目
断面规格（m²）
长度（m）
体积（m³）
下盘沿脉巷道
2×2
25
100
人行通风天井
2×1.5
40
120
拉底巷道
2×2
25
100
溜井
3×3
4
36
漏斗颈
2×2.4
4×3
57.6
劈漏
2.4×2
4×2
38.4
合计
—
—
表5—2千吨采切比
指标名称
用长度表示（m/kt）
用体积表示（m³/kt）
修正系数
用长度表示（m/kt）
用体积表示（m³/kt）
千吨采准比
10.45
35.39
1.25
13.06
44.24
千吨切割比
4.0
16.1
1.25
5
20.1
千吨采切比
14.45
51.49
1.25
18.06
64.34
表5—3采准切割循环表
项目名称
工程量（m）
掘进速度（m/月）
完成时间（月）
下盘沿脉平巷
25
100
0.25
先进天井
40
50
0.8
拉底巷道
25
100
0.25
漏斗
4（个）
——
0.1
溜井
4
100
0.04
表5—4采准切割费用表
项目名称
工程量（m³）
单价（元/m³）
金额（元）
下盘沿脉平巷
125
115
14375
先进天井
120
183
21960
拉底巷道
100
115
11500
漏斗
96
150
14400
溜井
36
183
6588
第六章采场回采设计
浅孔留矿法的回采工作包括有：
凿岩爆破、出矿、通风、顶板管理和大量放矿等。
矿房回采是自下而上分层进行的，每一分层的高度一般为2米左右。
采用浅孔崩矿。
6.1凿岩爆破
由于矿山生产能力较小，矿体厚度较小，不需要打深孔或中深孔，普通的浅眼凿岩设备可满足要求。
因此凿岩设备可选用YT－24或7655气腿式凿岩机和YSP－45向上式凿岩机，YT－24或7655气腿式凿岩机可以钻凿水平、倾斜向下和微倾斜向上的炮孔，适合钻凿f=8~12的中等坚硬和坚硬的矿岩；YSP－45可以钻凿75°～85°的向上炮孔。
表6—1凿岩设备的主要技术参数
凿岩机型号
机重（kg）
全长（mm）
冲击频率（次/min）
使用
风压（Mpa）
使用
水压（Mpa）
钻孔直径（mm）
最大孔深（m）
推进方式
YT－24
24
678
1800
0.5
0.3
34~42
5
FT－140气腿子
7655
24
620
>2100
0.3
0.3
34~42
5
FY－200
YSP－45
44
680
2700
0.5
0.3
35~42
6
自带轴向推进器
1）选用YSP-45型凿岩机打75°～85°的向上孔，孔深1.5m，间距1m，排距1m，最小抵抗线W=0.6～1.6m。
图6上向浅孔打眼
2）炮孔排列形式：
交错布置形式（即梅花形布置）
适用于矿石坚硬，厚度大的矿体，用于这种形式崩下来的矿石块度比较均匀。
生产实际中广泛应用这种形式。
图7炮孔布置形式
3）炸药消耗量：
该矿脉为含金石英脉f=8~12，围岩f=12可爆性良好，炸药消耗量为0.3kg/m³。
每个矿块炸药消耗量=δ×矿块工程量
每个矿块工程量=（40—3）×2.4×25=2220m³
所以
每个矿块炸药消耗量=0.3×2220=666kg
炸药市场价8元/kg
每个矿块爆破费用=666×8=5328元
表6—2浅孔单位炸药消耗量如下表
普氏系数f值
2～4
6～8
10～14
＞14～16
δ1
0.15～0.20
0.20～0.3
0.3～0.4
0.4～0.6
δ2
0.15～0.20
0.2～0.25
0.25～0.3
0.35～0.4
4）浅孔装药系数：
实际经验证明，炮眼中的装药系数不宜太小，最好能达到60—70%。
如果装药系数太小，则炸药在矿石中分布不均匀，崩下的矿石大块比较多。
5）起爆方法
主要采用导火线点燃火雷管一次点火顺序起爆的起爆方法。
使用电雷管起爆的较少。
现在许多矿山都使用薄铁皮做成三通管联接的办法。
在每根导火线的外端附近横切一个三角形槽，使药芯露出后，沿三通的1—2孔穿入三通，使药芯露出部位正对三通管的孔了。
6）炸药：
多用铵油炸药或硝铵炸药。
7）起爆药包：
置于孔底起第二个药包处，人工装药。
6.2放矿出矿
采用电耙出矿，矿石崩落以后，由于矿石碎胀，为了保证有一定的工作空间，必须放出部分矿石。
按规定应放出崩薄矿石的1/3，凿下2/3作为继续工作的临时工作台，碎胀系数为1.6。
应注意：
①在局部放矿时，不允许人员在放矿漏斗上方作业，以保证人身安全。
②局部放矿时，应有计划的进行，使平场工作量减少，防止形成空硐。
若一但发现产生了空硐，应及时处理。
6.3通风
浅孔留矿法法通风比较容易，凿岩、爆破、出矿都是在采场内进行，通风系统为硐室型采场通风。
通风线路：
阶段运输平巷→人行通风天井→采场→上阶段回风天井。
通风方式采用主扇的总风压形成贯穿风流通风。
采场内除尘是为了保持良好的通风效果，创造良好的劳动条件，保证井下人员的身体健康，提高劳动生产率。
①通风除尘，在采掘工作面、溜井等地和产尘设备（如破碎机、输送机、装运机、掘进机等）采取密闭抽尘净化措施；
②采用湿式凿岩设备进行湿式作业；
③控制通风风速，减少扬尘；
④加强个体防护，现场作业人员带口罩作业；
⑤爆破前除尘减少因振动引起的大量灰尘扬起。
回采工作面的需风量，按照《地下矿通风规范》规定，按下列要求分别计算，取其中最大值：
同时工作的最多人数计算，供风量应不少于每人4m³/min。
即：
Q=4∑n，m³/min
式中：
∑n——工作面同时工作的最多人数。
按装药时10人计算得Q=40m³/min。
②按排尘风速计算：
Q=Sν，m³/s
式中：
S—工作面过风面积，㎡；ν—要求的排尘风速，m/s；硐室型采场最低风速应不小于0.15m/s，巷道型采场、凿岩巷道和掘进巷道应不小于0.25m/s；干净破碎巷道和溜井缷矿口应不小于0.5m/s；
按照硐室型采场不小于0.15m/s计算，得Q=15×0.15＝2.25m³/s＝135m³/min
通过以上的计算，采区的通风量约为135m³/min。
由于采区的空区随着工作面的推进而不断增大。
爆破通风时间也不断增加，一般通风时间不小于30分钟。
6.4顶板管理
在局部放矿以后，工人进入采场后，首先就应撬去工作地点的浮石，否则会直接影响工人的安全生产。
平撬工作既重要又比较繁重。
到目前为止，还没有什么好的机械化设备来进行这些工作。
当矿体倾角较缓时，平场工作量也随之增加（大量矿石堆积在下盘侧）。
6.5回采工作组织
当把矿房内的矿石全部采完后，要进行大量放矿工作，把原来留下的2/3碎石全部放出来。
应注意作业顺序问题，如下部出矿，上部就不能打眼或作其他工作。
用一昼夜三班为一个循环，即一个班凿岩爆破，一个班放矿，第三个班平场处理工作。
配备凿岩工人1名，助手1名，平场工2名，放矿工2—4名，支柱工1名等。
凿岩需要5个小时，装药爆破2个小时，出矿需要5个小时左右，撬顶需要3个小时，平场2个小时，下一班的凿岩准备又一个小时。
表6—3浅孔留矿法的矿房回采中的工作组织循环图表
6.6生产量验算与成产成本
根据结构参数计算得出每块矿块的生产能力为62120t，矿山要求生产能力为6万t，所以每年需要采切10个矿块。
采切一个矿块需要1.3个月。
回采时每次爆破下1.5m，阶段高度40m，处顶柱与拉底巷道外剩余34m，回采一个矿块需要需要22天，采准切割加回采，每个矿块大约需要2个月时间，故需要两个矿块同时工作。
每个矿块生产成本由凿岩爆破成本，通风成本，铲运成本，工人工资等方面组成。
上述章节计算出每个矿块炸药成本为5328元，每个矿块回采需要雷管大约2.4×25×34÷1.5=1360个，每个雷管6元，1360×6共8160元。
起爆线大约需要4000m，起爆线每米0.4元，4000×0.4=1600元。
上述章节计算出采准费用为阶段运输平巷为14375元，切割天井为21960元，拉底巷道为25875元，溜井6588元，漏斗14400元。
25875+14375+21960+14400+6588=83198元
所以采切凿岩需要83198元。
铲运机铲装为3.75元/t，每个矿块生产能力6212t，所以铲运机出矿成本为3.75×6212=23295元。
通风成本为0.65元/m³，根据上述计算每次爆破需通风135m，一个矿回采完毕需通风22次。
故22×135×0.65=1930元。
故通风需要1930元。
工人工资每月5000元，每个矿块回采需要大约8人，两个矿块同时工作。
需要16人，每年按12月发，需要12×16×5000=960000元。
综上所述，一年生产10个矿块，采准切割需要83198×10=831980元，通风需要.1930×10=19300元，铲装需要2329.5×10=23295元，炸药消耗为5328×10=53280元，雷管需要8160×10=81600元，起爆线1600×10=16000元，工人工资为960000元。
生产总成本为：
960000+16000+81600+53280+23295+19300+831980=1817551元
每吨矿石成本：
1817551元÷60000t=30.29元/t
综上所述，该矿田年生产60000吨，一年才10个矿块，2个矿块同时工作生产每吨矿石需要30.29元。
第七章矿柱回收与采空区处理
采用YQ-100型钻机钻凿水平，垂直平行深孔，集中爆破。
崩落矿石厚度以15~20m为宜。
开采埋藏浅的急倾斜采场，在矿柱回采石，尽量利用上部较软岩石来充填空区，开采深部的急倾斜采场，一般采用强制的崩落上部岩石或利用上阶段的覆盖层。
第8章采矿方法主要技术经济指标
表7—1主要经济技术指标参数表
序号
项目
单位
数量
备注
1
矿石品位
%或g/t
1.8
2
矿石体重
t/m3
2.8
3
矿体厚度
m
2.4
4
矿体倾角
度
80
5
设计生产能力
万t/a
6
6
阶段高度
m
40
7
采场长度
m
25
8
采场宽度
m
2.4
9
矿块矿量
t
2400
10
千吨采切比（长度）
自然m/kt
18.06
11
千吨采切比（体积）
m3/kt
64.34
巷道断面面积较大
12
采场生产能力
t/d
252
13
损失率
%
10
根据类似条件矿山选取
14
贫化率
%
8
根据类似条件矿山选取
15
生产总成本
元
1817551
生产期间成本
16
采矿直接成本
元/t
30.29
第九章结束语
通过本次采矿学课程设计，加深了我对采矿方法的理解，巩固了所学基础知识。
在王老师的指导下，我学会了CAD制图基本规范，采矿方法初选方法等多方面的知识。
相信这次课程设计会对我毕业设计和以后工作带来很大的帮助。
参考资料
1.《采矿设计手册》，中国建筑工业出版社；
2.《采矿学》，冶金工业出版社；
3,《矿物资源开发工程》，武汉工业出版社；
4.《冶金矿山设计参考资料》，冶金业出版社；
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