金属矿山地下开采课程设计方案.docx

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金属矿山地下开采课程设计方案

《金属矿床地下开采》课程设计

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一、矿床地质

1、矿体特征

矿区锂辉石矿体产于花岗伟晶岩脉的中部或占据整个脉体，其形态变化与花岗伟晶岩脉形态变化具一致性，矿床成因属多来源、多成因的花岗质——伟晶岩期气化高温热液矿床。

本区初步查明了富含锂辉石矿体2条分别分布于矿区北东部Li26号矿体和南部Li33号矿体。

矚慫润厲钐瘗睞枥庑赖。

Li26号矿体：

矿体走向长度约400m，厚度1.01～5.37m，平均厚度3.67m，厚度变化系数为49.52%，矿体倾角75°左右，矿体埋藏标高为+320～+180m。

矿体东端局部矿段地表倾向北西，倾角较陡。

矿体主要受一北东向裂隙组的控制（为F8断裂之派生裂隙），其形态较为复杂，呈一北东向延伸的脉状，且分枝复合，膨大缩小等现象较为多见，同时该矿体还遭受北西向平移断层（F20）的切割，使该矿体南北错移50多米，断层附近伴有牵引扭曲、倾向倒转、倾角变陡等现象，从而使矿体形态更为复杂，该矿体在剖面上呈舒缓波状。

矿体剖面形态呈反“S”型。

聞創沟燴鐺險爱氇谴净。

2、矿石特征

本矿区矿石为锂辉石伟晶岩，以花岗伟晶结构为主，次为文象结构，蠕状结构、残余结构、及花岗鳞片变晶结构。

以块状构造为主，长带状构造次之。

主要矿物成分有斜长石、微斜长石、石英、锂辉石等。

残骛楼諍锩瀨濟溆塹籟。

斜长石：

为主要脉石矿物之一，含量一般为30～40%，平均含量约37%左右，半自行——他行晶，呈板柱状、叶片状或粒状，双晶较发育，灰白色，玻璃光泽，主要为钠长石，局部出现钠——更长石。

酽锕极額閉镇桧猪訣锥。

微斜长石：

为主要脉石矿物之一，含量一般为10～15%，平均含量约12%左右，晶体呈厚板状，晶体粗大，大者长10～50cm，灰白色至浅灰色，玻璃光泽，常被钠长石交代。

彈贸摄尔霁毙攬砖卤庑。

石英：

为主要脉石矿物之一，含量一般为25～30%，平均含量约26%左右，呈不规则粒状，灰白色，透明至半透明，玻璃光泽——油脂光泽，往往与微斜长石密切共生，镶嵌于长石、云母等矿物之间，熔蚀微斜长石。

謀荞抟箧飆鐸怼类蒋薔。

锂辉石：

为本矿区主要有用矿物，含量一般为7～35%，平均含量约16%左右，个别最高可达40%。

呈灰白色、浅黄色、浅灰色或浅蓝色、浅绿色及浅红色，玻璃光泽，半透明，条痕无色；晶体呈长条状或板柱状，晶体大小一般1.0*8cm；亦可见板柱状巨晶10*100cm；断口参差状，比重3.128。

锂辉石与石英、长石、白云母属同一矿化阶段产物。

但锂辉石具多次结晶特征，早世代锂辉石呈长条状，定向排列明显，并均匀分布于矿石中；晚世代锂辉石晶体粗大，呈宽板状，色泽较白且矿物较纯，在矿石中分布不均匀，往往出现在矿体的中部。

锂辉石风化后呈白色，经动力蚀变后呈绿色，两者均保留有锂辉石晶形，但Li2O已被大量流失，其含量均小于0.5%。

据锂辉石单矿物化学分析，Li2O7.0%，Nb2O50.0033%，Ta2O50.0015%，Rb2O0.036%，BeO0.0066%，Cs2O0.001%，SiO264.4%，Al2O326.61%，K2O0.5%，Na2O0.3%。

不同矿石类型矿体的锂辉石单矿物化学成分含量有所差别，钠化较强的矿体锂辉石Li2O含量为6.8%，硅化较强的矿体锂辉石Li2O含量达7.2%。

厦礴恳蹒骈時盡继價骚。

此外，本区有用矿物还有钽铌铁矿、铌钽铁矿、重钽铁矿等稀有金属矿物等。

矿石主要化学成分为：

SiO2：

70.63%，Al2O3：

17.53%，Li2O：

0.7-2.2%，：

1.95%，Na2O：

4.10%，P2O5：

0.89%，：

0.12%，Nb2O5：

0.012%，Ta2O5：

0.0044%，Fe2O3：

0.2%，FeO：

0.45%。

茕桢广鳓鯡选块网羈泪。

全区矿石中Li2O品位一般0.7～2.2%，其中最高品位为3.44%，最低品位为0.06%，平均为1.1%。

不同矿体，Li2O含量略有差异。

Li33号矿体Li2O品位最高为3.08%，最低为0.06%，平均为1.05%，其品位变化系数为49.81%，属不均匀类型；Li26号矿体Li2O品位最高为2.26%，最低为0.278%，平均为1.34%，其品位变化系数为44.39%，属不均匀类型。

鹅娅尽損鹌惨歷茏鴛賴。

矿石中所含的Li2O约82.4～95%赋存于锂辉石矿物中，其余赋存于长石等矿物中。

区内矿石中的Li2O一般在微斜长石——钠长石花岗伟晶岩和钠长花岗伟晶岩中相对富集，即在花岗伟晶岩脉横向分带上为中间带，在垂直分带上为中部带。

其向边缘过渡或向上部、下部过度，Li2O含量呈逐步减少的趋势。

同时区内矿石中Li2O的含量与赋矿母岩的规模呈正比关系，即赋矿母岩膨大的部位则Li2O含量相对较高且矿体相对较厚，反之则Li2O含量相对较小，矿体相对较薄甚至尖灭。

再者，赋矿母岩的钠长石蚀变、云英岩化蚀变、还有风化作用的影响，都会造成矿石中Li2O含量的降低。

籟丛妈羥为贍偾蛏练淨。

二、开采技术条件

1、矿区水文地质条件

地表水

矿区为中低山丘陵侵蚀地形，山谷溪流较多，其中流量最大的为河源溪，其最大流量为4334.4m3/h，最小流量为363.81m3/h，平均流量为1074.39m3/h，次为冷井溪，其最大流量为448.92m3/h，最小流量为69.48m3/h，平均流量为174.86m3/h。

預頌圣鉉儐歲龈讶骅籴。

地表水主要由大气降雨补给，旱季由地下泉水补给，因而各溪流的流量随季节变化而变化。

地表水主要随地形条件由溪流向外排出，次为通过构造裂隙补给地下水。

渗釤呛俨匀谔鱉调硯錦。

地下水

①第四纪松散孔隙含水层：

主要分布在较大溪流两侧由砾石、砂与粘土组成的松散堆积层中，厚度1～5m，透水性良好，其动态随季节变化显著，水质属碳酸～氯化物～钙钠镁水，矿化度25～150mg/L。

铙誅卧泻噦圣骋贶頂廡。

②构造断裂裂隙带含水层

矿区风北东向、北北东向断裂具压扭性特性，多属不含水断层，部分还是重要隔水层。

北西向、北东东向、北西西向裂隙（断裂）属张性或张扭性，为主要含水裂隙，局部裂隙密集地段可形成厚度较大的含水带。

水质属重碳酸盐钙钠水，矿化度100～150mg/L；在冷井南沿断裂裂隙带出现有上升裂隙泉，水质好，偏硅酸含量40mg/L，锂元素含量0.3mg/L，达国家级优质天然矿泉水标准，钻孔涌水自流量达65～78.8m3/h，已建有锂矿泉水厂。

裂隙水主要为地表水补给，动态受季节性控制。

擁締凤袜备訊顎轮烂蔷。

未来矿坑涌水量初步分析

本矿区位于地形坡度较陡的山区，地形切割强烈，高差大，矿床的围岩为震旦系云母片岩、石英云母片岩及花岗伟晶岩；地表无大的水体，仅在村庄附近有少量水塘，其容量仅有数十至数百立方米，地下水除大气补水外，无其它水源补给。

贓熱俣阃歲匱阊邺镓騷。

2、矿区工程地质

矿（脉）体顶、底板岩性为云英岩化、钠长石化、硅化伟晶岩或角岩化云母石英片及云母片岩。

伟晶岩岩石致密坚硬，稳定性较好；云母石英片岩或云母片岩，岩石易碎、裂隙或节理发育，稳定性较差。

就全矿区而言，大部分岩、矿石呈致密块状，质地坚硬，裂隙不发育，多数地段岩石稳定性较好，对采矿施工较为有利。

地表容许塌陷。

坛摶乡囂忏蒌鍥铃氈淚。

3、矿区环境地质

矿区处于地震稳定区，山洪、泥石流、滑坡、崩塌等现象不常见，但由于该区围岩为变质云母片岩、石英云母片岩，地表风化较强，且多数产状陡，稳定性差，较易发生滑坡、崩塌等现象，特别是局部地段因人工不规范采矿更容易出现滑坡或崩塌现象。

因此在未来矿山开发中还需引起注意。

矿石中对人体有害元素和放射性极低；地层中放射性也低，其强度6～14γ，最高33γ。

从总体上看，矿床地质环境质量较好，采矿活动对地质环境不会造成较大的破坏，其影响程度较小。

蜡變黲癟報伥铉锚鈰赘。

4、矿床开采工业指标

参照《矿产工业要求参考手册》和同类矿床的有关一般工业要求，确定出该矿锂辉石矿床工业指标如下：

矿石边界品位：

Li2O0.5%；

最低工业品位：

Li2O0.7%；

最小可采厚度：

1.8m；

夹石剔除厚度：

≥2.0m。

三、采矿方法选择

1、采矿方法初选

根据给定的矿体地质条件，开采技术条件，选择出在技术上可以，经济上合理，保证工人安全生产的全部采矿方法，对于这些初选的3～5个采矿方法，即不能遗漏，也不能将明显不合理的采矿方法选进来。

如遗漏有可能丢掉最优方案，如将明显不合理的采矿方法选进来，增加了方案比较的工作量，初选采矿方法要求确定好采矿方法各部分的结构和参数，主要凿岩、出矿设备型号，并按比例做出采矿方法草图。

買鲷鴯譖昙膚遙闫撷凄。

根据上述提供的矿床地质及开采技术条件资料，综合分析可以总结出该矿床有如下特点：

1该矿床属急倾斜矿床（矿体倾角75°左右）、薄矿体（厚度1.01～5.37m，平均厚度3.67m）。

2就全矿区而言，大部分岩、矿石呈致密块状，质地坚硬，裂隙不发育，多数地段岩石稳定性较好，对采矿施工较为有利。

可以知道该矿岩均较稳固。

綾镝鯛駕櫬鹕踪韦辚糴。

根据矿床条件：

急倾斜、薄矿体、矿岩均较稳固可以初步选择采矿方法：

留矿采矿法、分段矿房法、垂直深孔落矿阶段矿房法、上向倾斜分层充填采矿法。

驅踬髏彦浃绥譎饴憂锦。

2、采矿方法技术经济分析

参考类似矿山的技术经济指标，对下列指标进行选取并比较：

矿块生产能力，矿石损失贫化指标，劳动生产率，主要材料消耗，采切比，劳动强度，安全程度，工作环境等，通过比较以上指标，删去一些较差和相对较差的采矿方法，在删减的过程中，各采矿方法的优缺点要分清主次，具体矿床具体考虑，最后剩下2~3个难以区别优劣的采矿方法参加下一步的比较。

猫虿驢绘燈鮒诛髅貺庑。

初步进行简要的技术经济分析，分析指标见下表一，

表一:

适用条件

优点

缺点

留矿采矿法

围岩和矿石均稳固；矿体厚度以薄和极薄矿脉为宜；矿脉倾角以急倾斜为宜；矿石无结块和自燃性。

留矿法具有矿块结构及生产工艺简单，管理方便，可利用矿石自重放矿，采准切割工程量小等优点。

安全性较差；平场作业难于实现机械化，劳动强度大；积压大量矿石，影响资金周转。

分段矿房法

矿石和围岩中等稳固以上的倾斜和急倾斜厚矿体

使用高效率的无轨装运设备，应用时灵活性大，回采强度高。

可立即回采矿柱和处理采空区

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

水平深孔落矿阶段矿房法

急倾斜的厚大矿体或中厚矿体；急倾斜平行极薄矿脉组成的细脉带

回采强度大，劳动生产率高，采矿成本低，坑木消耗

少，回采作业安全

矿柱矿量比重较大（35-60%），回采矿柱的贫化损失大，采准工作量大

上向倾斜分层充填采矿法

矿体形态规整，中厚以下矿体，倾角应大于60°-70°

矿石损失贫化低，保持岩层稳定，可机械化充填。

充填系统复杂且成本高，阶段间矿柱回采困难，劳动强度大，生产效率低。

从分析比较表一中对各种采矿方法的评价可以得出以下结论:

首先上向倾斜分层充填采矿法上向倾斜分层充填法除了采准工作量大，同时是多间断循环作业，需建立充填系统，充填系统复杂且成本高，阶段间矿柱回采困难，劳动强度大，生产效率低，它所使用的条件较严格，矿块生产能力受到限制，并且随着现代机械化程度的提高，这种方法越来越少被采用，故不宜采用。

其次对于分段矿房法，由于有不少巷道布置在脉外采准切割工程量太大，费用高，矿脉太薄导致劳动生产率降低，并且该法主要对中厚矿体以上有利，故在此也不宜采用。

最后留矿采矿法和垂直深孔落矿阶段矿房法相对以上所述两种方法都具有一些优越性。

锹籁饗迳琐筆襖鸥娅薔。

综上所述，把留矿采矿法和垂直深孔落矿阶段矿房法进行下一步的比较：

第一方案为有间柱和顶底柱留矿法，采用YSP45型气腿式凿岩机，钎头直径：

40mm，炮孔深度：

2m，凿岩机效率：

40m;第二方案为水平深孔阶段矿房法，采用YG40型气腿式凿岩机，钎头直径：

50mm，炮孔深度：

15m，凿岩机效率：

40m。

两个方案的技术经济比较如下：

構氽頑黉碩饨荠龈话骛。

A．有间柱顶底柱留矿法：

确定其结构参数为：

阶段高度为50m，矿块长度为48m,底柱高6m，先行天井，顺路天井尺寸为2×3m,间柱6m，漏斗间距6m，斗劲2×2m回风巷道，阶段运输巷道尺寸2×3m.联络道2×2×3m，采切工程量计算如下：

表二輒峄陽檉簖疖網儂號泶。

采矿方法综合分析比较：

采准工程量：

（

（1）天井工程量：

2×2×50=200m3

（2）巷道工程量：

2×3×48=288m3

（3）联络道工程量：

2×2×2×21+2×1×2=172m3

（4）斗劲工程量：

2×2×2×7=56m3

采准工程量=天井工程量+巷道工程量+联络道工程量+斗劲工程量=200+288+172+56=716m3尧侧閆繭絳闕绚勵蜆贅。

切割工程量：

（1）拉底巷道工程量：

2×48×3.8=364.8m3

（2）劈漏工程量：

16（劈漏量/个）×7=112m3

切割工程量=拉底巷道工程量+劈漏工程量=364.8+112=476.8m3

采准比:

采准工程量/矿块采出体积=716/（42×43×3.67+21×3×2+22×3×2+2×2×2×7+2×3×48）=0.09识饒鎂錕缢灩筧嚌俨淒。

切割比：

切割工程量/矿块采出体积=476.8/（42×43×3.67+21×3×2+22×3×2+2×2×2×7+2×3×48）=0.07凍鈹鋨劳臘锴痫婦胫籴。

采切比：

（采准工程量+切割工程量）/矿块采出体积=（716+576.32）/（42×43×3.67+21×3×2+22×3×2+2×2×2×7+2×3×48）=0.156恥諤銪灭萦欢煬鞏鹜錦。

损失率：

q=Q1/Q=（48×50×3.67-42×43×3.67+21×2×2+22×3×2+2××2×7+2×2×48）/（48×50×3.67）=0.19鯊腎鑰诎褳鉀沩懼統庫。

B．水平深孔阶段矿房法：

确定其结构参数为：

阶段高度为50m，矿块长度为40m,底柱高8m，顶柱厚6m，间柱10m，先行天井，顺路天井尺寸为2×3m,回风巷道，阶段运输巷道尺寸2×3m.漏斗间距6m，斗劲2×2m，拉底巷道2×3.67m，采切工程量计算如下：

硕癘鄴颃诌攆檸攜驤蔹。

采准工程量：

（1）天井工程量：

2×3×50=300m3

（2）巷道工程量：

2×3×40=240m3

（3）联络道和凿岩硐室工程量：

2×2×3×20+3×3×4×20=960m3

（4）斗劲工程量：

2×2×2×5=40m3

采准工程量=天井工程量+巷道工程+联络道和凿岩硐室工程量+斗劲工程量=300+240+960+40=19000m3阌擻輳嬪諫迁择楨秘騖。

切割工程量：

2×40×3.67+32（劈漏V/个）×5=501.6m3

采准比：

采准工程量/矿块采出体积=1900/（32×30×3.67+2×2×3×20+3×3×4×20+2×3×50+2×3×40+2×2×2×5+32×5）=0.41氬嚕躑竄贸恳彈瀘颔澩。

切割比：

切割工程量/矿块采出体积=501.6/（32×30×3.67+2×2×3×20+3×3×4×20+2×3×50+2×3×40+2×2×2×5+32×5）=0.1釷鹆資贏車贖孙滅獅赘。

采切比：

（采准工程量+切割工程量）/矿块采出体积=（1900+501.6）/（32×30×3.67+2×2×3×20+3×3×4×20+2×3×50+2×3×40+2×2×2×5+32×5）=0.5怂阐譜鯪迳導嘯畫長凉。

q=Q1/Q=40×50×3.67-（0×3.67+2×2×3×20+3×3×4×20+2×3×50+2×3×40+2×2×2×5+32×5）/（40×50×3.67）=28.8%谚辞調担鈧谄动禪泻類。

（3）每米炮孔崩矿量

Q=waη0γ（1-k）/（1-γ1）

式中：

w－炮孔最小抵抗线，m。

a－炮孔间距，m。

η0－炮孔利用率，%。

γ矿石体重，t/m3。

k－矿石损失率，%。

γ1－矿石贫化率，%。

方案一：

Q1=waη0γ（1-k）/（1-γ1）=0.95×0.95×0.8×3.128×（1-0.05）/（1-0.403）=4.33t/m嘰觐詿缧铴嗫偽純铪锩。

方案二：

Q2=waη0γ（1-k）/（1-γ1）=1×2×0.8×3.128×（1-0.184）/（1-0.559）=9.26t/m熒绐譏钲鏌觶鷹緇機库。

因此方案一的炸药消耗较少，从而直接成本更低。

综上所述，浅孔留矿法的回收率更高，贫化率更低，直接成本更低。

所以选择浅孔留矿法。

表二：

法

方

矿

采

标

指

济

经

术

技

损失率

（%）

贫化率

（%）

矿块生

产能力

（%）

炸药

单耗

kg/t

矿块工人劳

动生产率（吨/工班）

木材消耗量

m3/t

留矿法

2.6

——

128.7

0.88

8.2

——

水平深孔阶段矿房法

29.28~

49.55

——

273

0.574

21.31

——

四、留矿法采矿方法的单体设计

1、结构和参数

矿块结构主要参数包括阶段高度、矿块长度和宽度、矿柱尺寸及底部结构等。

阶段高度应根据矿床的勘探程度、围岩稳固情况、矿体倾角等因素来确定。

总结我国应用留矿法的经验，确定阶段高度为50m，矿块长度为50m，间柱宽为6m，顶柱厚2m，底柱高5m鶼渍螻偉阅劍鲰腎邏蘞。

2、采准工作

采准工作主要是掘进阶段运输巷道、先进天井（作为行人、通风之用）、联络道、拉底巷道和漏斗颈等。

先进天井布置在间柱中，在垂直方向上每隔5m掘联络道，与两侧矿房贯通。

纣忧蔣氳頑莶驅藥悯骛。

在矿房中每隔6m，设一个漏斗，部放矿结构为2m×2m，漏斗面倾角为45°。

为了减少平场工作量，漏斗应尽量靠近下盘。

由于采用浅孔落矿，一般不设二次破碎水平，少量大块直接在采场工作面进行破碎。

颖刍莖蛺饽亿顿裊赔泷。

3、切割工作

切割工作比较简单，以拉底巷道为自由面，形成拉底空间和辟漏，它的作用是为回采工作开辟自由面，并为爆破创造有利条件。

濫驂膽閉驟羥闈詔寢賻。

拉底高度确定为2m，拉底宽度等于矿体厚度。

拉底和辟漏的施工，根据该矿体的厚度，采用有底柱拉底和辟漏同时进行的切割方法，其步骤如下:

銚銻縵哜鳗鸿锓謎諏涼。

（1）在运输巷道一侧以40°～50°倾角，打第一次上向孔，其下部炮孔高度距巷道底板1.2m，上部炮孔在巷道顶角线上与漏斗侧的钢轨在同一垂直面上;（图二中1）挤貼綬电麥结鈺贖哓类。

（2）爆破后站在矿堆上，一侧以70°倾角打第二次上向孔（图二中2）。

第二次爆破后将矿石运出，架设工作台再打第三次上向孔。

装好漏斗后爆破（图二中3）并将矿石放出，继续打第四次上向孔（图二中4），爆破后漏斗颈高可达4～4.5m。

赔荊紳谘侖驟辽輩袜錈。

（3）在漏斗颈上部以45°倾角向四周打炮孔，扩大斗颈，最终使相邻斗颈连通，同时完成辟漏和拉底工作（图二中5、6、7）。

塤礙籟馐决穩賽釙冊庫。

4、回采工作

留矿法的回采工作包括：

凿岩、爆破、通风、局部放矿、撬顶平场、大量放矿等。

回采工作自下而上分层进行，分层高度为3m，采场宽度为矿体厚度。

裊樣祕廬廂颤谚鍘羋蔺。

凿岩

采用上向炮孔，分梯段作业，梯段长度为10m，根据本矿体厚度和矿岩分离的难易程度选择炮孔布置形式为平行排列（如下图所示）。

平行排列适用于矿石坚硬，矿体与围岩接触界限不明显或难于分离的厚度较大的矿脉。

仓嫗盤紲嘱珑詁鍬齊驁。

爆破

一般采用铵油炸药或硝铵炸药爆破，用导火线点燃火雷管超爆，而电雷管应用得不普遍。

最小抵抗线W=（25--30）D=30*45=1.35m

炮孔间距A=（1—1.5）*W=2m

每米炮孔崩矿量Q=WANR（1-K）÷（1-R）=5.16t

通风

因爆破凿岩作业产生的粉尘中游离二氧化硅粒子含量很高，对健康危害较大，因此在采掘工作面空气中的含氧量不得少于20%，风速不得低于0.15m/s。

矿房的通风系统，一般是从上风流方向的天井进入新鲜空气，通过矿房工作面后，由下风流方向的天井排到上部回风巷道。

绽萬璉轆娛閬蛏鬮绾瀧。

局部放矿

采用重力放矿。

在局部放矿时，放矿工人应与平场工人密切联系，按规定的漏斗放出所要求的矿量，以减少平场量和防止在留矿堆中形成空硐。

如果发现已形成空硐，应及时采取措施处理，其处理方法有爆破震动消除法、高压水冲洗法、采用土火箭爆破法消除空硐、从空硐两侧漏斗放矿，使悬空的矿石垮落。

骁顾燁鶚巯瀆蕪領鲡赙。

平场、撬顶和二次破碎

为了便于工人在留矿堆上进行凿岩爆破作业，局部放矿后应将留矿堆表面整平，这叫平场。

平场时，应将顶板和两帮已松动而未落下的矿石或岩石撬落，以保证后续作业的安全，这叫撬顶。

崩矿和撬顶时落下的大块，应在平场时破碎，以免卡塞漏斗，这叫二次破碎。

瑣钋濺暧惲锟缟馭篩凉。

最终放矿及矿房残留矿石的回收

矿房采完后，应及时组织最终放矿，也叫大量放矿，即放出存留在矿房内的全部矿石。

放矿时，应避免存留矿石中产生空洞或悬拱现象。

在放矿时如漏斗堵塞，应及时处理，以提高放矿强度，防止围岩片落，减少二次贫化。

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参考文献：

1、解世俊主编金属矿床地下开采冶金工业出版社，1984

2、采矿设计手册

3、采矿手册