采矿方法课程设计.docx

1、采矿方法课程设计采矿方法课程设计学院：专业：XX：学号：指导老师：总论一、目的和要求本课程设计是采矿与岩土工程专业教学工作中的重要环节之一，目的是使学生将本专业有关课程融会贯通，全面掌握采矿方法单体设计的内容、步骤和方法；学会查阅设计手册、定额手册、设计规X、安全规程和其他文献资料；培养学生运用所学的知识分析和解决问题的能力，并提高设计、计算和绘图的能力。本教学环节是将来毕业设计和论文工作的预演。学生应根据“课程设计命题书”所规定的条件和“采矿方法课程设计大纲”所规定的内容和要求进行设计。课程设计由说明书、大图、小图和表格等部分组成。课程设计说明书包括采矿地质条件、采矿方法选择、矿块采准工作、

2、回采计算、矿柱回采和采空区处理、采矿方法技术经济指标等章内容。设计说明书应用统一规定的说明书纸用钢笔腾写，腾写后装订成册。封面采用学校统一的设计（论文）封面，设计任务书装在第一页，其次为目录、正文、参考文献和致谢。文字应精简、扼要、通顺，抄写整洁。说明书应附有必要的插图（3-4X）。采矿方法大图应用一号图纸按比例绘制，并应符合工程制图各项要求，图纸清晰、正确和美观。学生应在规定的时间内完成设计的全部内容，并参加答辩，指导教师根据设计者所作设计内容、质量、态度和答辩情况，按优、良、中、及格和不及格五级分制评定成绩。二、设计任务书由指导教师签字的设计任务书是学生进行课程设计的依据，每人一份，且不能

3、雷同，设计任务书包括以下内容：1、矿石和矿床名称，矿床成因和类型；2、设计生产能力；3、矿体产状、厚度、倾角及其变化状况与规律，走向长度和埋藏深度；4、矿石和围岩的物理力学性质：主要有稳固性、硬度、体重、松散系数、粘结性、自燃性、游离SiO2的含量等；5、品位，主要有用成份，伴生有用成份，矿石和围岩中的品位含量；6、水文地质条件；6、地质构造和破坏、断层、节理和裂缝情况等；7、地表的价值和是否允许破坏等；8、其他与设计有关的资料；9、参考书目。三、课程设计题目根据下列地质条件进行采矿方法课程设计矿井年产量： 30 万吨；矿石名称：铜矿；矿床成因和类型：中低温热液充填矿床；矿体平均厚度： 15m

4、 ；矿体平均倾角： 80；矿体走向长度： 500 ；矿体埋藏深度： 160600m ；矿石围岩的物理力学性质： 1品位： 1.82.2%；2容重：矿石 3.14t/m3；围岩 2.7t/m3；3围岩名称：上盘：灰岩；下盘：白云岩；4稳固性：矿石：稳固；上盘围岩：稳固；下盘围岩：稳固；5坚固性系数：矿石 1012；上盘围岩：1214；下盘围岩：1214；6松散系数：矿石 1.53；上盘围岩：1.6；下盘围岩：1.6；7自燃性：无；8粘结性：无；9地质破坏及水文条件：简单；10其它附加条件：无。参考文献： 1凿眼爆破；2矿井通风；3井巷工程；4金属矿山地下开采；5采矿设计手册。设计学生：班级：；X

5、X：；学号：指导教师：第一章 矿床地质条件某矿设计年产量为 30 万吨，属于小型地下矿山。矿体为含铜矿，矿床类型和成因为中低温热液充填矿床。矿体属于厚急倾斜矿体，平均厚度 20 m，倾角80。矿体沿走向较长，长度 500 m，埋藏深度 160-600 。矿区水文地质条件简单，地表陷落与否无要求。矿石和围岩的物理力学性质：矿石品位高，价值大，其中 Cu 品位为 1.8-2.2%，矿石容重为 3.14 t/m，围岩容重为 2.7 t/m。矿体上盘围岩为灰岩，稳固，坚固性系数f=1214，松散系数1.6；下盘围岩为白云岩，稳固，坚固性系数f=1214，松散系数1.6；矿石稳固，坚固性系数f=1012

6、，松散系数1.53。矿石无自然性和无粘结性。第二章 采矿方法选择2.1采矿方法初选采矿方法选择的合理、正确与否，将直接关系到企业的经济效果及其成败。矿床地质条件对采矿方法的选择起控制作用，一般矿山根据矿体的产状、矿石和围岩的物理学力学条件就可以优选出23种采矿方法。矿石和围岩的f=10-15,属于稳定，可用采矿方法:充填法、崩落法、空场法。矿体倾角80，属于急倾斜矿体，可用采矿方法：分段崩落法、阶段崩落法、留矿采矿法、分段矿房法、阶段矿房法、上向分层充填法、分采充填采矿法。矿体平均厚度15m，属于厚大矿体，可用采矿方法：留矿采矿法、分段矿房法、上向分层充填法。一般环保部门不允许地表被毁坏以及提

7、高矿石的回收率，充填法较适合，其他的崩落采矿方法可以排除。虽然地质资料有限，要尽可能排除可能存在的不利因素，不宜采用易引起地表塌陷的方法；随着采矿对采矿工艺的研究和更广泛应用，对矿山安全和环境的更高要求，应注重对充填采矿方法的推广，故采矿空区尽量予以充填。充填法使用X围广，但要注意考虑成本的承受能力，综合考虑矿山效益。经过采矿工艺和采矿机械的进步，充填法工艺趋于成熟，成本可控性加强。表2-1采矿方法初选表项目编号主要的采矿技术条件按各种条件可以采用的采矿方法技术条件名称技术条件特征1矿石稳固性稳固（f=1012）充填法、空场法、崩落法2围岩稳固性稳固（f=1214）充填法、空场法、崩落法3矿体

8、倾角80充填法、分段矿房法、留矿采矿法4矿体厚度厚大矿体充填法、全面法、房柱法5矿石比重3.14t/m3充填法、空场法、崩落法综上所述，可以考虑的较优的采矿方法有：分段矿房法、向上水平分层充填法。2.2 采矿方法比较采矿方法正确合理选择与否，直接关系到矿体能否安全采出及矿山企业的经济效益。分段矿房法以分段为独立的回采单元，灵活性大，围岩暴露较小，回采时间较小短。充填采矿法最突出的优点是矿石损失贫化小，而且应用水力充填和胶结充填技术，以及回采工作使用大功率无轨自行设备后，机械化上向分层充填法已进入高效率采矿方法行列，其适用X围不断扩大，已由矿石品位高、价值高的贵金属和稀有金属矿体扩大到品位较高、

9、价值较大的普通金属矿体，而且有进一步扩展的趋势。2.2.1 分段矿方法分段矿房法是在矿体的垂直方向，在划分为若干段，在每个分段水平上布置矿房和矿柱，各分段采下的矿石分别从各段的出矿巷道运出。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。（1）主要采准工程如图2-1所示，从阶段运输巷道掘进斜坡道连接各个下盘分段运输平巷1，以便行驶无轨设备、无轨车辆（运送人员、设备和材料）；沿矿体走向每隔100米，掘进一条放矿溜井，通往各分段运输平巷。在每个分段水平上，掘进下盘分段运输平巷1，在此巷道沿走向每隔1012m，掘进运输横巷2，通到靠近下盘的堑沟平巷3，靠上盘接触面掘进凿岩平巷4。图2-

10、1 分段矿房法（2）主要切割工程在矿房一侧掘进切割横巷6，联络凿岩平巷4和矿柱回采平巷5，从堑沟平巷3到分段矿房的最高处，掘进切割天井9。在切割巷道钻环形深孔，以切割天井为自由面，爆破后便形成切割槽（图2-1中-）。（3）回采工作从切割槽向矿房另一侧，进行回采。在凿岩平巷中钻环形深孔，崩下的矿石从装运巷道用铲运机运到分段运输平巷最近的溜井，溜到阶段运输平巷装车运出（图2-1中-）。当一个矿房回采完过后，立即回采间柱和斜顶住。回采间柱的深孔凿岩硐室，布置在切割巷道靠近下盘的侧部（图2-1中7）；回采斜顶住深孔凿岩硐室，开在矿柱回采平巷的一侧（图2-1中8），对应于矿房的中央部位。间柱和斜顶住深孔

11、布置如图2-1中的-剖面所示。回采矿柱的顺序是：先爆间柱并将崩下矿石放出，然后再爆顶柱，因受爆力抛掷作用，顶柱崩下的矿石溜到堑沟放出。矿石总回采率80%以上，贫化率不大。沿走向每隔200m划为一个回采区段，每个区段有一个矿房正在进行回采，一个回采矿柱，一个切割。使用铲运机出矿时，矿房日产量均为800t，矿房月产量达到2.510t。2.2.2 上向分层充填采矿法上向分层充填采矿法一般将矿块划分为矿房和矿柱，第一步回采矿房，第二步回采矿柱。回采矿房时，自下向上水平分层，随工作面向上推进，逐步充填采空区，并留出继续上采的工作空间。充填体维护两帮围岩，并作为上采工作平台。崩落的矿石落在充填体的表面上，

12、用机械方法将矿石运至溜井。矿房回采到最上面分层时，进行接顶充填。矿柱则在采完若干矿房或全阶段采完后，在进行回采。图2-2 上向分层间隔回采充填法（1）主要采准工程如图2-2所示，1斜坡道是凿岩台车和铲运机在不同分层间实现自由快速移动的重要通道，因需要布设必要的管线电缆，且要考虑行人需要，因此，斜坡道应有一定规格要求，坡度应满足无轨设备最大爬坡能力要求。5分段平巷的布置是影响采准工程量和采准比的重要因素，也是采准优化设计最值得研究探讨的关键问题之一。分段平巷到采场的距离，应保证采场联络道坡度要求；采场联络道与分段平巷之间保证6m以上的转弯半径，并使铲运机有一定的直线铲装距离，在此前提下，尽量缩短

13、采场联络道的长度。6采场联络道，每个分层均布置一条采场联络道，沟通采场和分段平巷。其中，下向采场联络道从分段平巷用普通掘进方法形成，水平采场联络道则在向下的采场联络道顶板上挑顶形成，而上向联络道则由水平联络道上挑形成。挑顶崩落的废石，可用来充填该采场联络道。采场联络道布置在采场中央，以利于台车和铲运机作业，且采场开口阶段作业效率高，采场两侧边界易于控制。采场充填时，用木板封闭采场联络道。7充填井，为减少采准工程量，每两个采场共用一条通风充填上山。充填井布置在两采场交界处、第二步回采的矿房内。在保证上盘岩体稳定、顶板安全的条件下，通风充填上山尽量靠近上盘布置，以改善采场通风效果。9溜矿井，采用电

14、耙出矿时，一般每个采场都要布置12个溜矿井，其溜矿井一般布置在脉内，随回采、充填工作进行，顺路架设。采用铲运机出矿时，溜矿井一般布置在脉外，且几个采场共用一套溜矿井系统。溜井底部由装矿平巷与主运输平巷相连。8人行脱水井，为降低充填成本，提高分层充填效率，越来越多的矿山使用PVC塑料脱水管滤水。在塑料管上钻凿泄水孔，周围包裹两层砂布。脱水管采用快速活动接头，每分层充填前首先接长脱水管。脱滤水通过布置在采场底部水平管导入底盘沿脉平巷水沟。（2）主要切割工程在采场底部掘进切割巷道，向两侧扩帮形成拉底空间；为提高爆破效果，除拉底外，还应形成垂直方向上的切割槽。当整个拉底空间形成后，再砌筑钢筋混凝土底板

15、，底板厚度为0.81.2米（如图2-3）。到此切割工作室完成，可进行正式，回采工作了。图2-3钢筋混凝土底板结构（3）回采工作在凿岩爆破方面，上向分层充填法在大型机械化作业时得到很好的应用，所以凿岩爆破一般采用台车爆破。在通风通风方面，新鲜风流经斜坡道、分段平巷及采场联络道进入采场，经充填回风井，排入上阶段回风巷。每次爆破，必须经充分通风（通风时间不少于40min）后，人员方能进入采场。在采场顶板地压管理方面，采场爆破并经过有效通风排除炮烟后，安全人员操作采场服务台车，清理顶帮松石，如顶板矿岩异常破碎，经撬毛处理后，仍无法保证正常作业，可考虑其它顶板支护方式，如悬挂金属网，布置锚杆等。第二步矿

16、房回采，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。在出矿方面，一般采用铲运机，将崩落的矿石卸入溜矿井，装车运出，提高出矿效率。在充填方面，每分层出矿结束后，及时进行充填。充填前应做好如下准备工作：一是延长脱水管道，充填之前，首先利用活动接头，延长脱水塑料管；二是构筑与采场联络道间的密闭墙；三是接通采场充填管路，在延长脱水管道与构筑密闭墙的同时，从上中段充填回风平巷，通过通风充填上山，往采场接通充填塑料管，并将充填塑料管用木质三脚架固定在适当地方，以便采场均匀充填；四是检查地表充填制备站与充填采场之间的通讯系统；

17、五是检查充填线路，确保线路安全畅通，保证充填正常进行。2.3 两种方案主要经济技术指标比较根据类似矿山的经验和有关研究，可以作出如下的经济方案比较：表2-2采矿方案技术经济指标比较项目名称第一方案上向水平充填法第二方案分段矿方法1矿块生产能力（t/d）80901202矿石损失率(%)355.53矿石贫化率(%)4-710.74安全条件暴露在顶板下作业暴露面积不大，安全性较好暴露面积较大，回采矿柱困难5采切比（%）17.25226采矿设备与难易程度需要大型机械简单7采准工作量小小8采矿成本略高低9材料消耗水泥量大人工矿柱10资料来源某铜矿某铜矿11回采安全性安全较安全12对地表影响基本上无影响可

18、能塌陷由以上的分析可知，上向分层水平充填法和分段矿房法的采矿总成本相差无几，回采的进程都是小分层向上推进，安全性很好。但是分段矿房法的间柱回采困难，矿石的贫化、损失大，底部的漏斗采切工作复杂，矿块的生产能力相对较小，且平场工作量大，积压的矿量太大，影响资金的周转。上向分层水平充填法的矿石贫化、损失小，故选用上向分层水平充填法作为本矿山的采矿方法。2.4结构和参数沿矿体的走向在同一阶段，将矿体划分50m长一块的矿块，再将其分为20m和30m宽度的矿房、矿柱相间布置。采用两步骤回采的方式，即先采20m宽的矿房，用尾砂进行胶结充填，作为矿柱回采的保护体；在胶结充填体的保护下再回采矿柱，用尾砂和废石进

19、行非胶结充填。相邻的矿块间，亦先采矿房后采矿柱。同时，相邻的矿块间不留间柱，只在回采过程中用砼浇灌隔墙，以隔离矿体和充填料。同时，为了充分地回收矿量，不留底柱，只在阶段运输平巷上浇1m2m厚的钢筋砼人工底柱。主要结构参数如表2-3所示：表2-3 主要结构参数项目阶段高（m）矿块长（m)矿块厚（m）分层高（m）假底高（m）参数40501532在充填的时候，应预先在胶结充填体内构筑溜井、人行泄水井；非胶充填时，在矿柱的两端顺路架设双格顺路天井，兼作放矿、人行及通风使用。第三章 矿块的采准和切割工作3.1采准巷道的布置及断面规格由于矿体的上下盘都稳固，且矿体厚度15m，故将阶段运输平巷沿矿体走向布置

20、在矿体下盘。一方面，增强了运输平巷的稳定性；另一方面，加强探矿工作。充填井布置在矿体的中部，兼顾采场两端的充填工作。在胶结充填的矿房中央掘进双格先行人行充填天井，并靠近下盘岩石边界，有利于探采结合；一格作为人行，另一格下放充填料。在充填的时候，在充填体内向上架设双格人行泄水井及放矿溜井。在非胶充填的矿柱的两端布置两条双格顺路天井，供人行、出矿及通风使用。以上的天井布置方式满足一个采场至少有两个人行和通风的安全出口的要求。采准巷道的断面形状及规格尺寸，根据采矿方法、矿山的生产能力以及通风的要求进行选取。阶段运输平巷布置在下盘，而围岩稳固，故采用三心拱断面以增大巷道断面的利用率；由于围岩及矿石都稳

21、固所以一般不支护以节省成本，只在破碎带、断层地带等不稳固地带加以支护，将充填井、顺路天井布置为矩形，溜井布置为圆形。由于放矿时，矿石对充填体的冲击很大，故采用厚度为300mm500mm的钢筋砼预制件进行支护。具体规格见表3-1。表3-1采准巷道的断面形状及规格采准巷道名称尺寸（mm）形状支护形式阶段运输平巷3.02.7三心拱不稳定地带支护人行充填井2.02.0矩形无双格顺路天井2.02.0矩形不稳定地带支护人行泄水天井1.51.5矩形不稳定地带支护溜井2.0圆形钢筋砼预制件3.2采准与切割工作采准工作有掘进阶段运输平巷、人行充填井、双格顺路天井、人行泄水井及溜井。切割工作主要有掘进拉底巷道。矿

22、体厚度是15米，属于厚矿体，则沿矿体的走向掘进阶段运输平巷。掘进方法为普通的凿岩爆破方法，掘进的过程中，破碎地带即使应用喷射机进行喷射砼支护，且在有必要的地方进行用锚杆支护。然后，掘进充填、行人双格天井。其是采用吊罐法掘进的，即由上阶段运输平巷，在矿块中间靠近下盘，用潜孔钻机打下向深孔达本阶段拉底空间；再在上水平安设绞车，绞车上的钢绳沿中心孔下放，钢绳下端吊挂一个吊罐；工人在吊罐上用普通的气腿式凿岩机打上向孔掘进天井。切割拉底工作比较复杂，关系着整个矿块回采的安全性。由于矿体很薄，故直接在阶段运输平巷内打上向浅孔，以运输平巷为自由面扩大到矿块底的全断面，并在其上形成3m高的拉底空间。拉底空间形

23、成后，在阶段运输平巷顶铺设2m厚的钢筋砼作为人工假底。假底中的钢筋网度为300mm300mm，主筋12mm，副筋8mm，设为双层，层距为1m。同时，为了增加假底的承载力，还在上下盘围岩中打2m长的锚杆，将假底钢筋扎在锚杆上。其它巷道均是在回采、充填时顺路架设。3.3采准与切割工程量由于本采准巷道都是布置在脉内的，故副产矿量比较大，为3491.6t。具体的采准切害工程量如下表：表3-2矿块采准切割工程量工作项目断面规格（mm）数量mm31阶段运输平巷9504502人行充填井2.02.03422723、拉底空间3.03.550525合计1681247矿块矿量（kt）Q=3.14504015/100

24、0=94.2长度采切比（m/kt）1.8体积采切比（m3/kt）13.2其中，采切比按长度的计算公式为：式中采切巷道长度，m；矿块采出量，kt;代入数据得自然采切比：取系数为1.15后得，采切比为1.8m/kt。采切比按体积的计算公式为式中采切巷道体积，m；矿块采出量,kt；代入数据得，取系数为1.15后，得体积采切比为13.2m3/kt。3.4 采准与切割循环图表根据采矿方法的构成要素和各种采准切割巷道布置，选择各种巷道掘进的平均先进水平速度编制了矿块的采准切割进行表如下：表3-3矿块采准切割工作进行图表工作项目工程量（米）掘进速度（米/月）完成时间（月）进行顺序（月） 0.2 0.4 0.

25、6 0.8运输平巷502000.25人行充填井744000.20拉底空间502000.25由此表，可以看出矿块的采切工程量较小，采切时间短。采准与切割共耗时0.70个月3.5采准切割成本用下表的形式计算一个矿块所需的采准切割的费用，并算出每吨矿石的采准切割费用。其中掘进的单价是从有关手册和类似矿山选取的。表3-4矿块的采准切割费用表工程项目工程量，m3单价，元/m3金额，元1、阶段运输平巷45040180002、人行充填井27260163203、拉底空间5253015750合计50070采切成本（元/t）0.53第四章 回采计算4.1 凿岩爆破矿体和围岩的f=1012，属于坚固岩石，凿岩爆破的

26、正确合理与否，将直接关系矿体能否成功采出，关系到矿山企业的经济效益问题。4.1.1凿岩设备及能力根据矿体和围岩的坚固性系数、矿体厚度以及经济效益，选择选用YSP-45型凿岩机打上向浅孔，具体参数如下表4-1。凿岩机台数：式中 n凿岩机台数； A一工作循环内的崩矿量，t；q每米炮孔崩落矿量，t/m；P凿岩机台班效率，m；所以一个采场选用三台凿岩机，每台凿岩机配凿岩工人2名。凿岩机钎头直径选择40mm，钎头形式选择一字柱齿，凿岩机年作业率为70%，台班效率为50m。表4-1 凿岩机械设备工作参数项目凿岩机数（台）钎头直径（m）钎头形式凿岩机作业率（）台班效率（m）炮孔深度（m）参数30.04一字柱

27、齿70500.54.1.2炸药及崩矿参数用普通的二号岩石炸药进行崩矿，采用半秒电雷管起爆的方式。爆破时注意：炸药应妥善保管，最好能保证在1030的温度X围内，注意防火和灭火的问题；存放期不超过8个月；确保爆破安全，电雷管起爆应特别注意防止早暴事件，防止静电、杂散电流、雷电激辐射电流等影响。采用上向平行浅孔进行崩矿，为提高一次崩矿量，采用一次崩落整个矿房长度的矿量。同时，因上下盘围岩不稳固，故用一采一充的方式，即一次崩的矿石全部出完，立即进行充填。崩落的大块矿石在采场的矿堆上及时进行破碎，增加放矿速度。炮孔方式选择上向平行浅孔交错布置。表4-2 井下炮孔爆破单位炸药消耗量参考值矿石坚固性系数f3

28、558812121616单位炸药消耗量kg/m30.20.350.350.50.50.80.81.11.115由于此矿石的坚固性系数f=1012，则由表4-1取单位炸药的消耗量q=0.8 kg/m3，代入数据后得Qh=6.912kg/m；一次爆破的装药量：331.78kg；一次崩矿量：2.83183.5=529.2t。预计装药爆破时间达4小时，即0.5个班。4.2 通风全矿通风确保全天24小时不停，派专人看管，通风工作人员“三八”制工作，矿井局部通风机根据具体情况调用。由于采用上向水平分层充填法进行采矿属于无耙道型或硐室型采场，凿岩、充填、出矿等作业都在采场内进行，通常采用贯穿风流通风即可满足

29、安全生产的需要。同时，本采矿方法满足一个采场有两个通风及安全出口，且采空区及时充填，通风效果比较好。新鲜风流从本阶段运输平巷，经顺路架设的放矿人行双格天井（干充的矿房内）及泄水井（胶充的矿柱内）到达采场清洗工作面，污风从充填人行井到达上阶段的运输平巷，最后排到地表。设一个回采进路的需风量为qhrm3/s，则按排除炮烟计算工作面风量，根据“中南工业大学公式”：式中：L 采场长度，m；S 采场过风断面积，m2；t 爆破后排烟通风时间，s，对采场一般取1200s-2400s；N 采场中炮烟达到允许浓度时，风流交换倍数，试验得N=10-12，建议取大值。根据上式，取N=10；t=1800s；又整个采场都为过风断面，则S=60平方米，L=30m,代入得：一个采场的风量为10m3/s。4.3 出矿回采崩落的矿石，要从工作面搬运到运输水平，矿石运搬生产率决定着回采的大小以及回采作业的集中程度，所以尽可能提高生产效率，降低生产费用。根据矿体倾角80，属于急倾斜矿体，可采用重力运搬和机械运搬，其中机械运搬分为电耙运搬、振动给矿机和输送机运搬与自行设备运搬。4.3.1出矿设备选用2DPJ-55型电耙出矿，该设备的耙斗容积为0.50.6m3，耙运矿岩的块度应小于6