毕业设计 某铀矿床采矿方法设计

1、university of south china毕业设计(论文)题 目 某铀矿床采矿方法设计 毕 业 设 计（论 文）任 务 书题 目： 某铀矿床采矿方法设计 毕业设计（论文）任务书一、毕业设计的目的综合运用所学的基础与专业知识，在老师指导下独立地、较系统地完成某铀矿床开采设计，并重点对采矿方法进行详细的设计，巩固所学的各科知识，提高综合运用所学理论知识和专业技能的能力；学会分析解决开采设计中的实际问题，并熟悉其设计的一般程序、方法，增强独立思考的能力，为以后走上工作岗位奠定良好的基础。二、设计原始资料（1）某铀矿床地质报告及有关基础资料；（2）设计范围：见地质报告之开采范围及开采技术条件；

2、（3）设计生产能力：铀金属50t/a。三、毕业设计主要内容1、矿山概况；2、开拓设计；3、采矿方法设计（专题）；4、通风系统设计；5、提升系统设计；6、矿山三废处理。四、设计设计（论文）的研究重点及难点：重点：采矿方案选择与设计。难点：采矿方案选择与设计。五、毕业设计要求 图纸要求：大图不少于4张（0号或1号图纸），应包括：矿山地质图；开拓方案图；采矿方法图，等。 根据设计规范，撰写毕业设计说明书，字数为15000字以上。 要求查阅相关文献20篇以上。 六、毕业设计时间及进度安排本设计总时间为17周，分三阶段进行，具体安排如下：第一阶段： 第12 周：毕业实习，现场资料收集和整理；第34 周：

3、查找文献，外文翻译，文献综述；第 5 周：拟定设计方案，开题；第二阶段： 第 67 周 ：矿床地质、概括；第 8 10周：中段开拓设计； 第1112 周：采矿方法设计（专题）；第1213周：通风系统设计；第 14 周：运输提升和三废治理； 第1516 周：毕业设计修改与整理；第三阶段：第 15 周：预答辩；第 17 周: 毕业答辩，成绩评定。七、主要参考资料：1. 矿山地质报告，资源储量核实报告等实习现场收集的基础资料；2. 1987年建筑工业出版社出版的采矿设计手册及相关参考书；3. 矿山现行有关法规、文件，如：中华人民共和国安全生产法、矿山安全法和中华人民共和国矿山安全法实施条例，(gbl

4、64232006)金属非金属矿山安全规程，(gb67222003)爆破安全规程等； 4. 图书馆、期刊网检索相关资料。 iii本科生毕业设计（论文）开题报告设计（论文）题目某铀矿山的采矿方法设计设计（论文）题目来源自选课题设计（论文）题目类型工程设计起止时间2009.12.252010.5.25一、 设计（论文）依据及研究意义：本设计主要研究某铀矿山采矿方法，通过此次设计能够让本科生熟练的掌握和运用在学校期间理论知识，并且能够掌握实际工程设计施工所需要的各种采矿方法技术。通过本次实习不仅专业理论有所提升，而且能培养毕业生在设计过程中发现问题，解决问题的能力。在以后实际工程中能够独当一面的完成设

5、计任务。二、 设计（论文）主要研究的内容、预期目标：（技术方案、路线）此设计主要是研究某铀矿床的采矿方法，主要的设计内容有：1、矿山概况；2、开拓设计；3、采矿方法设计（专题）；4、通风系统设计；5、提升系统设计；6、矿山三废处理；7、编写说明书，完成毕业设计。三、设计（论文）的研究重点及难点：本设计的重点突出表现为采矿方法选择较为复杂，确定的因素比较多，要综合考虑，这项也是此次设计的难点，另外的一个难点就是设计过程中如何设计，这些都要求理论与实际相结合，最终来确定的。最后通过方案的比较确定经济,安全可靠地矿山采矿方法设计方案。四、 设计（论文）研究方法及步骤（进度安排）：第一阶段： 第12

6、周：毕业实习，现场资料收集和整理；第34 周：查找文献，外文翻译，文献综述；第 5 周：拟定设计方案，开题；第二阶段： 第 67 周 ：矿床地质、概括；第 8 10周：中段开拓设计； 第1112 周：采矿方法设计（专题）；第1213周：通风系统设计；第 14 周：运输提升和三废治理； 第1516 周：毕业设计修改与整理；第三阶段：第 15 周：预答辩；第 17 周: 毕业答辩，成绩评定。五、 进行设计（论文）所需条件：1 外出进行设计有关资料的收集工作2采矿方法知识的全面掌握和熟练运用3 指导老师的批评指正意见4 有关设计软件熟练的操作5必备的硬件如电脑六、 指导教师意见：签名： 年 月 日i

7、ii核资源与核燃料工程学院毕业设计摘要：本文针是针对某铀矿山进行的毕业设计，主要内容包括地质、开拓系统、采矿方法、通风系统以及运输与提升系统等，其中重点对采矿方法进行了详细设计。开拓系统选择竖井开拓方式，沿脉布置阶段回风平巷、运输平巷，采矿方法选用上向分层干式充填采矿方法，沿走向划分规则的矿房和矿柱，矿房和矿柱交替布置；通风系统为对角单翼混合式通风，新鲜风流从竖井进入运输巷道经人行天井及联络道进入采场内部到达上阶段回风巷道，经回风井排出地表。关键词：竖井开拓；上向分层干式充填矿法；混合式通风abstract：this paper is to do with the graduation of

8、a uranium mine for the design, the main contents include geology, develop systems, mining methods, ventilation systems, and transportation and upgrading systems, focusing on the mining method in detail. select shaft development approach to develop the system, arranged along the pulse phase of the re

9、turn air lane, transport lane, mining method selection to the hierarchical and filling method to divide the rules along the room and pillar mining, room and pillar mining alternating layout; ventilation system for the diagonal wing hybrid ventilation, fresh air flow from the shaft into the pit and t

10、hrough the pedestrian courtyard and internal access road into the mining field to reach the stage back to the wind tunnel, through the return air shaft surface ischarge.keywords:shaft development;slicing and filling to the mine act;hybrid ventilationii目录1概述11.1 设计任务11.2 矿区地理位置概况11.3矿区气候条件11.4 矿山工作制度

11、、工资制度11.5 产量计算方法11.6矿区对环境的要求22地质32.1矿区地形特征32.2矿区地质32.3设计开采范围的矿体产状及分类32.4矿体和围岩物理机械性质42.4.1矿岩的性质42.4.2主要有用矿物概况：42.5矿床水文地质62.6矿床开采技术条件63矿床开拓73.1 开拓设计的基本要求和影响因素73.2矿山设计年产量的校核73.2.1矿山年产量73.2.2年产量校核83.3矿山服务年限93.3.1矿山计算服务年限92.3.2矿山实际服务年限103.4开拓方法的选择103.4.1 阶段高度的确定103.4.2开拓系统的确定113.5主、副井位置的确定133.5.1主井位置确定13

12、3.5.2回风井位置确定133.6开拓巷道的位置、断面形状和规格133.6.1 巷道断面形状选择133.6.2 开拓井巷的位置133.6.3 主运输平巷断面尺寸的计算143.7竖井断面设计163.8石门、阶段运输巷道173.9通风巷道173.10采切巷道173.11井底硐室184采矿方法（专题）194.1矿床开采技术条件194.2采矿方法选择194.2.1采矿方法初选194.2.2 采矿方法比较214.2.3 技术经济分析214.2.4 技术经济比较224.3采场构成要素224.4采矿方法图234.5矿块采准和切割234.5.1采准切割巷道布置234.5.2 采准切割巷道的断面形状和规格244

13、.5.3 采准切割工程量264.5.4 矿块中采准切割工程施工顺序和时间264.5.5 采准切割成本274.6回采计算294.6.1凿岩爆破294.6.2矿石的运搬和放矿304.6.3采场地压管理314.6.4采切及回采过程中的物探工作324.6.5矿块通风：334.6.6充填工艺设计344.6.7回采工作组织354.7采矿方法技术经济汇编364.7.1矿块的生产能力364.7.2矿块的损失率和贫化率364.7.3原矿品位364.7.4采掘比364.7.5矿块生产率指标364.7.6主要材料消耗指标374.7.7矿石直接成本375矿井通风与防尘降氡385.1通风系统的任务385.2铀矿山矿井通

14、风系统应遵守的规定：385.3通风方式与通风系统的确定385.3.1通风方式与通风系统的确定与依据395.3.2矿井通风方式与通风系统的确定405.4主扇安装地点415.5通风制度415.6风量计算425.7负压计算435.8风机的选择445.9局部通风455.10防火、防尘、防水措施456矿山运输与提升476.1矿山运输476.1.1 运输任务476.1.2矿山井下运输系统概述476.1.3运输方式476.1.4运输线路476.1.5 电机车选型486.1.6矿车选型486.1.7 轨道结构与选型486.2矿井提升496.2.1主井提升方式、负担的任务496.2.2提升设备的选择497矿山三

15、废处理507.1设计依据及采用的环境保护标准507.2工程主要污染源、污染物治理及排放情况517.3 矿山排水及供水527.3.1 排水527.3.2 供水528矿山安全生产技术措施528.1 主要灾害发生前的预兆538.2 灾害的预防措施548.3 矿井灾害后的综合治理578.4 矿井事故灾区人员的自救、互救和安全撤离措施588.5 防止事故扩大措施588.6 安全培训599总结60参 考 文 献61谢 辞62iv1概述1.1 设计任务本矿主要开采对象是地表侵蚀基准面以下的深部矿床。设计任务如下，年产铀金属量： 50t/a；井田范围：勘探线124线至146线；标高在0m300m之间的矿床。1

16、.2 矿区地理位置概况矿区地理坐标位于东经1135422至114，北纬252020，面积约89km2。1.3矿区气候条件本区为中低山丘陵地形，以低山为主，属温湿多雨的亚热带气候，夏热冬冷，并常有霜冻，降雪少见。年平均气温19.8oc，37月为雨季，年降雨量为1286.22135.5mm，年蒸发量为1230.11540.1mm。1.4 矿山工作制度、工资制度根据矿山实际情况，采用连续工作制，年工作日330天，年有效工作216天，井下每日四班，每班6小时，非污染区每天三班，每班8小时，工资采用按年发放。 1.5 产量计算方法矿山产量以统计矿车数为计量标准；产量不均衡系数取1.20。1.6矿区对环境

17、的要求工程拟对生产中产生的废水、废气、废渣、噪声等污染源，采取有效的治理措施予以防治。根据矿区对环境的要求，使工程对环境的影响能控制在当地环境功能允许的范围内，采取的环保标准如下： （1）环境空气质量标准（gb30951996）二级标准；（2）地表水环境质量标准（ghzb11999）类水域标准；（3）污水综合排放标准（gb89781996）一级标准；（4）大气污染物综合排放标准（gb162971996）二类区标准；（5）工业企业厂界噪声标准（gb1234890）类标准；（6）危险废物鉴别标准（gb5085.15085.31996）。第 65 页 共 62 页2地质2.1矿区地形特征矿区地理坐标

18、位于东经1135422至114，北纬252020，面积约89km2。矿床位于诸广山岩体的东南缘，北东向棉花坑断裂和北西向油洞断裂夹持部位。矿体产于燕山期花岗岩中，124线以北和深部主要为中粒黑云母花岗岩。矿床内构造发育，纵横交错，规模较大的发育主要有三组：北东东向、北西向和北北西向，其中北北西向构造带极为发育，是主要的含矿构造。2.2矿区地质2.2.1含矿构造带特征含矿构造带在空间展布上的特点为矿脉成群密集、平等排列、断续分布、规模大小不等。含矿构造带的走向一般ne1015，倾向sw20，倾角7090。其成分主要由赤铁矿化硅化碎裂岩、灰黑色黄铁矿化硅质岩、条带状石英萤石脉以及硅质角砾岩组成，两

19、侧为蚀变破碎花岗岩。2.2.2矿体地质特征矿体分布在124146勘探线之间，长约500m、宽约60m、标高0m300m的地段，其中表内矿体6个，表外矿体3个。矿体主要赋存在北西向含矿构造蚀变带中。2.3设计开采范围的矿体产状及分类本矿设计开采范围主要为： 124线至146线内的标高0m+300m的地段，长约500m、宽约60m，其中表内矿体6个，表外矿体3个。根据矿体厚度可将矿体划分为以下五类：极薄矿体厚度在0.8m以下，回采时需要采掘围岩；薄矿体厚度0.85m；中厚矿体厚度515m厚矿体厚度1550m极厚矿体厚度在50m以上。根据矿体倾角可将矿体划分为以下四类：水平矿体倾角03；缓倾斜矿体倾

20、角330；倾斜矿体倾角3050；急倾斜矿体倾角大于50。2.4矿体和围岩物理机械性质2.4.1矿岩的性质（1）比重：矿石2.55t/m3；岩石2.72 t/m3。（2）硬度系数：矿石f=710；岩石f=1214。（3）松散系数：矿石1.465；岩石1.60。（4）松散系数1.465，自然安息角39o 20，天然湿度0.831.09。2.4.2主要有用矿物概况：矿石的矿物成分矿石中的矿物由热液矿物和围岩残留矿物组成，矿石成分简单，有用矿物为沥青铀矿及少量的次生矿物。沥青铀矿黑色，条痕黑褐色、贝壳状断口、沥青光泽。隐晶质结构，不透明反射色为灰白色，反射率1214。固胶体收缩，内部同心状、环带状和放

21、射状干裂纹发育，有时为黄铁矿、石英所充填，沥青铀矿呈微粒分散状、不规则团块状、球粒状、肾状、环带状等。大部分沥青铀矿肉眼难以见及，多呈微粒分散状分布于矿石中，常与微晶石英、赤铁矿、黄铁矿、萤石共生。矿石的化学成分表2.1沥青铀矿化学成分表（）样号产状uo2uo3sio2fe2o3tfeal2o3k2o186沥青铀矿脉51.2023.724.130.8020.40.05196沥青铀矿脉43.5539.390.720.4270.3950.0055分753041.3332.666.420.83.630.05分753139.1434.527.261.283.010.05表2.2 续表na2ocaomg

22、omnopbop2o5h2oh2otho2re2o30.0893.480.0424.681.370.060.0420.350.1682.50.014.261.780.110.0850.30.58.861.790.521.20.730.240.40.58.851.730.41.221.30.580.8矿石构造根据沥青铀矿的赋存状态，矿石的构造主要有浸染状构造、条带状构造、角砾状构造、不规则状构造，其次为脉状构造、环带状构造、球粒状构造、肾状构造。矿石类型矿石矿物成分简单，沥青铀矿主要与石英、赤铁矿、黄铁矿、萤石等共生。化学成分贫钙镁、高硅酸。据此确定为贫钙镁、高硅酸盐单铀矿石类型。矿石成因类型矿

23、床产于花岗岩体内断裂破碎带中。矿体呈脉状产出，与围岩界线为渐变关系。铀矿物主要为沥青铀矿，并与微晶石英、粉末状赤铁矿、胶状黄铁矿及紫黑色萤石共生。围岩蚀变主要有硅化、赤铁矿化、绢云母化等。成矿温度为70 oc220 oc。目前铀矿床只有铀元素可供利用。矿床类型微花岗岩断裂破碎带中的中低温热液交代，充填单铀矿床。2.5矿床水文地质本矿床属陡倾斜脉状矿床，地质构造虽复杂，但其含水性极弱，导水性差，地表水垂直渗入差。围岩岩性致密坚硬，裂隙不发育，含水更是微弱，矿体及围岩坚固稳定。所以，矿床水文地质、工程地质条件属简单类型。2.6矿床开采技术条件矿石比重2.55t/m3,坚固性系数f710，松散系数1

24、.465，自然安息角39o 20，天然湿度0.831.09。矿岩稳固，一般不需支护，矿体及围岩导水性差，地表水垂直深入差。矿体分布集中、主要矿体规模较大、连续性较好、形态较简单。矿体平均厚度4m，倾角75度。3矿床开拓3.1 开拓设计的基本要求和影响因素（1）基本要求矿山生产能力矿床的开拓决定了整个矿山的建设和生产的全貌，决定矿山地面工业场地和提升、运输、通风和排水系统的综合布置。开拓方案一经施工便很难改变，为此，开拓方案的选择要求为：1）地下地面工作安全、卫生；2）生产能力满足要求并有发展余地；3）基建工程少，投资和经营费少而省；4）投产快，探采结合和采掘平衡；5）矿石损失少，不留或少留保安

25、矿柱；6）相关的地面场地不占或少占农田。根据以上要求，并鉴于本设计为技改工程，因此开拓系统的设计应建立前期已经形成的开采生产系统的基础上，使之能很好地与上部可利用井巷工程衔接，成为一个整体。（2）影响因素矿井尚未施工，地质情况较为粗略。加之建设单位提供的资料可靠性较差及相关资料不全，给本次设计带来难度。3.2矿山设计年产量的校核3.2.1矿山年产量 本次设计矿山生产规模为铀矿金属量0.167t/d， 50t/a，换算成矿石量80.13t/d ，24038.46 t/a。3.2.2年产量校核（1）按合理开采顺序同时回采矿快数验证矿石年产量 （式3-1） 式中： 矿山的生产能力，（吨/年）；同时回

26、采的阶段数，取1；阶段上允许同时回采的矿块数，取2；回采矿块的生产能力，取2万吨/年；备用系数，取0.9；副产矿石率，取0.1；代入数据，得：万吨/年 2.4万吨/年。 故满足要求。（2）按矿床开采年下降深度确定验证矿山年产量. （式3-2） 式中：v回采工作年下降深度，m/a，取10ms矿体开采面积， ； 10000矿石体重，t/ 取2.55 t/m3a矿石的回收率，取85%矿石的贫化率，取3%e地质影响系数，取0.9 ，系倾角和厚度修正系数，分别取0.9和1.0。代入公式计算得万吨/年2.4万吨/年，满足要求。（3）按矿山工业储量及服务年限证矿山年产量. （式3-3）式中：总地质储量，t，

27、取592894；t经济合理服务年限；a矿山年产量 t/a；其它数据同上。代入数据，得：2.465万吨/年2.4万吨/年，以上计算表明，年产量2.4万吨是完全可以实现的。3.3矿山服务年限3.3.1矿山计算服务年限a （式3-4）其中：t矿山计算服务年限q矿床工业储量 tk工业矿石总回收率 %废石混入率 15%a矿山企业年产量 t/a；由于现有的地质报告对段以下的工业矿体没有查明其规模，因此，矿山在今后的生产工作中应该采用探采结合的方式，投入适当的探勘工作，以便充分回采地下资源，延长矿山服务年限。2.3.2矿山实际服务年限考虑投产至达产年限和减产年限，工程投产后矿山总的实际服务年限约为23a。3

28、.4开拓方法的选择3.4.1 阶段高度的确定阶段高度确定直接关系到矿山开拓方式和开采工艺效益，阶段可采矿量与阶段高度成正比，阶段高度的增加可以改善矿床回采的总回收指标，并可降低开拓、采准和回采矿柱的超额费用所摊到每吨矿石上的数额，并可使阶段回采时间增长，为新阶段的建立赢得了时间，但阶段高度太高也会使采矿技术发生困难，会使天井掘进、提升、排水等费用相应增大，故确定阶段高度最核心的内容是矿山企业的经济效益。据我国矿山统计实际资料，开采倾斜到极倾斜矿床时，阶段高度常采用4060m，本设计考虑到矿区现状开拓系统和采矿技术条件，阶段高度确定为50m。阶段标高分别为242m（一阶段），192m（二阶段），

29、142m（三阶段）和92m（四阶段）。3.4.2开拓系统的确定根据矿山开拓系统设计以及深部矿体赋存情况，开采设计把开拓系统设为四个阶段。本设计重点是开拓系统，设计同时考虑了两个方案，其方案组成如下：方案：斜井。该方案从地表新掘斜井至四阶段担负矿石提升任务，矿石由箕斗斜井提升至地表，同时担负人员、材料、设备和废石的提升任务。图3.1 箕斗斜井拓图方案：罐笼竖井开拓。该方案从地表新掘竖井至四阶段担负矿石提升任务，矿石由罐笼竖井提升至地表，同时担负人员、材料、设备和废石的提升任务。图3.2 罐笼竖井开拓图由于初选的两种开拓方案在技术上均可行，现将具体的优缺点及技术参数比较,见下表 3.1 。表3.1

30、 开拓方案技术经济比较开拓方案竖井开拓斜井开拓优点l 在基建工程量方面，竖井长度较斜井短l 在地压和支护方面，竖井所承受的地压小l 在提升方面，竖井提升能力大，提升速度快，提升费用低l 竖井排水管路较斜井短，设备费，安装费，管理费，同时因摩擦损失动能小，因而排水费用低l 在施工方面，竖井比斜井容易实现机械化l 在安全方面，竖井井筒不易变形，提升过程中停工事故少，安全性较好l 在基建工程方面，斜井石门较短l 在井筒设备安装方面，斜井井筒装备较竖井简单l 在施工方面，斜井施工简便，需要设备和装备少，当斜井倾缓时成巷速度比竖井快l 基建投资较竖井少缺点l 与斜井优点相反l 与竖井相反l 安全性较差，

31、容易产生脱轨，脱钩而造成跑车事故为了进行技术经济比较，我们先对竖井提升部分和斜井提升部分所需的提升设备做一选择。因此，从总体上说，采用竖井开拓，其基建工程量与基建投资与斜井开拓相差不会太大，在综合考虑，提高矿井提升能力降低矿石成本，提高矿山经济效益的基础上，采用竖井开拓是更为可行的、合理的。另一方面，从矿床开发远景来说采用竖井开拓有它的独特的优点，所以本设计最终确定采用竖井开拓。3.5主、副井位置的确定3.5.1主井位置确定为了便于工业广场的布置，经过比较选择：竖井井口：x=284751.0m，y=386490.0m，z=286.0m3.5.2回风井位置确定（1）回风井：位于146线附近，井口

32、标高z=485m，井筒净直径3m。3.6开拓巷道的位置、断面形状和规格3.6.1 巷道断面形状选择巷道断面的形状基本上是梯形和拱形，也有其他类型，选择断面形状的时候要考虑的因素：由于一四阶段是作为主要开拓巷道，服务年限长，所以要选择稳定长久的巷道断面形状，综合考虑施工条件，决定采用三心拱形断面。3.6.2 开拓井巷的位置(1) 242阶段运输平巷以及穿脉平巷主运输平巷轨面标高为242m，长度564m；自北西向沿主运输平巷每隔50米，分别布置穿脉平巷编号为-，长度分别为28m、28m、40m、36m、34m、32m，巷道口20m范围采用现浇砼支护，支护厚度250mm，由于矿块和围岩稳定，其他部位

33、不支护或部分视情况支护。支护厚度100mm 。(2) 192阶段运输平巷及穿脉平巷主运输平巷轨面标高为192m，长度472m；自北西向沿主运输平巷每隔50米，分别布置穿脉平巷编号为-，长度分别为66m、86m、76m、83m、76m、73m、41m，巷道口20m范围采用现浇砼支护，支护厚度250mm，其余视围岩情况不支护或采用喷射砼支护，支护厚度100mm 。(3) 142阶段运输平巷及穿脉平巷主运输平巷轨面标高为142m，长度411m；自北西向沿主运输平巷每隔50米，分别布置穿脉平巷编号为-，长度分别为70m、69m、59m、60m、71m、85m、88m，在巷道尾部向北掘进27m，以便于向

34、上掘进回风井，巷道口20m范围采用现浇砼支护，支护厚度250mm，由于矿块和围岩稳定，其他部位不支护或部分视情况支护。支护厚度100mm 。(4) 92阶段运输平巷及穿脉平巷主运输平巷轨面标高为92m，长度374m；自北西向沿主运输平巷每隔50米，分别布置穿脉平巷编号为-，长度分别为38m、40m、51m、43m、43m、57m，在巷道尾部向北掘进28m，以便于向上掘进回风井，巷道口20m范围采用现浇砼支护，支护厚度250mm，由于矿块和围岩稳定，其他部位不支护或部分视情况支护。支护厚度100mm 。3.6.3 主运输平巷断面尺寸的计算根据矿山的实际情况，生产能力为2.4万t/a，属于小型矿山

35、，所以主运输平巷只需要单轨就可以满足生产地要求。采用底卸式ydc4矿车出矿，设备参数为长3900mm，宽1600mm，高1650mm，轨距900mm。表3.2三心拱有关参数fo/bo参数fo(bo)r(bo)r(bo)a拱弧长px（bo）拱面积sg（bo）1/30.33330.69200.2620561933411.32870.26201/40.25000.90440.1727632626341.21110.20001/50.20001.12900.1285681221481.16500.1600（1）巷道净宽度。 巷道的净宽度对不同的巷道含义不同。拱形巷道指下部直线部分的宽度。计算方法如下。

36、bo=b+b2+b2 （式3-5）式中 ：b-运输设备的宽度，所选用的矿车宽度为1600mmb1-运输设备到支架的距离，500mmb2-人行道宽度，1400mmbo=b+b2+b2=1600+500+1400=3500mm （式3-6）实际取3500mm根据设计手册，墙高按架设管道要求确定，计算得从轨面算起墙高h1=1900mm，从底板算起墙高为2400mm。拱高 f0=0.33303500=1165.5mm （式3-7）大 圆 弧 半 径 r=0.69203500=2422 mm （式3-8）小 圆 弧 半 径 r=0.26203500=917 mm (式3-9)净断面积 s = b（h1+

37、0.26 b）=11.58 （式3-10） 图3.3 出矿巷道断面3.7竖井断面设计由于矿山的出矿主要通过竖井提升矿石，并用来运送人员、设备和材料。所以采用罐笼提升（如图3-4）图3.4 竖井断面3.8石门、阶段运输巷道石门和阶段运输巷道净宽2.2m，墙高2.1m，1/4拱，净断面5.58 m2。支护50mm，支护率按20%考虑，支护型式为喷混凝土支护。3.9通风巷道通风巷道主要包括一阶段专用回风道，二阶段专用回风道、三阶段回风平巷、四阶段回风平巷、回风井等。回风专用道净断面9.09m2，采用喷混凝土支护；回风平巷的型式和阶段运输平巷相同，支护也相同；回风井和风量调配井的净直径为3m，采用喷混

38、凝土支护。风机硐室采用喷混凝土支护，支护厚度250mm。3.10采切巷道采切巷道包括切割拉底平巷、采场溜井、人行通风天井通风上山、回风平巷以及无轨设备巷道等，各种井巷断面大小不等，除无轨设备巷道需小部分喷混凝土支护外，其他采切井巷原则上不支护。3.11井底硐室其它各种硐室都采用混凝土支护，支护厚度100mm。4采矿方法（专题）4.1矿床开采技术条件工程设计范围内矿床开采技术条件如下：1) 矿体倾角75，平均厚度为4m，平均品位0.21%；2) 矿体沿走向长度约为500m；3) 矿体及围岩导水性差，地表水垂直深入差；4) 矿岩稳固，一般不需支护；5) 矿体分布集中、主要矿体规模较大、连续性较好、

39、形态较简单；6) 地表不允许崩落；7) 矿石比重2.55t/m3，坚固性系数f710，松散系数1.465，自然安息角3920，天然湿度0.831.09。4.2采矿方法选择4.2.1采矿方法初选 该铀矿山设计以地质报告为依据，开采 范围为124146勘探线之间，标高在0m300m之间的矿体。通过方案初选，选出两种可行性方案，即留矿法和上向水平分层充填法，其中上向分层充填法又分为上向水平分层干式充填法和上向水平分层胶结充填法（矿柱用水砂充填）。具体方案如下：第一方案，浅孔留矿法。分两步骤回采，在间柱中掘先进天井，用联络道连通采场，用ysp-45上向挑顶凿岩爆破。图4.1浅孔落矿法图1阶段巷道 2天

40、井 3天井联络道 4漏斗 5切割层或切割巷道第二方案，上向水平分层干式充填采矿法。一步骤回采，用顺路天井代替先进天井。矿房与矿房之间不留间柱，而用混凝土隔离墙来隔离。分区回采。浅孔落矿，电耙出矿。图4.2 上向水平分层充填法图1沿脉运输巷 2天井 3充填井 4放矿井 5漏斗 6切割巷道第三方案，上向水平分层胶结充填采矿法。二步骤回采，第一步骤胶结充填，第二步骤用水砂充填。采场浅孔凿岩，电耙出矿。 4.2.2 采矿方法比较现将普通浅孔留矿法与沿矿体走向上向水平分层采矿法比较如下：表4.1 采矿方法比较表项目名称方案一留矿法方案二沿矿体走向上向水平分层采矿成本和主要材料消耗采场内需存留60%左右的

41、矿石，不利于提高经济效益矿块生产能力和劳动生产率劳动效率高，矿块生产能力大矿块生产能力随着生产管理水平和机械化程度而异矿石损失率和贫化率采矿损失率与贫化率较高损失率410%，贫化率 1015采准和切割工程量采掘比较大采准、切割工程量较少施工技术难易程度适应范围受到限制，灵活性差工艺环节多采掘设备条件难于实现机械化安全条件工作面通风条件差；当矿石有自燃发火性时，可能会引起火灾生产安全可靠防护条件较好 4.2.3 技术经济分析根据矿块的生产能力、采准工作量、矿石损失率和贫化率、劳动生产率。采矿车间成本等主要技术经济指标进行分析。三个方案的主要技术经济指标如表所示。主要技术经济指标表4.2指标名称第

42、一方案第二方案第三方案1.矿块生产能力（t/d）701006085701002.采准工作量（m/kt）128.58.53.矿石损失率（）202510208154.矿石贫化率（）7838255.采矿车间成本（元/吨）263240从上表可以看出，第三方案贫化损失小，矿块生产能力相对较大，但矿石生产成本比第二方案高出19，比第一方案高出33，尽管铀矿石属于稀有金属矿石，但从经济因素考虑，铀矿石生产盈利都不大，因而，要将成本作为一个主要的因素来考虑，不宜采用第三方案。第二方案与第一方案比，尽管生产能力小一些，但也能达到设计要求。其它方面，第二方案贫化损失小，但采矿成本要比第一方案高出18.7。第二方案

43、通风条件好，氡子体析出量少，但第一方案采用下行式通风也能使氡及氡子体浓度达到国家允许标准。故需进一步详细计算，进行技术经济比较最后决定。4.2.4 技术经济比较 对第一方案和第二方案的矿石损失率、贫化率、主要材料消耗、采切比、矿块生产能力、精矿产量，矿石成本、最终产品成本、单位产品利润、投资及投资效果等技术经济指标逐项分析比较。最后确定采用第二方案，即上向水平分层干式充填采矿法。4.3上向水平分层干式充填法4.3.1采场构成要素参照设计手册，根据相关工程经验，结合本设计资料，详细的采场构成要素见表4.3。底部结构的形式和底部结构中各要素的规格，采用平底电耙底部结构，拉底水平和电耙道在同一水平。

44、表4.3 采场构成要素阶段高度50间柱宽度0矿房长度50分层高度2.75顶柱厚度6矿房宽度矿体水平宽度底柱与底部结构64.3.2矿块采准、切割及其布置4.3.2.1采准切割巷道布置沿走向布置脉外运输平巷，中间布置一条充填井，两侧布置两条天井，作人行通风井和溜矿井用。每层布置一条分层巷道和充填巷道。回采时充填巷道可用作回风巷道，回采进路沿矿体走向布置。 1) 沿脉平巷靠近矿体下盘脉外布置，断面2.12.5 m2。2) 天井布置在紧靠下盘处，以便于维护、生产探矿、矿柱回采。在一个矿房中至少应当有两个天井，天井断面为1.52.5 m2。3) 天井联络道从拉底水平起，在天井中每隔46m垂直布置一条。两

45、联络道在垂直位置上应错开布置，以免充填时同时堵死，联络道断面为1.82 m2。4) 充填井布置在矿房中央紧靠上盘22 m2。5) 溜矿井下口与沿脉平巷相通，通常为圆形断面，内径为1.5m。6) 顶柱内设凿岩硐室222mm3，底柱内设电耙硐室334mm3。7) 拉底兼电耙巷道2.52.5 m2。4.3.2.2 采准切割巷道的断面形状和规格(1) 沿脉平巷和穿脉平巷运输平巷的断面形状为直墙拱形，考虑运输设备的尺寸规格，布置形式见图 图4.5运输平巷布置形式图b1=0.5m，b2=1.0m，b=1.6m,s0=0.9m,k=0.4m;b0=b+b1+b2=3.1m;f0=(0.350.40)b0=1

46、/3b0=1.2m;z= b0/2-(b1+b/2)=0.25m;轨道型号：15 kg/m，h5=0.2m，h6=0.35m，r=1.37m；h1=1.9m； h3= h1+h6-(r-0.25)2-(k+z)21/2-(r-f0)=1.55m； h3=h1+h5+r-r2-(b0/2-0.1)21/2-f0=2.02m；选择h3=2.02m。设备：电机车zk20-9(740016001700mm3)，轨距900mm矿车ycc4(a) （390014001650），轨距900mm拉底方法：从运输平巷开始，在矿房范围内，将平巷开帮，扩大到矿房边界，再往上挑顶，使总高度达到56米。电耙巷道及绞车硐

47、室（尺寸规格334）(2) 采准切割工程量 见表4.4。表4.4 采切工程量表工作阶段及项目名称巷道数目巷道长度巷道断面（m）体积（m3）工业矿量（t）采出矿量（t）占矿块采出矿量的比例（%）矿石中单长总长采准与切割运输平巷1505013.86901759.51759.5天井2501003.75375956.25956.25溜矿井26121.821.652.70452.704拉底平巷150506.25312.5769769联络道112223.679.2201.96201.96凿岩硐室1224820.420.4电耙硐室248972183.6183.6充填井142424168428.4428.4采

48、切合计2864657.8144657.81418.3回采回采工作20842.18620842.18681.7总计矿块2550025500100(3) 详见采矿方法图。(4) 矿块中采准切割工程施工顺序和时间 为了合理安排采准切割工程制定图表如下：表4.5 矿块采准切割工程进行图表工程项目工程量m（或m2）掘进速度（m掘/月）完成时间进行顺序（月）运输平巷50900.56天井100502拉底平巷50900.56联络道22900.25凿岩硐室2900.022电耙硐室8900.088溜矿井12500.24充填井505014.4回采4.4.1矿块地测物工序4.4.1.1物探工作使用主要仪器中深孔凿岩设

49、备，放射性探测仪。4.4.1.2编录及取样的布置方式：由于初步设计没有大量的实际资供参考，所以用抽稀法摸索对比探矿，勘探网选择正方形，勘探工程间距用抽稀法确定。4.4.1.3物探跟班工作：(1)进行开采边界管理工作，地质工作人员和采矿工作人员进行紧密配合，使得矿体的实际边界和生产勘探所圈定的边界基本符合，以减少矿石的贫化率。(2)进行现场矿石质量管理工作，保证矿石质量计划和质量均衡方案的实现。(3)参加安全生产管理工作，地质人员应及时解决在开采过程中遇到的与地质有关的安全问题。4.4.1.4围壁探矿和切采找边：对围壁进行直接的辐射取样与编录，围壁炮孔在矿块围壁腰线位置上施工，孔距35m，孔深2

50、5m，孔径3242mm，测量结果给出曲线图，确定矿体边界，计算品位，后进行切采找边工作。对于下向分层充填法，每一分层必须进行围壁探矿，严格进行切采找边。在回采过程中，各工序应紧密配合，保证每个分层回采工作的考核项目合格。4.4.2凿岩爆破4.4.2.1凿岩设备和工具选择：设备选择yt-24气腿式风动凿岩机，钻孔直径为38-46mm，钻孔深度5m。4.4.2.2炮孔布置与崩矿参数的选择和设计：图4.7 炮孔排列方向及炮孔排列形式a平行排列；b宽幅交错排列；c窄幅交错排列选择宽幅交错排列形式：图4.8 炮孔布置方式h炮孔深度；a炮孔孔距；b炮孔排距；w最小抵抗线。炮孔直径为40mm，深度为1.5m，药卷直径32mm，崩矿层厚度为2.5m。最小抵抗线w=（25-30）d=0.0427=1.08m，炮孔间距。最小抵抗线w，根据经验公式：w=（25-30）d由孔径为40mm，取27，可得w=1.12m；炮孔间距a根据公式