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1、江 西 理 工 大 学本本 科科 毕毕 业业 设设 计计 论论 文文 题目:江铜武山铜矿开采设计题目:江铜武山铜矿开采设计采矿方法专题采矿方法专题学学 院:院:资源与环境工程学院专业班级:专业班级:采矿工程 2004 级1姓姓 名:名:樊忠华指导教师:指导教师:肖广哲 赵奎完成时间:完成时间:2021 年 05 月 28 日目 录第一章 总论.11.1 矿山概况.11.2 设计依据.11.3 设计指导思想与原那么.2矿山建设主要方案.2存在的问题与建议.4第二章 矿山地质.52.1 矿区地理与气候条件.52.2 矿区地质构造.62.3 矿脉分布、产状及规模.82.4 矿区水文地质.8 矿区工程
2、地质.9第三章 矿山年产量及效劳年限.103.1 矿山年产量.103.2 矿山效劳年限的计算.103.3 矿山工作制度.11第四章 矿床开采技术条件.124.1 矿体及其顶、底板岩石的稳固性.124.2 矿石和围岩的物理力学性质.124.3 有害的物质成份分析.124.4 矿床开采工业指标.12第五章 矿床开拓.145.1 井田划分.145.2 岩体移动范围.145.3 阶段高度确实定.145.4 矿床开拓方法选择.155.5 阶段及矿块开采顺序.195.6 三级储量.19第六章 矿山井巷工程.216.1 矿山根本井巷工程.216.2 井筒及阶段运输巷道断面设计.216.3 井底车场形式与马头
3、门尺寸确实定.286.4 井筒及阶段运输平巷位置布置.30井筒及阶段运输平巷施工要求.31第七章 采矿方法(专题局部).327.1 矿床地质及开采地质条件.327.2 采矿方法选择.337.3 采矿方法设计.37第八章 矿井运输与提升.428.1 运输任务、方式及线路.428.2 运输设备选型.428.3 轨道结构与选型.498.4 列车编组计算.49第九章 矿井通风.54矿井通风概述.54矿井通风条件.54风量计算.54通风阻力计算.57通风制度.58通风设施.58通风设备选型.58第十章 矿井供风供水供电.62矿井供风.62矿山供水条件.62矿井供配电.63第十一章 矿井排水.64矿井涌水
4、量及其确定依据.64排水系统及工程设施.64第十二章 劳动平安与工业卫生.66劳动平安.66工业卫生.69第十三章 矿山环境保护.71矿山主要污染源及污染物.71采矿车间环境及保护.71其它污染源及环境保护.72第十四章 总图.73矿山地理位置及总图布置.73矿区运输.73第十五章 投资概算与技术经济.75投资概算.75技术经济.76附录.79参考文献.80致 谢.81第一章第一章 总论总论1.11.1 矿山概况矿山概况武山铜矿位于江西省瑞昌市白杨镇内,矿区中心地理坐标东经,北38115纬,瑞码公路横贯矿区西侧,南行 8km 到瑞昌市,转而东行 35km 到九4429江市,北行 12km 至长
5、江边瑞昌市码头镇。大冶沙河铁路经由矿区和瑞昌,通达武汉、南昌,且武九铁路穿过矿区西南边缘,武山铜矿 1.5km专用线与之连接。矿区面积 6.38 平方公里,属于低山丘陵地形。武山山脉呈天然屏障坐落矿区,制高点武山峰的绝对标高为 375.63m,地势渐向北、东、南低落,最低处标高为 24.24m。矿区东部为与长江贯穿的赤湖环绕,湖水面积大。1.21.2 设计依据设计依据1、设计的文件依据1毕业设计任务书。2?武山铜矿地质报告?及附图。2、设计的法规、规程、标准依据(1)?中华人民共和国平安生产法?,2002 年 6 月 29 日第九届全国人民表大会常务委员会第二十八次会议通过;(2)?中华人民共
6、和国矿山平安法?,1992 年 11 月 7 日第七届全国人民代表大会常务委员会第二十八次会议通过;(3)?中华人民共和国矿山平安法实施条例?,1996 年 10 月 ll 日国务院批准,1996 年 10 月 30 日劳动部发布;(4)?中华人民共和国职业病防治法?,2001 年 lO 月 27 日第九届全国人民代表大会常务委员会第二十四次会议通过;(5)?建设工程(工程)劳动平安卫生监察规定?,1996 年 10 月 4 日劳动部部长办公会议通过,1996 年 10 月 17 日中华人民共和国劳动部第三号令公布;(6)?中华人民共和国环境保护法?,1989 年 12 月 26 日全国七届人
7、大十一次会议通过,同日公布施行;(7)?金属非金属矿山建设工程初步设计平安专篇?编写提纲;(8)?金属非金属矿山平安规程? GBl64232006;(9)?爆破平安规程? GB67222003;(10)?工业企业厂界噪声标准? GBl234890;(11)?矿山电力设计标准? GB5007094;(12)?建筑物防雷设计标准? GB5005794;(13)?工业企业设计卫生标准? GBZl2002;(14)江西省人民政府令第 145 号?江西省企业投资工程核准暂行方法?(15)?建筑给水排水设计标准? GB500152003;(16)?建筑设计防火标准? GBJl687(2001);(17)?
8、建筑灭火器配置设计标准? GBJl4090(1997);(18)?工业企业通信设计标准? GBJ4281;(19)?建筑抗震设计标准? GB500112001。1.31.3 设计指导思想与原那么设计指导思想与原那么本次设计的指导思想是:在充分合理利用矿山现有生产生活设施及自然条件的根底上,以较少投入建成一个平安、环保,充分利用资源的矿山。在本次设计过程,始终遵循以下原那么:1、充分而合理地利用矿山地质储量,采用适宜矿床的开采方式,尽可能多地回收地质资源。2、充分研究和利用矿山现有设施及设备,尽量少地新增加投资,以提高矿山经济效益。3、选择和利用我国已经比拟成熟的工艺,矿山己采用且掌握了的适合本
9、矿床开采加工条件的机械化程度较高的节能的开采加工设备。4、在满足矿山正常生产的前提下,辅助设施从简或委托社会力量承当,以减少投资。开拓系统采用下盘竖井开拓方案,=5500mm,竖井兼用提升矿石、废石、人员、材料的上下,使用单层双罐笼提升,井口标高为+59m、井底标高为-315m。在矿脉下盘共设有 0m、-50 m、-100m、-150 m、-200 m、-250 m、-300 m 七条阶段运输巷道(布置在矿体移动带之外,因为作为上阶段回风巷道),多中段提升。矿体厚度一般为 530m,平均 16.8m,倾角大概为为 60,属于急倾斜中厚矿体,矿体主要以含铜黄铁矿为主,普氏系数 f 为 68,属于
10、较巩固矿体,但其中多含断裂构造、破碎带,故矿体稳定性不是很好,上盘围岩不稳定,下盘围岩较稳定,矿体含硫,且具有一定的结块性和氧化性。故只能采用充填采矿法,但如加于良好的控制,分层崩落法技术上也可行。根据设计任务,属中小型矿山,结合地质资料,采取钢筋混凝土假顶分层崩落法进路式采矿方法,阶段高度为 50m,矿块长 50m,宽即为矿体宽,矿块沿走向布置,各矿块设置一人行提升天井与一溜矿井,矿石崩落后,由电动铲运机装运,经联络道倒入溜井,再通过溜井自溜至矿仓,采用振动放矿机出矿。通风方式为中央对角抽出式通风,选择选择 70B2-11 型式扇风机,其性能参数为:转速:750r/min,叶片安装角 =20
11、,风量 42m3/s,风压 925pa,效率 0.6。扇风机的功率 64.5kw,且在各回采矿块中采取局扇通风。采用的接力式排水,在-150 米与-300 米各设置一水泵房,150 米以下各中段涌水自流涌入-300 米中段水仓,再泵送到至-150 米水仓集中抽出地表供风供电供水,采用集中供气。离长江比拟近,工业用水和生活用水,直接利用水泵泵入矿区,再通过矿区水泵站输入到高位水池澄清和净化后供生产和生活用。井下供电由主供电和保安供电两路组成。矿山采矿主体工程集中布置在矿区内,采矿地面工业场地主要布置在+59m井口,平坦场地上,为矿山开采效劳。西风井布置在 59 线以外,东风井布置在 50 线以外
12、,方形井口 2m2m,且都在端部移动带之外 10m,处于平安地带,符合地表建筑物保护距离要求。地面炸药库布置在 10 线与 20 线之间山沟内,离矿体直线距离有 378m,距离虽然有点短,但与矿体和其他建筑物之间一座小山坡隔离,所以对地面建筑物和井下工程影响不大。地面变压器和空压机房安放在 0 线附近,与矿体距离为 101m,离移动带距离为 87m,处于平安地带,符合地表建筑物保护距离要求。选矿厂布置在 9 线与 19 线之间,地势较为平坦,且距竖井井口不远,直线距离大约为 260m,运输效率高、费用低。机修厂、机电车间、汽车运输部、三废处理处理车间、均设置在选矿厂附近。井下采用架线式型号为
13、ZK7/250 型电机车牵引 YCC1.26型矿车运输,从各中段的溜井口装车,运至竖井口,经罐笼提升运至地表。地表运输是将竖井口矿仓的矿石通过公路汽车运输到选矿厂矿仓,废石通过公路汽车运送到地面废石堆场。精矿和原材料均采用公路汽车运输。武山铜矿包括南北两矿带,而本次设计只是北矿带,从武山铜矿获得的地质资料不多且很不全,矿区的储量、矿体的埋藏赋存状态及埋藏深度与实际不符合。使采矿设计中一些数据与实际武山铜矿的不符合。矿区专门性的水文、工程地质工作未做,没有专门水文地质动态观察点。因而,给矿区含水层的划分、评价降水与地下水这间的关系和动态变化带来了一定的困难,使采矿设计中排水计算失去依据。一 、加
14、强矿山地质工作 本矿区勘查评价期间,虽然做了大量的地质工作,但由于地质条件较复杂,地表出露基岩甚少,加上水平有限,可能会有许多地质问题没有解决,对已解决的问题也有一个不断深化、补充、提高的过程。如近南北向节理带对成矿的控制作用及其分布规律等问题还有待于进一步研究解决。二 、加矿石综合利用的研究研究内容主要有:1、对主产元素如何进一步研究提高回收率;2、对伴生有用元素研究如何综合利用,加以回收,以充分利用国家矿产资源。该矿区是以钼为主的伴生铋金属矿床,如何充分利用和回收上述矿产资源是矿山急待解决的问题,也有必要采取措施提高选矿水平,这也是提高矿山经济效益的关键所在,应加强这方面的综合研究工作。
15、继续开展矿区外围找矿工作,扩大矿山规模,提高矿山效劳年限。三 、加强地质灾害和环境污染的防治规划废石堆放地,采取相应措施,防治砂、石下河沟,防止给下游居民和农田造成危害。四、加强校企合作,获得更多地质资料,使毕业设计更趋向真实化。第二章第二章 矿山地质矿山地质2.12.1 矿区地理与气候条件矿区地理与气候条件江西铜业股份武山铜矿简称武山铜矿位于江西省瑞昌市白杨镇境内,矿区地理坐标东经 11537381153956,北纬 294404294512。瑞码公路横贯矿区西侧,南行 8km 到瑞昌市,转而东行 35km 到九江市,北行 12km 至长江边瑞昌市码头镇。武武昌九九江铁路穿过矿区西南边缘,武
16、山铜矿建成 1.5km 铁路专用线与之相连。水陆交通便利如21 图 。图 2-1 武山铜矿交通位置图,年降雨量 1700mm 左右,年日照时数 2000 小时上下,年无霜期240260 天。2.22.2 矿区地质构造矿区地质构造 武山铜矿区位于九瑞矿田中部,横立山黄桥向斜北翼,东西长2.7km,南北宽 2km。花岗闪长斑岩体呈岩株侵入石炭系至三叠系碳酸盐岩地层中,矿体赋存位置有四个部位接触带、层间断裂带、五通组与黄龙组之间的假整合面、岩体内围岩残留体 ,由二种重要矿化类型含铜矽卡岩、含铜黄铁矿构成图 22 。F3F2F1F4F5F6F7F9F10F11F12F130100200300m4040
17、F1K LFe P P1 1q q1 1 P P1 1q q1 1 P P1 1q q2 2 F F- -1 12 2 C2h2 S3s2 S3s2 P P1 1q q2 2 P P1 1q q2 2 P P1 1q q2 2 P P1 1q q2 2 D3w LFe LFe S3s2 S3s1 S3s2 S3s2 D3w Lmp D3w Lmp N N C2h1 P P1 1q q1 1 N P P1 1q q1 1 Lmp N N Lmp Lmp P P1 1m m1 1 P P1 1m m2 2 P P1 1m m1 1 P P1 1m m1 1 P P1 1m m1 1 D3w P P
18、1 1m m1 1 P P1 1m m1 1 P P1 1m m2 2 LFe Q Qu u Q Qu u Q Qu u Q Qu u C2h2 Q Qu u CuPy N K P P1 1q q1 1 C2h2 LFe Q Qu u D3w s sk k S3s2 Q Qu u Q Qu u LFe D3w C2h2 LFe S3s1 S3s2 D3w D3w S3s2 S3s2 F F- -1 12 2 K C2h2 K 60 P P1 1q q1 1 C2h2 LFe D3w C2h1 Lmp Q Qu u Q Qu u Q Qu u Q Qu u Q Qu u Q Qu u D3w P
19、 P1 1q q1 1 P P1 1q q2 2 P P1 1q q2 2 P P1 1q q1 1 P P1 1m m1 1 P P1 1m m1 1 C2h2 N C2h2 P P1 1m m2 2 P P1 1m m2 2 P P2 2L L P P2 2C C P P2 2L L P P2 2C C P P2 2C C s sk k s sk k P P1 1m m2 2 Q Qu u Q Qu u T T1 1d d1 1 T T1 1d d1 1 s sk k s sk k s sk k s sk k s sk k Lmp s sk k s sk k m mb b s sk k s
20、 sk k Lmp T T1 1d d2 2 Lmp T T2 2j j1 1 B B Lmp s sk k s sk k s sk k s sk k s sk k Lmp s sk k F F- -3 3 F F- -5 5 T T1 1d d2 2 T T1 1d d1 1 T T1 1d d1 1 Lmp s sk k s sk k s sk k s sk k F F- -4 4 F F- -2 2 5 59 9 s sk k P P2 2L L P P2 2C C F F1 14 4 Lmp Q Qu u Lmp Q Qu u s sk k c ch h c ch h c ch h L
21、mp F F1 15 5 LFe F F1 17 7 7 73 3 6 64 4 8 87 7 T T1 1d d1 1- -2 2 T T2 2j j1 1 P P2 2C C P P2 2L L P P1 1m m1 1- -2 2 P P1 1q q1 1- -2 2 C C2 2h h1 1- -2 2 D D3 3w w S S3 3s s1 1- -2 2 Q Qu u L Lm mp p K K L LF Fe e C Cu uP Py y s sk k B B N N F F- -1 12 2 7 73 3 1 1 2 2 3 3 4 4 5 5 6 6 7 7 8 8 9 9
22、 1 10 0 1 11 1 1 12 2 1 13 3 1 14 4 1 15 5 1 16 6 1 17 7 1 18 8 1 19 9 2 20 0 2 21 1 2 22 2 2 23 3 图 2-2 武山铜矿床地质略图1-三叠系中统嘉陵江组下段;2-三叠系下统下、上段;3-二叠系上统长兴组;4-二叠系上统龙潭组;二叠系下统茅口组下、上段;6-二叠系下统栖霞组下、上段;7-石炭系中统下、上段;8-泥盆系上统五通组;9-志留系上统下、上段;10-花岗闪长斑岩;10-石英闪长玢岩,12-闪长玢岩;13-煌斑岩;14-高岭土;15-褐铁矿;16-块状硫化物矿体;17-矽卡岩;18-角砾岩;1
23、9-破碎带;20-地质界线;21-正断层及编号;22-平移断层及编号;21-勘探线及编号2.2.1 地层地层由北而南、由老到新依次为:志留系上统纱帽组长石石英砂岩、石英砂岩;泥盆系上统五通组石英砂岩、含砾石英砂岩;石炭系中统黄龙组白云岩、灰岩;二叠系下统栖霞组炭质灰岩、茅口组燧石结核灰岩夹硅质岩,上统龙潭组煤层和炭质页岩、长兴组燧石灰岩;三叠系下统大冶组页岩、灰岩,中统嘉陵江组灰岩及第四系粘土、亚粘土。其中石炭系中统黄龙组至三叠系下统大冶组地层为主要的赋矿层位。地层走向 6575,倾向南东,倾角 6075。地表除志留系、泥盆系出露较好外,其它时代地层仅零星出露,第四系覆盖面积占 60%。2.2
24、.2 褶皱构造褶皱构造横立山黄桥向斜轴向北东东,轴部隆起,形成“W形复式向斜,西端扬起,向东倾伏,三叠系中统嘉陵江组灰岩构成向斜核部,泥盆系上统五通组至三叠系下统大冶组地层分布于向斜的两翼。2.2.3 断裂断裂断裂构造主要有北东东、北西北北西、北东向三组。北东东向断层发育于地层假整合面、岩性差异较大的层间,早期以逆冲为主,后期转化为正断层性质,主要有 F-11、F-12、F-2 等。北西北北西向断层发育于矿区北部,为平移断层,断距一般 216m,主要有 F1F11。北东向断层分布于矿区南部,为平移断层,主要有 F15 等。2.2.4 岩浆岩岩浆岩矿区岩浆岩比拟发育,主要由花岗闪长斑岩岩株及一些
25、岩脉组成,成岩时代为燕山早期。侵入顺序为:闪长岩、次英安斑岩花岗闪长斑岩石英闪长玢岩花岗细晶岩煌斑岩。其中花岗闪长斑岩与成矿有关。花岗闪长斑岩主岩体呈岩株侵入于二叠系2,平面呈椭圆状,剖面呈喇叭形,三度空间形态为一向南东陡倾的蘑菇状岩株。岩体规模由浅部到深部有变小的趋势。接触带形态比拟复杂,常有不规那么岩枝沿层间裂隙伸入围岩,主要有内凸弧形、折线形和锯齿形三种形态。此外在主岩体外围及沿北矿带尚有少量呈岩脉、岩墙状花岗闪长斑岩分布。闪长岩呈俘虏体形式分布主岩体中,约 900 m2,石英闪长玢岩、花岗细晶岩呈脉状穿插花岗闪长斑岩主体及围岩地层中,宽度一般 0.10.5m,次英安斑岩仅见于北矿带,呈
26、脉状侵入于志留系泥盆系中统碎屑岩地层中,规模100610m,燕山晚期的煌斑岩脉比拟发育,多分布于主岩体接触带附近及层间裂隙带中。围岩蚀变主要有大理岩化、角岩化、矽卡岩化、硅化、白云石化、绿泥石化、沸石化、方解石等,其中硅化、白云石化、绿泥石化与矿化关系密切。2.32.3 矿脉分布、产状及规模矿脉分布、产状及规模 武山矿区属大型铜硫矿床,伴生有益组份有金、银、硒、碲、镓、钼、铅、锌、铊等。铜储量 137 万吨,硫储量 1226 万吨,由南北两个矿带 124 个矿体组成,其中主矿体 8 个,占全区储量的 96%,全区铜品位 1.17%。北矿带位于岩体北侧接触带外地层围岩中,泥盆系上统五通组与石炭系
27、中统黄龙阶之间,黄龙阶及二叠系下统栖霞阶等层位为该矿带的容矿空间。北矿带受假整合面及层间破碎带控制,工业矿体分布西起 59 线附近,东至 50 线附近,长 1600m 范围内。该矿带有铜矿体 4 个,铜硫矿体 8 个,铅锌矿体 1 个,其中 1Cu1、1Cu2、5Cu、7Cu 规模较大,矿石类型主要为含铜黄铁矿、含铜碳酸盐岩,次为含铜高岭土、铜铅锌黄铁矿、黄铁矿等。该矿带铜金属量 83.8 万吨,占全区储量的 61%,硫量 1226 万吨,矿石铜平均品位 1.27%。1Cu1 矿体产于泥盆系五通组与石炭系黄龙阶之间,乃至黄龙阶下段层位,工业矿矿体长 1600m。矿体产状与地层产状一致,呈似层状
28、产出,倾向 165,倾角 5664。矿体厚度一般 530m,平均 16.8m。矿头出露标高+51m,向下未控制到矿体尖灭。1Cu2 属 1Cu1 的分枝矿体,走向长度 700m 和 200m,呈似层状主要产于黄龙阶上下段之间,平均厚度 6.9m 及 2.4m,39 线以西矿体尖灭,其余各线向下有一定延伸。5Cu 矿体走向长度 900m,呈似层状、厚板状产于黄龙阶与栖霞阶界面上,受层间破碎带控制。矿体膨大、缩小现象明显,厚度变化较大,最大厚度15.5m,小者 1.3m,平均 4.9m。7Cu 矿体走向长度 400m,呈似层状产于二叠系下部栖霞阶燧石灰岩与花岗闪长斑岩接触带及燧石灰岩与炭质灰岩之间
29、破碎带处,倾斜最大延深 295m,矿体最大厚度 11.7m,最小厚度 2m,平均 4.9m。2.42.4 矿区水文地质矿区水文地质矿区地处温暖湿润多雨地区,属山前丘陵湖滨过渡地带。年平均降雨量1374.6mm,年平均蒸发量 1455.8mm。2,最大流量 3318.9 升/秒,最小流量 536.57 升/秒,属季节性溪流。矿体位于当地侵蚀面以下,三叠系至石炭系灰岩溶洞裂隙水为矿体直接充水的水源,属岩溶溶洞裂隙直接充水型矿床。根据岩层的含水特征,地下水的储存空隙,富水程度,水力性质和水力联系,空间分布,地下水补给、排泄和径流条件等,以二叠系茅口下段炭质灰岩相对隔水层为界,矿区可分为南北两大水文地
30、质单元。矿区主要含水层:第四系松散岩类孔隙含水组,嘉陵江、大冶灰岩溶洞裂隙含水组,长兴、茅口灰岩洞裂隙含水组,栖霞、黄龙灰岩溶洞裂隙含水组,五通、纱帽组石英砂岩弱裂隙含水组,相对隔水层有大冶页岩和茅口炭质灰岩。目前坑内实际涌水量:北矿带:-160m 中段 1050m3/d,最大 3000 m3/d。矿区岩层历经屡次构造运动,岩浆侵入,岩石风化。导致局部矿体和围岩不稳定。北矿带矿体顶板有断裂破碎带、溶蚀破碎带、风化岩浆岩等,矿体和顶板围岩稳固性较差。北矿带下盘围岩一般稳固,局部见岩脉穿插和构造破碎带地段不稳固。矿山水文、工程地质条件复杂。 矿区工程地质矿区工程地质北矿带矿体顶板有破碎带、溶蚀洼地
31、与溶洞堆积物,风化岩浆岩脉,这些不良工程地质体一般厚 35m,沿倾斜延伸最大达-300m 标高以下。第三章第三章 矿山年产量及效劳年限矿山年产量及效劳年限3.13.1 矿山年产量矿山年产量按合理开采顺序同时回采矿块数验证矿山年产量:(3-1)kKtgA式中:A矿山年产量吨/日 ;g矿房日产量吨/日 ,要求出加权平均值;N单阶段中可布置的有效矿块数个 ;30 个左右t年工作日;Kk由矿房产出的矿石日产量占矿块采出矿石日产量的比重% ;同时回采矿块的有效利用系数;矿块生产能力为 351.24t/d,单阶段可布置有效矿块 4 个,年工作日 t 取330 天, Kk取 80%,把以上数据代入(3-1)
32、可得出71. 0424.35110002805530t/a1000 300=300000t/a ,由此可见能满足矿山的年产量。A3.23.2 矿山效劳年限的计算矿山效劳年限的计算(3-2)zzjAKQ1式中: 矿山计算效劳年限a ;jQ104 tKz工业矿石总回收率包括采准、切割、矿房回采、矿柱回采的总回收率 % ;废石混入率% ;zA矿山年产量t/a 。104t, t/a,把以上数据代入(3-2)可得:510年5 .374%101300000%90109 .112344j矿山实际效劳年限(3-3)nzncz式中:Tz矿山从投产到达产的时间,取 Tz=8 年;Tm矿山末期产量逐渐下降时间,取
33、10 年;Tj矿山按设计生产能力正常生产的时间,zj32把相关数据代入(3-3),可得。年5 .392105 .3748z3.33.3 矿山工作制度矿山工作制度武山铜矿采用的工作制度是年工作日为 300 天,每天实行 3 班制,每班 8小时,由于该矿是非放射形矿,也并非别的特殊矿山,按照有色矿山的保安规程,该工作制度是合理可行的。第四章第四章 矿床开采技术条件矿床开采技术条件4.14.1 矿体及其顶、底板岩石的稳固性矿体及其顶、底板岩石的稳固性断裂构造主要有北东东、北西北北西、北东向三组。北东东向断层发育于地层假整合面、岩性差异较大的层间,早期以逆冲为主,后期转化为正断层性质,主要有 F-11
34、、F-12、F-2 等。北西北北西向断层发育于矿区北部,为平移断层,断距一般 216m,主要有 F1F11。北东向断层分布于矿区南部,为平移断层,主要有 F15 等。矿石的矿物组成较为复杂,计有金属矿物 55 种,脉石矿物 22 种。矿石类型主要为含铜黄铁矿、含铜碳酸盐岩,次为含铜高岭土、铜铅锌黄铁矿、黄铁矿等。其中主要金属矿物为黄铁矿、黄铜矿,其次为白铁矿、斑铜 矿、辉铜矿、兰辉铜矿、黝铜矿砷黝铜矿、闪锌矿、方铅矿、辉钼矿、赤铁矿、针铁矿。主要脉石矿物为石榴子石、方解石、白云石、石英、高岭石。其次有玉髓、绿泥石、蛇纹石、硅灰石、长石、云母等。北矿带以含铜黄铁矿为主,其次有含铜大理岩、含铜高岭
35、土、含铜石英闪长玢岩、含铜破碎带、含铜角砾岩等。黄铁矿巩固性系数黄铁矿巩固性系数 f 为为 66.5。属于比。属于比拟巩固性岩石。拟巩固性岩石。北矿带矿体顶板有断裂破碎带、溶蚀破碎带、风化岩浆岩等,矿体和顶板围岩稳固性较差。北矿带下盘围岩一般稳固,局部见岩脉穿插和构造破碎带地段不稳固。矿山工程地质条件复杂。4.24.2 矿石和围岩的物理力学性质矿石和围岩的物理力学性质勘探部门先后三次按矿石的自然和工业类型分别测定体重,并收集矿山的测定资料,结果为含铜黄铁矿:松散系数:1.3 体重 :3.56 湿度:2.55 安息角:43 摩擦角:32矿石体重、湿度、松散系数一览矿石体重、湿度、松散系数一览矿石
36、工业类型体重湿度松散系数矿石工业类型体重湿度松散系数含铜黄铁矿含铜高岭土含铜矽卡岩含铜碳酸盐含铜花岗闪长斑岩褐铁矿铜铅锌黄铁矿黄铁矿4.34.3 有害的物质成份分析有害的物质成份分析本矿床矿体为富含铜、锌、银、硫之矿脉,并有多量的伴生黄铁矿、毒砂等。矿床开采对人体有害的物质成分,除了大量的砷质物外,还有铅、锌、黄铁矿等硫化矿物以及碳等有害元素。4.44.4 矿床开采工业指标矿床开采工业指标矿体主要矿石是铜、硫矿石,所以其主要的开采工业指标如下所示:边界品位: 铜 0.3%、硫 8%;最低工业品位: 铜 0.5%、硫 12%;最小可采厚度: 1m;最大允许夹石厚度: 2m。第五章第五章 矿床开拓
37、矿床开拓5.15.1 井田划分井田划分本次设计针对的是北矿带,其有铜矿体 4 个,铜硫矿体 8 个,铅锌矿体 1个。由于设计的矿床矿体走向长为 1200m,矿体埋藏标高自-300 至 0m,厚度为 530m,平均为 16.8m,其中 1Cu,5Cu,7Cu 规模较大,尽管 5Cu 矿体膨大,缩小明显,厚度变化大,但总体来说整个工业矿体分布比拟集中,连续性好,成矿后断裂对其影响不大。矿体上部地表没有沟谷、河流、铁路、城镇、文物古迹及风景区等需要保护。根据井田划分的原那么,采用一个井田进行开采是合理的,且用一个井田开采还有诸多优越性,如用一个井田开采,人员、材料、设备、矿石、废石及充填料的运输方便
38、;一个井田开采,管理方便且集中,可减少非井下生产人员,管理费用低,在经济上优越。因此,本次设计采用一个井田来开拓矿床。5.25.2 岩体移动范围岩体移动范围横立山黄桥向斜轴向北东东,轴部隆起,形成“W形复式向斜,西端扬起,向东倾伏,三叠系中统嘉陵江组灰岩构成向斜核部,泥盆系上统五通组至三叠系下统大冶组地层分布于向斜的两翼。断裂构造主要有北东东、北西北北西、北东向三组。北东东向断层发育于地层假整合面、岩性差异较大的层间,早期以逆冲为主,后期转化为正断层性质,主要有 F-11、F-12、F-2 等。北西北北西向断层发育于矿区北部,为平移断层,断距一般 216m,主要有 F1F11,但这些构造和断层
39、对矿体的形成和破坏作用不大。因此本次设计考虑的地表移动范围主要是由于矿石被采出后留下的采空区引起地表的变形和沉降。根据岩石力学的测定,该矿矿体的上下盘岩石移动角选定如下:1.该矿体上、下盘移动角均为 60;70。5.35.3 阶段高度确实定阶段高度确实定根据矿岩的稳固性程度阶段高度宜在 3060m。采用较大的阶段高度可以减少矿床开拓的阶段总数,从而降低开拓工程总量及其费用,有利于生产和集中管理,但由于该矿体地质条件复杂,该矿带矿体和顶板围岩稳固性较差,矿带下盘围岩较稳固,所以阶段高度不宜取得过高,并结合类似矿山的实际生产经验,认为选取阶段高度为 50m 是合理的。各中段矿石量分布如下表 5-1
40、 所示:表 5-1 各中段矿石量中段矿石量万吨备注-50m-100m-150m-200m-250m-300 m总计由于地质资料不详,只能粗略计算5.45.4 矿床开拓方法选择矿床开拓方法选择本次设计主要针对北矿带,设计任务的生产能力 1000t/d 。而且由于井下矿床矿体比拟集中,而开拓方案受矿体赋存条件、地表地形条件、地表设施选矿厂等分布、矿山企业生产能力等因素的影响,根据矿床赋存条件及矿体倾角,采用竖井开拓为宜。初选在技术上可行的三种开拓方法:下盘竖井开拓、平硐与明竖井联合开下盘竖井开拓、平硐与明竖井联合开拓、斜井与盲竖井联合开拓拓、斜井与盲竖井联合开拓。1 1、下盘竖井开拓:、下盘竖井开
41、拓:根据地质地形条件,该矿体大局部赋存于当地地平面以下,且矿体为急倾斜矿体,这些条件均为下盘竖井开拓的有利条件。2 2、平硐与明竖井联合开拓:、平硐与明竖井联合开拓:在标高 46m 处开拓平硐,然后在平硐的适当位置掘明竖井,采用这种开拓方法,在技术上也没有明显的缺陷,也是可行的。3 3、斜井与盲竖井联合开拓:、斜井与盲竖井联合开拓:为了能尽快探清矿体,在标高 59m 处掘一斜井通至 0m 中段,充分利用该井巷,在 0m 中段往下掘一竖井,而形成斜井盲竖井开拓,从技术上看,该方案也是可行的。由于初选的三种开拓方案在技术上均可行,因此我们不可武断哪种方案是最优的,现将这三种方案的优缺点列成表格,以
42、供比拟和参考。表 5-2 开拓方案优缺点分析比拟方案方案一二三下盘竖井开拓平硐与明竖井联合开拓斜井与盲竖井联合开拓优优点点1、单一开拓法提升运输系统简单,容易管理,不会出现由于管理不当而造成配合失调的现象;2、采用单一开拓,劳动定员少,可提高经济效益;3、围岩不稳固,竖井的承压能力比斜井高,竖井井筒短,因而井筒维护费用较低;4、竖井提升能力较大,提升费用低,生产平安,提升可偿性较高,竖井井筒较短,所需管道短,排水费用较低;5、采用一套系统,设备投资费较低,年维修费用较少;6、为安排竖井工业场地需平场,但卷扬机安排在地表,无须打硐室;7、不会造成反向运输而增加提升运输费用;1、围岩不稳固,竖井的
43、承压能力比斜井高,竖井井筒短,因而井筒维护费用较低;2、竖井提升能力较大,提升费用低,生产平安,提升可偿性较高,竖井井筒较短,所需管道短,排水费用较低,但联合开拓的提升费用略高于单一开拓法;3、无须平场,但要开挖卷扬机硐室,其石门比下盘竖井开拓要短;4、在运输功中心线附近,不会造成反向运输;1、围岩不稳固,竖井的承压能力比斜井高,竖井井筒短,因而井筒维护费用较低;2、竖井提升能力较大,提升费用低,生产平安,提升可偿性较高,竖井井筒较短,所需管道短,排水费用较低;3、无须平场,但要开挖卷扬机硐室,其石门比下盘竖井开拓要短;4、为安装斜井卷扬机,需平场,且盲竖井用的卷扬机硐室比前二者的井筒掘砌量要
44、少,石门长度更短;缺缺点点1、石门的长度随开采深度是增加而加长;2、当矿体倾角变小时,下部石门特别长;1、联合开拓法运输提升系统复杂,难于管理,可能出现由于管理不当而造成两套系统配合失调的现象;2、联合开拓法采用两套系统,劳动定员高;3、采用两套系统的设备投资较高,年维修费也1、斜井承压能力比竖井差,斜井比相应的竖井长,从而井筒维护费用高;2、斜井提升能力小,提升费用高,提升纲绳易损,提升容器易掉道,脱钩,生产不平安,而且斜井所需各种管道长,排水费用较高;3、现有斜井口,偏离了运输功中心线,会造成反向运输,较高;从而增加运输费用;通过对三种初选方案的优缺点进行简单比照分析,可以确定下盘竖井开拓
45、和平硐与明竖井联合开拓两种方案具有优势。然后再对这两种开拓方案进行详细的技术经济比拟,最终定出最优的开拓方案。下面是两种开拓方案的一些重要经济技术指标。方案方案:下盘竖井开拓:下盘竖井开拓充分利用有利地形条件,由于竖井的保护等级为级,竖井布置在下盘地表移动带之外 20m,然后分别在 0m、-50 m、-100m、-150 m、-200 m、-250 m、-300 m 标高开掘阶段石门通达矿体。相关坐标如下:竖井口坐标: X= 68970.529, Y= ,井口坐标 Z =+59m ,井底坐标 Z =-315m。 井筒采用圆形断面,断面尺寸为=5500mm,采用混凝土支护。竖井提升矿石,人员、材
46、料、设备、废石,采用双罐笼提升。钢丝绳直径=36mm,提升机型号 2JK-3/11.5A,电动机型号 ZQ-21,电动机功率 20.6kw。电机车型号为ZK7/250 型。本矿床沿走向较长,为 1600m,平均厚度 16.8m,而竖井为罐笼井,布置在矿体下盘中央,可兼作入风井,因此,可在矿体两翼各布置一回风井,形成中央对角式通风方式。因本矿床矿体和围岩均不是很稳固,为了提高风井的承压能力,减少支护费用,回风井采用竖井形式要较斜井形式好,采用方形断面形式。回风井是作矿区开采永久通风之用,在效劳年限内是不允许损坏的,回风井的保护等级为级,因此它们都应选在圈定的陷落带 10m 以外,根据矿区总平面图
47、布置,可将回风井井口定在如下位置:西风井位置为 X=68374.835,Y=92600,井口标高为 Z=+29.5m;东风井位置为 X=69645.854,Y=93100,井口标高为 Z=+57.3m。 两回风井井口均距矿区有一定的距离,在其边部,两回风井都处于山腰,而不在山顶,这样,回风井排出的粉尘便不会飞扬很远,可减少空气污染,有利于环境的保护。从地质地形图上,可得知,这两个位置的地质地形条件都有利于设置风井。因此,风井的位置选择合理。经过计算确定,风井断面规格为2000mm2000mm。采用混泥土支护,厚度为 200300mm。方案方案:平硐与明竖井联合开拓:平硐与明竖井联合开拓 由于矿
48、山所在的具体情况及其矿体越到底部矿体越向西倾斜,而且考虑到以后各中段的采矿作业的方便,现从长远考虑总体出发,采用平硐与明竖井联合开拓。由于竖井的保护等级为一级,竖井布置在下盘移动带之外 20m,井口坐标: X =, Y =, 井口坐标 Z = +46m,井底坐标 Z =-315m。 井筒为圆形井,断面尺寸为=5500mm,采用混凝土支护。主井提升矿石、废石以及人员和材料,采用双罐笼提升。钢丝绳直径=36mm,提升机型号2JK-3/11.5A,电动机型号 ZQ-21,电动机功率 20.6kw, 电机车型号为 ZK7/250 型。本矿床沿走向较长,为 1200m,平均厚度 16.8m,而竖井为罐笼
49、井,布置在矿体下盘中央,可兼作入风井,因此,可在矿体两翼各布置一条回风井,形成中央对角式通风方式。因本矿床矿体和围岩均不是很稳固,为了提高风井的承压能力,减少支护费用,回风井采用竖井形式要较斜井形式好,而且采用方形断面形式。回风井是作矿区开采永久通风之用,在效劳年限内是不允许损坏的,回风井的保护等级为级,因此它们都应选在圈定的陷落带 10m 以外,根据矿区总平面图布置,可将回风井井口定在如下位置:西风井位置为 X=68374.835,Y=92600,井口标高为 Z=+29.5m;东风井位置为 X=69645.854,Y=93100,井口标高为 Z=+57.3m。 两回风井井口均距矿区有一定的距
50、离,在其边部,两回风井都处于山腰,而不在山顶,这样,回风井排出的粉尘便不会飞扬很远,可减少空气污染,有利于环境的保护。从地质地形图上,可得知,这两个位置的地质地形条件都有利于设置风井。因此,风井的位置选择合理。经过计算确定,风井断面规格为2000mm2000mm。采用混泥土支护,厚度为 200300mm。表 5-3 开拓方案技术经济比拟表方案序号工程单位下盘竖井开拓平硐与明竖井联合开拓1掘砌工程量3m可比投资万元2264.42+设备2298.2+设备其中:设备万元2井巷工程万元3年经营费用万元4优缺点井筒保护条件好,不留保安矿柱,石门长度随开采深度增加增加,开拓工程量大。井筒和石门短,减少一定
51、工程量,施工方便,需要增加地下调车场,需要增加地下卷扬机硐室,越到下部,石门越长。通过上述技术经济比拟,可以明显地看出,下盘竖井开拓方案要优于平硐与明竖井联合开拓方案,下盘竖井开拓方案投资少,年经营费用少,经济上要明显优于后者,因此,我们选用下盘竖井开拓方案作为该矿床的开拓方案。5.55.5 阶段及矿块开采顺序阶段及矿块开采顺序井田中段的开采顺序采用下行式,因这种开采顺序能减少基建工程量,节约初期投资,缩短基建时间,确保矿山均衡持续生产,并在逐步向下开采过程中能进一步探清深部矿体,防止国家矿产资源的浪费。而且这种开采顺序生产平安条件好。从长远看,下行式开采顺序适用的采矿方法范围广泛,如改变现有
52、的采矿方法,而采用更先进合理的采矿方法时也不致有很大的影响,因此,下行式开采顺序对矿山的开展远景也有利。阶段中矿块开采顺序,那么采用双翼后退式回采。这种采矿方式尽管会使矿井基建时间有所延长,但因该矿矿岩不稳固,采用此法可减少沿脉巷道的维护费用,因它可形成较长的回采工作线,获得较多的采矿量,从而缩短了阶段的回采时间而减少巷道的维护费用,而且采用此法,采掘干扰少,管理方便。此法在冶金矿山中使用普遍,是应用的较成熟的一种开采顺序。5.65.6 三级储量三级储量根据我国现行规定的三级储量用生产期限来表示,有色金属矿山定额:1、开拓储量 KrAtQkk)1 ( tQk55109%90%)101 (310
53、3式中:开拓储量的保有期限,3a;kt矿井年产量,t/a;A矿石回采率 (混入采出矿石中的废石量与采出矿石量之比率)%K; 废石混入率 采出的纯矿石量与工业储量之比率%r2、采准储量 KrAtQzz)1 ( tQz55103%90%)101 (1103式中:采准储量的保有期限,1a;zt其它同前。3、备采储量 KrAtQBB)1 ( tQB55105 . 1%90%)101 (5 . 0103式中:备采储量的保有期限,0.5a;Bt其它同前。第六章第六章 矿山井巷工程矿山井巷工程6.16.1 矿山根本井巷工程矿山根本井巷工程矿山主要井巷工程有竖井、通风井、溜矿井、阶段运输平巷或沿脉平巷、穿脉等
54、。表 6-1 矿山根本巷道断面及支护一览表巷道名称竖井阶段运输巷道回风井溜井断面形状圆形三心拱方形方形支护情况岩层稳固处不支护,遇构造发育段或断层带钢砼砌筑支护,支护厚度为250mm。一般不支护,遇岩层不稳段采用木棚支护,遇构造发育段或断层带钢砼砌筑支护,支护厚度为100250mm。一般不支护,遇岩层不稳段采用木棚支护,遇构造发育段或断层带钢砼砌筑支护,支护厚度为100150mm。一般不支护,遇构造发育段或断层带用钢砼砌筑支护,支护厚度为 100150mm。6.26.2 井筒及阶段运输巷道断面设计井筒及阶段运输巷道断面设计1、巷道断面形状选择阶段运输巷道担负着人行、通风、材料等运输,起着重要的
55、作用。鉴于该矿矿岩稳定性不是太好,阶段运输巷道断面形状采用 1/3B 类型的三心拱形。2、巷道断面各部尺寸确实定(1) 根据我矿井下生产实际及-300m 以上开拓工程的需要,现巷道通过的设备类型及有关规格尺寸见下表:单位 mm表 6-2 运输设备类型及尺寸设备外形尺寸运输设备类型长l宽 b高 h轨距 S0架线高度 H1电机车ZK10/25045001060155060018002200矿 车YCC1.2(6)190011250600选取以上规格尺寸之最大值,故通过该巷道的运输设备宽度 b=1060mm,高度 h=1550mm。(2) 根据?金属矿山平安规程?的有关规定,取巷道人行道宽 b2=8
56、00mm,非人行道一侧运输设备到支架间隙宽 b1=300mm,轨距 600mm。(3) 确定平巷宽 BoBo=b1+b+b2=300+1060+800=2160mm 根据平巷按 50 mm 进级取整,故 Bo 取 2200 mm。(4) 巷道混凝土衬砌厚度,参考?井巷工程?表 4-9 中,取墙厚 T=250mm;拱厚 do=250mm(5) 参照?井巷工程?表 1-7 中,ZK-7/250 型电机车选用 18 公斤/m 钢轨,采用钢筋混凝土轨枕,由表 1-8 查得,巷道铺轨结构尺寸:=350mm, 6h=200mm,=150mm。5h4h(6) 确定平巷拱高 f0f0= =733mm32200
57、30B2200=1522mm, 圆弧角 = 33412200=576mm, 圆弧角 =5619(7) 三心拱巷道墙高h3确实定:通常墙高是根据电机车架线要求计算,再按行人及管道架设等要求验算比拟,最后选其中最大值。 按架线电机车导电弓子顶端两切线的交点与巷道拱壁间最小平安距离按250 mm计算取架线导电弓子宽度之半径 K=400mm,巷道轨面至导电弓子的高度H1=2000mm有人行道 ,那么轨道中心线至巷道中心线的间距 Z 为:Z = - + b1= - (+ 300)=270mm20Bb22220021060轨道中心线至非人行侧巷道壁的距离:a = +b1=+300=830(mm)b2210
58、60cos= = =1brKar300576400830576式中:r 三心拱的小半径; 运输设备与支护之间的平安间隙,查采矿设计手册井巷工程卷表1b1-3-1。0 = 的三心拱小圆的圆心角的余弦值,即 cos5619= 0.554 ,那么:30Bh3 = -(R- f0)2261250KZRhH式中:R 三心拱的大半径。那么 h3 = 2000 + 350 -(1522-733)224002502501522=2058mm 按人行要求确定巷道断面墙高:h3 = 1900 + h6 -50r =1900 + 350 50576 =1827mm式中: 250mm 为考虑到风水管敷设后所占用的巷道
59、宽度。 按架设管道要求确定巷道断面墙高:用架线式电机车运输时,要求电机车导电弓子与管道距离不小于 300mm,计算公式为:h3= 1900 + h5 +n -21023002DKZBrr式中:n管道所占高度等于管子直径与托管梁的高度之和,即: n=D1+D2+100=100+50+100=250mm D1风管直径 取 100mm D2水管直径 取 50mm从而可得: 223)1003004002701100(5765762502001900h= 1774 mm综上计算,取以上情况的最大值能满足架线、管道敷设和行人要求,最后确定设计墙高 h3为 2060mm。(8) 由此可确定巷道净高度H0 =
60、 f0 + h3 =733+2060=2793mm 巷道掘进高度为:H = f0 + h3 +do = 733+2062+250=3043mm 从道渣面算起之墙高为:h2= h3 h5=2062-200=1860mm巷道净断面面积:m286. 6220026. 01860220026. 0020)()(净BhBS= +掘S净S拱S基S墙S渣S其中:=6.86 m2净S=1.33B0+Tdo=1.332.2+0.250.25=0.81 m2拱S m2基S=2 h3 T=20.25=1.03 m2墙S= h5B0=0.2 2.2=0.44 m2渣S故=6.86+0.81+0.23+1.03+0.4
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