现状生产能力

1、南洺河铁矿现有开拓系统及设备生产能力核实1矿山概况南洛河铁矿设计矿山规模50万t/a，于2010年3月正式恢复生产。已形成的主要井巷工程有主井、副并、通风斜井各一条+40 m中段(回风 水平)、0m中段(第一个生产水平)及溜破系统等。主并采用2.0m3翻转式双箕斗提升矿石，副并采用单层罐笼4200X1450)带平衡锤系统,一次提升两辆0.7m3翻转式矿车。主、副、风井井筒特征表工程名称井口标高(m)井底标高(m)净直径或断面(m/m2)提升设备提升电机功率(kW)提升容器主井+264.5-184.55.52JK-3/11.5A630两个2.0m3翻转式箕斗副井+264.5-216.56.0JK

2、MD-2.25X4(I)E1804200X1450单层罐笼斜风井+260.6014.3(倾角25 )井下运输：采用上、下盘沿脉加穿脉环形运输，轨距600哑，22kg/m 钢轨。运矿用10t架线式电机车牵引8辆2.0m3曲轨侧卸式矿车；运岩用 7t架线式电机车牵引14辆0.7m3翻转式矿车。井下通风采用集中通风方式，在斜风井井口安装两台DK40-6-NH8型 风机，功率为2X90 kW。为保护地表矿体西端的南洛河，采用的采矿方法为空场法嗣后充填。2矿山资源由中国冶勘第一地质勘查院邯郸分院2007年1月提交的河北省武安 市南洛河铁矿资源/储量核实报告，矿区范围内（111线）资源/储量为 1465.

3、76万t,其中：控制的经济基础储量（122b） 1454.44万t,推断的 内蕴资源量（333） 11.32万t。经计算，开拓工程范围内，资渺储量见下表:中段高度Fe2(万 t)Fe3(万 t)Fe6(万 t)中段合计（万t）(122b)(333)(122b)(333)(122b)(333)(122b)(333)小计40 0m351.775.8351.775.8357.570 -40m2.75652.62652.622.75655.37-40-80m1.751.02253.07253.072.77255.84合计4.51.021257.465.81257.4611.321268.78从上表看出

4、:利用已有的主要井巷工程，可利用的经济基础储量（122b） 1257.46万t,按现在的矿山规模可服务25年左右。该矿井下涌水量大，-80 m水平正常涌水量40119 mt/d，最大涌水量 63009 m3/d。从资源条件分析，提高矿山生产规模，是可行的。降低单位矿石生产 成本，是提高矿山经济效益的重要途径。3矿山已有主要系统生产能力分析3.1主井提升能力3.1.1主井双箕斗提升系统概况：原设计主并提升能力为70万t/a。井下各中段的矿石，倒入主溜井后 经计量装置计量后装入箕斗内，由提升机提升至井口卸载，箕斗卸出矿石 后，提升机下放空箕斗至井底装载处，重新开始装载。井口矿仓的矿石，经皮带运至选

5、厂粗破碎站。3.1.2原设计资料：矿石提升量70万t/a；矿石块度0300mm矿石密度4.17t/m3；井口标高：264.5m；矿山工作制度：每年330d，每天三班，每班八小时;箕斗提升高度419.07m。原设计箕斗规格见表1。表1箕斗规格表型式翻转式几何容积V=2.0m3最大载量G =4000kg （装满系数 0.9）自重G =3675kg矿井提升机参数见表23.1.3主井提升能力核算表2矿井提升机参数表提升机型号2JK-3/11.5A卷筒直径（P 3000mm （双筒）钢丝绳最大静张力130kN最大静张力差80kN实际提升速度V=6.7m/s减速比I=11.5电机型号YR630-12/14

6、30电机功率630kW电机转数492rpm原设计采用六阶段速度图，提升速度：Vmax=6.7m/s。t 提=82.325 s根据主井系统设计的速度，主井单提矿石时能力验算，每小时提升次 数为35次/h。对主井系统正常完成正常作业提升次数，做以下分析：a）原设计重量计量漏斗装矿、卸载曲轨自动卸矿其停歇时间分别取: 18st=t 提+。=82.325+18=100.325 s。b）现有重量计量漏斗装矿应取8s，。t=t 提+。=82.325+8=90.325 s。1.3.2主井系统每小时提升次数N 实际运行=3600/90.325=39.856 次/h1.3.3年提升矿石量箕斗提升矿石量的有效载重

7、量4t，年提升矿石量:Q=330X 19.5X39X4/1.15=87.29万 t/a（提升不均衡系数：1.15，日工作小时数：19.5h）3.1.4主并提升能力分析：主井采用2m3翻转式箕斗的双箕斗提升方式，提升速度为6.7m/s，按 原设计速度最大可提升能力87.29万t/a。3.2副井提升能力3.2.1原设计资料：副井井口标高：264.5m；井下中段为40、0、-40、-80m；其中-161m 为粉矿回收水平。岩石量：12万t/a；岩石堆比重1.753t/nt；采用0.7m3翻斗车运岩 矿车自重720kg，最大载重1750kg；最大班下井人数260人。火工材料、支护材料、油料等辅助提升任

8、务。矿山工作制度：每年330d；每天3班；每班8h。最大提升高度H=344.5m 3.2.2副并设备参数由于多中段生产，原设计采用单罐带平衡锤提升系统，罐笼为单层双 车，每罐可乘30人；每层可装0.7m3翻斗车两辆。副并提升机规格详见表3表3副井提升机参数表提升机型号JKMD-2.25X4(I)E卷筒直径2.25M钢丝绳最大静张力215KN最大静张力差65KN实际提升速度7.55m/s减速比i=11.53.2.3副井提升能力核算验算矿山生产时，由-80m提至264.5m，岩石20万t/a （按主井提升 80万t/a矿石，估算岩石提升量）最大班下井人数90人（按主井提升80 万t/a矿石，现机械

9、设备效率高，采矿人员减少）按单罐带平衡锤提升方式，用原三阶段速度图。原设计一次提升时间:t 提=56.4 s。提升时间平衡表见表4表4提升时间平衡表（时间以最大提升高度计算）顶目休止时 间0 （s）一次运亍时间T1（s）-次斯全寸间2X (t1+0 ) (s)班提升次数（次/班）班提 时间（h）岩石（20 万t）2056.4152.81104.67粉矿206717430.13人员4056.4192.830.16火药6056.4232.820.13灿砂石4056.4152.820.08油2056.4152.820.08轨枕2056.4152.820.08卫生车2056.4152.810.08水、

10、饭2056.4152.810.04长材20056.4512.810.14设备20056.4512.820.28不可预见2056.4152.810.04合计5.91从时间平衡表可知，副井单罐平衡锤提升设施，并留有一定的发展余 地。3.2.4副并提升能力分析：设年出废石20万t/a，最大班下井人数90人。经计算提升能力，可 满足铁矿80万t/a规模的地下开采矿山副井辅助提升任务。3.3井下运输能力3.3.1现有坑内运输矿石采用10t架线式电机车牵引2m3曲轨侧卸式矿车运送至主溜井车 场，卸入主溜井，由板式给矿机给入破碎机，破碎后的矿石直接卸入下部 溜并，经设在下溜井的皮带装入箕斗提升到地表。岩石采

11、用7t架线式电机车牵引0.7m3翻转式矿车运送到副井车场。采场溜井内的矿石通过振动放矿机装入矿车。基础数据：矿石体重4.15t/m3，岩石体重2.86 t/皿，松散系数1.5。松散体重：矿石2.77t/mt，岩石1.91 t/m3。坑内采用22kg/m钢轨，1/4道岔，600mm轨距。线路坡度 3%。5 %。矿山采用连续工作制度，年工作330天，每天3班，每班8小时。南洛河铁矿现有主要运输设备如下表运输设备表序号设备名称型号单位设备数量工作备用合计1电机车ZK10-6/550台3142电机车ZK7-6/550台2023侧卸矿车YCC2-6辆248324翻斗矿车YFC0.7-6辆2810385炸

12、药车0.5t辆3036材料车YLC3 (6)辆3037平板车YPC3(6)辆3033.3.2列车牵引计算按重列车弯道上坡起动计算1000 gP - P(.+ gi + ro + ro ) zhro + gi + ro + ro式中：Qzh一重列车弯道上坡起动所需牵引力，t；9 电机车起动粘着系数，9 =0.18；P电机车质量，10t电机车，P = 10t； 7t电机车P=7t；3 jq一机车起动单位基本阻力，10t电机车，3 “ = 104N/t；7t 电机车，3 =119N/t；jqg重力加速度，g=9.81m/s2；i一线路计算坡度，35%。，取5%。；3 w机车弯道附加阻力，7t电机车牵

13、引0.7皿矿车，3 w =27N/t； 10t电机车牵引2m3矿车，3 =36N/t； W3 qf一机车起动附加阻力，43.16 N/t；3 1矿车组起动单位基本阻力，7t电机车牵引0.7m3矿车，3 =132N/t； 10t 电机车 2m3矿车，w x =103N/t；计算后得：7t电机车QshW54.58t10t 电机车 QshW85.86t按重列车下坡制动条件计算Bz + Pz(-)zh，式中：Qzh一重列车下坡制动力，tBz机车制动力，t； 10t电机车，Bz = 12960N/t；7t 电机车，Bz = 8900N/t；Pz机车制动粘着质量，t，10t电机车，Pz = 10t；7t电

14、机车，Pz = 7t；3 j一机车运行单位基本阻力，10t电机车，3 j = 69N/t；7t 电机车，3 j =79N/t；3 za制动时列车单位惯性阻力，10t电机车，3 za=120N/t；7t 电机车，3 za = 132N/t；3 1一矿车组运行单位基本阻力，10t电机车牵引2m3矿车，3 =69N/t；17t电机车牵引0.7m3矿车，3 =88N/t；1计算后得：7t电机车QshW244t10t 电机车 QshW195t3.3.3列车组成计算Qminn =Gp + Gxz式中：n一机车可牵引矿车数;Qmin zh 最小者，10t 电机车，Qmin=85.86t,7t 电机车，Qmi

15、n = 54.58t；Gp矿车质量，0.7m3矿车，Gp = 0.71t2m矿车，Gp=1.83tGxz一矿车有效载重，对于矿石，2.0m3矿车，Gxz=4.98t，对于矿石，0.7m3矿车，Gxz = 1.2t。计算后得：7t电机车牵引0.7m3矿车，n28，10t电机车牵引2.0m3矿车，n12经计算，10t电机车一次可牵引2.0m3侧卸矿车最多12辆，7t电机车 一次牵引0.7m3翻斗式矿车最多28辆。考虑坑内作业条件和车场长度（最 短车场长度为30m,最多可存放15辆0.7m3翻斗式矿车）限制了机车牵引矿 车数量，按最大可能牵引矿车数量并考虑一定的富余系数，按10t电机车 一次可牵引2

16、.0m3侧卸矿车10辆，7t电机车一次牵引0.7m3翻斗式矿车14 辆计算矿山运输能力。3.3.4运输能力计算一列车有效载重：矿石 Q矿=4.98X 10=49.8t；岩石Q =1.20X 14 = 16.8t；岩列车平均运行速度：10km/h；单程加权平均运距：按三个运输中段中最大者计算，艮-40m中段，矿 石车运距为1200m，岩石车运距为1150m。1）列车循环时间TT = t1+t2+t3+t4+t5式中：t1、t2空、重车运行时间，10t电机车，t1 = t2=7.2min；7t电机车，t1=t2 = 6.9min；t3装车时间,10t电机车,t3 = 12.5min；7t电机车,t

17、3 = 12min；t4卸车时间，10t电机车，t4=2min； 7t电机车，t4=0.5min；t5运行中会让及调车时间，10t电机车，t5=3min；7t电机车，t5=6min；计算后得：10t电机车T=31.9min7t 电机车 T=32.3min一台电机车每班可完成循环次数mm=60Tbn/T式中：Tbn班运输时间，Tbn=6h,计算后得：10t电机车m=11次7t电机车m=11次一台电机车每班可完成运输量QQ =mQ计算后得：10t电机车 Q矿=547.8t/台班台年运输能力 547.8X3X330/1.25=43.4 万 t/台 a7t电机车 Q =184.8t/台班岩台年运输能力

18、 184.8X3X330/1.25=14.6 万 t/台 a3.3.5单道区间通过能力：Ndu =60KsTbn =29 对1.3(t + t +1 +1 )2C 1C R j式中：Ndu单道区间每班通过能力，对；Ks时间利用系数，Ks=0.75；t2C、t1c空、重列车在会让站区间运行时间，min, 300m/10000X60 = 1.8mintR错车道让车时间，min，取tR=2min；七不同时发车间隔时间，取tj = 1.5mim。3.3.6咽喉道岔区通过能力：Ndu = 60 KsTbn2 x 1.3 x T1T =Ent+Et13 3ft3=+160 V 4式中：Ndu 咽喉道岔区每

19、班通过能力，对;Ks时间利用系数，Ks=0.75；T1每班组占用岔组的时间，min；（计算得10t电机车T1 =2.814min，7t电机车“=2.765min）n3每班通过岔组的列车或机车（包括调车、调头等）次数;t3列车或机车每次占用岔组的时间，min；（计算得10t电 机车 t3 =2.314min，7t 电机车 t3=2.265min）Li列车或机车长度，m，10t电机车取Li=34.66m，7t电机车 取Li =27.6m；Lyn岔组行车长度，m，取Lyn =100m。V列车或机车速度，m/s，取V=2.78m/s；t4准备通路、信号显示到列车起动时间，取1.5min；tf由于占线而

20、影响其他作业的时间，每次取0.5min；计算后得：咽喉道岔区每班通过能力为：10t电机车36对，7t电机 车37对。3.3.7运输能力分析：根据上述两种通过能力计算，应取其中最小值，即线路每班通过能力 29对。按原初步设计，米用三种米矿方法，平均回米出矿占90.8 %，副产矿 石占9.2%。废石运量12万t/a （50万t/a规模时）。按矿石采用10t电 机车运输，废石均用7t电机车运输，则10t电机车牵引2m3矿车的运输量 和7t电机车牵引0.7m3矿车运输量之比为4.167,电机车每班运输台次（循 环次数）比为1.406。当单道区间每班通过能力为29对（即通过次数为58次）时，因10t 电机车为环形运输，通过一次即为一个循环，而7t电机车通过两次为一个 循环。假定扣除每班运输材料次数为4次（2个循环），按两种机车台次比， 则通过运输矿石10t电机车次数为22次，通过运输岩石7t电机车为16对 （32 次）。运输矿石10t电机车，通过能力为22/11X43.4=86.8万t/a，两台 电机车运行；运输岩石7t电机车，通过能力为16/11X14.6=21.2万t/a，两台电 机车运行。综合上述计算可得，当矿山一个中段生产时，最大运输能力为矿石 86.8 万