采矿工程毕业设计

目录第一章设计总论 第一章设计总论1.1设计任务1.1.1矿床概括1.矿床成因矿床成因类型为受韧性剪切带控制的变质热液型，工业类型为贫硫化物蚀变岩型矿床。第二章矿山地质2.1矿区地理2.1.1矿区地理位置矿区位于江西省德兴市北东东方向10.5公里处，属花桥镇管辖，普查区在西蒋金″～117°41ˊ00，北纬28°58ˊ00″～28°58ˊ45″。面积约2平方公里。2.1.2行政管理系统2.1.3矿区交通矿区交通方便，从矿区往南到金山口3公里，有简易公路相通；由金山口到德兴市公路里程20公里；经德兴到乐德铁路支线香屯火车站公路里程33公里，经香屯到达乐平市公路里程68公里，可与皖赣铁路和206国道相通。经新营至上饶市公路里程108公里，与浙赣铁路和320国道相通（图2-1-1）。图2-1-1矿区交通2.1.4矿区自然地理本区位于怀玉山脉大茅支脉的西北麓，属侵蚀低山——丘陵地形，最高点茅岭海拔456米，地形从北东向南西逐渐变低，一般地形比高100—200米，最低处是矿田南西金山口桥底，标高58米，是当地侵蚀基准面。矿田东、西、北三面地形隆起，由新光—棉花山—朱林岭—新济岭系列山岭连接成开口向南的半环状地貌，构成一个独立的水文地质单元，金山口是矿田水系水量的总排泄口。矿田中部老虎栏—铜矿坞—龙岗线南北向垅岗把矿田分成金山、西蒋两个次级独立的地形地貌—水系网络。本矿区属矿田西部西蒋水系网络的西部。2.1.5矿区气候条件本区属亚热带气候，四委更替分明，因受海洋气候影响，春夏多雨，秋冬干燥，据德兴铜矿气象站1990年—1998年资料统计，年平均降雨量2185.4毫米，年最大降雨量2870.4毫米，昼夜最大降雨量311.7毫米，雨季集中于春季和夏初，全年降雨天数150—192天，平均171天，秋冬多雾，冬天有霜冻，全年有霜期16—41天，平均29天，年最高气温40.5度，最低温度-8.7度。春夏两季以东南风为主，最大风速为24米／秒；秋冬两季西北风为主，最大风速21米／秒。2.2矿床地质2.2.1区域地质1.区域地层区域出露地层有中元古界双桥山群（Pt2sh）、上元古界登山群（Pt3d）、震旦系（Z）和下古生界寒武系（∈）、中生界侏罗系（J）、白垩系（K）及新生界第四系（Q）。以江光-富家坞韧性剪切带为界，北西侧出露双桥山群浅变质岩系，约占全区面积的70%；剪切带南东侧，由北西往南东依次出露登山群、震旦系、寒武系；侏罗系和白垩系零星分布于中西部的银山及东南部盘龙桥—焦坑一带；第四系沿河谷和山间盆地分布。区内广泛分布的双桥山群由一套浅变质的火山碎屑沉积岩夹变质火山熔岩组成。1：20万乐平幅地质图将其划分为第三岩组和第四岩组。铜厂矿区出露第四岩组，经Rb—Sr同位素等时线年龄测定为1401Ma。金山金矿田出露地层为中元古界双桥山群第三岩组，按岩性组合分为三个岩性段。第一岩性段（Pt2shⅢ-1）：以绿泥绢云母板岩为主，夹有凝灰质板岩、变凝灰岩，分布于西蒋韧性剪切带下盘；第二、三岩性段分布于西蒋韧性剪切带上盘，前者岩性组合以凝灰质板岩、变质杂砂岩为主，后者由中—厚层状粉砂质板岩组成。地层总体走向北东，倾向北西或南东，倾角平缓5°～25°。矿田取微金分析样185个，地层平均含金为6.27ppb。2.区域构造金山矿田处于江南台隆与钱塘台坳两个二级大地构造单元接壤地带，赣东北韧性剪切蛇绿岩构造混杂带、乐安江深断裂带及泗洲庙复向斜三者构成该区基本构造格架（图2-2-1）。图2-2-1德兴地区区域地质略图1.震旦系-寒武系,2.上元古界登山群,3.中元古界双桥山群,4.背向斜轴,5.茅桥蛇绿岩剪切带6.花桥构造杂岩带,7.金山韧性推覆变形带,8.江光－富家坞剪切带,9.八十源－铜厂剪切带,10.西蒋韧性剪切带,1.1乐安江深断裂,12.断裂,1.花岗岩,14.花岗闪长斑岩,15.英安斑岩,16.伴生金矿,17.特大型金矿床,18.大型金矿床,19.中型金矿床,20.小型金矿床,21.金矿点.3.区域矿产本区内生金属矿产丰富，主要矿种有铜、金、银、铅、锌，其中尤以铜矿最为重要。著名的德兴斑岩铜矿田、银山火山—斑岩型铜多金属矿田和金山金矿田皆集中分布于德兴地区，三大矿田内单个矿床达大型—特大型规模。铜铅锌矿床伴生有金、银等有益元素，其中铜厂特大型铜矿床，金平均品位0.19克/吨，伴生金储量达超大型规模；银山铜铅锌矿床，金平均品位0.7克/吨，半生金储量达58.5吨，为特大型规模。他们与燕山期深源浅成中酸性斑岩体或次火山岩相伴产出，属岩浆热液（斑岩）型和火山热液型矿床。区内金矿有原生矿和砂金矿两种。已知原生金矿有特大型一处（金山），大型一处（石坞），中型两处（西蒋、朱林），小型四处（石碑、西矿、蛤蟆石和八十源），矿（化）点及矿化异常星罗棋布。矿床在成因上，多属韧性剪切带控制的变质热液矿床。砂金矿分布在乐安江和洎水河，有香屯、太白司等处。砂金赋存于第四系全新统河流相的砂砾层中。锰矿和硫铁矿在区内亦占有一定地位。已知乐华锰矿为大型锰矿，其成因属海相沉积改造型。德兴市锰山矿点，属火山沉积型锰矿。官帽山硫铁矿属中低温热液充填型矿床。此外，在大茅山花岗岩体的内外接触带有坞、锡、铜、钼及萤石矿点零星分布。在茅桥蛇绿岩剪切带中有中村、茅桥等铬镍矿化点产出。2.2.2矿床地质1.矿床成因矿床成因类型为受韧性剪切带控制的变质热液型，工业类型为贫硫化物蚀变岩型矿床。2.矿床埋藏范围花桥金矿位于西源岭背斜南段，金山矿田的中西部，东与石碑矿区相连，西邻杨梅岭矿区。矿床受金山—西蒋韧性剪切带控制，呈北东走向，倾向北西。金山金矿田位于江南台隆与钱塘江台拗二个二级大地构造单元的街接地带。如下图2-2-2。图2-2-2矿区地质略图1.第四系；2.双桥山群第二岩组第二段第一层；3.双桥山群第三岩组第二段第二层；4.实测断层及编号；5.地层产状；6.背形轴线；7.超糜棱岩、糜棱岩、石英、黄铁矿、铁白云石化带、金矿化带；8.千糜岩、绿泥石、方解石、绢云母化带；9.金矿体及编号；10.0米标高投影线3.矿床地质构造花桥金矿位于金山金矿田中西部，金山金矿田位于江南台隆与钱塘江台拗二个二级大地构造单元的街接地带。地层：沟谷和缓坡地段有第四系零星分布，其余为中元古界双桥山群第三岩组，为一套浅变质火山碎屑沉积岩夹少量基性熔岩，由凝灰质板岩、砂质千枚岩、变质安山玄武岩、含碳千枚岩组成，成单斜层序产出，走向NE、倾向NW，倾角5°～35°。构造：矿区位于西源岭背斜南段NW翼，为一走向NE，倾向NW的单斜构造，其倾角由近水平（5°～10°）渐变为缓倾斜（20°～35°）。发育于矿区的缓倾斜推覆型韧性剪切带为含金构造带，走向NE，倾向NW，主剪切面倾角5°～50°，长大于2000m，倾向延伸大于1500m，厚300～围岩蚀变：剪切带内各类岩石发生不同程度的蚀变，主要有硅化、黄铁矿化、绢云母化、绿泥石化、碳酸盐化，局部见毒砂化、斜黝帘石化等。硅化、黄铁矿化、白云石化与金矿化关系密切。2.2.3矿体的地质特征矿区0米以下区段主要有V1、V2和V4三条矿体，以V2矿体规模最大，V2和V1为勘探区内相同编号矿体的延深部分，V4为本次圈出的矿体编号，它们分布于矿区的中深部。V4矿体在上部（Ⅰ3），V2、V1矿体在下部（Ⅰ2），赋存于韧性剪切带主矿化带超糜棱岩、糜棱岩带中，矿体产状受主剪切面控制，呈似层状、透镜状产出。1.V2矿体地质特征V2是矿床的主矿体，也是矿区0米以下区段的主矿体，探明金金属量占本次探明普查储量的84.6%，由43个钻孔工程控制，分布于92～136线之间，走向控制长达1300米，倾向控制（0米以下）最大斜深800米（ZK10007-450米），而且矿体尚未控制完毕。V2矿体以112线划分为东、西两个区段，东区段以100线为中心200～300米范围是矿化的集中区，矿体往深部延伸尚未控制；而西区段矿化比较集中地段为116～128线约300～350米范围，深部控制达-350米（ZK12410），再往深部延伸的可能性较少。矿体赋存Ⅰ2中上部，靠近韧性剪切面产出，韧性剪切带宽度一般为50～70米，最大宽度达80～100米（126线），凝灰质砂质板岩是矿体顶板标志。矿体产状主要受主剪切面控制，走向北东～北东东，倾向北西～北北西，其倾角由浅到深由缓变陡，矿体在0米标高以上被F1错落成两个平台，矿体赋存标高分别为20～55米和90～160米，平台上矿体倾角5º～15º间波动；0米标高以下，矿体产状向北西或北北西深部下插，倾角由25º～45º渐变，仅96线0～-200米标高，矿体倾角突变为50º。矿体走向上呈舒缓波状起伏变化，F1上盘120～128线之间，矿体产于高桃坞背形核部附近，矿体呈龟背状凸起，产状趋于平缓。矿体形态为似层状，沿走向、倾向膨大缩小明显，最大厚度为17.69米，最小0.84米，平均厚度3.89米，厚度分级频率1.5～3.5米居多，占53.7%，厚度变化系数87%，属厚度变化较稳定矿体。矿体单工程最高品位13.08克/吨，表内矿平均品位5.42克/吨，单工程品位1～3克/吨居多，占65%。其次为3～5克/吨，占26%。矿体品位变化系数为65%，属有用组份分布不均匀矿体。从矿体品位在空间上的变化看，在F1上盘128线以东浅部地段，1～3克/吨的等值线呈连续稳定的面型分布，呈310º方向展布；在0米标高以下却明显出现两个矿化集中区段，以112线以东，品位大于3克/吨分布在104线至100线150～200米范围，标高-100～-400米地段；112线以西，3克/吨以上品位集中分布在128线至124线200～250米范围，标高-100～-350米地段。图2-2-3V2矿体底板等高线图2.V1矿体地质特征V1探明金储量占矿床总储量7.5%，居第二位。分布在136～120线间。浅部被F1断层错切成两个平台，赋存标高为20～100米区间。V1赋存I2带中下部，位于V2下方，垂距10～30米不等，两者产状一致，同步起伏变化。V1矿体在132～130线出露地表，往东被F2错切隐入地下赋存标高0～-380米，深部钻孔工程控制见矿10个孔，走向控制长430米，控制斜深370米，矿体呈似层状或透镜状，厚度膨缩变化较大，最大厚度3.27米，平均厚2.57米。矿体单工程品位最高13.99克/吨，平均品位5.92克/吨。矿石组成以星散浸染状硅化、黄铁化千糜岩（条带状矿石）为主，夹蚀变超糜棱岩、糜棱岩（块状矿石）条带。图2-2-4（1）矿体联合剖面图图2-3-4（2）矿体联合剖面图3.V4矿体地质特征V4探明金储量占矿床探明储量2.7%，分布于矿区中东部122～104线区间，赋存标高在0～-370米，属隐伏矿体。由14个钻孔工程控制，走向长500米，控制斜深400米。矿体赋存在韧性剪切带中上部（I3带），矿体顶板为凝灰质砂质板岩、变质安山玄武岩或变辉石闪长岩。矿体走向北东～北东东，倾向330°～340°，倾角20°～40°间变化。矿体形态为似层状或透镜状，最大厚度1.88米，平均厚度1.73米，厚度变化系数37%，矿体单工程最高品位6.18克/吨，平均品位5.40克/吨，矿体主要由星散浸染状硅化、黄铁矿化超糜棱岩、糜棱岩组成（块状矿石），其次为蚀变千糜岩（条带状矿石）。图2-2-5矿体中段图表2-2-10m标高以下表内矿体特征一览表矿体号分布范围(线)赋存标高(m)形态产状规模平均品位(g/t)倾向(°)倾角(°)走向长度(m)倾向长度(m)平均厚度(m)V1120～1360～-380320～33025～404303702.575.92V292～1360～-450320～33025～4013008003.895.42V4104～1220～-370330～34020～405004001.735.404.其它在矿区0米标高以下区段，钻孔揭露的零星矿体工程质量点共28个，其中表内矿质量点3个，探明金储量占矿床总储量5.2%，表外矿质量点25个。它们分布在136～92线间，集中分布在132～116线间占72.4%，赋存标高从0～-350米皆有。它们主要赋存于I1带和I3带中，I2带中也有少量分布。因此，对矿区深部存在的I1矿化蚀变带仍值得进一步探索。2.3矿床水文地质2.3.1地表水特征矿区为三面隆起半环形地貌，地形西高东低，北、西、南三面山岭相连形成一个独立水文地质单元，集水面积3.31平方公里。沿山势走向发育西蒋（陈坑）小溪和石碑（西坑）小溪，近东西流向贯穿矿区，在矿区东部边缘石碑村汇入朱林河。朱林河呈南北流向，流经矿区东缘，流量见（表2-3-1）。由于本区潮湿多雨，雨量集中，集水面积小，岩石透水性弱，地表排泄条件好。地表迳流受季节降雨量控制甚为明显，流量变化大，有的溪流呈间歇性（附图）。据矿区两年半地表水动态观测资料统计，雨季4—7月流量最大，而十一月至翌年二月旱季流量极小或干枯。详见（表2-3-1）。表2-3-1溪流流量长期观测成果表河流名称与编号最大流量（m3/s）最小流量（m3/s）正常流量（m3/s）幅度（m3/s）西蒋上溪（7号）2.157[6]0.00034[10]0.09562.1567西上小溪（8号）2.341[7]0.00193[12]0.09882.3391朱林河上游（9号）4.768[6]0.00436[8]0.28834.7636朱林河6.692[6]0.0252[10]0.5286.164注：［］中的数字为流量出现的月份矿区侵蚀基准面海拔67.31米，洎水河金山口段侵蚀基准面海拔58米，从矿区到金山口折线距离2.5公里，落差近10米，有利于地表水排泄。矿区各探采坑道口均布设在100米标高以上。因此即便是在雨季最大降水期也不会出现影响生产的洪灾。2.3.2矿区含水层划分矿区主要分布有第四系孔隙含水层，基岩风化带含水层和构造裂隙含水带三种类型，其含水特征分述如下：(1)第四系孔隙含水层主要发育坡积—洪积物含水层。分布于山谷底部溪流两侧或谷口洪积扇中以及山麓地带，岩性为混杂的粘土碎石，不具层理，呈半胶结或无胶结之松散状，透水性较强。其厚度变化随地形起伏而异，一般1～2米，局部超过5米。该层零星分布，仅在冲沟、谷口堆积较厚并且在接受基岩风化裂隙水补给条件下形成孔隙含水层。由于埋藏浅，透水性较好，受降水补给快，水位变化较大，一般水位埋深小于１米，均以泉水方式排泄于溪流，流量0.014～0.170升/秒，最大流量2.97升/秒，季节性变化显著。在西蒋小溪和石碑小溪下游及朱林河沿岸，发育冲洪积孔隙含水层沿溪流呈带状分带，宽50～200米，厚3～5米。含水层由砾石砂土及粘土等组成，砾径大小不一，多呈棱角，次棱角状，略具分选性。地下水埋深均小于１米，石碑大沟（西坑）QJX1和QJX2水位埋深0.45米，抽水试验q=0.032～0.196升/秒·米，K=1.06～5.83米/昼夜。(2)基岩风化带含水层发育于基岩风化带中，分布较广，是矿区主要含水层，同时还是构造裂隙含水带的主要补给源。是未来矿坑充水主要因素之一。该含水层在不同地段厚度变化较大，据矿区97个钻孔资料统计，其厚度在2.04～56.38米间，平均厚度14.09米。地下水主要赋存于强烈风化带中，水位埋深取决于地形及岩石风化程度，一般5～25米，最深52.2米。水位在77.95～179.42米标高之间，地下水面与地形同步起伏。该层出露泉水流量较小，均小于0.014升/秒，常呈间歇状裂隙下降泉。SHKX2抽水试验q=0.000057升／秒·米，K=0.00015米/昼夜。(3)构造裂隙含水层风化带下部基岩是一套以板岩为主缓倾斜的浅变质岩系，为不透水或弱透水层，沿构造破碎带形成一定规模的构造含水带，其与上层风化带含水层无明显界线，水力联系非常密切。该层地下水通过断层破碎带及裂隙进入坑道将是深部矿坑充水的主要水源。揭穿构造裂隙含水带的SHKX1，抽水试验q=0.0004升/秒；k=0.0006米/昼夜。从坑道裂隙玖瑰图可看出，矿区发育北东、北西两组含水构造裂隙，构成矿区构造裂隙含水网络。矿区现已开拓的55米、85米、115米及105米4个中段的坑道揭露出的情况表明，这两组含水裂隙带属紧闭型结构面，导水性不甚强，加上缺乏补给水源，只是局部见零星滴水，潮湿区甚少，坑道多数干燥无水。区内发育的F1、F2、F3属成矿后断层，规模较大，明显错切矿体，但其富水性和导水性极弱。钻孔所揭露的断层破碎带岩芯完整，裂隙多呈闭合状态，构造角砾均为碳酸盐、绿泥石及硅质胶结；钻孔简易水文地质观测资料表明，钻进中除ZK11603和ZK11002受坑道影响仅有微弱漏水外，其余钻孔都返水，吸水量极小或不吸水。矿区F1、F2、F3、虽对矿体切割强烈，但从其结构面特征和胶结程度分析均无较大导水可能，对矿床开采不会有较大影响。(4)隔水层远离断层地段，基岩风化带以下的岩石裂隙率仅在0.002～0.0092，且裂隙多呈闭合状态，其岩层基本上不透水或弱透水。钻孔简易水文资料表明：绝大部分钻孔均返水，吸水量极小。据坑道调查，55米、85米、105米和115米个四个中段坑道大多数地段干燥无水，干燥区占85％～90％，由此可见，除构造裂隙带及风化带外，缓倾斜的板岩、千枚岩在一定程度上起到隔水作用。2.3.3地表水、地下水补给、迳流、排泄条件矿区地表水和地下水均由大气降水补给，地形有利于地表水迳流、排泄，而且基岩透水性较弱，地下水通过浅部含水层由高处向低处迳流，最终以泉水形式排泄于地表。另外，地下水水质类型以HCO3-Ca、Mg型为主，PH值6.6～8.0，矿化度小于1.0g/L。2.4矿石质量与储量2.4.1矿石质量特征1.矿石特征普查区内矿体为勘探区同编号矿体（新编V4矿体），在0米以下区段的延深部分，经对比研究，普查区与勘探区矿体在矿石物质组成、结构构造、矿物共生组合特征方面基本一致。现将0米以下区段矿石特征归纳如下：矿石矿物组成简单，金属矿物主要有自然金、黄铁矿、金红石、磁铁矿、毒砂、黄铜矿等，脉石矿物主要为石英，次为绢云母、绿泥石等。自然金成色96.94%，单体裸露金占91.21%，包体金占8.79%，金颗粒以细粒为主，形态有不规则粒状、他形粒状、椭圆粒状、园粒状、脉状等，载金矿物主要为黄铁矿、毒砂及石英。矿床主要有用组分为金，表内矿体平均品位5.44g/t，表外矿体1.59g/t伴生有益组分含量低，无回收价值；伴生有害组分砷平均含量0.118%，无明显分布规律，有机碳含量0.0019%，石墨碳0.148%。矿石结构主要为超糜棱结构、糜棱结构、半自形——他形粒状结构、碎裂结构，次为包含结构、乳滴状结构等。矿石构造以星散浸染状、角砾状为主，次为脉状、网脉状、皱纹状构造。矿石自然类型为块状矿石和条带状矿石，工业类型为原生贫硫型金矿石。2.矿石品级根据矿化强度特征，矿石可划分为以下四个品级（1）金品位1≤Au＜3克/吨主要分布在矿体的边部和主矿体内的千糜岩和糜棱岩中，矿石具中—强硅化、黄铁矿化，绝大部分被圈入表外矿中，（2）金品位3≤Au＜5克/吨矿石以强硅化、黄铁矿化的超糜棱岩和糜棱岩为主，在V2矿体这一品级的矿石占的比例多，此外还有V1、V4矿体。（3）含金品位5～10克/吨矿石以硅化、黄铁矿化的千糜岩和碎裂超糜棱岩为主，夹有石英脉及硅质条带，这一品级的矿石分布在V1、V2和V4矿体中。（4）含金品位大于10克/吨矿石以强硅化、黄铁矿化千糜岩和碎裂超糜棱岩为主，夹有石英细脉和石英透镜体，主要分布在V2矿体中，在V1矿体中也有少量分布。3.矿体围岩地质特征矿床各矿体的近矿围岩与矿体为同一地质体，矿与围岩为渐变过渡关系，矿体界线靠样品圈定。主矿体V2上盘围岩为星散浸染状硅化、黄铁矿化超糜棱岩，部分地段为弱蚀变凝灰质砂质板岩及变质安山玄武岩，后者有时紧贴在矿体的的顶板出现，厚度几十厘米至数米～十余米；下盘为星散浸染状硅化黄铁矿化千糜岩，由矿体向下盘围岩方向，蚀变千糜岩中的黄铁矿含量逐渐减少，绿泥石及碳质含量趋于增多。矿体矿化连续稳定，矿体内部极少出现夹石。据统计，V2近矿围岩金的平均品位0.762克/吨。V1矿体上下盘围岩均为星散浸染状硅化、黄铁矿化千糜岩，黄铁矿化较矿体弱。局部出现薄层的变质安山玄武岩。矿体围岩的金品位在0.1～＜1克/吨之间变化。V4矿体的顶板为凝灰质砂质板岩，下盘为星点浸染黄铁矿化的千糜岩或糜棱岩，矿体围岩的金矿化在零点几克/吨间变化。2.4.2矿区储量1.矿床工业指标沿用以前《西蒋矿区金矿勘探地质报告》所执行的工业指标，矿床工业指标为：边界品位：Au1.0g/t块段最低工业品位：Au3.0g/t矿床平均品位：Au5.0g/t矿床最小可采厚度：1.2m夹石剔除厚度：2.0m当厚度小品位高时，采用相应m·g/t值。2.矿区储量据德兴市花桥金矿有限责任公司2004年3月提交的《江西省德兴市西将金矿0米以下区段储量地质报告》，矿区地质储量见表2-4-1。表2-4-1矿床地质储量表储量级别表内表外矿石量(t)金属量（kg）品位(g/t)矿石量(t)金属量（kg）品位(g/t)D9656565269.345.4624341453790.461.56E132411703.245.317997071334.791.67D+E10980675972.585.4432238465125.251.59江西省金林矿产资源储量评审有限公司于2004年5月19日以赣金林储审字[2004]021号对矿区保有储量地质报告进行了矿产资源储量评审，并于2004年5月21日经江西省国土资源厅以赣国土资储备字[2004]007号备案，储量评审见表2-4-2。表2-4-20米以下区段地质储量认定表储量类别储量级别新分类编码矿石量(t)金属量（kg）品位(g/t)表内D33396565652695.46E334？1324117035.31D+E333+334？109806759725.44表外D2S22243414537911.563.设计利用资源储量花桥金矿生产十多年来，在0m标高以上区段生产探矿共获得B级矿石量242.16t，比原勘探地质报告B+C+D级矿石量增加38.61%。由此可见，原地质勘探的矿石量，不论是C级，还是D级，基本上是可靠的。0m标高以下区段2002年有色勘查四队按钻探100×120m求D级，200×240m求E级，获得D+E级表内矿石量65万t，金属量3.14t，品位4.83g/t，2003年花桥金矿在0m标高以下区段加密勘探，使勘探线间距由100～200m变成50～100m，虽然未能使D+E级升为C+D级，但重圈后获得D+E级表内矿石量109.8万t，金属量5.97t，品位5.44g/t，由此可见，随着勘探程度提高，储量不降反升。由于0m标高以下区段矿体埋藏深，地表钻探效果不理想，投入的勘探工程有限，地质储量级别仅为D、E级，其中E级矿石量占22%，今后储量升级要依赖井下坑钻工程进行，故本次设计将D、E级储量一并考虑。要降低资源风险，比较经济的途径是先下探矿井，除了在基建地段进行基建探矿以外，还要在基建范围之外由上至下进行一定范围的地质勘探工作，使相当部分的D+E级储量升至C+D级储量。2.5生产地质工作2.5.1基建探矿探矿范围：采矿开拓范围为92～132线间的0～-300米之间，基本上把D+E级储量升为B级储量，把D+E级储量升为C级储量。探矿网度手段：以坑探为主，结合钻探，25m×30m求B级储量，50m×60m求C级储量。探矿布置基本原则：穿脉尽可能结合采矿工程，间距12m在探求B级储量地段穿脉间矿体尽可能用钻孔控制，在矿体端头则用沿脉控制。在中段上、下界之间尽可能用钻孔控制，在矿体倾角平缓的矿头则用上山控制。探矿沿脉、穿脉及上山为采矿所利用，断面规格2m×2m。基建探矿工程取样：沿脉及上山中每隔4m在掌子面上垂直矿体方向刻槽，穿脉在其一壁连续刻槽，刻槽规格10cm×3cm样槽长1～1.5m钻孔按长1.5m全芯取样。坑道及钻孔取样长度均超出矿体边界1个样品长度。预计坑道取样2131个，钻孔取样864个，共2995个。2.5.2生产探矿为了保证矿山生产连续进行，维持三级矿量平衡，进行生产探矿。探矿网度、手段，探矿工程布置，探矿工程取样参照基建探矿进行。按照基建期探矿比坑探70.58m/万t，钻探85.31m/万t，及矿山每年所需矿量，预计年坑探2329m，钻探2815m。取样除在探矿工程中取样外，在采准切割的沿脉，上山及留矿采矿方法中的采场进行刻槽取样，采准切割中的沿脉，上山采样同探矿沿脉，上山中的采样方法。采场刻槽在工作面上按8m间距垂直矿体走向连续刻槽取样，留矿法的采场可以在采场爆堆上拣块取样，所有采场均可在矿车上按三点法取样。留矿法的采场放炮一次取１个样，矿车取样按出矿竖井划分，各个竖井１天三班1个样。预计年取样3728个。第三章矿山企业年产量和服务年限3.1矿山年产量3.1.1按合理开采顺序同时回采矿块数验证矿山年产量矿山日产量为：600t/d，年工作日为：330d；矿山年产量为：600×330=198000t。按如下公式计算：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，75t/d；N—单阶段中可布置的有效矿块数（个）；t—年工作日，330d；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（%）；φ—同时回采矿块的有效利用系数，0.2。阶段中可布置的有效矿块数N，可按作图法具体布置来确定，亦可按下列公式计算出：式中：L—阶段中的矿床总长度（米），1300米；Lb—矿块沿走向的长度（米），12米；η—（阶段中）矿体总长度或面积的利用系数，取0.5。则：矿块生产能力为75t/d，单阶段可布置有效矿块86个，年工作日t取330天，Kk取83%。则有t/aA=322048(t/a)>198000（t/a）由此可见能满足矿山的年产量。3.1.2按矿床开采年下降深度验证矿山年产量式中：S—矿体水平可采面积（米2）,S=10400米2；A—矿山年产量（t/a）t；v—矿床开采的年下降速度（m/a），v=10m/a；r—矿石体重（t/m3），r=2.8t/m3；k—工业矿石回收率（%），k=86%；ρ—废石混入率（%），ρ=9%。将以上各个数据代入公式得：由此可见能满足矿山的年产量。3.1.3按及时准备新阶段验证矿山年产量式中：A—矿山年产量（t/a）；Qj—阶段中可采矿石工业储量,Qj=488791t；Ti—阶段开拓、采准所需的时间（a），Ti=1.5a；ω—阶段回采超前开拓与采准的系数当矿床要素稳定，有用成分分布均匀时，ω=1.1～1.2；当矿床埋藏要素变化较大，有用成分分布不均匀时，ω=1.2～1.5；当矿床埋藏要素极不稳定，有用成分分布极不均匀时，ω=1.5～2.0；花桥金矿可以取ω=1.2；Kz—工业矿石总回收率（%），Kz=84%；TH—阶段回采时间（a），a；将以上各个数据代入得：由此可见能满足矿山的年产量。综合以上三种情况，按设计的日产量为1200t/d，符合设计要求。3.2矿山服务年限3.2.1矿山计算服务年限式中:Tj—矿山计算服务年限（a）；Q—矿床工业储量（t），Q=4321913t；Kz—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）（%）；ρz—废石混入率（%）；A—矿山年产量（t/a）。矿床工业储量Q=4321913t，工业矿石总回收率为84%，废石混入率9%，矿山年产量为198000t/a，则：矿山经济上合理的矿井生产能力和服务年限如表3-2-1所示。表3-2-1经济上合理的矿井生产能力和服务年限矿山规模矿井生产能力/万吨/每年矿井服务年限/a黑色金属矿山有色金属矿山大型>100>100>30中型30—10020—100>20小型<30<20>10—15由于开采的是贵金属矿床，年产198000t在贵金属矿山中属于中小型矿山，所以198000t/a生产能力合理。3.2.2矿山实际服务年限TZ=TC+TM+Tzn=1+20+2=23年式中：TZ—矿山实际服务年限；Tc—矿山从投产到达产的时间，取Tc=1年；TM—矿山末期产量逐渐下降时间，取2年；TZn—矿山按设计生产能力正常生产的时间，Tzn=Tj。3.3矿山工作制度根据矿山气候条件和实际情况，矿山工作制度为：年工作日：330天；日工作班数：3班；班工作小时数：8小时。第四章矿床开拓4.1井田划分4.1.1井田划分原则（1）满足国家对矿山基建时间和年产量的要求。（2）满足矿床的勘探程度的要求。（3）符合矿床的埋藏特征。（4）满足矿区地表地形条件。（5）有最好的经济效果。4.1.2井田划分依据矿区0米以下区段主要有V1、V2和V4三条矿体，以V2矿体规模最大，其储量占84.6%以上，矿体呈时辰似层状、透镜状。矿体产状主要受主剪切面控制，走向北东～北东东，倾向北西～北北西，其倾角由浅到深由缓变陡，为25～40°，倾向为320～330°。工程控制矿体走向长约1300m，分布在92～136线之间。倾向长度为800m，矿体宽度为80～100m，矿体厚度0.83～17.69m，平均垂直厚度为3.89m，矿体分布标高0～-450m。矿体分布较为集中，根据井田划分原则和划分依据，结合本矿床自然条件和开采技术要求以及国民经济的要求将矿床划为一个井田。4.2阶段高度的确定4.2.1确定阶段高度主要影响因素（1）地质因素：矿体倾角和厚度，矿石和圆岩的稳固性，矿床的勘探类型等。（2）技术因素：采矿方法。采、装、运及竖井掘进设备和工艺，开采强度和新阶段的准备时间。（3）经济因素：矿石价值，井巷硐室的掘进成本，巷道的年维修费用。提升、排水、溜井井筒运送人员和材料的费用等。（4）现场因素：在现实情况下，能创造出最大的效益。4.2.2本矿开采技术条件矿区0米以下区段主要有V1、V2和V4三条矿体，以V2矿体规模最大，其储量占84.6%以上，矿体呈时辰似层状、透镜状。矿体产状主要受主剪切面控制，走向北东～北东东，倾向北西～北北西，其倾角由浅到深由缓变陡，为25～40°，倾向为320～330°。工程控制矿体走向长约1300m，分布在92～136线之间。倾向长度为800m，矿体宽度为80～100m，矿体厚度0.83～17.69m，平均垂直厚度为3.89m，矿体分布标高0～-450m。矿体及其顶底板围岩均属半坚硬至坚硬完整稳固型岩层，矿区断层结构面属紧闭型，破碎带经蚀变胶结，对矿床开采无影响。但由于矿体呈缓倾斜状，存在与矿体平行的裂隙，暴露面积过大时应预防冒顶事故发生。4.2.3采矿方法根据花桥金矿矿体的矿体埋藏条件，采矿方法选择房柱法，开采设计的缓倾斜薄矿体，矿房沿矿体走向布置。采用电耙出矿，电耙运矿距离一般为10～60m。4.2.4矿床勘探类型矿床属第Ⅲ勘探类型，以100×120米钻探工程网度求D级储量，以200×240米钻探工程网度求E级储量是合适的。花桥金矿在原《普查报告》的基础上，于2003年新施工钻孔29个，合计进尺10529米，在124～132线之间增加126、130两条付线，虽然钻探工程网度局部逼近50×60米，但深部没有坑探工程验证，尚达不到详查的程度，因此，储量不能升级，本次计算储量仅为D、E两级。综合上述开采技术条件，采矿方法，勘探类型及勘探程度的要求和我国矿山实际开采缓倾斜矿床常用的阶段高，以及本矿体的倾角和电耙运矿距离的特点，决定阶段高度为30m。中段标高分别是-30米、-60米、-90米、-120米、-150米、-180米、-210米、-240米、-270米、-300米。4.3矿床开拓方法的选择4.3.1开拓方案初选根据地质地形条件与矿床赋存条件、地面与地下运输、矿井通风、选冶厂位置以及矿山年产量等因素，初选开拓方案应注意以下几点：（1）矿床储量少，矿体角度在30°左右，埋藏深、分布较集中，如果不留保安矿柱，采用竖井开拓会造成下部石门很长；但如果留保安矿柱，将会造成大量损失，对于矿床储量少、价值高的矿体来说不划算，所以所选开拓方案应尽量不留保安矿柱。矿体下盘会布置选矿厂、办公楼、员工宿舍楼等，所以进风井一般要求布置在矿体下盘，回风井布置在矿体上盘。（2）矿体大体呈缓倾斜状，埋藏深度在0～-450m，地表标高在+120m左右，如在移动带安全距离之外采用竖井开拓会造成矿体开采越深的中段石门越长；矿体倾向长度在800米左右，若采用斜井开拓，会导致斜井斜长很长，造成通风、排水费用很高。（3）矿体沿走向长度有1300m左右，主井在沿矿体走向上尽量布置在使运输功最小处，而矿井通风方式也优先考虑中央对角式通风。（4）主、副井尽量集中布置，便于管理。主井井口尽量布置在选矿厂较近处，减少地面运输费用。由于矿山年产量设计规模较少，主井可以选用罐笼井，也可兼做进风井。（5）回风井由于有跑烟、粉尘等影响，不宜安全出口，为满足安全规程要求，所选开拓方案必须要有两个或及其以上的安全出口。根据以上几点要求，初选开拓方案有：第Ⅰ方案：采用下盘竖井开拓，中央对角式通风方式。主井和副井采用集中布置形式，均布置在下盘围岩移动带安全距离范围外，两回风井布置在矿体端部围岩移动带安全距离外。通风平面示意图如图4-3-1。图4-3-1第Ⅱ方案：采用侧翼竖井开拓，中央对角式通风方式。在矿体两端部围岩移动带安全距离外各布置一条混合井，同时兼做进风井；在上盘围岩移动带安全距离外布置一条回风井。通风平面示意图如图4-3-2。图4-3-2第Ⅲ方案：采用侧翼竖井开拓，侧翼对角式通风方式。在矿体西部端部采用集中布置形式，在端部移动带安全距离外布置一条主井和和一条副井，作为进风井；在另一端部围岩移动带安全距离外布置一条回风井。通风平面示意图如下图4-3-3。图4-3-3第Ⅳ方案：采用下盘脉外斜井开拓，中央对角式通风方式。在下盘围岩移动带安全距离外布置两条斜井，由于矿山设计规模不足20万吨，属中小型矿山，可以采用串车提升，这样两条斜井兼可作为进风井，在矿体端部围岩移动带安全距离外布置两条回风井。通风平面示意图如图4-3-4。图4-3-44.3.2初选方案简单技术经济比较第Ⅰ方案：主井布置地面选矿厂比较近，地面运输费用很低，但会使各中段石门越来长，基建工程量很大；两套风机设备成本高，维修、维护费用大。第Ⅱ方案：由于矿山日产量设计规模为600吨，端部布置的两混合井用来提升矿石、废石、人员等很容易做到，但两井相距太远，不便于管理，距离地面选矿厂位置又较远，地面运输费用、基建投资很大，而且矿山设计规模不大，两只井采用两套设备（水泵、排水管、空压机等）采矿会提高设备浪费，同时也提高设备维护费用。第Ⅲ方案：开拓方法简单，主副井、回风井皆布置在端部，石门将不会很长，基建工程量小，主副井集中布置也便于管理，缺点是矿体走向比较长，通风产生的费用会很高，但与其他各方案比较相差不是很大。第Ⅳ方案：矿体倾向长度有800多米，两条斜井斜长很长，对于越深的中段通风产生的费用也会很高，而且需要两套风机设备，对于规模不大的矿山，成本很高，同时维护费用也很高。通过以上各方案比较，第Ⅲ方案基建工程量小，基建投资少，开拓方法简单，便于管理，符合矿山实际情况，因此，最终选用第Ⅲ方案：侧翼竖井开拓法。4.4主、副以及回风井的位置4.4.1主井的位置结合移动带的圈定范围，主井（主提升）井筒位置距离构筑物的安全距离为20m。同时这里的主井为Ⅰ级保护对象。由于矿体走向长度长、倾角小、倾向延伸大，为便于布置工业场地，且主井井口离选厂的位置近，地表运输功小。最终确定将主井布置在矿体走向西南方向上端部，井口坐标为：x=3206327.613，y=39565247.633，z=130.448。4.4.2副井的位置副井也布置在端部移动带之外，主井与副井采用集中布置，两井相距40米，副井井口坐标为：x=3206361.918，y=39565267.753，z=129.986。4.4.3回风井井的位置回风井布置在矿体另一端部移动带之外，井口坐标为：x=3207285.118y=39565926.688，z=130.410。4.5确定保安矿柱和绘制开拓系统图4.5.1保安矿柱由于主井、副井、回风井以及地面各工业场地都布置在围岩移动带范围之外，所以本设计不需要圈定保安矿柱。4.5.1开拓系统图矿体开拓系统图见图4-5-1。4.6井田中阶段开采顺序和阶段中矿块开采顺序4.6.1井田中阶段开采顺序采用下行式，即先采上部矿石，后采下部矿石。这样开采的优点是：以节省初期投资；缩短基建时间；在逐步向下开采的过程中能进一步探清深部的矿体；生产安全条件好。4.6.2阶段中矿块开采顺序采用前进式开采，当阶段运输巷道掘进一定距离后，从靠近主要开拓巷道的矿块开始回采，向井田边界依次推进。其优点是矿井初期基建时间短，缺点是增加了采准巷道的维护费用。4.6.3相邻矿体开采顺序矿体倾角一般在25°～40°之间，矿体之间又相距较近，而围岩移动角大于40°，为保证相邻矿体之间开采不受围岩移动角影响，先开采位于上盘的矿体，再开采位于下盘的矿体。第五章矿山基本巷道5.1主井工程5.1.1主井断面尺寸及配置1.井筒断面形状选择该井筒担负全矿主要提升任务，提升高度大，围岩稳固性一般，故选用圆形断面，采用混凝土支护。2.井筒断面尺寸的确定（1）选择井筒装备，确定井筒断面布置形式根据选用的矿车型号（YCC-1.2(6)）和矿山年生产能力，该井筒选用3#双层单罐笼配平衡锤多绳摩擦式提升并布置梯子间，断面布置平面图如下图5-1-1所示。图5-1-1主井井筒断面布置图（2）初选罐道、罐道梁、梯子梁的型号尺寸根据提升容器及布置形式，参考类似矿山的经验，初选：罐道：38kg/m钢轨；主罐道梁（1、2号）：I28a；边梁（3、4号）：I25a；梯子梁：14b。（3）确定提升间和梯子间的断面尺寸参考图1-1可以看出，主罐道梁中心线间距及次梁中心线间距可由下列公式求得：C1=E1+B1+E2C2=E3+B2+E4式中，C1—1、2罐道梁中心线距离（mm）C2—3、4罐道梁中心线距离(mm)E1、E2、E3、E4—罐道梁与罐道连接部分尺寸，根据初选的罐道梁参数查表得：E1=E2=199mm,E3=E4=196mm；B1、B2—罐道之间的距离（mm），其值可按提升容器类型查相关表得，B1=B2=1430mm故：C1=199+1430+199=1828mmC2=196+1430+196=1822mm梯子间尺寸C3、M、N用下列公式计算：C3=600+600+m+S/2式中，600—梯子孔宽度（mm）m—梯子孔至1号罐道梁的距离取100mmS—1号罐道梁宽度，查表得S=122mm故：C3=600+600+100+=1361mmM=2×（700+60）=1520mm式中，700—梯子孔长度60—梯子梁宽度如图1-1所示，梯子梁偏离井筒中心线的距离J，通常J=200～400mm，取J=300mm，则N=1520-300=1220mm。（4）井筒直径的确定根据求得的提升间和梯子间的断面尺寸，可采用解析法或作图法确定井筒的近似直径以及罐笼在井筒中的位置。解析法计算繁琐，作图法简单方便，可以满足设计要求，故设计中多采用作图法，其步骤如下：按计算出的提升间、梯子间平面结构布置尺寸，以1：20或1:50的比例画出井筒装备布置图，如图5-1-2所示。图5-1-2从靠近井壁的平衡锤两个顶点的角平分线向外引两条线，并取两条线段长度为l=200mm的安全距离，得到A、B两点。根据C3和J可得到C点。过A、B、C三点作圆，其圆心即为井筒中心。其中平衡锤与2#罐道梁之间的安全间隙m取150mm。从图1-2中量的井筒近似直径为4116mm，井筒中心线到1号罐道梁中心线距离d0为658mm，直径按500mm的模数进级，取直径为4500mm。为施工的方便，d0取整数，d0=550mm。（5）验算安全间隙及梯子间尺寸C3式中，l2—平衡锤长度，查表的l2=1200mmb2—平衡锤宽度，查表得吧b2=400mm如不能满足要求，则适当修正d0值，再进行验算直至满足要求为止。在本设计中=220>200=1400>1361经验算，符合要求。（6）风速验算按下式验算风速v：式中，Q—通过风筒的风量，Q=22.67m3/sS1—减去井筒装备和其他固定设备尺寸后的井筒净断面积，常可由井筒净断面积S估算，S1=0.85S，本例中S1=0.85×（3.14/4）×4.52=13.5m2V允—按规程要求井筒通过的最高风速，查表5-1-1得V允=8m/s故V=22.67/13.5=1.68m/s，风速验算符合要求。表5-1-1井筒允许最大风速井筒名称允许最大风速m/s无提升设备的风井15专为升降物料的井筒12升降人员和物料的井筒8设梯子间的井筒8修理井筒时不小于83.支护厚度的选择采用喷射混凝土井壁的形式进行支护，当穿过的岩石的地质条件比较好，岩层比较稳定的时候，喷射混凝土井壁的厚度为50—100mm,但当地质条件稍差，岩层有节理发育时，地压不大的岩层可取100—150。因此，此井筒可取的喷射混凝土井壁厚度为300mm，故井筒掘进直径D掘=5100mm。4.管缆布置的原则按管缆布置原则所述，结合该井具体情况，将两条排水管、一条供水管布置在梯子间右侧大格间；一条压风管以及全部缆线布置在梯子间左侧较小的格间，详见断面图。5.工程量及材料消耗（1）相关量的计算①井筒净断面积S===15.896m2②井筒掘进断面积S===20.418m2③每m井壁混泥土量V=（S－S)×1=20.418－15.896=4.522m3④罐道梁长度（以l表示，这里不包括埋入井壁的长度。）：=2=2=4.36m=2=2=3.7m===0.779m===0.779m在保证罐道梁埋长合乎要求的前提下，且要求罐道梁埋入井壁内的深度应不小于井壁厚度的，且不得小于罐道梁的高度，因此，取整后取：l1=4800mm，l2=4100mm，l3=900mm，l4=900mm。梯子梁长度：l梯1=1664mm，l梯2=1671mm，l梯3=1400mm。在保证梯子梁埋长合乎要求的前提下，要求罐道梁埋入井壁内，因此，取整后取：l梯1=1800mm，l梯2=1800mm，l梯3=1600mm6.绘制井筒断面图（见图5-1-3）图5-1-3主井井筒断面图5.2副井工程5.2.1副井井筒断面尺寸及配置副井井筒断面尺寸与主井井筒断面尺寸相同，罐笼以及罐道梁梯子梁等都和主井配置一样，但副井没有排水管、供水管、压风管以及各种电缆。5.3阶段运输巷道工程5.3.1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，起着重要的作用。巷道断面形状的选择主要考虑下列因素:①巷道穿过围岩的性质，即与地压大小、方向和特征有关；②巷道的用途及服务年限；③支护形式，及支架材料和支护结构；④巷道的施工方法，及掘进设备和掘进方式等。考虑以上因素，运输巷道断面形状采用f0=B0/3类型的三心拱形断面双轨运输。2.阶段运输巷道断面各部尺寸的确定(1)根据我矿日生产能力600t/d，年产矿石量19.8万t/a。以及0m—-415m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5-1-2巷道运输量与机车、矿车及轨道型号规格关系运输量(19.8万t/a)机车重量/t矿车容量/m3轨距/mm轨道型号/kg.m—115～303～70.7～1.260015～22表5-1-3运输设备类型规格及尺寸运输设备类型设备外形尺寸轨距S0架线高度H1线路中心线F长宽b高h电机车架线ZK7—6/2504500106015506001800～22001300矿车翻转YCC1.2(6)199010501200600——1300综合上表的规格尺寸，按照取大值原则。故通过该巷道的运输设备宽度b=1060mm，高度h=1550mm。(2)根据《金属矿山安全规程》的有关规定，取巷道人行道宽b2=800mm，非人行道一侧（运输设备到支架间隙）宽b1=300mm，设备之间宽m=300mm，轨距600mm。(3)确定平巷宽B0B0=b1+2b+b2+m=300+1060×2+800+300=3520mm根据平巷按100mm进级取整，故Bo取3600mm。(4)巷道混凝土衬砌厚度，参考《井巷工程》P152表7-19中，取墙厚T=250mm；拱厚d0=250mm(5)参照《井巷工程》P11表1-7中，ZK7—6/250型电机车选用18公斤/m钢轨，采用钢筋混凝土轨枕，由P11表1-8查得，巷道铺轨结构尺寸：h6=350mm，h5=200mm，h4=150mm。(6)确定平巷拱高f0f0==1200mm拱高f0按10mm进级，f0取1200mm。大圆弧半径：R=0.692B0=0.692×3600=2490mm，圆弧角α=33°41′；小圆弧半径：r=0.262B0=0.262×3600=943mm，圆弧角β=56°19′。(7)三心拱巷道墙高（h3）的确定：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较，最后选其中最大值。①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安全距离按（250mm）计算取架线导电弓子宽度的半径K=400mm，巷道轨面至导电弓子的高度H1=1900mm（有人行道），则轨道中心线至巷道中心线的间距Z为：Z=-（EQ\F(b,2)+b1）=-(+300)=970mm轨道中心线至非人行侧巷道壁的距离：A=EQ\F(b,2)+b1=+300=830(mm)由于cosβ=EQEQ=EQEQ=0.740>0.554故导电弓子在小圆弧断面内（式中0.554是拱高f0=的三心拱小圆的圆心角的余弦值，即cos56°19′=0.554），则：h3=式中：r—三心拱的小半径。则h3=2000+350-=1884（mm）②按人行要求确定巷道断面墙高：h3=1900+h5-=1900+200-=1677（mm）③按架设管道要求确定巷道断面墙高：根据现场实际情况布置管路，只要满足《安全规程》即可。以上计算结果取大值，即从底板算起墙高为1884mm，取1890mm。(8)由此可确定巷道净高度H0=f0+h3=1200+1890=3090mm巷道掘进高度为：H=f0+h3+do=1200+1890+250=3340mm从道渣面算起之墙高为：h2=h3–h5=1890-200=1690mm巷道净断面面积：=12.23m2P净=2h2+2.33B0=2×1.69+2.33×3.6=11.77m(9)允许通过风速较核根据断面尺寸用下式验算风速式中：Q—根据设计要求通过该断面的风量，；—断面的净断面积，；V—通过该断面的风速，；—允许通过的最大风速，。运输机巷道、采场进回风巷道，允许通过的最大风速为6m3/s。本次设计该巷道的通过风量为45.94m3/s，又m3/s故设计满足要求。3.材料消耗量每m巷道砌拱所需材料量=（1.33×3.6+1.55×0.25）×0.25=1.29m3每m巷道砌墙所需材料量=2×1.890×0.25=1.06m3每m巷道基础所需材料量：设有水沟一侧基础深m1=500mm，另外一侧无水沟基础深m2=250mm，水沟壁厚e=100mm，则：=（0.5+0.25）0.25+0.5×0.1=0.24m3每m巷道共需材料量：V==1.29+1.06+0.24=2.59m3巷道的粉刷面积：=2.33B0+2h2=1.33×3.6+2×1.69=11.77m24.水沟设计及管缆设置(1)水沟设计参数水沟的坡度与巷道的坡度相同，取3%。水沟断面根据涌水量，参照参照《采矿设计手册》（井巷工程卷P4970表1-3-93）选取上宽350mm，下宽310mm，深度300mm。水沟盖板一般采用钢筋混凝土预制板，盖板长为600mm，厚50mm，宽度为550mm，水沟支护100mm。每m水沟支护材料消耗0.093m3，水沟盖板0.028m3。水沟中水的最大流速见表5-1-4。水沟中水的最小流速应该满足泥沙不沉淀的条件，水流速度不应该小于0.5m/s。表5-1-4水沟中水的最大流速支护形式水的最大流速(m/s)混凝土支护5～10木支护6.5不支护3～4.5（2）水沟断面简图如图5-1-4所示。图5-1-4巷道断面水沟简图（3）巷道管缆布置供水管、压风管布置在人行道一侧，采用管子托架架高敷设，可以减少巷道净宽。托架上设压风管，下设悬挂洒水管。两条动力电缆设于非人行道一侧，三条通讯电缆与照明电缆设于人行道一侧，电缆悬挂全部采用挂钩形式。5.巷道掘进工程量f=B0/3三心拱巷道断面及工程量计算公式如表5-1-5所示。表5-1-5三心拱巷道断面及工程量序号名称单位符号和计算公式序号名称单位符号和计算公式f0=B0/3f0=B0/31从轨面起电机车（矿车）高度mmh=155014人行道宽度mmb2=8002从轨面起墙高mmh1=154015巷道净宽：单轨mm3道碴厚度mmh5=20016双轨mmB0=36004道碴面到轨面高mmh4=15017墙厚mmT=2505巷道底板到轨面高mmh6=35018巷道掘进宽度mmB=41006从道碴面起墙高mmh2=169019巷道净周长mmP=11.777从底板起墙高mmh3=189020通风断面m2S通=9.488架线高度mmH1=200021净断面m2S净=9.489巷道掘进高度mmH=334022掘进断面d0=Tm2S掘=12.2310拱厚mmd0=25023每米巷道掘体积m3V掘=12.2311运输设备宽度mmb=106024每米巷道砌拱所需材料d0=Tm3V拱=1.2912运输设备到支架的间隙mmb1=30025每米巷道砌墙所需材料m3V墙=1.0613两运输设备之间的间隙mmm=30026每米巷道基础材料m3V基=0.24注：1、考虑到超挖部分在预算中计入，此处不予考虑;2、通风断面指道碴面以上，净断面则自底板以上，掘进断面未包括基础和水沟;3、通常有水沟一侧基础深m1=500mm，无水沟一侧m2=250mm，e值随着砌水沟的方法不同而定，一般e=100mm。6.绘制巷道断面图(5-1-5)（1）本矿山三心拱巷道断面绘制的相关参数如表5-1-6所示。表6-10三心拱巷道断面所需相关参数表结构形式项目几何参数项目几何参数三心拱（f＝B0/3）（单位：mm）α弧度33.41b1300角度b1060β弧度b2800角度巷道净宽度B03600大圆半径R2490墙厚T250小圆半径r943拱厚d0250拱高f1200h6350拱弧长Lh5200导电弓子半径K400h4150水沟参数上宽350h31890下宽310h21690深度300H03090盖板60H3340支护厚度100轨距S0600基础深无水沟250有水沟500（2）三心拱巷道断面图（图5-1-5）图5-1-5阶段运输巷道断面图5.4回风井工程5.4.1回风井断面设计1.回风井设计原则（1）风井设计应该首先满足通风要求，应遵守《冶金矿山安全规程》中的有关规定。（2）风井的设计是在采矿、矿机等专业委托资料提交后进行，并帽部分还需要注意与主建专业的衔接；（3）主回风井一般不应该用作正常生产时辅助提升井和主要人行通道；（4）主回风井可以用作矿井的一个安全出口，当做安全出口时，井深在300m以内设梯子间（梯子间应该封闭），当井深超过300m时应该设紧急提升设备；（5）装有扇风机的出风井井口必须严格封闭。2.回风井断面的确定风井一般采用圆形断面，在确定风井断面时除考虑风量及风格及风速之外，还应该考虑获得最佳综合经济效果。本次设计采用井筒采用圆形井筒，采用混凝土进行支护。通风方式为中央对角抽出式通风。新鲜风流从副井进入，污风从东、西两翼回风井排出地表。并且回风井不做安全出口，只做回风使用，并且会在井口安装扇风机。按矿井通风量及风速确定风井断面，风井断面允许风速见表1-1。其具体计算如下：代入数值，得根据上面的风速计算，确定回风井的直径为3m，断面积7.06m2。3.回风井断面图(图5-1-6)图5-1-6回风井井筒断面第六章采矿方法6.1采矿方法选择6.1.1矿床的地质条件1.矿体特征矿床成因类型为受韧性剪切带控制的变质热液金矿床。矿区0米以下区段主要有V1、V2和V4三条矿体，以V2矿体规模最大，V1与V4次之，矿体产状，呈似层状、透镜状产出。矿石松散系数1.66～1.69，矿石和废石安息角42°。V2是矿床的主矿体，也是矿区0m中段以下的主矿体，探明的含金金属量占普查总储量84.6％，分布于92～136线之间，走向控制长度达1300m，0米以下最大控制斜深800m，V2矿体以112线划分为东、西两个区段。矿体走向北东～北东东，0m以下矿体产状向北西或北北西深部斜插，倾角25°～45°。矿体形态似层状，沿走向，倾向胀大缩小明显，最大厚度为17.69m，最小0.84m，平均厚度为3.89m。最高品位13.99g/t,平均品位5.4g/tV1探明的金金属量占普查储量的7.5％，位于V2下盘，分布在136～120线之间。走向长430m,斜深370m,矿体呈似层状或透镜状，最大厚度3.97m，平均厚度2.57m。V4探明的金金属量占普查总储量2.7％，分布于东部122～104线，走向长500m。控制斜深400m，走向北东～北东东，倾角20°～40°之间，最大厚度1.88m，平均厚度为1.73m。最高品位6.18g/t,平均品位5.4g/t。2.开采技术条件矿区工程地质条件简单，矿体及其顶底板围岩均属半坚硬至坚硬完整稳固型岩层，矿区断层结构面属紧闭型，破碎带经蚀变胶结，对矿床开采无影响。但由于矿体呈缓倾斜状，存在与矿体平行的裂隙，暴露面积过大时应预防冒顶事故发生。3.水文地质条件矿区水文地质条件属简单型。矿区为一个独立的水文地质单元，区内无区域导水构造，外围地表水、地下水对矿床充水基本无影响；矿区岩石坚硬，基本不含水，未受断裂影响地段形成相对隔水层；基岩风化带与构造裂隙含水带单位涌水量小于0.01L/s.m米，属弱富水性含水层。第四系孔隙含水层在矿区内断续分布，涌水量小于1.0L/s.m，亦属弱富水性含水层。大气降水是矿坑水的主要来源。矿区无较大地表水体，地形有利于地表水排泄，雨季洪水对矿坑生产没有直接影响，预测-300m标高涌水量正常日涌水量为641.67m3。最大降雨年，日涌水量为1586.21m3。6.1.2采矿方法的选择1.采矿方法初选根据矿床的地质条件和开采技术条件以及国家技术经济政策要求，初选采矿方法有：全面法、房柱法、留矿法、分段矿房法、单层崩落法。2.初选采矿方法比较（1）全面法：适用于薄和中厚的矿石和围岩均稳固的缓倾斜矿体。优点：采矿工业简单，采准切割工程量少，生产率较高，成本低。缺点：由于留下矿柱不回采，矿石损失率较大，顶板暴露面积大，并要求严格的顶板管理和通风管理。（2）房柱法：用于开采矿石和围岩均稳固的水平和缓倾斜矿体，不仅能回采薄矿体，而且可以开采厚和极厚矿体。优点：房柱法是开采水平和缓倾斜矿体最有效的采矿方法。它的采准切割工程量不大，工作组织简单，坑木消耗少，通风良好，矿房生产能力高。缺点：矿柱矿量所占比重较大，矿石损失较大。（3）留矿法：适用于开采矿石和围岩稳固、薄和中厚以下的脉状矿床，矿石无自燃性，破碎后不易再行结块的急倾斜矿床。优点：留矿法具有结构及生产工艺简单，管理方便，可利用矿石自重放矿，采准工程量小等优点。缺点：平场工作繁重，难于实现机械化；积压大量矿石，影响资金周转。（4）分段矿房法：适用于矿石和围岩中等稳固以上的缓倾斜厚矿体。优点：可使用高效率的无轨装运设备，应用时灵活性大，回采强度高。同时，分段矿房采完后，允许立即回采矿柱和处理采空区，既提高了矿柱的矿石回采率，又处理了采空区，从而为下分段回采矿柱和处理采空区创造了良好的条件。缺点：采准工程量大，每个分段都要掘分段运输平巷、切割巷道、凿岩平巷等。（5）单层崩落法：适用于开采顶板岩石不稳固，厚度小于3米，倾角小于30°的层状矿体。应用这种方法时，地表必须允许崩落。优点：采准工作和工作面布置比较简单，生产能力大、劳动生产率高、损失贫化小、通风条件好的采矿方法。缺点：支护材料仍以木材为主，坑木消耗量大，支护工作劳动强度大，顶板管理复杂。通过对以上各采矿方法适用条件和优缺点比较，全面法顶板暴露面积大，通风困难矿房之间所留间柱矿石多，矿石损失大，而且后续回采间柱难度大，而房柱法顶板暴露面积小，通风比全面法容易，回采间柱也简单；留矿法适用条件难以满足，而且积压大量矿石，可能会导致矿石结块；分段矿房法回采强度高，灵活性大，但采准切割工程量大；单层崩落法崩落围岩，而围岩稳固性较好，崩落难度大，同时会造成地表崩塌，后续维护费用大，不宜采用。选择房柱法和分段矿房法为初选采矿方案，进一步对两方案进行技术经济比较。3.初选方案技术经济比较方案一：房柱法。沿矿体走向布置矿块，矿块沿走向长度为12米，采区宽度即为矿体厚度，中段高度为30米，斜长取决于矿体倾角，顶底柱斜长8米，矿柱为直径4米的圆柱，沿斜长方向布置4个。电耙硐室布置在矿块下阶段顶柱内沿走向长度为3米2，沿倾向断面尺寸为2.5×2米；溜井长5米，断面为2.0×1.5米2；切割上山长48米，断面2×2米2；切割平巷长12米，断面2×2米2；在矿块上部开凿联络平巷，长12米，断面2×2米2；在矿体下盘布置阶段运输巷道，长12米，断面3.6×2.5米2；穿脉长10米，断面2×2米2；通风行人井长8米，断面1.5×1.5米2。如图6-1所示。图6-1房柱法表6-1房柱法矿块采切工程量计算工程巷道名称巷道数目巷道长度（m）巷道断面（m2）巷道体积（m3）工业矿量（t）名称脉内脉外合计总长脉内脉外合计脉内脉外合计单长总长单长总长采准工程运输巷道10012121203.6x2.590108108穿脉110101002x2404040人行井1444481.5x1.502.259918联络道1121200122x20448048电耙硐室1330032x2.5515015溜井15551.5x2301515合计31316272112184切割工程切割上山1484800482x24192192切割巷道1121200122x2044848合计6060240240采切工程量合计1223121124245364表6-2矿块采切比计算名称巷道体积（m3）采出矿量（t）计算值修正系数修正后值采准比18453640.03431.250.042切割比24053640.04471.250.0559采切比42453640.0791.250.0979方案二：分段矿房法。沿矿房走向布置矿块，矿块长40米，宽为矿体厚度，阶段高度30米，间柱宽8米，底柱垂直高度7米，顶柱垂直高度3米；阶段运输巷道在矿体下盘长40米，断面2×2.5米2；通风行人天井布置在脉内，斜长60米，断面2×2米2；电耙道、拉低巷道、分段凿岩巷道皆布置在脉内，长40米，断面2×2米2；阶段运输巷道与通风行人天井间用穿脉联络道相连，长4米，断面2×2米2；漏斗劲斜长3.5米，断面2.5×3.5米2，喇叭口为直径8米的圆；溜井长2米，断面2×2米2；切割天井斜长36米，断面2×2米2。如下图6-2所示。图6-2分段矿房法表6-3分段矿房法矿块采切工程量计算工程巷道名称巷道数目巷道长度（m）巷道断面巷道体积工业矿量名称脉内脉外合计总长脉内脉外合计脉内脉外合计单长总长单长总长采准工程运输巷道10040404003.6x2.590108108分段凿岩巷道2408000802x2043200320天井1606000602x2042400240电耙道1404000402x2041600160溜井2240042x2416016漏斗颈43．51400142.5x3.58.71220122穿脉14442x241616合计198442428581761034切割工程劈漏4105105拉底巷道1404000402x204160160切割天井1363600362x204144144切割槽432合计7676841409采切工程量合计3181699176187516630表6-4矿块采切比计算名称巷道体积（m3）采出矿量（t）计算值修正系数修正后值采准比1034166300.06221.250.0777切割比841166300.05061.250.0632采切比1875166300.11281.250.1409参考类似矿山经验，比较两种采矿方法综合技术经济指标，综合技术经济指标见下表6-1-5。表6-5综合技术经济表序号项目名称房柱法分段矿房法1矿山生产能力（吨/日）751502采切比（米/万吨）0.10990.14093综合贫化率（%）994综合损失率（%）14185凿岩（吨/台班）751506耙矿（吨/台班）751507掘进（米/台班）1.51.58炸药（公斤/吨）0.450.459雷管（个/吨）0.60.610导火线（米/吨）0.40.411钎钢（公斤/吨）0.080.0812合金片（克/吨）1113水泥（公斤/吨）101014坑木（米3/吨）0.00180.0018通过对两种采矿方法的优缺点、采切工程量、采切比、综合技术经济指标等比较，最终决定选用房柱法采矿方法。6.2采矿方法构成要素6.2.1结构和参数沿矿体走向布置矿块，矿块沿走向长度为12米，采区宽度即为矿体厚度，中段高度为30米，斜长取决于矿体倾角，顶底柱斜长8米，矿柱为直径4米的圆柱，沿斜长方向布置4个。电耙硐室布置在矿块下阶段顶柱内沿走向长度为3米2，沿倾向断面尺寸为2.5×2米；溜井长5米，断面为2.0×1.5米2；切割上山长48米，断面2×2米2；切割平巷长12米，断面2×2米2；在矿块上部开凿联络平巷，长12米，断面2×2米2；在矿体下盘布置阶段运输巷道，长12米，断面2×2米2；穿脉长10米，断面2×2米2；通风行人井长8米，断面1.5×1.5米2。如图6-1所示。6.3采准切割工作6.3.1采准工程从图6-1中看出，采准工程有：矿体下盘阶段运输巷道2，放矿溜井6，穿脉8，通风人行井10，矿房联络道9，电耙硐室7等。6.3.2切割工程从图6-1中看出，切割工程有：沿矿房中心线并紧贴底板掘进的切割上山4，沿矿体走向布置的切割平巷5等。6.4回采工作6.4.1回采工作以矿房下端的切割巷和切割上山交汇处为回采的自由面，采用7655型和YSP45型凿岩机凿岩。当矿体厚度小于3.5m时，应整层一次回采；当厚度大于3.5m时，阶梯式回采。采用电耙出矿，每个采场配备一台电耙，沿矿体倾斜方向将矿石耙入流经溜井并装入矿车。6.5矿柱回采与采空区处理6.6同时工作矿块数6.6.1同时工作矿块数1.矿块矿量采准、切割、矿房回采工程量以及矿石损失贫化等，如下表6-6。表6-6矿块中各种矿量的分配比重工作项目平衡表内矿量（吨）回收率（%）贫化率（%）采出储量（吨）采出矿石量（吨）采出矿石量比重（%）采准2019091811994切割67290960566513矿房44918593827420583总计5364869461350691002.同时回采矿房数和采切矿块数同时回采矿房数按下列公式计算；n矿房==式中：P日—该种采矿方法所担负的矿石日产量（吨/日），600t；P矿房—该种采矿方法的矿房平均日产量（吨/日），75t；K3—矿房采出矿石占矿块采出矿石的比重（见表6—6），83%同时回采矿房数取6个。同时采切矿块数可以按下表6-7得出。表6-7采矿方法回采矿块备用矿块采准切割矿块比值空场法1111：2空场法中的留矿法2121：1.5充填法2211：1.5崩落法223~41：2.5～3由表6-7得出，同时回采矿块数、备用矿块数以及采切矿块数都取6个。6.7主要技术经济指标第七章矿井通风与安全技术矿井通风设计是矿床开采总体设计的一个不可缺少的组成部分。它的主要任务是：根据矿床开采要求，基于开拓方案和采矿方法等