哈密图拉尔根铜镍矿区第四章采矿

4—PAGE31第四章采矿4.1开采范围及开采技术条件4.4.1.1哈密图拉尔根铜镍矿区内较大规模的岩体有3个，分别编号为①、②、③号岩体，其中①号岩体为区内基本查明的主要含矿岩体，该岩体主要分布在矿区中部，地表控制长740余米，宽30～40m，呈北东－南西向延深，岩体产状124°∠68°。钻孔深部验证显示，在9线往南西方向有延伸，总长不小于1250m，水平厚11.85m。总矿量1601.1867万t，其中333级富矿矿石量86.83万t（＞1％），控制深度在900m标高以上，为本次设计开采范围。4.1.24.1.1.3开采顺序及①号岩体走向长约900m，厚度5～10m，氧化带深度6～8m，矿体出露地表，富矿体埋藏深度在910m～1190m标高之间，而且1190m到1100m逐渐歼灭，富矿量仅为86.83万t，地表至1200m标高矿石量为738.6450万t，占总矿量的46％，1200m标高至900m标高矿量813.7887万t，占总矿量的51.0％；900m标高以下矿量48.7563万t，占总矿量的3.0％，以及该矿平均品位不高，平均品位Cu0.38％，Ni0.56％，Co0.04％等条件，设计采用自首采地段确定：首采地段一般选择矿体条件较好（矿体厚大、连续、储量集中）资源可信程度高，品位较高的矿段，以提高矿山前期的经济效益的原则，为减少投资，投产快，早见效益，设计采用900m～1100m段和地表至1200m段两个方案进行比较，见表表4-1首采地段比较表序号可比项目单位方案一：900～1100m段方案二：地表－1200m段(一)－(二)差值备注一矿山总地质矿量（333）品位:CuNi万t％％1601.18870.380.561601.18870.380.56二首采地段地质矿量地质矿量（333）万t813.7887738.645品位:Cu％0.3730.30Ni％0.5580.41Co％0.040.03三首采地段采出矿量万t739.81671.50采出品位Cu％0.3280.264Ni％0.4910.361Co％0.03520.0264四首采地段规模及服务年限规模万t/a3060下面单中段只能完成30万t/a服务年限a24.6611.1913.47五基建工程量及基建时间基建工程量m313673311394422789基建时间a3.02.01.0六可比投资万元36333028605七前期年收入采选金总属量:Cut18199146253574选矿回收率75％Nit2906021332-7728选矿回收率80％总销售收入Cu万元3184825592Ni万元226668166390共计万元=SUM(ABOVE)258516=SUM(ABOVE)19198266534八技术条件年平均销售收入万元10483.22171416657.78勘探工作矿石质量较高偏低较富较贫九优缺点优点1、可比投资少605万元；2、基建工程量少22789m33、基建时间短1年，一个中段生产；4、首期服务年限长11.19年；5、首期年销售收入多6657.78万元。缺点1、基建工程量比方案二多22789m2、基建时间多1年；3、可比投资多605万元；4、两个中段同时回采；5、需留矿柱，开采顺序不合理，安全管理难度大。1、地质品位偏低；2、勘探程度低；3、总销售收入比方案一少66534万元；4、不留矿柱，开采顺序合理；经过上述两个方案的比较，首采地段安排在地表至1200m段，单中段回采可完成60万t/a规模，可服务11.19年，基建工程量少22789m3，基建时间少1年，可比投资少605万元，但矿体勘探程度偏低，矿石品位低，年平均销售收入比方案一多6657.78万元，总的回采顺序自上而下，符合开采规范要求4.1.24.1.2①号岩体主要分布在矿区中部，现地表控制长740余米，宽30～40m，呈北东－南西向脉状延伸，平面形态呈北东宽、南西窄，中间略有膨大。岩体产状124°∠68°，岩体性质同构造基性－超基性杂岩体，其岩石类型有角闪橄榄岩、斜辉橄榄岩，角闪辉长岩等。物探磁法推定及钻探验证岩体沿走向向北东翘起，向南西侧伏。该杂岩体受区域性韧性剪切带之次级构造控制，具多期侵位特征。地表由岩体中心向两侧可见明显的角闪橄榄岩相－辉长岩相等岩相分带，具一定岩相分异特征。杂岩体内蛇纹石化、透闪石化、滑石化、绿帘石化发育。岩体与围岩界线清晰，构造侵入特征明显。矿体产于①号基性－超基性杂岩体内，受区域性大断裂的次级构造破碎带控制，赋矿岩石为角闪橄榄岩。含矿岩体具有较为明显的角闪橄榄岩相，辉长岩相等岩相分带，两相岩石均有矿化，而以角闪橄榄岩相中的矿化为主。4.1.2地表矿体呈较为稳定的脉状、NE－SW向延伸，长740余米，随岩体形态变化而具膨大狭缩、分枝复合现象。矿体产状124°∠68°～74°，宽5～10m，最宽处达12.1m。地表镍元素表现出局部富集特征。一般Ni平均品位：0.24～0.42×10-2，最高1.53×10-2；Cu品位最高5×10-2以上，但由于Cu元素化学活动性强，地表次生淋滤富集现象发育，所以Cu品位表现出局部富集或贫化的现象。地表矿体沿走向品位变化系数27％，厚度变化系数39％，总体沿走向变化稳定。矿体地表以氧化矿为主。物理风化作用强烈，但氧化深度不大。据物探激电方法测定，氧化带深度在6～8m之间。地表所见矿石由于受区域性的动力作用和氧化作用影响，矿石极为破碎而呈碎裂块状、碎粒状、“羊粪蛋状”，常反映为鲜艳的绿色、醒目的褐黄色杂色带或杂色团块。矿石以含表生的次生孔雀石、褐铁矿、黄钾铁矾为特征，局部地段(矿体东端)见有星点状分布的古铜黄色的火焰状镍黄铁矿。深部矿体特征：矿体赋存在①号杂岩体中，岩体具全岩矿化，但矿化富集有向岩体顶板集中的趋势，岩体在陡缓转折端，往往形成脉状特富矿体，矿石呈块状，无脉石矿物，最大视厚可达3.95m，最高Ni品位在6×10-2以上。从钻孔深部验证情况来看，该矿体由地表向深部厚度变大，品位变富，其中在P-17线所施工的ZKl703、ZKl704孔中还打到了隐伏的工业富矿体。矿体呈似层状、脉状、囊状产出，沿倾向具波状起伏，膨大狭缩特征，沿走向，总体北东浅、南西深，钻探验证，矿体最大埋深541.54m(ZK3301)。其分布主要受杂岩体岩相带及岩相接触带间脆－韧性构造破碎带控制。局部矿体产于杂岩体向深部变缓部位，杂岩体在此处剖面形态呈岩盆状，囊状矿体主要赋存在岩体边部，矿体形态受岩体边部形态制约，其产状基本与角闪橄榄岩相带相一致。各孔赋矿岩石主要为角闪橄榄岩，局部为角闪辉长岩。矿体与围岩呈渐变过渡关系。综合分析地表及钻孔见矿情况，①号矿体总体沿倾向及走向均表现为品位变富，厚度变大。沿走向矿体总体表现出以下特点：在埋藏深度上，东浅西深；在矿体厚度上，东薄(甚至尖灭)西厚；在矿体产状上，东缓西陡。矿石体重：3.38t/m3，岩石体重：2.70t/m3，矿岩松散系数：均为1.60，矿石硬度f=11，岩石硬度f=6～12。4.1.2本区属内陆干旱气候区，多风而少雨，昼夜温差较大，极度干旱的气候导致了强烈的蒸发作用，致使蒸发量远大于降水量。区内无地表水体及地表水流，仅极少次的暴雨可产生短暂性地表散流，但很快便消失。本区的气候、地形、岩性及构造影响并决定着地下水的形成和运移。本区气候对矿床充水的意义是很大的，长期干旱少雨致使蒸发量远大于降水量，但也偶尔出现短暂暴雨，形成暂时性地表水流，使低洼地带积水。因此，必须对暂时性地表水流引起注意，否则会造成在开采时流入矿井成为矿床的主要充水因素。综上所述，本区由于蒸发强烈降水微弱，地下径流条件差，从而决定了地下水的多年性补给形成方式，以及迟缓的运动条件。虽然岩层裂隙较为发育，但也不能促成地下水的富集，所以矿区可能为以静储量为主的简单水文地质类型。矿坑涌水量：由于地质资料为普－详查中间地质报告，没有对水文地质进行专门的论述，只能根据相近矿山资料类比，并考虑了开采后矿体围岩裂隙导水性有所增强及降雨和融雪对矿坑的补给因素，估算了矿坑的涌水量。正常涌水量150m3最大涌水量300m34.2采矿方法4.2.1经过对开采技术条件的分析研究,认为该矿矿体属厚到中厚,矿体倾角为倾斜到急倾斜,矿岩稳固性较好，矿岩富水性弱等特点,在技术上适合本矿的采矿方法有空场法（分段空场法和浅孔留矿采矿法）和分段崩落法、充填采矿法。充填采矿法虽然损失贫化小，能适应矿体的变化，但采矿工艺复杂，采矿成本高，本矿矿石品位低，在经济上采用该法不合适，较为适合的采矿方法只有分段空场法、留矿采矿法和分段崩落法三种，下面就上述三种采矿方法进行比较，见表4-2：表4-2 采矿方法比较表序号比较内容单位采矿方法备注分段空场法分段崩落法浅孔留矿法1地质矿量（333）品位:CuNi万t％％1601.18870.380.561601.18870.380.561601.18870.380.56含900m以下矿量2综合采矿损失率％2025123综合采矿贫化率％122584采出矿量采出品位:CuNi万t％％1455.630.3340.4931601.18870.2850.421531.57180.350.5155采出金属量CuNi万t万t4.8627.1764.5636.7255.367.8886矿山规模万t/a6060607服务年限a24.326.6925.538矿块生产能力t/d4503001009同时工作采场数个672010采切比m3/万t65465442011经选后的金属量CuNit3.6465.7413.4235.384.026.31选矿回收率75％选矿回收率80％12销售收入CuNi共计万元638054477985116035990341964047954370350492180562530Cu1.75万元/tNi7.8万元/t13平均年销售收入万元21054177672203414优缺点分段空场采矿法分段崩落采矿法留矿采矿法优点1.矿块生产能力,大同时工作矿块数少。2.损失贫化比崩落法低。3.作业条件好，工作人员不在暴露岩体下工作，安全性好。4.平均年产值21054万元。1.作业条件好，工作人员不在暴露岩体下工作，安全性好。2.采场生产能力较大。.1.生产工艺简单，作业人员易掌握。2.采切比小。3.采矿成本低。4.平均年产值比分段空场和崩落法高。缺点1.损失、贫化分别比留矿法高。2.矿石需用电耙耙出。1.损失贫化大，采出矿石品位低。2.同时回采矿块数比分段空场多。3.平均年产值比分段空场和留矿法低。1.矿块生产能力小，同时回采矿块数多。2.作业人员在岩体顶板下工作安全性差。3.积压矿石时间长，积压资金。4.耗气量大。5.同时工作矿块数多。经上述三种方法比较看：浅孔留矿采矿法虽然损失贫化和采切比比分段空场法和崩落法低,生产工艺简单，工人易掌握，采出金属量高，平均年产值高，矿石可借自重放出,不需任何出矿设备,但矿块生产能力低,完成60万t矿石需要同时回采的矿块多，而且需几十个凿岩台班打眼,耗气量大,直接生产工人劳动生产率低;对该矿来说，可布矿块数不能满足生产要求，难以完成60万t的产量，设计不采用浅孔留矿采矿法，崩落采矿法虽然具有采矿强度高,但采矿损失贫化大,采出矿石品位低，工作面通风条件差,崩矿块度大，控制困难，对围岩稳固性好时需强制崩落围岩作覆盖层,经济效益差，本设计不予考虑。设计经以上比较后,认为分段空场采矿法矿块生产能力大,同时工作的矿块数少,作业安全，通风条件好，采出矿石品位较高，矿石块度易控制，设计推荐分段空场采矿法作为主要采矿方法。见图C019CK-09，C019CK-10。4.中段内采场回采顺序根据开拓系统布置和所推荐的采矿方法特点等因素确定。一般是采用后退式回采顺序。按上述所推荐的首采地段的矿体赋存特点，设计开采顺序是先采地表至1200m矿段，后采1200m以下矿4.4.2.3根据矿岩中等稳固特征，水文地质条件简单，除断层破碎带地段稍差外，其余均较好。设计推荐矿块参数：当矿体厚度大于20m时，矿块垂直走向布置，宽20m，长为矿体厚，矿房宽12m，间柱宽8m，底柱高11m，不留顶柱，采场高50m；当矿体厚度小于20m时，矿块沿走向布置，长50m,间柱6m，底柱11m，顶柱3m，采场高4.2.3采准工程主要有分段凿岩平巷、天井、电耙（二次破碎）平巷、溜矿口、小溜井、切割槽。先在间柱中掘人行通风天井到上中段，在天井中从11m底柱以上每隔13m向矿房掘分段凿岩巷道，在底柱高6m处掘电耙平巷，并沿矿房走向每隔5～7m掘溜矿口到拉底平巷（第一个分段凿岩平巷）和到中段运输平巷的溜矿小井。经计算全矿平均采切比为654m3/表4－3矿块垂直走向布置得采切工程量计算表（按沿走向100m计）类别工程名称数量(个)断面（m2）长度（m）开凿量（m3）矿块平均工业矿量采出矿量(万t)副产矿石(t)净掘矿石中岩石中共计矿石中岩石中共计采准工程人行电梯井1995050450450采准天井54425025010001000分段联络道44440040016001600分段凿岩道3441530153061206120分段巷道34430030012001200电耙道34.54.515302401770688510807965小溜井10446060240240小计3060130043601300555701857586190078.3545采准比：18575÷78.3545＝237m3漏斗川1704468068027202720切割井104439039015601560切割槽1080804004003200032000小计147014703628036280切割比：36280÷78.3545＝463m3采切比：237+463＝700m3注：1、按矿体长100m，共分5个矿块；2、矿房宽12m，矿柱宽8m；3、矿房、矿柱均用分段凿岩、阶段出矿（电耙道）；4、人行电梯井按100m布置一个；5、分段巷道布置在脉外，距矿体6～8m；6、矿体平均厚51m。表4－4矿块沿走向布置得采切工程量计算表（按沿走向100m计）类别工程名称数量(个)断面（m2）长度（m）开凿量（m3）矿块平均工业矿量采出矿量(t)副产矿石(t)净掘矿石中岩石中共计矿石中岩石中共计采准工程人行电梯井299100100900900分段巷道34430030012001200分段联络道6444848192192分段凿岩道34430030012001200电耙道24.54.5100100450450小溜井24422228888小计400470870165023804030202800184364采准比：4030÷18.4364＝219漏斗川324432032012801280切割井2447878312312切割槽25050787839003900小计147014703628036280切割比：3900÷18.4364＝212m采切比：219+212＝431m注：1、按矿体长100m，共分2个矿块，每个矿块长50m；2、矿房宽44m，矿柱宽6m；3、分段凿岩巷道在矿体中间，分段高13m；4、沿走向布置矿体平均厚12m。4.2.3.3平均采切比计算按矿体厚度大于20m矿块垂直走向布置，矿体厚度小于20m矿块沿走向布置的原则。经统计，垂直矿体走向布置的占83％，沿走向布置占17％，计算全矿平均采切比为N＝700×83％+431×17％＝654m3/万t，其采准比：237×83％+219×17％＝234m3/万t，切割比：463×83％+212×4.2.3.4对沿走向布置矿块的回采用YGZ-90中深孔凿岩机在分段凿岩巷道内凿上向扇行炮孔，排距为1.5m，孔底距1.5～2.0m，钻孔直径Ф65mm。采用BQ－100型装药器装药，炸药为粒状铵油炸药，用非电导爆管系统起爆，每次爆2～3排孔，以多分段同时侧向崩矿，爆破后在50m爆下矿石由采场出矿口自溜到电耙道中，大块经二次破碎，矿石在电耙道中用电耙耙入布置在矿房一侧的矿石溜井，溜井下口连接着中段运输巷道，安装振动放矿机，矿石通过振动放矿机装2m34.2.4采场通风新鲜风流由中段运入巷道通过人行电梯井进入各分段凿岩巷道，清洗工作面经矿房另一侧回风天井到上中段回风道，再经过回风石门和风井排出地表。对垂直走向布置的矿块回采，为避免爆破影响相邻采场的稳定性，在有条件情况下采用隔2采1。凿岩、爆破、出矿和通风同上。4.（1）间柱回采沿走向布置的矿块，矿柱用YGZ-90钻机在矿柱凿岩巷道中向上凿扇形炮孔，中段一次侧向崩矿，回收一半，另一半作永久支撑顶底板围岩。崩下矿石从矿房中放出。垂直走向布置的矿块间柱与矿房一样，在间柱分段凿岩巷道中用YGZ-90钻机向上打扇形炮孔，每次炮2～3排，爆下矿石从电耙道由电耙耙入溜井经振动放矿机装入矿车运出。（2）顶底柱回收底柱中电耙道以上矿柱不回收，电耙道以下底柱和下中段顶柱要进行回收，回收方法是：本中段矿房矿量回采完后，中段运输巷道不再作为下中段回风巷道利用时，在中段运输巷道中（垂直走向布置的矿块在电耙道中）用YGZ-90钻机向上打扇形孔（回收底柱），向下打扇形孔（回收下中段顶柱），一次崩矿，爆下矿石从下中段矿房电耙道中由电耙耙入矿房溜井放出。4.4.2.分段空场采矿法选用YGZ-90钻孔（配TJ25钻架）。钻机效率25m／台班（125t/台班），按1.5～2.0m孔底距和1.5m孔排距的布孔网度，每米爆破矿石量5.0t/m，矿房回采量（不包括采准副产90t/d）1910t/d，共需16个台班。设计选用15台YGZ-90钻机，其中9台工作，6台备用。4.2.大块率按5％计，1910t/d产量，大块量96t/d（28m3/d），450mm以上为大块，共需二次破碎打眼56m4.2.按照设计所推荐的分段空场采矿法，电耙道出矿的特点，设计选用ZDPJ－55型电耙在电耙道中出矿。按日采出矿石1910t，和电耙效率150t/台班计，日共需台班数13个，按完成产量需同时回采矿房数考虑，同时回采矿房数6个，备用采场3个，采场共需安装9台，备用5台，共需ZDPJ-55电耙14台，其中安装9台，备用5台。4.2.按所需掘进工作面形式，凿岩设备选用YT-27或7655凿岩机打水平眼，YSP-45型凿岩机打上向眼。按采掘比计算，日共需掘进29m,共需15个台班，共需凿岩机22台，工作15台，备用7台，其中YT-27型设计考虑天井掘进，提高效率，增设PG-I型天井掘进平台2台和6A－100钻机一台。掘进出渣，选用Z-20A电动装岩机2台，其中2台工作。支护选用ZPG转子II型砼喷射机2台。通风选用JK-55-2№.45节能风机15台作掘进局部通风。4.按照设计所推荐的有底柱分段空场采矿法，自下而上的回采顺序，矿柱大部分回收以及矿体赋存的特点，结合国内类似分段空场采矿方法矿山的实际资料，确定总回采率为80％，贫化率10％。4.按照前面采切比计算，生产时年采掘量为48600m3,其中掘进9360m3回采：按日采出矿石1910t和矿块生产能力为450t/d计。同时工作采场6个计，另有3个备用采场（投产后准备3个备用采场）。4.回采、掘进主要材料消耗见表4-5。表4－5 主要材料消耗表序号采料名称采矿掘进综合单耗（/t）日耗年耗单位吨矿单耗单位m3单耗1铵油炸药㎏0.40.4㎏/t7229.2t22＃岩石炸药㎏0.15㎏2.10.31335㎏/t626.7188.01t3非电导爆管（带雷管）m0.55m2.00.6871201m4123504导火线m0.011m0.480.038978233135钎头（φ90）个0.00280.002674个/t5.35个1604个6钎头（YT—2）个0.0080.0220.022个/t19个5653个7钎子钢㎏0.0090.1560.021231㎏/t42.46㎏12.739t8电耙钢绳㎏0.0020.0019㎏/t3.82㎏1.146t9坑木m30.00050.000480.928710火雷管发0.19发0.0620.186发/t373发111883发11机油㎏0.009㎏0.0140.009729㎏/t19.46㎏5.837t4.(1)顶板管理根据矿体顶板岩石稳固性,采取不同的方案,岩石条件较好,留有部分自然矿柱(间柱、底柱)作永久支护顶底岩石即可，若顶板岩石条件稍差时，除上述外，在凿岩巷道中对上盘围岩加锚杆护顶支护。（2）采空区处理为避免采空区过大，时间过长，在上面中段回采完后，采用强制崩落顶板围岩，充填采空区，或利用下部中段掘进废石充填采空区的方式实现空区处理。4.2.11表4－6采矿主要技术经济指标表序号指标名称单位指标备注1设计纳入地质矿量矿石量t16011867（332+333级）含900m以下矿量品位％Cu0.38,Ni0.56,Co0.04含900m以下矿量2采出矿量矿石量t14556261采出品位％Cu0.334,Ni0.493,Co0.0353矿山生产能力万t/a60t/d20004矿山计算服务年限a24.35基建工程量m31139446基建时间a2.07三级矿量保有期开拓矿量a5.6采准矿量a2.19备采矿量a0.738矿床开拓竖井开拓9采矿方法分段空场法10矿山工作制度d/a300每天工作3班，每班工作8小时11主要技术经济指标总回采率％80贫化率％1212矿块生产能力t/d分段空场45013电耙效率t/台班15014YGZ——90凿岩机台班效率m/台班25（125t/台班）每米崩矿量t/m515生产时期的采掘比m3/kt81其中：开拓探矿m3/kt15.6采切m3/kt65.416日掘进量m3/d162日附产矿石量t/d90日废石量t/d2804.3矿山工作制度、生产规模及服务年限4.3.1矿山年工作300d，每天工作3班，每班工作8h。5.3.2矿山生产规模的验证按设计委托书要求，矿山生产规模为60万t/a。设计经中段可分布矿块数和年下降速度验证。见表4－7、4－8。(1)按可布矿块数和矿块生产能力进行验证A=NqK／（1-Z）式中A－中段生产能力N－中段可布矿块数（个）q－矿块生产能力(t/d)K－矿块利用系数Z－副产矿石率（％）表4－7按可布矿块数计算生产能力表序号中段（m）采矿方法可分布矿块数（个）矿块利用系数同时工作矿块（个）矿块生产能力（t/d）中段生产能力（t/d）备注垂直走向沿走向垂直走向沿走向垂直走向沿走向计算能力计入附产11300分段空场采矿法1250.330.4424502700283521250分段空场采矿法1130.360.33414502250236331200分段空场采矿法1130.360.33414502250236341150分段空场采矿法930.330.33314501800189051100分段空场采矿法930.330.33314501800189061050分段空场采矿法620.330.5214501350141871000分段空场采矿法620.330.521450135014188950分段空场采矿法320.330.33114509009459900分段空场采矿法320.330.3311450900945(2)按年下降速度验证，见表4－8。表4－8按中段年下降速度验证序号中段（m）中段地质矿量（t）中段采出矿量（t）中段高度（m）生产能力（万t/a）年下降速度（m/a）备注1130024074642188604506013.72125028667082606098506011.523120021122781920253506015.634115013133801193982503025.0511001072106974642503030.866105011338091030735503029.077100013370851215532503024.63895017731771611979503018.59990015083301371209503021.83从上面表4－7、4－8验证看，1200m、1250m、1300m三个中段年下降速度均在11.52m/a～15.63m/a之间，在1～3个中段同时回采的合理下降速度12～18m/a范围内，从矿块布置验证看，单中段回采可以实现2000t/d的生产能力，仅有这三个中段1200m中段以下6个中段，单中段作业不能完成2000t/d产量，需要两个中段同时作业，才能完成2000t/d能力。其中900m和950m两个中段同时作业只能完成1800t/d产量，这两个中段服务年限为4.1a从以上分析看，1～2个中段同时生产达到60万t/a，生产能力服务年限在80％，故设计推荐矿山规模为60万t/a（2000t/d）。4.3.3矿山采出总矿量14551261t，其中1200m中段以上采出矿量6558966t，可服务10.93a，1200m～900m中段可采矿量7545440t，可服务12.58a，矿山总服务年限24.3a4.4开拓运输系统4.根据矿体赋存条件，矿岩稳固性以及开采深度，参照类似矿山的实际资料，设计选定岩石错动角为：上下盘65°，端部65°，对采区进行岩体错动范围圈定。圈定结果见坑内外复合图C019eq\o(\s\up7(DZ),\s\do3(CK))-01。4.根据矿体埋藏条件、上部矿体走向较长、下部矿体走向短、矿体为急倾斜以及地表地势平坦等特点，设计采用地下开采、竖井开拓。设计选用混合竖井方案和主、副竖井（两井均为罐笼井）方案进行比较。方案一，主、副井开拓方案：两条井均布置在矿体西端P－17勘探线矿体下盘地表错动带外40m处，两井相距30m，井筒净直径均为φ5.0m，内设梯子间，均为罐笼井，副井设管缆间。方案二，混合井方案：主、副井合二为一，两个井的罐笼放在一个大井筒内，井筒净直径φ7.5m，各为带平衡锤的独立提升系统，内装人行梯子间和管缆间，井布置在矿体西端P－17勘探线矿体下盘地表错动带外40m处。方案比较见表4－9。表4－9开拓运输方案比较表序号可比项目名称单位方案一方案二方案一－方案二1方案简述主、副井（均为罐笼井）混合井2矿山规模t/d200020003基建工程量（1）竖井工程：净直径mφ5.0（两条）φ7.5（一条）（2）工程量（竖井工程）m/m3117/27984585/28203－14211m4基建时间月15.716.8含安装调试时间5设备（1）卷扬机台22（2钢制井架个2（600t）1（450t）（3）热风炉个216可比投资万元1394.21410.2仅为井筒掘砌安装7技术条件（1）井口工业广场21（2）管理条件两个独立系统，互不干扰两套提升系统在一个井内，进出罐笼干扰较大由表4－9可看，方案二混合井方案，虽然只有一个井，所需井口工业广场只有一个，井架一个，但内设两个4＃罐笼，井筒断面大，井筒下掘时间长，投资相对多16万元，进出罐笼干扰较大；而方案一主、副井方案为两个井独立系统，进出罐笼互不干扰，基建时两井同时下掘，基建时间短，投资少，结合地表地形平坦条件和管理方便，生产较为灵活，设计推荐两条独立罐笼井方案。4.4主、副井为两条罐笼井均布置在17勘探线矿体下盘地表错动带外40m处，两井相距30m。主、副井一次下掘到900m中段（含井底到880m标高）。主、副井井筒净直径均为Ф5.0m，井口标高1370m，最终井底标高880m，总深492m，内配4＃多绳双层罐笼带平衡锤提升，内设梯子间。与各中段相通，设双面马头门。主井和副井这两套提升系统完全相同，对每套提升系统来说，各负担矿山所有提升任务的一半，即担负1000t/d矿石、140根据矿体厚到中厚的特点，矿块垂直走向布置，分别在矿体上盘和下盘布置中段运输巷道，中段运输巷道距离矿体6～7m以保护巷道安全，每隔3～4个矿房布置穿脉运输巷道连接上下盘中段运输巷道，形成环形运输线路。风井布置在12号勘探线矿体下盘，地表错动带外20m处，井筒净直径Ф5.0m，下掘到1200m水平，井深159.5m，与1200m，中段高50m，共设1300m、1250m、1200m、1150m、1100m、1050m、1000m、950m、900m共九个中段。表4－10主要井筒中心坐标表序号工程名称XYZ（井口标高）出车方位1主井4721402.02032488642.8801370.0152°（井下）2副井4721430.81832488667.3391370.0152°（井下）3风井4721724.27532489321.0111362.5152°（井下）水泵房、水仓、中央变电所设在900m中段，电机车牵引变电所和井下炸药发放室和修钻室前期设在1300m中段，后期下移至适当中段。开拓系统见纵投影图C019CK4.5井巷工程4.5.1风井：井筒净直径为Ф5.0m,采用200mm主要巷道，除单双轨车场、错车道采用200mm厚的素混凝土支护外，其余均为喷射混凝土支护，厚度100mm，必要时采用喷锚网联合支护。4.5.2水泵房、中央变电所一般采用300mm的素混凝土支护，必要时加钢筋，均采用圆弧形拱或三心拱拱顶。4.6基建进度计划4.6.1为形成2000t/d（60万t/a）生产能力所必须形成的开拓运输、通风、排水等系统所包含的基建范围，达到三级矿量的基建工程，主要包括：主井、副井、风井，各种必须的硐室工程。按上述要求，前期开采地表至1200m中段矿量，单中段同时生产可以满足生产需要，根据地质所提供的中段矿量分析，地表至1300m段设计地质矿量240.7464万t，完全可以满足三级矿量要求，故设计基建范围定为地表至1300m段基建工程量为113944m3,详见表4-上述基建工程量完成后，获得的三级矿量和保有年限为：（1）开拓矿量：1536445t保有期：5.12a（2）采准矿量：592797t保有期：2.98a（3）备采矿量：224142t保有期：0.75a表4-11基建工程量表序号工程名称支护形式断面（㎡）长度(m)开拓量（m3）支护量（m3）备注形式厚度（㎜）S净S掘一主井（φ5.0m1井颈砼60019.62530.1912363.090.722井筒砼30019.62524.63748311896.02420.83马头门砼30015.7219.26901733.0346.41一副井（φ5.0m1井颈砼60019.62530.198363.090.722井筒砼30019.62524.61748311896.02425.03马头门砼30015.7219.26901733.0346.41二风井（φ5.0喷砼30019.62524.63159.5414.7857.73四1300m中段1双轨车场砼20013.66116.805801344.4251.52单轨车场砼2008.3799.821801767.6259.43车场错车道砼2009.16411.41260684.7134.94石门喷砼10010.40212.23875917.9137.75中段下盘运输平巷喷砼1009.511.498011172.0558.6按30％支护计6风井石门喷砼10078.051251006.3131.37电机车牵引硐室砼2007.7679.3471093.515.88修理硐室砼2007.7679.347874.812.69炸药发放室喷砼300.042.010信号室喷砼1006.316.96213.91.3五900m1双轨车场砼20013.66116.805801344.4251.52单轨车场砼2008.3799.821801767.6259.43车场错车道砼2009.16411.41260684.7134.94水仓砼2007.58.53150426.651.65水仓通道喷砼1004.325.2820105.619.26水泵房砼2009.8812.1845548.1103.57变电所砼20013.8616.5120330.253.08通道喷砼1004.325.281052.89.69信号室喷砼1006.316.69213.40.8六采切工程50000七不可预计工程量12897主副井及风井外工程量乘以0.15系数总计3312.511394490114.6.2依据上述基建工程量，采用以下井巷工程掘进指标：主副井50m/风井60m/月井底车场（双轨）60m/月错车道60m/单轨平巷80m/月采切工程600m3硐室工程600m3充分利用3个直通地表的主、副井和风井同时施工下掘，待3条井下掘到底后，副井施工900m中段井底车场和硐室以及中段运输巷道，主井施工和风井同时，1300m中段车场和硐室以及中段运输巷道，最后主、副井和风井同时施工采切工程，最多时，同时工作面达8个。上述安排，完成113944m3基建工程量共需2.0a。详见基建进度计划图表4.7采矿进度计划表4.7.1依据地质报告提供的中段可采矿量，经采矿损失贫化后计算中段采出矿量，按回采顺序自上而下进行编制。投产后第一年按50％产量，即30万t／a，第二年达产60万t／a的原则进行编制。4.7.2矿山总计算服务年限24.3年（含900m以下矿山服务年限），其中900m以上矿山计算服务年限23.6年。从采矿进度计划表编制结果看，第一年按50％产量，第二年达产，其中稳产22年。详见表4－12。序号中段第1年第2-4年采出矿量(t)采出矿量品位(%)采出金属量(t)采出矿量品位(%)采出金属量(t)采出矿量品位(%)采出金属量(t)CuNiCoCuNiCo采出矿量(t)CuNiCoCuNiCo采出矿量(t)CuNiCoCuNiCo11300m21886040.29040.34320.02646355.717511.29577.793000000.29040.34320.0264871.21029.679.218000000.29040.34320.02645227.26177.6475.221250m26060980.2640.36080.02646880.19402.80688.0131200m19202530.23760.37840.02644562.527266.24506.9541150m11939820.25520.41360.02643047.044938.31315.2351100m9746420.29040.44880.03522830.364374.19343.0761050m10307350.31680.49280.03523265.375079.46362.8271000m12355320.36080.54560.03524457.806741.06434.918950m16119790.49280.73920.05287943.8311915.75851.129900m13712090.63360.93280.06168687.9812790.64844.66合计141330340.33980.49540.034748030.7170019.744904.563000000.29040.34320.0264871.21029.679.218000000.29040.34320.02645227.26177.6475.2序号中段第5年第6－8年第9年采出矿量(t)采出矿量品位(%)采出金属量(t)采出矿量(t)采出矿量品位(%)采出金属量(t)采出矿量(t)采出矿量品位(%)采出金属量(t)CuNiCoCuNiCoCuNiCoCuNiCoCuNiCoCuNiCo11300m886040.29040.34320.0264257.31304.0923.3921250m5113960.2640.36080.02641350.091845.12135.0118000000.2640.36080.026447526494.4475.22947020.2640.36080.0264778.011063.2877.831200m3052980.23760.37840.0264725.391155.2580.641150m51100m61050m71000m8950m9900m合计6000000.26790.35820.02641607.42149.21158.418000000.2640.36080.026447526494.4475.26000000.25060.36980.02641503.42218.53158.4表4-12采矿进度计划表续表4-12采矿进度计划表序号中段第10－11年第12年第13年采出矿量(t)采出矿量品位(%)采出金属量(t)采出矿量品位(%)采出金属量(t)采出矿量品位(%)采出金属量(t)CuNiCoCuNiCo采出矿量(t)CuNiCoCuNiCo采出矿量(t)CuNiCoCuNiCo11300m21250m31200m12000000.23760.37840.02642851.24540.8316.84149550.23760.37840.0264985.931570.19109.5541150m1850450.25520.41360.0264472.23765.3548.856000000.25520.41360.02641531.22481.6158.451100m61050m71000m8950m9900m合计12000000.23760.37840.02642851.24540.8316.86000000.24300.38930.2641458.162335.54158.46000000.25520.41360.02641531.22481.6158.4序号中段第14年第15年第16年采出矿量(t)采出矿量品位(%)采出金属量(t)采出矿量(t)采出矿量品位(%)采出金属量(t)采出矿量(t)采出矿量品位(%)采出金属量(t)CuNiCoCuNiCoCuNiCoCuNiCoCuNiCoCuNiCo11300m21250m31200m41150m4089370.25520.41360.02641043.611691.36107.9851100m1910630.29040.44880.0352554.85857.4967.256000000.29040.44880.03521742.42692.8211.21835790.29040.44880.0352533.11823.964.6261050m4164210.31680.49280.03521319.222052.12146.5871000m8950m9900m合计6000000.26640.42480.02921598.462548.85175.236000000.29040.44880.03521742.42692.8211.26000000.30870.47930.03521852.332876.02211.2续表4-12采矿进度计划表序号中段第17年第18-19年第20-21年采出矿量(t)采出矿量品位(%)采出金属量(t)采出矿量品位(%)采出金属量(t)采出矿量品位(%)采出金属量(t)CuNiCoCuNiCo采出矿量(t)CuNiCoCuNiCo采出矿量(t)CuNiCoCuNiCo11300m21250m31200m41150m51100m61050m6000000.31680.49280.03521900.82956.8211.2143140.31680.49280.035245.3570.545.0471000m11856860.36080.54560.03524277.966469.10417.36498460.36080.54560.0352179.84271.9612.518950m11501540.49280.73920.05285667.968501.94607.289900m合计6000000.31680.49280.03521900.82956.8211.212000000.36030.54500.03524323.316539.64422.4012000000.48730.73120.0516584788773.9619.79序号中段第22-25年第年第年采出矿量(t)采出矿量品位(%)采出金属量(t)采出矿量(t)采出矿量品位(%)采出金属量(t)采出矿量(t)采出矿量品位(%)采出金属量(t)CuNiCoCuNiCoCuNiCoCuNiCoCuNiCoCuNiCo11300m21250m31200m41150m51100m61050m71000m8950m4618250.49280.73920.05282275.873413.81243.849900m13712090.63360.93280.06168687.9812790.64844.66合计18330340.59810.88400.059410963.8516204.451088.74.8矿井通风4.8.1依据矿体走向长,采用主、副两条罐笼井开拓,前期开采1200m中段以上矿体，在12号勘探线设风井，风井下掘到1200m中段，1200m以下中段开采利用采场天井回风到1200m中段，通过风井石门由风井抽出地表。4.8.24.8.2.1风量计算按排尘风速计算风量，见表4-13。表4-13风量计算表序号号用风地点数量单工作风量(m3/s)总风量(m3/s)备注1同时工作采场数（凿岩）66362备用采场数34123电耙出矿工作面54204掘进工作面63.5215喷射砼工作面2486井下炸药库1447其他硐室55共计=SUM(ABOVE)106考虑内外部漏风系数均按1.151404.8.2.2通风阻力计算表4-141300m矿井通风阻力计算表序号巷道名称支护型式aLP巷道净断面R风量HV（m）（m）S（m2）S3Q(m3/s)Q2(RQ2)(m/s)1主井砼0.037015.70019.6257558.3850.004704900.00021.3743.5672单轨车场砼0.0058010.9758.379588.2700.007351225.0009.1424.1773副井砼0.037015.70019.6257558.3850.004704900.00021.3743.5674单轨车场砼0.00510010.9758.379588.2700.009351225.00011.42