露天开采课程设计珍藏版

PAGEPAGE29目录前言 3第1章总论 31.1设计任务与内容 31.2原始资料 31.3设计要求 41.3.1设计后提交的文件 4第2章矿床开拓运输方式 52.1矿床露天开拓的影响因素 52.2矿床开拓方案的确定 52.2.1选择开拓方案的原则 52.2.2矿床开拓方案的确定 52.3矿山运输设备及其数量 52.3.1运输设备类型的选择 52.3.2运输设备数量的确定 62.4矿山运输线路参数设计 72.4.1平曲线半径 72.4.2停车视距 72.4.3会车视距 82.4.4道路通过能力 92.4.5道路宽度计算 92.5矿山运输能力 10第3章露天开采境界的确定 103.1确定露天开采境界的原则 103.2影响露天开采境界的主要因素 113.3露天开采境界确定的主要程序及主要参数的确定 113.3.1开采深度的确定 113.3.2最小底宽 133.3.3储量计算及服务年限的确定 133.3.4露天矿台阶要素与最终边坡角验算 153.3.5绘制露天矿底部周界 163.3.6绘制露天矿开采终了平面图 163.3.7计算平均剥采比 16第4章穿孔爆破 174.1穿孔工作 174.1.2穿孔设备数量计算 184.2爆破工作 194.2.1爆破方法选择 194.2.2爆破材料 194.2.3钻孔形式和布孔方式 194.2.4爆破参数的确定 194.2.5装药、填塞、起爆方法 234.2.6爆破网路设计 234.2.7一次爆破量的确定 24第5章开采工艺 255.1工作线布置及矿山开采程序 255.2挖掘机选择及其数量 255.2.1挖掘设备类型确定 255.2.2挖掘机数量确定 255.3采区长度与采区宽度的确定 265.3.1采区长度Lc 265.3.2采掘带宽度bc 26第6章课程设计总结 27参考文献 28

前言采矿工程专业露天开采课程设计是采矿工程专业学习的一个重要环节，是教学计划的一个重要组成部分，也是提高学生的综合能力的有机组成部分，具有实践性和综合性。此露天开采课程设计目的有：1.课程设计是采矿学II理论课程教学的延续，通过课程设计使学生进一步学习掌握采矿学II的内容，并熟悉露天矿山初步设计的一般过程和方法；2.培养学生对采矿学、爆破工程、边坡稳定性分析、工程制图、矿山地质学和岩石力学等相关知识的综合运用，并以此进行工程设计的能力；3.通过课程设计培养学生学会使用采矿设计手册、设计标准和规范的能力；4.提高技术总结和编制技术文件的能力；5.为毕业设计做好技术准备。本次设计主要进行铁矿床露天开采的初步设计，根据相关地质资料和开采技术条件，按照《采矿设计手册》中的方法进行开采设计。第1章总论1.1设计任务与内容设计题目:塔东铁矿床开采设计依据所给矿山地质资料、地质地形图及勘探线剖面图，确定露天矿开采的运输方式、设备型号和数量、台阶组成要素、最终边坡角大小，露天矿开采境界，并绘制露天开采终了平面图。1.2原始资料塔东铁矿矿区内矿体有零星初露，矿体不规则分布于上元古界塔东群的朱敦店组和拉拉沟组之中。矿体倾角从50o到80o不等，与围岩倾向基本一致。矿体母岩主要为黑云斜长片麻岩、黑云变粒岩、斜长角闪岩、二云石英片岩夹透辉大理岩透镜体、黑云变粒岩夹黑云斜长角闪岩磁铁斜长角闪岩、透辉斜长片麻岩以及透辉岩、透辉斜长片麻岩夹黑云斜长片麻岩，此外还有花岗闪长岩、留辉石，成矿矿物主要是脉条状的磁铁矿，矿体厚度0－20m不等，矿体具体产状与分布参见地形地质图和剖面图。最上层为第四系残坡积层，可分为两类：冲积层，由砾石、砂、粘土组成；残坡积层零星分布于地势低凹及平坦处，由褐黄、褐红色粘土组成；区内无构造，但是存在有夹层，夹层最小剔除厚度为1m，矿区范围内延伸长度约2000m，出露宽度约100m，厚度<30m；本矿床主要矿石类型为黑云斜长片麻岩、斜长角闪岩、黑云变粒岩夹黑云斜长角闪岩磁铁斜长角闪岩、透辉斜长片麻岩夹黑云斜长片麻；矿岩容重γ=3.2t/m3，矿岩硬度系数f=9～11。设计范围：最低开采设计标高460m，2－7勘探线之间，njh=5:1m3/m3，控制生产能力250万t，以开采主矿体为设计依据。1.3设计要求1.3.1设计后提交的文件(1).设计说明书一份(包括目录和正文)，篇幅不少于10页，交A4纸打印稿；(2).附图：中深孔炮孔布置及装药结构图；(3).图纸：手工绘制露天开采终了平面图(1#图纸)，比例为1：2000。(1).在原始地质勘探剖面图上确定开采深度，并将图纸附在设计说明书中；(2)．设计参数选取要求参照《采矿设计手册》(建筑工业出版社)；(3)．根据圈定矿体计算圈定矿体储量，根据生产能力计算服务年限；(4).时间要求：1周内完成(2010.12.13－12.20)。第2章矿床开拓运输方式2.1矿床露天开拓的影响因素影响开拓方法选择的因素甚多，主要有[1]：(1).自然地质条件，即地形、矿床地质、水文地质、工程地质及气候条件等；(2).生产技术条件，即矿山规模、矿区开采程序、露天采场尺寸、高差、生产工艺流程、选用设备类型及技术装备等；(3).经济因素，即矿山建设投资、矿石生产成本及劳动生产率等。2.2矿床开拓方案的确定2.2.1选择开拓方案的原则[1](1).要求矿山基建时间短，早投产，早达产；(2).要求生产工艺简单，可靠，技术上先进；(3).基建工程量少，施工方便；(4).基建投资少，尤其是初期投资要少；(5).生产经营费低；(6).不占良田，少占耕地。2.2.2矿床开拓方案的确定本次设计铁矿石矿山生产能力为250万t。根据地形地质图和给定的最低开采标高可知，矿区地形条件较为复杂，属于凹陷露天矿，由于公路运输灵活多变，所以选用公路开拓运输方案。2.3矿山运输设备及其数量2.3.1运输设备类型的选择根据矿山年采剥总量和参照相关矿山数据，年生产能力250万t，剥采比为5:1，所以年运输总量为1500万t，所以，选用型号为辽宁LN392型重型自卸汽车与WK-8矿用挖掘机配套使用，LN392载重68t，自重41.5t，最小转弯半径为10500mm，汽车长为9600mm，宽为4850mm，高为4390mm，前轮距3660mm，后轮距为3270mm，最高车速702.3.2运输设备数量的确定(1).自卸汽车的台班运输能力为： (2-1)式中：A——自卸汽车运输能力，t/台.班；G——自卸汽车额定载重量，t；K1——自卸汽车载重量系数，取=0.90；K2——汽车时间利用系数，每日三班，取K2=0.75；T——汽车周转一次所需时间，min，装岩及等车时间取6min，所以，=27min，取30min；代入数据，得台班运输能力为：A==734.4t/台·班(2).汽车工作台数： (2-2)式中：N——自卸汽车需要台数，台；K3——运输不均衡系数，K3=1.05～1.15，取K3=1.10；Q——露天矿年运输量，t/a；C——每日工作班数，3班；H——年工作日数，取H=310天；K4——自卸汽车出车率。=；所以，N==45.6台，取46台；2.4矿山运输线路参数设计2.4.1平曲线半径[3]平曲线半径公式为： (2-4)式中：——线路最小平曲线半径，m；——汽车运行速度，km/h；——轮胎与路面间横向拈着系数，其值为0.06～0.22，取0.16；——路面横坡，=2~6%，取=4％。代入数据，得：=12.1m<50m因为平曲线半径为13m，小于50m，查表3—7平曲线纵坡折减[3]，所以该段平曲线的最大纵坡要折减4%2.4.2停车视距[3]停车视距公式为： (2-5)=vt/3.6 =式中：——司机观察反应时间内行驶的距离，m；——汽车开始制动到完全停止时所行驶的距离，m；——为防止汽车万一驶近障碍物不能停住而在视距计算中考虑的安全距离，取汽车全长，即=9.6m；——汽车运行速度，km/h；——司机观察反应时间，一般在1.5~2s，取t=2s；——计算粘着系数，=（0.5~0.6），取=0.6，，取=0.75；——滚动阻力系数，取=0.030；——道路纵坡，上坡为正值，下坡为负值，为i=8％。代入数据，得：上坡时停车视距为：m>20m；下坡时停车视距为：m>20m；由于计算的停车视距均大于20m，所以应取为23m[3]2.4.3会车视距会车视距为： (2-6)代入数据，得：=46m>40m由于计算的会车视距大于40m，所以应取为46m[3]2.4.4道路通过能力道路通行能力与行车线数量、路面质量与状况、汽车运行速度以及安全行车间距有关。 (2-7)式中：——道路通过能力，辆/h；——汽车运行速度，km/h；K1——与挖掘机数量有关的运行不均衡系数，取K1=0.75；——考虑会车、交叉口及制动等因素的安全系数，一般=0.34～0.38，取=0.35；——停车视距，m。代入数据，得：=199.7≈200辆/h。2.4.5道路宽度计算设计公路为矿山三级公路，所以，查表1-3-26[1]得，公路宽度13.5m。又因道路宽度与车宽、车与车之间的安全间距以及距路面边缘的距离有关，选用双车道运输，根据公式：(2-8)式中：B——双车道路面宽度，m；b——汽车两后轮外缘的距离（汽车总宽），m；y——汽车后轮外缘至路面边缘的距离，m，取1m；x——两车之间的安全距离，m，=0.73m。代入数据，得：<13.5m，取13.5m综上所述，设计公路宽度为13.5m。2.5矿山运输能力塔东铁矿年运量为1500万吨。第3章露天开采境界的确定3.1确定露天开采境界的原则露天开采境界确定的原则有以下几点：(1).圈定的露天开采境界要保证露天采场内采出的矿石有盈利，即采用的境界剥采比不大于经济合理剥采比；(2).要充分利用资源，尽可能把较多的矿石圈定在露天开采境界内，发挥露天开采的优越性；(3).所圈定的露天采矿场的帮坡应等于露天边坡稳定所允许的角度，以保证露天采矿场的安全生产；(4).用经济合理剥采比圈定的露天开采范围很大，服务年限太长时，应按矿山一般服务年限确定初期露天开采的深度；(5).下列情况可适当扩大露天开采境界：按境界剥采比不大于经济合理剥采比圈定露天开采境界后，境界外余下的工业矿量不多，经济上不宜再用地下开采；矿石和围岩稳固性差，水文地质条件复杂，水量大，矿石和围岩有自燃危险等，在安全上和技术上不适合于地下开采；(6).下列情况可适当缩小露天开采境界开采境界边缘附近有重要建筑物、构筑物、河流和铁路干线等需要保护或难于迁移至露天采场影响范围之外；(7).当矿体极不规则，沿倾向厚度变化大，矿体上部覆盖层较厚或地形复杂(如境界内有孤立山头等)时，用境界剥采比不大于经济合理剥采比初步确定境界后，再用平均剥采比进行校核；(8).如果基建剥离量大，初期生产剥采比大，则需进行综合技术经济比较，以确定用露天或地下开采；(9).对于特厚的剥采比很小的矿床，有时要根据勘探程度及服务年限确定露天开采境界，而不应该按境界剥采比确定开采境界。如硅石、白云石、石灰石及特厚巨大的铁矿床，主要是根据服务年限和勘探程度确定合理的开采深度3.2影响露天开采境界的主要因素影响露天开采境界的主要因素有：(1).自然因素。包括矿床埋藏情况、矿岩性质、地形、工程地质和水文地质以及矿石品位；(2).技术组织因素。包括技术水平、装备水平及道路情况；(3).经济因素。包括基建投资、基建时间和达产时间、矿石的开采成本和销售价格，开采过程中矿石的贫化和损失，以及国民经济发展需要等。3.3露天开采境界确定的主要程序及主要参数的确定3.3.1开采深度的确定在地质剖面图上，按境界剥采比不大于经济合理剥采比(即)的原则确定合理开采深度，其步骤为：(1).在各横剖面图上初步确定露天开采深度1).根据矿岩硬度系数f=9～11，初选最终边坡角为45°[2]；2).在各横剖面图上作出若干个深度的开采境界方案；3).针对各个方案，用面积法计算其境界剥采比；4).将各方案的境界剥采比与开采深度H绘成关系曲线，再画出代表经济合理剥采比的水平线，两线交点的横坐标H，就是所要求的开采深度，见图3-1。图3-1开采深度确定(2).在地质纵剖面图上调整露天矿底部标高在各个地质横剖面图上初步确定了开采深度后，由于各剖面的矿体厚度和地形变化不等，所得开采深度不一。将各剖面图上的深度投影到地质纵剖面图上，连接各点，得出一条不规则的折线。然后按照使少采出的矿石量与多采出的矿石量基本平衡，并且让剥采比尽可能小的原则把地平面调整到同一标高。经过比较各个勘探线剖面图的矿体分布数据，按照设计任务书，确定开采最低标高为460m，根据地形地质图，确定最大开采深度为290m3.3.2最小底宽露天矿最小底宽：采用回返式调车时，最小底宽为 (3-1)式中：——汽车最小转弯半径，m；——汽车宽度，m；——汽车距边坡的安全距离，m。代入数据，得：<30m,取30m。3.3.3储量计算及服务年限的确定(1).根据最小底宽和选取的最终边坡角计算所圈定的矿石储量，储量计算公式为： (3-2)式中：——矿石体积，m3；——矿岩容重，t/m3。(2).采用垂直断面法计算储量1).计算原则为[1]：①当两相邻对应断面面积之差与大面积之比小于40%时，即时，采用梯形公式计算体积： (3-3)②当两相邻对应断面面积之差与大面积之比大于40%时，即时，采用截锥体积： (3-4)③当一个断面向一端作楔形时，采用楔形公式计算体积： (3-5)④当一个断面向一端作点时，采用锥形公式计算体积： (3-6)以上各式中：－矿体体积；S1－面积大者的面积；S2－面积小者的面积；Ｌ－勘探线之间的距离；从地形地质图中量得L=100m。2).各勘探线间分段体积及矿量计算上边界—7：则=860199m3；7－5：因，则=2598496.8m3；5－3：因，则=2524020.0m33－1：因，则2316649.5m31－0：因，则=1983568.8m30－2：因，则665799.52－下边界：则=233332.7m=11182066m=35782611t。各勘探线范围矿石体积及矿石重量见表3-1。表3-1各勘探线范围矿石体积及矿石重量勘探线范围体积/m3矿量/t上边界—786019927526377－52598496.883151905－32524020.080768643－12316649.574132781－01983568.863474200－2665799.521305582－下边界233332.7746664.6合计1118206635782611该矿山生产能力为250万t/a，故服务年限N=357826112500000=14.31年，最终确定服务年限为15年。3.3.4露天矿台阶要素与最终边坡角验算台阶高度设计为15m，选择的汽车车宽4.85m，清扫平台宽度为10m，每隔两个安全平台设置一个清扫平台，安全平台宽为5m，查表1-2-38采矿场内运输平台宽度表[1]，选取运输平台宽为19.5m；出入沟坡度为8%；查表5-7台阶坡面角参考资料[3]，选取台阶坡面角取为露天矿最终边坡角按下式进行验算： (3-7)式中：——最终边坡角，度；——台阶数目；——台阶高度，m；——台阶坡面角，度；——安全平台的宽度，m；——清扫平台的宽度，m。代入数据，得：=1.35，即因=53.48°>48°，即选取的最终边坡角48°是合理的。3.3.5绘制露天矿底部周界依据任务书的要求，以勘探线的剖面图为基础确定底部周界和上部境界的范围。将调整后各地质断面图上露天矿底部宽度投影到平面图上，连接所有点成闭合曲线，并按满足采掘运输条件进行修整，即为露天矿底部周界；3.3.6绘制露天矿开采终了平面图根据设计所确定的出入沟方位(依据图纸情况指定)、参数(包括联络平台参数)、运输设备规格，进行开拓坑道定线。本矿山属于凹陷露天矿，由于矿山外部公路未知，所以，出入沟方位在图中任选以合理位置进入采矿场，选用直进折返式开拓坑线布置到达各开采水平，采剥作业是从采场的最高水平开始进行，逐层向下。随着开采水平下降，矿岩运输距离逐渐增加，汽车运输效率相应降低，运输费用随之增加，所以管理者应在这方面加强管理，提高效率。底部标高为460m，最高一个台阶标高为760m。从底部周界开始，开采深度300m，按设计的边坡组成要素，在1#图纸上绘制具有各水平台阶坡底线的开采终了平面图(见附图3.3.7计算平均剥采比根据圈定的岩石量和矿石量，岩石量如下表3-2所示：表3-2各勘探线范围矿石体积及矿石重量勘探线范围体积/m3岩石量/t上边界—74473035143137117－511173536357553165－39591276306920833－19498263303944411－07140848228507130－23528737112919602－下边界746664.62389327合计46152360147687550.9所以，平均剥采比为：=4615236011182066=4.127m3/m3，=5m3/m第4章穿孔爆破4.1穿孔工作4.1.1穿孔设备选择本矿山的年产量是250万t,，属于大型型露天矿，矿山采用KY-250A型牙轮钻机[2]，该牙轮钻机的特征参数见表4-1。表4-1KY-250A牙轮钻机技术特征参数[2]钻孔直径(mm)220~250机重(t)93孔向(°)90钻具速度(r/min)0~88爬坡能力(°)12最大轴压（kN）346孔深(m)17总功率(kW)635钻杆直径(mm)194:；219适用岩种f=6~204.1.2穿孔设备数量计算(1).该钻机的台班生产能力按以下公式计算： (4-1)式中：A——钻机台班生产能力,m/台·班；——钻机的机械钻进速度，cm/min；；Tb——班工作时间，h；——工作时间利用系数，0.4~0.5，取0.5。代入数据，得：m/台·班(2).钻机工作台数 (4-2)式中：N——钻机工作台数；台；K1——成孔率，一般为0.9～0.95，取0.9；K2——产量不均衡系数，一般为1.10～1.15，取1.15；Q——矿山每年需要钻孔爆破的矿岩总量；1500万t/a；A——钻机实际台班生产能力，m/台.班；B——每米钻孔爆破量，t/m，内比取120t/m；n——每天工作班数；3班；m——钻机年工作天数；取310天；代入数据，得：台(2).钻机在册台数 (4-3)式中：N——钻机工作台数 K3——钻机作业率，潜孔钻机为0.45~0.65，取0.65。代入数据，得：台4.2爆破工作4.2.1爆破方法选择考虑对爆破质量、爆破安全和爆破经济上的要求，本矿山露天开采设计中选用逐孔起爆技术，可以有效地控制大块率和爆破地震效应，从而可以改善爆破效果。4.2.2爆破材料炸药：采用乳化炸药，其抗水性能强，爆炸威力高。起爆器材：采用高精度导爆管雷管。4.2.3钻孔形式和布孔方式钻孔形式：由于选用的是牙轮钻机，故可选用垂直孔。布孔方式：多排孔矩形布置。4.2.4爆破参数的确定[2](1)炮孔直径D根据钻孔设备取D=220mm；(2).倾斜孔抵抗线W①按底盘抵抗线W与台阶高度h的关系确定：W=(0.6~0.9)h (4-4)式中：W——底盘抵抗线，m；——台阶高度，m。代入数据，得：=9m②按钻孔直径D确定底盘抵抗线W[5]： (4-5)式中：K——与炮孔倾角、岩石硬度、作业条件有关的系数，一般取25~45，取32。代入数据，得：W=32×0.22=7.04m，取7m③根据钻孔装药条件计算W：(4-6)式中：e——钻孔填塞系数，p——超钻系数，一般取0.15~0.35，取0.20；m——钻孔邻近系数，m=0.8~1.4，取1；q——单位炸药消耗量[1]，kg/m3，取0.5kg/m3；——每米炮孔装药量，kg/m，25kg/m。=7.01m，取7m按以上三种条件计算结果，取最小值W=7m④按作业安全条件验算： = (4-7)式中：c——钻孔中心至台阶坡顶线的安全距离，一般；7m>6.8m，显然满足安全要求，所以选取底盘抵抗线7m(2).孔距、排距和临近系数m排距b=W=7第一排孔孔距： (4-8)后排孔孔距: (4-9)式中：——前排炮孔的间距，m；——后排炮孔的间距，m；——前排炮孔邻近系数，取=0.9；——后排炮孔邻近系数，取=1.16。代入数据，得：mm(3).钻孔超深′： ′=(0.13~0.35)W (4-10)代入数据，得：m(4).充填长度 (4-11)式中：——充填系数，垂直孔=0.7～0.8，取0.8。代入数据，得：m(5).炸药单位消耗量和每孔装药量根据矿岩的坚固性系数=9~11，选取炸药的单耗=0.5kg/m。每孔装药量的确定：前排孔： (4-12)后排孔： (4-13)式中：t——后排孔药量增加系数，t=1.1～1.2。代入数据，得：kgkg(6).装药量验算 (4-14)式中：——装药量验算值，kg； ——装药密度，kg/dm3，乳化炸药取1.1kg/m3； L1——装药长度，m。代入数据，得：kg大于，也大于，所以满足装药要求，无需修改参数。4.2.5装药、填塞、起爆方法装药结构图，如图4-1。图4-1装药结构图装药：采用炸药混装车耦合连续装药；填塞：人工就地取材填塞(钻孔时排出的岩粉)；起爆方法：导爆管起爆法。采用的是逐孔起爆技术。4.2.6爆破网路设计孔内装两发雷管，延期时间为400ms。孔间延期时间为17ms和25ms，排间延期时间为42ms和65ms。起爆方式采用“V”形起爆，相邻分段被爆岩体相互产生挤压破碎较充分，爆破效果很好，爆堆也较集中。“V”形起爆方案首先使中间一排掏槽孔起爆，形成一条沟状自有面，然后再起爆两侧各排钻孔。“V”形起爆方案，减小了爆破岩体时的夹制作用，提高了破岩效率。爆破网路图见4-2。图4-2爆破网路图在露天矿山生产中，(台阶)深孔爆破后，一般会产生一些块度超过规定尺寸的矿岩块。对这些不合要求的矿岩块，一般还要采用浅眼爆破、裸露药包爆破或液压锤进行二次破碎。4.2.7一次爆破量的确定根据露天爆破对爆破矿岩数量的要求：为保证