铀矿床开拓方案设计矿物资源工程专业毕业设计毕业论

文档可自由编辑打印66/89文档可自由编辑打印文档可自由编辑打印毕业设计题目：某铀矿床开拓方案设计学院名称：核资源与核燃料工程学院学生姓名：学号：专业班级：矿物资源工程指导教师：职称：2011年5月25日毕业设计任务书题目：某铀矿床开拓方案设计学院名称：核资源与核燃料工程学院学生姓名：学号：专业班级：矿物资源工程指导教师：职称：2010毕业设计任务书一、毕业设计的目的综合运用所学的基础与专业知识，在老师指导下独立地、较系统地完成某铀矿床开拓方案设计，并重点对开拓方法进行详细的设计，巩固所学的各科知识，提高综合运用所学理论知识和专业技能的能力；学会分析解决开采设计中的实际问题，并熟悉其设计的一般程序、方法，增强独立思考的能力，为以后走上工作岗位奠定良好的基础。二、设计原始资料（1）某铀矿床地质报告及有关基础资料；（2）设计范围：见地质报告之开采范围及开采技术条件；（3）设计生产能力：铀金属42t/a。三、毕业设计主要内容1、矿山概况；2、开拓设计；（专题）3、提升系统设计；4、采矿方法设计；5、通风系统设计；6、矿山三废处理。四、设计设计的研究重点及难点重点：开拓方案选择与设计。难点：开拓方案选择与设计。五、毕业设计要求=1\*GB3①图纸要求：大图不少于4张（0号或1号图纸），应包括：矿山地质图；开拓方案图；采矿方法图等。=2\*GB3②根据设计规范，撰写毕业设计说明书，字数为15000字以上。=3\*GB3③要求查阅相关文献20篇以上。六、毕业设计时间及进度安排本设计总时间为17周，分三阶段进行，具体安排如下：第一阶段：第1—2周：毕业实习，现场资料收集和整理；第3—4周：查找文献，外文翻译，文献综述；第5周：拟定设计方案，开题；第二阶段：第6—7周：矿床地质、概括；第8—10周：中段开拓设计（专题）；第11周：运输提升和三废治理；第12周：通风系统设计；第13—14周：采矿方法设计；第15—16周：毕业设计修改与整理；第三阶段：第15周：预答辩；第17周:毕业答辩，成绩评定。七、主要参考资料1.矿山地质报告，资源储量核实报告等实习现场收集的基础资料；2.1987年建筑工业出版社出版的《采矿设计手册》及相关参考书；3.矿山现行有关法规、文件，如：中华人民共和国《安全生产法》、《矿山安全法》和《中华人民共和国矿山安全法实施条例》，(GBl6423～2006)《金属非金属矿山安全规程》，(GB6722～2003)《爆破安全规程》等；4.图书馆、期刊网检索相关资料。指导老师：2010年1毕业设计开题报告题目：某铀矿床开拓方案设计学院名称：核资源与核燃料工程学院学生姓名：学号：专业班级：矿物资源工程指导教师：职称：2010年1月11日设计题目某铀矿床开拓方案设计设计题目来源自拟设计题目工程设计类起止时间2010.10.25—2011.5.25设计依据及研究意义：综合运用所学的基础与专业知识，在老师指导下独立地、较系统地完成某铀矿床开拓方案设计，并重点对开拓方案进行详细的设计，巩固所学的各科知识，提高综合运用所学理论知识和专业技能的能力；学会分析解决开采设计中的实际问题，并熟悉其设计的一般程序、方法，增强独立思考的能力，为以后走上工作岗位奠定良好的基础。二、设计主要研究的内容、预期目标：（技术方案、路线）毕业设计主要内容有：1、矿山地质部分。通过矿床地质资料，为后续开拓方案选择及采矿方法的选择提供基础资料；2、开拓设计部分。选出5种比较可行的开拓方案，通过对开拓方案的初步比较，选出两种在技术上可行经济上较合理的方案，最后通过详细的技术经济比较确定合理的开拓方案，并对所选开拓方案进行详尽的设计；3、提升运输系统设计。对矿山运输任务进行大致的估算，在此基础上选择合理的运输方式及运输设备；4、采矿方法设计。结合矿床开采技术条件，初选两种比较可行的采矿方法，通过对采矿方法的分析与比较，确定适合的采矿方法，并对该方法的采准、切割、回采等工作进行了描述或计算；5、通风系统设计。在清晰了解矿山开拓系统及采矿方法后，通过计算井下需风量及矿井通风阻力，选择合适的通风设备；6、矿山三废处理。对矿山生产过程中产生的废气、废水、废渣进行治理；7、矿山安全与工业卫生。按照一般流程，对矿山安全与工业卫生设计。预期目标：（技术方案、路线）本设计是对某铀矿山92m中段水平标高以上的矿体进行开拓系统设计。首先通过指导老师提供的地质资料，弄清矿区地质及地形条件、矿床地质及矿体赋存条件、矿床开采技术条件，然后在此基础上提出经济上合理、技术上可行的开拓方案，之后进行对比分析选择最合理的开拓方案，最后对所选开拓方案进行详细的设计，完成毕业设计任务书中的各项要求，实现矿山年产42t铀金属生产能力的要求。三、设计的研究重点及难点：本设计的重点为开拓方案的比较选择与设计，由于要确定的因素比较多，因而需要综合考虑。设计难点是设计过程中开拓系统的比较，这些都要通过经济、技术等全面的论证才能最终确定。四、设计研究方法及步骤（进度安排）：本设计总时间为17周，分三阶段进行，具体安排如下：第一阶段：第1—2周：毕业实习，现场资料收集和整理；第3—4周：查找文献，外文翻译，文献综述；第5周：拟定设计方案，开题；第二阶段：第6—7周：矿床地质、概括；第8—10周：中段开拓设计（专题）；第11周：运输提升和三废治理；第12周：通风系统设计；第13—14周：采矿方法设计；第15—16周：毕业设计修改与整理；第三阶段：第15周：预答辩；第17周:毕业答辩，成绩评定。五、进行设计（论文）所需条件：1.外出进行设计有关资料的收集工作2.矿山开拓系统知识的全面掌握和熟练运用3.指导老师的批评指正意见4.有关设计软件熟练的操作5.必备的硬件如电脑 六、指导教师意见：签名：年月日摘要毕业设计是根据某铀矿床的矿床赋存特征而进行的，内容涉及地质、矿床开拓、运输提升、采矿方法、矿井通风、三废处理等。其中，重点对矿床开拓进行了详细设计，通过多方案的技术经济比较，最后选择技术上可行、经济上合理的明竖井开拓方案。采矿方法为上向水平分层干式充填采矿法；通风系统为侧翼对角压入式通风；矿井运输为有轨分散运输，提升方式为单罐笼提升。关键词：铀矿床；竖井开拓；上向水平分层干式充填采矿法；侧翼对角压入式通风AbstractGraduationdesignisbasedontheoccurrencecharacteristicsofauraniumoreandundertake,Contentinvolvesgeology,oreexploitation,transportationascension,miningmethods,mineventilation,wastetreatment,andsoon.Amongthem,Focusondevelopingadetaileddesignofdeposit,Throughthetechnicalandeconomiccomparisonofseveralschemes,finallychoosetechnicallyfeasible,economicallyrationalMingshaftpioneeringscheme.Miningmethodsforupwardhorizontalstratifieddryandback-fillingmethod;Ventilationsystemforthewingonthecornerwithforcedventilation;Minetransportationasscatteredtransport,waystoupgradestorieforsinglecageascension.Keywords:Uraniumdeposit；shaftexploration；upwardhorizontalstratifieddryandback-fillingmethod；thewingonthecornerwithforcedventilation 目录摘要 iAbstract iii1矿区地质 11.1区域地质 11.2矿床地质 11.3地质勘探与储量 21.4水文地质 31.5开采范围及开采技术条件 31.6矿山工作制度与生产规模 31.6.1矿山工作制度 31.6.2生产规模 32矿床开拓 52.1年产量校核 52.2矿山服务年限 62.2.1矿山计算服务年限 62.3矿床开拓的基本问题 62.4阶段高度确定 62.5工业场地的选择 72.5.1工业场地选择原则 72.5.2工业场地确定 72.5.3工业场地布置 72.6开拓方案选择 82.6.1选择开拓方案的基本要求 82.6.2影响矿床开拓方案选择的因素 82.6.3开拓方案初选 82.6.4开拓方案初步分析比较 112.6.5开拓方案具体描述 122.6.6开拓方案技术经济比较 132.6.7开拓方案确定 162.7矿床开采顺序 162.7.1阶段开采顺序 162.7.2阶段中矿块开采顺序 162.7.3相邻矿体开采顺序 162.8下盘明竖井做主副井开拓方案 162.8.1242m阶段开拓 162.8.2192m阶段 182.8.3142m阶段 192.8.492m阶段 212.9开拓巷道的位置、断面形状与规格 222.9.1主要开拓巷道布置应考虑的因素 222.9.2主井 232.9.3副井 232.9.4风井 232.9.5井底车场 232.9.6阶段运输巷道 242.9.7穿脉巷道 262.9.8石门 262.9.9回风平巷 262.9.10各硐室布置 273矿山运输与提升 293.1运输设计的原始条件与数据 293.2矿山运输 293.2.1矿山运输水平 293.2.2地下运输方式选择 293.2.3主要运输设备选择 293.2.4辅助运输设备选择 303.2.5运输系统 313.3矿山提升 313.3.1主井设备选则 313.3.2副井设备选择 354采矿方法 374.1开采技术条件 374.2选择采矿方法的原则 374.3采矿方法初选及描述 374.4采矿方法比较 384.4.1浅孔留矿法主要优缺点 384.4.2上向水平分层干式充填采矿法优缺点 384.4.3采矿方法详细比较 394.5采矿方法的确定 394.6矿块构成要素 394.6.1矿块布置方式 394.6.2矿房长度 394.6.3阶段高度 394.6.4矿房的水平暴露面积 404.6.5矿柱尺寸 404.6.6采矿方法的结构参数 404.7采准工作 414.7.1沿脉平巷 414.7.2天井 414.7.3放矿溜井 414.7.4联络道 414.8切割工作 424.9采准切割工程量 424.10矿块中采准切割工程施工顺序 424.11回采工作 424.11.1分层高度 434.11.2凿岩爆破工作 434.11.3矿石运搬 444.11.4混凝土浇灌工作 444.11.5充填工作 454.12采场地压管理 454.13矿块通风 454.13.1通风系统 454.13.2通风方式 464.13.3通风时间 464.14回采工作组织 464.14.1回采工作组织的人员、设备安排 464.14.2一个回采作业循环时间和崩矿量 474.15矿房回采时间 474.16采矿方法技术经济汇编 475矿井通风 495.1矿井通风系统的基本要求 495.2矿井通风系统宏观构建方案的拟定 495.3矿井进风井与回风井的布置 495.3.1风井布置方式 495.3.2侧翼对角式布置的优点 505.3.3通风线路 505.4矿井通风方式及主扇安装地点的选择 505.4.1通风方式的确定 505.4.2压入式通风的优点 505.4.3主扇安装地点的选择 505.5矿井总风量计算 505.5.1回采工作面需风量计算 505.5.2掘进工作面需风量 525.5.3硐室风量计算 525.5.4总需风量计算 525.6风量分配 535.7风量调节 545.8通风阻力计算 545.9风机的选择 556三废处理 576.1废气及治理 576.2废水及治理 576.3固体废物及处理 577矿山安全避险系统 597.1矿山安全避险规定 597.2矿山安全避险“六大系统” 597.2.1监测监控系统 597.2.2井下人员定位系统 597.2.3紧急避险系统 607.2.4压风自救系统 607.2.5供水施救系统 607.2.6井下通信联络系统 607.3矿山紧急避险系统使用管理与安全监督 60参考文献 63致谢 65

1矿区地质1.1区域地质510矿区位于秦岭—昆仑褶皱系秦岭褶皱带白龙江复背斜太阳顶—白依沟背斜北翼。背斜轴部出露地层以志留系底部火山碎屑岩为主，向上依次出露粗粒碎屑岩组，正常沉积硅岩和各种板岩。矿区志留系总厚度8419.06m。2矿段位于志留系统中第四段，相当于白依沟剖面第三含矿带。由一套浅变质岩组成，岩性以板岩为主，次为硅质岩和灰岩，总厚度为751m。矿化岩石主要是富含炭质和黄铁矿的硅质岩（），而灰岩和板岩中的矿化极不稳定。2矿段主要有断层F1、F2和F4。F1断层对本矿段内的主要矿体无破坏，但是对矿床开采有一定的影响，其余断层没有大的影响。F1断层为正断层，近东西向延伸，倾向359o，倾角82o53′，总长千余米，断距11m～20m，最大断距85m。矿区岩浆活动微弱，仅见零星酸性与基性火成岩体呈岩株或岩脉产出。1.2矿床地质志留系统中第四段（）主要为板岩，其中夹硅质岩和石灰岩透镜体。在2矿段范围内，透镜体出现尖灭现象。2矿段铀矿体主要赋存在硅质岩中。硅质岩：浅灰至灰黑色中厚层状至块状硅质岩，含炭硅岩，碎屑硅质岩，含炭、含黄铁矿硅质岩。夹灰黑色变质砂岩、含生物碎屑含炭岩、深灰色硅化灰岩、含黄铁矿绢云母板岩、含炭硅质板岩、深灰色微粒白云岩。局部节理发育，含较多的石英脉、少量方解石脉和黄铁矿结核。本层沿走向厚度变化大，最大厚度90m，最小厚度13.5m，一般厚度72m左右，是矿段主要含矿层，矿体多集中在中上部，该层顶界往下40m范围内矿体多，品位富，向下则矿体少，品位低。硅质岩：灰至黑色、浅黄色中厚层状含炭硅质岩。上部夹深灰色微粒至中粒状白云岩、浅会色硅化碎屑白云岩、含水铝石英硅质岩、深灰色硅化会岩、灰黑色含炭硅质绢云母板岩；下部夹褐黄色、灰黑色中厚层状方解石化含炭硅质岩。节理发育，含石英和方解石脉。最大厚度46m，最小厚度16m，一般厚度26m左右，是2矿段主要含矿层，矿体均位于该层中部，尤其在F1断层破碎带附近的矿体厚度大，品位高。2矿段内发现工业矿体19个，其中地表探槽揭露4个，有坑道钻孔揭露的隐伏矿体15个。较大的矿体集中分布在127勘探线至190勘探线附近，含矿岩性大多比较复杂。所有矿体均为小透镜体，长轴多沿倾斜方向延长，矿体沿走向延长5.5m～107m，一般小于50m；沿倾斜延伸20m～190m，一般40m。品位一般在0.09～0.148%，矿化极不均匀。矿体与围岩无明显界线，矿化岩石常有脱炭、褐铁矿化、破碎、疏松等现象，在矿体附近往往有溶洞出现。矿床氧化带十分发育，深度一般从地表向下垂深80m～150m，以大量的褐铁矿化、岩石疏松多孔、及各种次生矿物如水铝英石、兰铜矿、孔雀石等大量出现为特征。在裂隙溶洞附近氧化作用极强烈，氧化深度也随裂隙加深。含矿岩石主要为含炭硅岩、钙质硅岩、角砾岩，少量硅化灰岩。岩石主要成分为石英，次为方解石、白云石、炭质（有机质）、黄铁矿等。具微粒结构、粒状变晶结构、镶嵌结构、砂状结构，块撞、层状、角砾状、破碎条带状构造。矿石中原生金属矿物有黄铁矿、赤铁矿、斑铜矿、辉铜矿、闪锌矿、辉锑矿，次生矿物有针镍矿、褐锰矿及大量铜、铁的次生矿物，并含有白云母、石膏、重晶石、玉髓、萤石、水铝英石等各种矿物。2矿段绝大部分为氧化矿，矿石中未见沥青铀矿。铀矿物主要是铀的次生矿物如钒钙铀矿、铜铀云母、钙铀云母等；含铀次生矿物有含铀水铝英石、含铀高岭石、含铀针铁矿等。少量铀以分散吸附状态存在。铀矿物多充填于矿石裂隙和孔洞中，或附着在矿物颗粒、裂隙表面呈薄膜状，具淡绿、碧绿、黄绿等各种鲜艳的色彩。矿体中含镍、钒、锌、铜、钼等拌生元素，已达综合利用指标。其中对镍、钒、锌、铜进行了储量估算。矿石体重1.94t/m3，松散系数1.66，含水率3%～37%，矿石f系数为8，围岩f系数为10，矿体自然安息角55o。1.3地质勘探与储量本区矿体均为小透镜体，形态复杂，品位、厚度变化大。勘探时用槽探与钻探工程联合控制，浅部以探槽和坑道工程对矿体进行圈定，深部用钻探工程控制矿体延伸及品位、厚度的变化。勘探线间距为50m，钻孔倾斜控制垂深40m～80m，地表探槽间距25m，坑道阶段间距40m，各阶段内穿脉间距在主矿体附近25m，其余穿脉间距50m。2矿段C+D级地质储量合计：矿石量199532t，平均品位0.109%，金属量217.4899t。1.4水文地质矿区属于中高山区,气候多雨潮湿、雨季时间长、暴雨多、地表溪流变化受大气降水控制。矿区岩石的含水性可分为三个类型:第四纪裂隙潜水；花岗岩裂隙潜水；碎裂花岗岩裂隙潜水。影响矿床充水的主要因素是大气降水,矿区充水强度小,对地下开采影响不大。本矿段水文地质条件简单,对本矿段开采影响较小。1.5开采范围及开采技术条件根据已探明的地质储量，设计开采范围为125～146号勘探线之间，开采标高为92m～267m，垂直高度175m。矿床为中单铀矿床，主要由多个不连续的透镜状矿体组成，主矿体Ⅰ、Ⅱ、Ⅲ号矿体占总储量的90%左右。Ⅰ号矿体走向NE10o，倾向SW100o，倾角75o，沿走向延长75m，沿倾向延伸68m，矿体平均厚度4.3m；Ⅱ号矿体走向NE15o，倾向SW105o，倾角80o，沿走向延伸150m，矿体平均厚度5.73m；Ⅲ号矿体：走向NE10o，倾向SW100o，倾角86o。沿走向延长100m，沿倾斜延伸110m，平均厚度0.83m。主要技术条件：围岩f=10；矿石f=8；松散系数1.66；矿石体重1.94t/m3；矿石平均品位0.109%；自然安息角55o；矿体属于急倾斜矿体；水文地质条件简单，对采矿影响较小。1.6矿山工作制度与生产规模1.6.1矿山工作制度年工作日270天，井下每天4班，每班6小时；井上每日工作3个班，每班8个小时。1.6.2生产规模年产铀金属42t，折合矿石量3.85万t。2矿床开拓2.1年产量校核（1）按合理开采顺序同时回采矿快数验证矿石年产量（2—1）式中—矿山的生产能力，（吨/年）；—同时回采的阶段数，取1；—阶段上允许同时回采的矿块数，取3；—回采矿块的生产能力，取1.5万吨/年；—备用系数，取0.9；—副产矿石率，取0.1。代入数据，得：万吨/年>3.85万吨/年。故满足要求。（2）按矿床开采年下降深度确定验证矿山年产量.（2—2）式中V－回采工作年下降深度，m/a，取40m；S－矿体开采面积，m2，取700m2γ－矿石体重，t/m3，取1.94t/m3；a－矿石的回收率，取95%；－矿石的贫化率，取10%；E－地质影响系数，取0.9。K1，K2系倾角和厚度修正系数，分别取0.9和1.0。代入公式计算得A=4.64万吨/年>3.85万吨/年，满足要求。2.2矿山服务年限2.2.1矿山计算服务年限a（2—3）式中T—矿山计算服务年限；Q—矿床工业储量t；K—工业矿石总回采率90%；p—废石混入率5%；A—矿山企业年产量t/a。2.3矿床开拓的基本问题井田开拓是指在井田范围内，为了采矿从地面向地下开拓一系列巷道进入矿层，从而建立矿井提升、运输、通风、排水和动力供应等生产系统。这些用于开拓的井下巷道的形式、数量、位置及其相互联系和配合称为开拓方式。矿床开拓设计是研究确定由矿井地面进入矿体通达地下开采区的主要井巷布置和开掘工程。它要保证矿井生产时开采、掘进、运输、提升、通风安全、排水和动力供应等各系统能正常高效的运行。合理的开拓方式，需要对技术可行的几种开拓方案进行技术经济比较，才能确定。矿床开拓主要研究如何布置开拓巷道等问题，具体有下列几个问题需认真研究：（1）确定井筒的形式、数目和配置，合理选择井筒及工业场地的位置；（2）合理确定开采水平的数目和位置；（3）布置大巷及井底车场；（4）确定矿井开采顺序，做好开采水平的接替；（5）进行矿井开拓延深、深部开拓及技术改造；（5）合理确定矿井通风、运输及供电系统。2.4阶段高度确定阶段高度确定直接关系到矿山开拓方式和开采工艺效益，阶段可采矿量与阶段高度成正比，阶段高度的增加可以改善矿床回采的总回收指标，并可降低开拓、采准和回采矿柱的超额费用所摊到每吨矿石上的数额，并可使阶段回采时间增长，为新阶段的建立赢得了时间，但阶段高度太高也会使采矿技术发生困难，会使天井掘进、提升、排水等费用相应增大，故确定阶段高度最核心的内容是矿山企业的经济效益。据我国矿山统计实际资料，开采倾斜到极倾斜矿床时，阶段高度常采用40～60m，本设计考虑到矿区开拓系统和采矿技术条件，阶段高度确定为50m。阶段标高分别为242m（一阶段），192m（二阶段），142m（三阶段）和92m（四阶段）。2.5工业场地的选择2.5.1工业场地选择原则（1）工业场地应尽量位于储量中心，使井下有合理的布局避免单翼开采，节省运输及通风费用；（2）占地尽量要少且交通方便；（3）工业场地的标高要高于矿区历年最高洪水位；（4）主副井筒布置在地质条件较好的区域，确保井筒及井底车场的围岩稳定；（5）综合考虑矿井的前期及后期生产，在保证总体工程量小的前提条件下，尽量减少初期投资。2.5.2工业场地确定根据以上原则，结合本矿实际情况，工业广场布置在地形地质图的北侧（祥见地质地形图上所圈定的位置）。此处的地势比较平坦，有利于布置工业场地；能缩短矿井投产工期，并且地质资料详细，离储量中心比较近，整个矿井的运输费用较少，无村庄干扰；另外此处地面标高高于历年的最高洪水位；主要的开拓巷道均位于移动带以外，围岩稳定。因此此处是最佳位置。2.5.3工业场地布置工业场地需布置检查站、矿仓、废石场、破碎站、堆浸场、控制室、水池等。矿石通过轨道运输到检查站，然后对矿石进行大致的平均品位测定，如不满足最低工业品位（0.05%），矿石将直接运至废石场地，如矿石满足最低工业品位，则运至矿仓，然后到破碎站进行破碎，最后运至堆浸场进行浸出。工业场地的具体布置详见地质地形图北侧。2.6开拓方案选择2.6.1选择开拓方案的基本要求（1）确保工作安全，创造良好的地面与地下劳动卫生条件，具有良好的提升、运输、通风、排水等功能；（2）技术上可靠，并有足够的生产能力，以保证矿山企业均衡地生产；（3）基建工程量最少，尽量减少基本建设投资和生产经营费用；（4）确保在规定时间内投产，在生产期间能及时准备出新水平；（5）不留和少留保安矿柱，以减少矿石损失；（6）与开拓方案密切关联的地面总布置，应不占或少占农田。2.6.2影响矿床开拓方案选择的因素（1）地形地质条件、矿体赋存条件，如矿体的厚度、偏角、走向长度和埋藏深度等；（2）地质构造破坏，如断层、破裂带等；（3）矿石和围岩的物理力学性质，如坚固性、稳固性等；（4）矿区水文地质条件，如地表水（河流、湖泊等），地下水、溶洞的分布情况；（5）地表地形条件，如地面运输条件、地面工业场地布置、地面岩体崩落和移动范围，外部交通条件、农田分布情况等；（6）矿石工业储量、矿石工业价值、矿床勘探程度及远景储量等；（7）选用的采矿方法；（8）水、电供应条件；（9）原有井巷工程存在状态；（10）选场和尾矿库可能建设的地点。2.6.3开拓方案初选本矿床比较可行的开拓方案见表2.1，各方案的优缺点见表2.2。表2.1比较可行的开拓方案开拓方案大类开拓方案细分竖井开拓法明竖井开拓斜井开拓法下盘明斜井开拓联合开拓法平硐+盲竖井开拓平硐+盲斜井开拓明竖井+明副斜井开拓表2.2各方案的优缺点比较项目优点缺点方案一1.不需留保安矿柱；2.提升能力大，提升速度快，提升费用低；3.井筒平直，维护条件好；4.风井容易布置，通风较容易；5.出矿时不需要转运，直接到达地表。1.所需掘进的石门长，初期基建工程量大；2.基建时间长，投产慢；3.竖井的装备非常复杂。方案二1.不需留保安矿柱；2.初期投资小，运输距离短，基建时间短；3.施工设备简单、投产快、掘进延伸斜井比较容易；4.所需掘进的石门短。1.提升速度慢、提升能力小；2.维护费一般高于竖井；3.提升人员、设备较复杂，钢绳磨耗较竖井大；4.矿车组提升容易出轨，事故较竖井多；5.斜井中管道较竖井长，其排水阻力较竖井大。方案三1.不需留保安矿柱；2.盲竖井的提升能力大，提升速度快，提升费用低；3.井筒平直，维护条件好；4.平硐运输能力大；5.所需掘进的石门短。1.通风较困难；2.出矿时需要转运至平峒，增加出矿时的倒运环节；3.基建时间较长，投产慢；4.盲竖井的掘进非常困难；5.盲竖井的装备非常复杂。方案四1.不需留保安矿柱；2.初期投资小，运输距离短，基建时间短；3.所需掘进的石门短。1.提升速度慢、提升能力小；2.维护费一般高于竖井；3.提升人员、设备较复杂，钢绳磨耗较竖井大；4.矿车组提升容易出轨，事故较竖井多；5.盲斜井的掘进较明斜井困难；6.斜井中管道较竖井长，其排水阻力较竖井大。7.出矿时需要转运至平峒，增加出矿时的倒运环节；方案五1.不需留保安矿柱；2.明竖井提升能力大，提升速度快，提升费用低；3.明竖井井筒平直，维护条件好；4.出矿时不需要转运，直接到达地表。5.明斜井施工设备简单、投产快、掘进延伸斜井比较容易；1.提升人员、设备较复杂，钢绳磨耗较竖井大；6.基建时间较长，投产慢；7.竖井的装备非常复杂。由于工业场地的位置已经确定，如果采用方案二（平硐+盲竖井的联合开拓方案），平硐的长度<100m，所减少的各阶段运输巷道掘进工程量并不大，而盲竖井却比明竖井的费用明显增多，因此，采用此方案在经济上并不是很合理。同样，如果采用方案四（平硐+盲斜井联合开拓方案），也会使平硐的长度<100m，所减少的各阶段运输巷道掘进工程量并不大，而盲斜井却比明斜井的费用明显增多，因此，采用此方案在经济上同样不是很合理。如果采用方案三（明斜井开拓方案），由于矿体属于急倾斜矿体，采用明斜井提升矿石时将会导致运输矿石时出现反向运输，因此方案三并不是很合理。根据表2.2及矿体的赋存形式：倾角（75°～86°）>45°，矿体埋藏深度>200m，矿体位于当地侵蚀基准面以下，矿体分散属于透镜状。可选的开拓方案为下盘明竖井开拓方案及明竖井+明副斜井联合开拓方案。2.6.4开拓方案初步分析比较方案一：下盘明竖井开拓方案。根据矿山的地质资料，矿体赋存位置的地表坡度角非常大（45°左右），如果在下盘矿体走向中央布置竖井，则将矿石运至工业场地非常不便。而工业场地附近的地表比较平坦，且减少了地表的运距，则竖井应布置在工业场附近（同时应该保证竖井井筒位置位于矿体下盘岩石移动带以外一定安全距离）。但由此会增加石门的长度，从而增加基建费用。方案五：明竖井+明副斜井联合开拓方案。采用明斜井为副井后，其施工设备简单、投产快、掘进延伸斜井比较容易，相比用竖井作为副井的掘进费用可能变低。同时采用明斜井为副井所产生的石门长度相对采用竖井为副井的石门长度将变短，最终的基建费用较低，基建时间较短。两方案的优缺点见表2.3。表2.3各方案的优缺点比较项目优点缺点方案一1.不需留保安矿柱；2.提升能力大，提升速度快，提升费用低；3.井筒平直，维护条件好；4.风井容易布置，通风较容易；5.出矿时不需要转运，直接到达地表。1.所需掘进的石门长，初期基建工程量大；2.基建时间长，投产慢；3.竖井的装备非常复杂。方案五1.不需留保安矿柱；2.明竖井提升能力大，提升速度快，提升费用低；3.明竖井井筒平直，维护条件好；4.出矿时不需要转运，直接到达地表。5.明斜井施工设备简单、投产快、掘进延伸斜井比较容易；1.提升人员、设备较复杂，钢绳磨耗较竖井大；2.基建时间较长，投产慢；3.竖井的装备非常复杂。2.6.5开拓方案具体描述方案一：下盘明竖井开拓。主井井筒中心坐标：x=284751.00；y=386490.00，井口标高z=+286.00m，井筒净直径Φ4.0m，井底标高为+72m，井筒深214m(+286m～+72m)。副井井筒中心坐标：x=284770.00；y=386460.00，井口标高z=+286.00m，井筒净直径Φ4.0m，井底标高为+72m，井筒深214m(+286m～+72m)。回风井筒中心坐标：x=284200.00；y=386390.00，井口标高z=+487.00m，井筒净直径Φ2.4m。主井主要用于提升矿石，不做为进、回风井。副井主要用来上下人员、设备、材料，提升废石及兼做进风井。风井采用两翼对角式布置。具体方案见下图2.1。图2.1竖井开拓方案方案五：明竖井+明副斜井联合开拓方案。主井井筒中心坐标：x=284751.00；y=386490.00，井口标高z=+286.00m，井筒净直径Φ4.0m，井底标高为+72m，井筒深214m(+286m～+72m)。副井井筒中心坐标：1号斜井井筒中心坐标x=284770.00；y=386460.00，井口标高z=+286.00m，井底标高为+192m，井筒垂深94m(+286m～+192m)，斜长232.66m，倾角为22°。2号斜井井筒中心坐标x=284530.00；y=386510.00，井口标高z=+192.00m，井底标高为+142m，井筒垂深50m(+192m～+142m)，斜长123.75m，倾角为22°。3号斜井井筒中心坐标x=284664.00；y=386480.00，井口标高z=+142.00m，井底标高为+92m，井筒垂深50m(+142m～+92m)，斜长184.37m，倾角为21°。回风井筒中心坐标：x=284200.00；y=386390.00，井口标高z=+487.00m，井筒净直径Φ2.4m。主井主要用于提升矿石，同时兼做回风井。副井主要用来上下人员、设备、材料，提升废石及兼做进风井。风井采用中央对角式布置。具体方案见下图2.2。图2.2明竖井+明副斜井联合开拓方案2.6.6开拓方案技术经济比较技术经济比较详见表2.4、2.5及2.6。表2.4开拓工程量表项目单位方案一方案五主井井筒竖井井长m214214井筒净断面m212.5612.56井筒掘进断面m216.6116.61井筒体积m32687.842687.84井筒掘进体积m33554.543554.54副井井筒斜井井长m541净断面m26.58掘进断面m28.94掘进体积m34836.54竖井井长m214井筒净断面m212.56井筒掘进断面m216.61井筒体积m32687.84井筒掘进体积m33554.54井底车场长度m480444净断面m210.1610.16掘进断面m213.5613.56掘进体积m36508.86020.64石门长度m340235净断面m25.95.9掘进断面m28.868.86掘进体积m33012.42082.1阶段运输巷道长度m14601460净断面m28.748.74掘进断面m28.858.85掘进体积m31292112921穿脉巷道长度m13941394净断面m25.325.32掘进断面m26.406.40掘进体积m38921.68921.6回风平巷长度m130.14130.14净断面m25.325.32掘进断面m25.475.47掘进体积m3711.86711.86回风井筒长度m382.2382.2井筒净断面m24.524.52井筒掘进断面m27.0657.065井筒体积m31727.541727.54井筒掘进体积m32700.242700.24工程量合计m341884.9841478.52表2.5各方案有差别部分投资及经营费比较表单位：元序号项目方案一方案五一基建期投资单价费用单价费用1竖井13175.82354144.962斜井11772.92569401.983井底车场10464.08681086.0410464.08630004.594石门12297.26370442.6612297.26256041.25小计1405673.661455447.82二生产经营投资1竖井提升53251139552竖井维护523151119541.03斜井提升139875631.84斜井维护361131953713.3小计2029345.1表2.6费用汇总表单位：万元项目方案一方案五费用（万元）百分率（%）费用（万元）百分率（%）基建工程费140.57100%145.54103.5%生产经营费123.35100%202.93164.5%总费用263.92100%348.47132.0%2.6.7开拓方案确定由上表可知方案一与方案五的工程量相差不大，但方案一在基建工程费及生产经营费上都明显低于方案五，且在通风方面，方案一也明显优于方案五。综合考虑之后，最终选择方案一。2.7矿床开采顺序2.7.1阶段开采顺序为了缩短矿山基建年限，提高矿山投产速度，本设计将242m阶段作为首采阶段。在242m水平以上矿体的开拓完成后，采用下行式开采。由于生产任务比较低，采用单阶段回采。下行式开采的优点是：可以节省初期投资，缩短基定时间；在逐步向下的开采过程中，能进一步探清深部矿体，避免浪费；生产安全条件好；适用的采矿方法范围广。2.7.2阶段中矿块开采顺序由于设计的矿床为铀矿床，因此阶段中矿块的开采顺序采用后退式开采。当一条阶段运输平巷掘进完成后，由矿体边界向主井依次回采各个矿块。后退式开采的优点：巷道维护工作少，采准矿量多，并有利于生产探矿工程提前安排。后退式开采的优点：阶段准备时间长。2.7.3相邻矿体开采顺序一个矿床如果有许多彼此相距很近的矿体，那么在开采其中一个矿体时，将会影响邻近的矿体。在这种情况下，确定合理的开采顺序，对于生产的安全和资源的回收都有很重要的意义。由于该矿体倾角（75~86°）大于围岩的移动角（上盘75°，下盘65°），应当因而采取从上盘向下盘推进的开采顺序。2.8下盘明竖井做主副井开拓方案2.8.1242m阶段开拓第一阶段即242m阶段。（1）开拓情况阶段运输巷道离矿体的最近距离为10m。结合矿房的长度确定穿脉的间距为50m，共有4条穿脉。主井主要用于提升矿石，副井主要用于上下人员、设备、材料，提升废石。通风方式为侧翼对角式布置，风流由副井进入阶段运输巷道，再进入穿脉巷道，然后从矿房中出来，最后进入回风井。回风井坐标：x=284200.00；y=386390.00；z=+242.00m，井筒净直径Φ2.4m。回风井上口坐标：x=284278.00；y=386450.00；z=+242.00m，井筒净直径Φ（2）开拓工程量242m阶段开拓工程量见表2.7（主井、副井、回风井不再计算）。表2.7开拓工程量表项目单位第一阶段主井井底车场长度m60净断面m210.16掘进断面m213.56掘进体积m3813.6副井井底车场长度m60净断面m210.16掘进断面m213.56掘进体积m3813.6主井石门长度m46净断面m25.9掘进断面m28.86掘进体积m3407.56副井石门长度m49净断面m25.9掘进断面m28.86掘进体积m3434.14阶段运输巷道长度m467净断面m28.74掘进断面m28.85掘进体积m34132.95穿脉巷道长度m137净断面m25.32掘进断面m26.40掘进体积m3876.8回风平巷长度m57净断面m25.32掘进断面m25.47掘进体积m3311.79工程量合计m37790.442.8.2192m阶段第二阶段即192m阶段。（1）开拓情况阶段运输巷道离矿体的最近距离为10m。结合矿房的长度确定穿脉的间距为50m，共有7条穿脉。在此阶段需布置爆破器材库等硐室。主井主要用于提升矿石，副井主要用于上下人员、设备、材料，提升废石。通风方式为侧翼对角式布置，风流由副井进入阶段运输巷道，再进入穿脉巷道，然后从矿房中出来，进入上阶段运输巷道，最后进入回风井。回风井上口坐标：x=284346.00；y=386459.00；z=+192.00m，井筒净直径Φ2.4m。回风井下口坐标：x=284278.00；y=386450.00；z=+192.00m，井筒净直径（2）开拓工程量192m阶段开拓工程量见表2.8（主井、副井、回风井及硐室不再计算）。表2.8开拓工程量表项目单位第一阶段主井井底车场长度m60净断面m210.16掘进断面m213.56掘进体积m3813.6副井井底车场长度m60净断面m210.16掘进断面m213.56掘进体积m3813.6主井石门长度m41净断面m25.9掘进断面m28.86掘进体积m3363.26副井石门长度m46净断面m25.9掘进断面m28.86掘进体积m3407.56阶段运输巷道长度m392净断面m28.74掘进断面m28.85掘进体积m33469.2穿脉巷道长度m478净断面m25.32掘进断面m26.40掘进体积m33059.2回风平巷长度m19净断面m25.32掘进断面m25.47掘进体积m3103.93工程量合计m39030.352.8.3142m阶段第三阶段即142m阶段。（1）开拓情况阶段运输巷道离矿体的最近距离为10m。结合矿房的长度确定穿脉的间距为50m，共有7条穿脉。主井主要用于提升矿石，副井主要用于上下人员、设备、材料，提升废石。通风方式为侧翼对角式布置，风流由副井进入阶段运输巷道，再进入穿脉巷道，然后从矿房中出来，进入上阶段运输巷道，最后进入回风井。回风井上口坐标：x=284395.00；y=386438.00；z=+142.00m，井筒净直径Φ2.4m。回风井下口坐标：x=284346.00；y=386459.00；z=+142.00m，井筒净直径（2）开拓工程量142m阶段开拓工程量见表2.9（主井、副井、回风井不再计算）。表2.9开拓工程量表项目单位第一阶段主井井底车场长度m60净断面m210.16掘进断面m213.56掘进体积m3813.6副井井底车场长度m60净断面m210.16掘进断面m213.56掘进体积m3813.6主井石门长度m19净断面m25.9掘进断面m28.86掘进体积m3168.34副井石门长度m44净断面m25.9掘进断面m28.86掘进体积m3389.84阶段运输巷道长度m330净断面m28.74掘进断面m28.85掘进体积m32884.2穿脉巷道长度m507净断面m25.32掘进断面m26.40掘进体积m33244.8回风平巷长度m31净断面m25.32掘进断面m25.47掘进体积m3169.57工程量合计m38483.952.8.492m阶段第四阶段即92m阶段。（1）开拓情况阶段运输巷道离矿体的最近距离为10m。结合矿房的长度确定穿脉的间距为50m，共有7条穿脉。在此阶段需布置中央变电硐室、水泵房等硐室。主井主要用于提升矿石，副井主要用于上下人员、设备、材料，提升废石。通风方式为侧翼对角式布置，风流由副井进入阶段运输巷道，再进入穿脉巷道，然后从矿房中出来，进入上阶段运输巷道，最后进入回风井。回风井下口坐标：x=284395.00；y=386438.00；z=+92.00m，井筒净直径Φ2.4m。（2）开拓工程量92m阶段开拓工程量见表2.10（主井、副井、回风井及硐室不再计算）表2.10开拓工程量表项目单位第一阶段主井井底车场长度m60净断面m210.16掘进断面m213.56掘进体积m3813.6副井井底车场长度m60净断面m210.16掘进断面m213.56掘进体积m3813.6主井石门长度m46净断面m25.9掘进断面m28.86掘进体积m3407.56副井石门长度m49净断面m25.9掘进断面m28.86掘进体积m3434.14阶段运输巷道长度m271净断面m28.74掘进断面m28.85掘进体积m32398.35穿脉巷道长度m272净断面m25.32掘进断面m26.40掘进体积m31740.8回风平巷长度m26净断面m25.32掘进断面m25.47掘进体积m3142.22工程量合计m36750.272.9开拓巷道的位置、断面形状与规格2.9.1主要开拓巷道布置应考虑的因素选择主要开拓巷道位置的基本准则是：基建与生产费用最小，尽可能不留保安矿柱，有方便和足够的工业场地，掘进条件良好等。在具体选择时应考虑以下因素：（1）矿区地形，地质构造和矿体埋藏条件；（2）矿井生产能力及井巷服务年限；（3）矿床的勘探程度；（4）矿山岩石性质及水文地质条件；（5）井巷位置应考虑地表和地下运输联系方便，应使运输功最小，开拓工程量最小；（6）应保证井巷出口位置及有关构筑物不受山坡滑石，山崩和雪崩等危害；（7）井巷出口的标高应在历年最高洪水位以上3m，以免被洪水淹没；（8）井筒（或平硐）位置应避免压矿，尽量位于岩层移动带以外，距地面移动界线的最小距离应大于20m，否则应留保安矿柱；（9）井巷出口应有足够的工业场地，以便布置各种建筑物，调车场，堆放场等；（10）改进或扩建矿山应考虑原有井巷和有关建筑物，构筑物等的充分利用。2.9.2主井位于矿山工业广场附近，担负全矿井的矿石提升。井筒净直径4.0m，井筒净断面积12.56m2，井筒掘进面积16.62m2。井筒支护：混凝土等级为C15，支护厚度为300mm。选取单层罐笼（YJGS-1.3-1），其断面尺寸为1300mm×980mm，最大装载量为1.2t，罐笼质量为1.15t，钢绳终端悬挂质量为23.05t，可用木罐道布置及木罐道防坠器，与之匹配的平衡锤尺寸为1000mm×300mm，其质量为1.4t。梯子平台间距为4m。2.9.3副井位于矿山工业广场附近，担负全矿井人员、材料、设备和矸石的提升任务，为矿井的主要进风井。副井井筒净直径为4.0m，井筒净断面积12.56m2，井筒掘进面积16.62m2。井筒支护：混凝土等级为C15，支护厚度为300mm。选取单层罐笼（YJGS-1.3-1），其断面尺寸为1300mm×980mm，最大装载量为1.2t，罐笼质量为1.15t，钢绳终端悬挂质量为23.05t，可用木罐道布置及木罐道防坠器，与之匹配的平衡锤尺寸为1000mm×300mm，其质量为1.4t。梯子平台间距为4m。2.9.4风井风井位于矿山边界带下盘，考虑到矿井发生火灾时确保人员的安全撤出，在风井井筒内安装了梯字间，并备有安全出口。圆形断面，井筒净直径2.4m，净断面4.52m²，井筒掘进面积7.07m2。井筒支护：混凝土等级为C15，支护厚度为300mm。2.9.5井底车场井底车场是由若干连接和环绕井筒的巷道及辅助硐室所组成，是地下运输的枢纽站。它连接着井下运输与井筒提升。主要作用是提升矿石、废石和下放材料，此外，也为升降人员、排水及通风等工作服务。同时，地下主要硐室如水泵房、变电所、电机车库、机修站等多设置在井底车场附近。影响井底车场形式选择的因素：（1）矿井生产能力的大小直接影响提升井筒的数目、提升容器的类型以及井底车场的矿车运输系统。竖井提升时，设计生产能力很小的矿井，一般只有一个提升井筒，并用罐笼作主副提升容器，采用尽头式井底车场；大型矿井往往采用箕斗提升矿石，矿车运输系统多采用折返式或环形式。（2）矿井的开拓方式。如斜井环形车场一般适应于单一水平的箕斗或胶带运输机斜井开拓；甩车场只适应于多水平的串车斜井开拓等。另外，井筒距运输大巷的远近对井底车场的调车方式影响也很大。（3）主要运输平巷的运输方式和调车方式。（4）运输设备的类型和井口机械化和自动化的程度。（5）主要硐室的位置，防水门、自动风门的不知要求。（6）井底车场所处位置的工程地质及水文地质情况。综合以上各因素，最终确立井底车场的形式为尽头式井底车场。井底车场平面布置如图2.3。图2.3井底车场平面布置图2.9.6阶段运输巷道（1）阶段运输巷道布置的一般要求满足运输能力的要求；安全、通风和防氡的要求；掘进和维护费用少；按采矿方法、采场结构、采准布置、采场出矿能力等要求进行阶段运输巷道布置；考虑矿山的运输设备类型、技术规格、外形尺寸等进行巷道断面和转弯半径设计；矿体的厚度和矿石、围岩的稳固性；其他技术要求。（2）阶段运输巷