阿舍勒铜矿-采矿毕业设计

目录第一章设计总论 61.1设计任务 61.2矿山生产概述 61.3技术经济指标 7第二章矿山地质 82.1矿区地理 82.1.1矿区地理位置与交通 82.1.2矿区气候、自然地理及经济概况 82.2矿区地质 92.2.1地层 102.2.2构造 102.2.3岩浆岩 102.2.4矿化及围岩蚀变 102.3矿床地质 112.3.1矿床成因类型 112.3.2矿体特征 112.3.3围岩与夹石 112.3.4矿床地质构造 122.4矿床水文地质 122.4.1地表水 122.4.2地下含水带 122.4.3地下水性质 132.4.4地下涌水情况 132.5矿石质量与储量 142.5.1矿石质量特征 142.5.2储量 152.6生产地质工作 15第三章矿山企业年产量和服务年限 173.1矿山年产量 173.2矿山服务年限 173.3矿山工作制度 18第四章矿床开拓 194.1井田划分 194.2阶段高度的确定 194.3矿床开拓方法的选择 204.3.1方案的初选 204.3.2各个开拓方案的比较 224.3.3开拓方案的确定 244.4地表陷落移动带和开拓系统图的绘制 244.5开拓巷道的位置、断面形状和规格 244.5.1主副井 244.5.2风井 254.5.3溜井 254.5.4阶段运输巷道 254.5.5斜坡道 254.6井田中阶段开采顺序和阶段中矿块开采顺序 254.7三级矿量 26第五章矿山基本巷道 275.1矿山基本巷道工程 275.1.1主井设计 275.1.2副井设计 305.1.3溜井 325.1.4阶段运输巷道 335.1.5石门 355.2全矿井的基本巷道工程量 38第六章矿山运输与提升 426.1矿山井下运输 426.1.1运输任务及方式 426.1.2运输路线 426.1.3电机车及矿车选择 426.1.4井底车场选型 426.2主井提升 436.2.1提升方式 436.2.2提升设备选择 436.3副井提升 456.3.1提升方式 456.3.2提升设备选择 456.4运输提升设备及人员编制 476.4.1人员编制 476.4.2设备数量 48第七章采矿方法 497.1矿床开采技术条件 497.2采矿方法初选 497.2.1VCR底部落矿嗣后充填法 497.2.2分段凿岩阶段矿房嗣后充填法 517.2.3VCR侧向崩矿嗣后充填法 537.3采矿方法技术经济比较 547.4VCR侧向崩矿嗣后充填采矿方法 557.4.1采矿方法的构成要素 557.4.2采准工作 557.4.3回采工作 567.4.4矿房拉底 567.4.5矿房落、出矿工作 567.5分段凿岩阶段矿房法 577.5.1采矿方法构成要素 577.5.2采准工作 577.5.3回采工作 587.5.4矿房拉底 587.5.5矿房落、出矿 587.6采场支护 587.4.5采场通风 597.6.6采空区处理和矿柱回采 597.7同时工作矿块数 597.8主要技术经济指标 607.8.1矿块直接生产费用 607.8.2矿块生产能力 617.8.3回采工人劳动生产率 617.8.4主要的辅助材料（炸药、木材、水泥和钢材等）消耗 61第八章矿井通风与安全技术 628.1概述 628.2通风系统和通风方式 628.2.1通风系统的选择 628.2.1通风方式 628.3风量计算 628.3.1回采工作面风量计算 638.3.2掘进工作面所需风量计算 648.3.3硐室风量计算 658.3.4其他设备与用风点风量计算 658.3.6矿井总风量的计算 658.3.7通风容易时期风量分配 668.3.8通风困难时期风量分配 678.4矿井通风阻力与自然风压计算 708.4.1矿井通风阻力计算 708.4.2自然风压计算 718.4.3通风制度 718.5通风设备选取 718.6通风费用 738.6.1设备折旧费 738.6.2矿井通风动力费 738.7局部通风 758.8井下防尘措施 75第九章矿井排水 779.1矿井涌水量及其确定依据 779.2排水系统选择 779.2.1系统选择 779.2.2排水设备数量确定 779.3排水设备的选择 789.4水泵房及水仓尺寸 78第十章劳动安全与工业卫生 8010.1影响安全生产及人身健康的因素 8010.1.1自然灾害因素 8010.1.2矿山在生产过程中的不安全因素 8010.1.3工业卫生 8010.2安全生产和工业卫生主要措施的主要措施 8010.2.1安全生产主要措施 8010.2.2工业卫生主要措施 81第十一章矿山环境保护 8211.1矿山主要污染源及污染物 8211.2采矿车间环境及保护 82第十二章安全避险六大系统 8412.1概述 8412.2主要设计依据 8412.3矿山监测监控系统 8412.4井下人员定位系统 8412.5井下紧急避险系统 8512.6压风自救系统 8512.7供水施救系统 85第十三章技术经济 8613.1采矿车间人员与劳动生产率 86第一章设计总论1.1设计任务阿舍勒铜矿位于新疆维吾尔自治区哈巴河县境内，矿床类型为块状硫化物铜锌矿床，此次设计的矿体位于1~17号勘探线间，走向约350m左右，控制的矿石储量为1753×104t，设计的年产量为60×104t/a，设计服务年限为29年，设计依据如下：1、中华人民共和国矿山安全法；2、中华人民共和国矿山安全法实施条例；3、《金属非金属矿山安全规程》；4、《爆破安全规程》；5、其他有关法律、规程。矿区建成之后能有效提高当地的财政收入及解决当地部分就业问题，矿山生产过程的产品(铜精矿、锌精矿)对国民经济的发展也起到一定的促进作用。矿区内生态环境比较脆弱，对于设计中对环境有一定的要求。1.2矿山生产概述设计采用主副井加辅助斜坡道开拓系统，主副井及风井均设置在910m地表下盘脉外岩石移动带外，不留保安矿柱。主井井筒净断面4m，副井井筒净断面6m，风井井筒净断面4m。采取副井进风，风井回风的通风方式。从副井掘进石门通达矿体，阶段高度为50m，每个阶段在下盘脉外布置一条阶段运输巷道，一条矿石溜井和废石溜井，回风沿脉布置在矿体上盘脉外。由于设计的开采深度较大，所以采用充填采矿方法，采矿方法选用的是VCR侧向崩矿嗣后充填法和分段凿岩阶段矿房嗣后充填法，VCR侧向崩矿嗣后充填法矿块主要参数为：矿块分为矿房矿柱，矿房和矿柱宽度均为10m，矿块长度为矿体厚度，当矿体厚度大于50m时采用田字形布置矿块。分段凿岩阶段矿房嗣后充填法的矿块为：矿房矿柱宽度均为15m，分为三个阶段，每个阶段高度为16m左右，在每个分段中向上凿平行扇形炮孔，当矿体厚度大于50m时采取田字形布置矿块。两种采矿方法的矿石损失率约为10%，贫化率约为10%，井下开采崩落的矿石采用LF-4.1型铲运机直接铲运至矿石主溜井,在井下破碎站内进行二次破碎后沿皮带运输机输送至主井附近的原矿仓,经计量装置装入箕斗提至地表。矿井通风采用副井进风、风井回风的抽出式通风方式，具体到矿块内则是风流由下盘沿脉运输巷道经穿脉导入上盘回风沿脉，全矿采用自然通风，不设置风流装置。采空区采用充填的方法处理，由地面充填站制备的充填料通过充填井输送到各个充填区，充填井布置在矿体上盘，充填井除主要为充填服务外，还承担一部分回风任务。矿井排水采用接力排水系统，主泵站布置在400m水平，400m以下水平的涌水及生产废水集中排至100m水平，然后再由100m水平排至400m水平，进而排出矿井。矿山的工作制度为年工作日为330d，除部分岗位为12h/班外，均为8h/班，设计矿山服务年限为29a。1.3技术经济指标这个还没有算,具体不太了解怎么算,采矿车间职工人数（包括生产工人数，行政与技术管理人员数），车间劳动生产率，车间成本，采矿车间总投资额与单位投资。第二章矿山地质2.1矿区地理2.1.1矿区地理位置与交通阿舍勒铜矿位于新疆北部阿勒泰地区哈巴河县境内，行政区划隶属于哈巴河县库勒拜乡管辖。矿区位于哈巴河县城北西350°方向，直距31㎞。矿区南距山口电站直距16㎞，西距阿舍勒村2㎞，北距中哈边境线20㎞。矿区东至阿勒泰市239km，南至奎屯火车站505km，至乌鲁木齐市721km。矿区至哈巴河县城、阿勒泰市、乌鲁木齐市为Ⅰ～Ⅱ级公路，交通尚属方便。图2.1矿区交通位置图2.1.2矿区气候、自然地理及经济概况矿区为典型的北温带大陆性气候寒冷区。年平均气温4.7℃，夏季短且干燥炎热，最高气温38.7℃（1968年8月12日）；冬季漫长而寒冷，最低气温-44.8℃（1966年12月20日）；春、秋两季气温变化较大，昼夜温差15～20℃，常有寒流入侵。全年平均降水量198.4mm；年平均蒸发量高达1888.5mm。每年5～8月为雨季，日最大降雨量32.2mm。年平均无冻期211天。每年10月底至翌年4月为冰冻期，积雪深度一般0.3～0.5m，最大可达1.5m，最大冻土深度186cm。矿区春、夏季多东(南)风；秋、冬季多西（北）风。最大风速24m/s，平均风速4.5m/s。风力一般小于6级，最大风力可达9级。矿区位于中国阿尔泰山山脉西北段南麓低山丘陵区。地形以构造剥蚀及构造侵蚀成因类型为主。地形呈丘状起伏，地势北东高，地表相对切割较深，相对高差多为30～50m，最大高差100～300m；南西部地势平缓，相对高差一般10m左右。采矿许可证范围内海拔高度最高为950.5m，最低850m。区内植被不发育，零星分布耐干旱的蒿草、灌木类及爬山松（团柏）等野生植物，基岩裸露良好。矿区东部3.5km处的哈巴河是区域内最大的河流，河水自北向南流经，平均流量71.85m3/s，年径流总量2.27×109m3。区内分布的地表水体有布滚勒河及别斯铁热克小溪。布滚勒河距矿床北侧1.5km自东向西流，平均流量0.91m3/s，年径流总量2.87×107m3。当地居民挖渠引该河水灌溉农田。渠水下渗及汇集沿线泉水形成别斯铁热克小溪流经矿区西南部，尔后向东南侧注入哈巴河。上述水流在矿床周围形成了三面环水的地表水体分布状况。总之，在一号矿床附近没有大的地表水体。本区地震烈度＜6度。哈巴河县县城以北5000km2的区域，成矿地质条件优越，矿产资源十分丰富，除阿舍勒铜矿外，还有黄金、高岭土、石灰石、绿柱石、水晶、铌钽铁矿、粘土矿等。哈巴河县城的文教、卫生、商业、金融及服务行业等设施较齐全，为阿舍勒铜矿的建设及生产创造了有利条件。在矿区南水18千米处拦坝截流修建的哈巴河山口电站装机总容量0.63×4万kW·h，已于1997年1月发电外交付使用。北屯火电厂现有装机容量0.6×2万KW·h，二期工程计划扩建到1.2×2×104kW·h。山口电站与北屯电厂需架设160㎞的110KV高压线路井网后，更，秋季基本可满足矿山的生产用电。若采、、冶同时生产，枯水期用电将有缺口。矿山所用石材，砂石料当地可自拾；木材可从哈巴河林场解决；矿区的水泥石灰岩资源丰富。哈巴河水泥厂已建成投产，年产规模1.5万t/a，可部分解决矿山建设、生产需求，其余可山布尔津、吉木乃县水泥厂供应；燃料，油料需从和什托洛盖煤矿和克拉玛依炼油厂运入；矿山生产设备及大部分物资，材抖需从内地解决。2.2矿区地质矿区位于阿尔泰地槽褶皱系琼库尔-阿巴宫褶皱带西段之阔勒德复向斜南西翼。分布于琼库尔-阿巴宫褶皱带中，为海西期Cu、Pb、Zn、Au、Ag、Fe成矿带组成之一。2.2.1地层矿区内出露有下-中泥盆统托克萨雷组(D1-2t)、中泥盆统阿舍勒组(D2as)、上泥盆统齐也组(D3q)、下石炭统红山嘴组(C1h)，以及零星分布的新生界第三系和第四系地层。2.2.2构造矿区构造复杂，褶皱、断裂发育。褶皱：区内褶皱可分为阿舍勒组、齐也组和红山嘴组三个构造层，其间均为角度不整合接触。各构造层的褶皱形态及强度区别明显，处于近东西向挤压的局部应力场中为其共同点。区内向斜枢纽向南扬起，背斜向北倾伏，构成裙边褶皱组合。区内较大的次级褶皱有10个，其中2、4号向斜和5号背斜为控矿构造。断裂：玛尔卡库里断裂为区内构造分区断裂，发育于矿区西南边缘，对区域性构造与岩相构造控制作用明显。玛尔卡库里断裂产于成矿前，并多期次活动，受其影响，区内发育一系列南北向、北西向、北东向和东西向四组次级断裂构造，其中南北向和北西向断裂规模大，数量多。2.2.3岩浆岩侵入岩：区内中-深成侵入岩有辉长岩(ν24)和闪长岩(δ24)。辉长岩体出露于玛尔卡库里断裂东侧和矿区北东角，呈岩株状产出，分别侵入阿舍勒组第二岩性段下亚段和齐也组，规模小，为中—中细粒辉长岩。闪长岩侵入齐也组第一段、第二段，为中-中细粒闪长岩组成。岩脉:区内岩脉发育，主要有海西早期阿舍勒旋回次火山岩脉、海西中期岩脉和热液岩脉三类。热液岩脉在区内数量最多、分布最广，多沿断裂带或构造薄弱带发育，呈线性展布。该类岩脉主要是石英脉和碳酸盐石英脉，规模小。2.2.4矿化及围岩蚀变区内地表矿化蚀变广泛发育，有蚀变带15个，多呈不规则带状和条带状，沿北西向和近南北向展布，与地层走向一致。蚀变带主要产于阿舍勒组第一、第二岩性段，其蚀变类型多，蚀变组合复杂，蚀变强度高，矿化好。矿化蚀变带大多呈面型矿化蚀变，少数呈线型矿化蚀变，属火山热液矿化蚀变。蚀变组合主要有：黄铁矿化-绢云母化-强硅化组合、黄铁矿化-绢云母化-硅化组合、绢云母化-绿泥石化-黄铁矿化-弱硅化组合、似矽卡岩化-黄铁矿化组合和绢云母化-高岭土化组合。围岩矿化现象普遍，与矿体呈渐变过渡关系。围岩主要为蚀变火山-沉积碎屑岩，次为次生石英岩、次英安斑岩及玄武岩，其蚀变主要有硅化、绢云母化、黄铁矿化，次有绿泥石化、碳酸盐化、局部发育有高岭土化、绿帘石化、阳起石化。其他蚀变有绿帘石化、重晶石化和明矾石化，其中重晶石化和明矾石化多见于近矿地段，为直接找矿标志。2.3矿床地质阿舍勒铜矿床属块状硫化物铜锌矿床。矿体埋藏深，为原生矿石。2.3.1矿床成因类型本矿床是与中酸性火山(沉积)岩有关，以火山喷气一沉积成因为主并经历了后期变形变质热液迭加改造形成的块状硫化物铜锌矿床。2.3.2矿体特征矿区以F16断层为界，东、西两侧发育有Ⅱ号和I号两条矿化蚀变带。一号铜锌矿床产于I号矿化蚀变带中，由Ⅰ、Ⅱ二个矿体组成，以矿体数量少、单体规模大为特点，I矿体为矿床主矿体，也为设计对象。其特征描述如下：I矿体：总体南北向展布，向北倾伏，为半隐伏-隐伏矿体，赋存于阿舍勒组第二岩性段中亚段(D2as2b)顶部与上亚段(D2as2c)层间靠近中亚段一侧，分布于18～17勘探线间，控制走向长700m，勘探最大垂深900m，未见矿体尖灭，4线以北各线0m以下深部无工程控制。矿体形态受地层、向斜构造控制，与地层同步褶皱，为一东翼倒转，北向倾伏的紧密向斜。矿体沿倾向、走向延伸不稳定，变化大，呈层状、似层状、复合分枝状产出，其剖面呈“鱼钩”状，水平断面呈“镰刀”状。Ⅰ矿体倒转翼部平均厚45m，正常翼部平均厚20m，其Cu金属占0m以上总储量97.43%，Zn金属量占0m以上总储量100%，Ⅰ矿体规模大-中等，有B+C+D级铜矿石3777.05×104t，Cu品位2.43%。矿石类型主要为铜硫矿石和铜锌硫矿石。属厚度变化较稳定型矿体。2.3.3围岩与夹石本矿床矿体的围岩主要为蚀变火山—沉积碎屑岩，次为次生石英岩、次英安斑岩以及玄武岩类。1、I矿体的围岩特征I矿体的围岩受倒转向斜构造的影响，原矿体倒转翼(东冀)下盘围岩变为顶板岩石，其上的玄武岩变为底板围岩。2、II矿体围岩特征Ⅱ矿体位于I矿体东翼的顶板围岩中。顶板围岩：蚀变凝灰岩，沉凝灰岩，次生石英岩，局部有凝灰质粉砂岩。围岩与矿体的接触界线靠基本分析资料确定。围岩中黄铁矿化普遍，局部有黄铜矿化。围岩的蚀变交代非常强烈，有的原岩结构改造巳无法辩证。蚀变主要为硅化，次为绢云母化，局部绿泥石化较强，形成数厘米至几十厘米的绿泥石交代脉。底板围岩：为蚀变沉凝灰岩、火山灰凝灰岩、绢云母化千枚岩。岩石蚀变强烈，以硅化、绢云母化为主，局部绿泥石化发育，岩石片理化较强。围岩中矿化现象普遍，其与矿体的界线按基本分析资料进行圈定。3、夹石本矿床的矿体内夹石共有8处。其中6处见于I矿体中，2处分布于Ⅱ矿体中。4、矿岩主要物理性质岩石容重(g/cm3)比重孔隙度(10-2)抗压强度(MPa)抗剪强度参数抗拉强度(MPa)泊松比μRQD值(10-2)干湿C(MPa)∅(°)块状矿石4~4.64~4.60.48~0.82107.08~146.2056.61~96.188~1252~566.05~7.890.11~0.1979.57玄武岩类2.3.4矿床地质构造矿床范围内的地层及主体构造线近南北向展布，以F16断层破碎带为界，东、西两侧分别为Ⅱ号和I号矿化蚀变带。一号铜锌矿床分布于I号矿化蚀变带内，带内出露的地层为中泥盆统阿舍勒组第二岩性段中亚段(D2as2b)中上部及上亚段(D2as2c)。本矿床是与中酸性火山(沉积)岩有关，以火山喷气一沉积成因为主并经历了后期变形变质热液迭加改造形成的块状硫化物铜锌矿床。2.4矿床水文地质2.4.1地表水区内主要地表水系为哈巴河、加曼哈巴河、布滚勒河，小溪有别斯铁热克溪流、吉勒布拉克溪流和铁热克特萨依溪流。哈巴河距矿区3.6km，自东向南注入额尔齐斯河，是本区的最大地表水系。布滚勒河距矿区北1.8km，由东向西注入别列孜克河，测区侵蚀基准面海拔高程587m。2.4.2地下含水带矿床岩性组合复杂，含水层富水性弱，基岩上部含风化裂隙与构造裂隙叠加而成的弱网状裂隙水，下部含弱的构造裂隙水和破碎带脉状水。根据地下水的赋存条件、岩石结构、含水空间的不同，Ⅰ号矿床划分丁以下几种类型的含(隔)水层：1、散体岩类孔隙潜水含水岩组；主要分布于布滚勒河河谷区和别斯铁热克溪流漫滩地带，呈带状分布。2、基岩裂隙潜水承压水含水岩组；层状岩类含水层主要接受大气降水和远方地下水的补给，为富水性弱含水层。3、隔水层；在矿区南部溪流两岸边坡星散分布，地貌上形成小陡坡。岩石致密坚硬，铁质、泥质胶结，厚度约为15m，不利于地下水的渗透，为局部良好的隔水层。另外，层状岩石、快状岩石类除风化裂隙带、构造破碎带、裂隙发育密集带外，岩石较完整的部位富水性更差，可视为相对隔水层。4、透水非含水岩组；大面积分布于矿床西南部，矿床附近仅沿沟谷零星分布。2.4.3地下水性质地下水化学类型以HCO3·SO4-Ca、HCO3·SO4-Ca·Na型为主，其次为HCO3-Ca、HC03-Ca·Na型淡水，无色、无味、透明。水中SO2-4超过饮用水标准，有硬沉淀物，泡腐蚀性对混凝土结构、钢结构具一定腐蚀性。2.4.4地下涌水情况大气降水渗入补给是矿床充水的主要因素，并具有明显的季节性，主要表现现为春季融雪水的补给。据对矿床地下水长期观测，融雪水补给量有限，对矿床开采影响不大。由于岩层透水性差，径流通道有限，布滚勒河对矿床侧向补给微弱，对矿床充水也构不成威胁。矿体含裂隙弱承压水，且矿区东西分别发育有F5、F18两条隔水断层。因此，利用竖井相关数据，按“大井”法承压-无压公式对矿坑进行涌水量估算，采用公式如下：Q=式中：H—水头高；M—承压含水层厚度；K—为渗透系数，取0.00577m/d；h0—大井内水柱高，取0m；Rc—水流阻力系数，按下式计算。R式中：b—大井中心到隔水边界的距离，取565m；R—引用影响半径，R=r+RR0—影响半径，R0r—引用半径，r=ηS—水位降深，静水位899.37m；m—含水层厚度；a=500m，b=300m，b/a=0.6，η取1.18。估算结果见表2-1。表2-1矿坑涌水量估算结果表主要参数标高（m）450350200-25r236R983102414221963R1218126016582199R6.236.468.6711.68Q（m³/d）434.83583.71704.54788.252.5矿石质量与储量2.5.1矿石质量特征一号铜锌矿床的硫化矿石中共发现金属矿物30种，脉石矿物9种。矿石中主要的金属矿物为黄铁矿、黄铜矿、闪锌矿，次为黝铜矿、方铅矿，这些都是要的工业利用矿物；其它矿物均为少量或微量矿物，并且也绝大多数以硫化物形式存在。脉石矿物主要为石英、绢云母(白云母)，次要及少量的矿物有绿泥石、重晶石、方解石、白云石、金红石、榍石等。含铜矿物主要为黄铜矿和黝铜矿，其中黄铜矿分布于黄铁矿粒间，与闪锌矿、方铅矿、黄铁矿的嵌生集合体相间分布，在矿石中呈它形微细粒状，粒度主要分布于0.020～0.295mm间，约占72.36%，主要化学成份为Cu、Fe、S，微量元素为Au、Ag、Co、Bi、Cd、Sb、Te、Se、As等。矿石结构构造：矿床矿石结构复杂，构造简单，保留了原矿面貌。矿石结构有四种十一类，以微细粒状结构为主，次为交代结构。构造主要为块状构造，次为条带状构造。有益有害元素：矿石中主要组份有Cu、Zn、S；达伴生矿产要求的有用组份有Pb、Zn、Au、Ag、Cd、Se、Ga；有害组份为As，F、Mg等其他有害元素含量微，黝铜矿为As的主要载体。矿石类型：本次设计主要回采对象低于400m标高，距地表＞500m，其自然类型为原生矿石；工业类型为铜锌硫矿石、铜硫矿石和硫铁矿石。由于矿石中含有S，所以矿石及围岩有一定的结块性和氧化性，在开采时需加注意。2.5.2储量矿床工业指标如下:表2-2矿床工业指标Cu(%)Zn(%)S(%)可采厚度(m)夹石剔除厚度(m)边界品位工业品位边界品位工业品位边界品位工业品位181223本矿床的勘探手段以钻探为主，坑道配合钻探的方法，同时进行了地质、水文及工程测量工作，达到了勘探工作的目的和要求，探测的各级储量如下：探明的经济基础储量（111b）矿石量447.93万吨；铜金属量146238吨，品位3.26%；锌金属量63489吨，品位3.57%。控制的经济基础储量（122b）矿石量1795.09万吨；铜金属量460677吨，品位2.57%；锌金属量25862吨，品位3.00%。探明的内蕴经济资源量（331）矿石量155.12万吨，硫品位29.17%；控制的内蕴经济资源量（332）矿石量684.07万吨，硫品位27.13%；推断的内蕴经济资源量（333）矿石量3435.93万吨；铜金属量242932吨，品位1.87%；锌金属量69110吨，品位2.31%；硫品位22.35%。估算范围为0～400m和400m以上的Ⅰ1-1、Ⅰ1-2矿体，Ⅰ1-1为铜硫矿体Ⅰ1-2为铜锌硫矿体。委托方估算有-200～0m的资源量，但该范围内仅有少量工程控制，控制程度差，为推测资源量，不纳入设计利用资源/储量范畴。范围内，0～400m本次共估有（122b+333）类铜硫矿和铜锌硫矿资源/储量1753.09×104t，其中（122b）类储量有922.34×104t；400m以上范围有采空区，保有有铜硫矿和铜锌硫矿资源/储量1310.89×104t。表2-3阿舍勒铜矿0-400m中段资源/储量标高（m）矿量（t）品位（%）金属量（t）122b333合计122b333合计CuZnCuZnSCuZnSCuZnS350-400317576362826538040272.540.938.22.461.1935.062.530.9537.689612036058300-350330558781603841216252.470.838.742.490.996.612.470.8438.3210196734523250-300174475110822028529702.430.8238.792.570.6537.922.480.7538.457087921510200-250418539137261517911542.410.6933.172.260.5233.982.300.5633.794110810026150-200402913140188818048012.530.4832.782.020.4130.052.130.4330.66385127682100-150175936126118714371242.530.4832.822.020.3629.582.080.3729.9829927538550-100100403910040392.040.3129.462.040.3129.462048231130-50715197151692.010.330.12.010.3030.10143752146合计92234878307422175309092.490.8137.942.220.5532.632.360.6935.424133701204432.6生产地质工作生产探矿：为使矿山在生产时期内做到三级矿量平衡，保证规模化开采，控制贫化损失，需要进行生产探矿。本着“探采结合”原则，按探矿比10m/104t计算生产探矿工程量，方法和手段同基建探矿。为实施生产探矿与生产管理，对矿山配置100A-D型金刚石坑内钻机2台，全站仪2台，电脑与打印机各1台，配备地质（含水文1人）3人，管理人员1人，采样2～3人，测量2人，测工3～4人。第三章矿山企业年产量和服务年限3.1矿山年产量按合理开采顺序同时回采矿块数验证矿山年产量A=式中：A—矿山年产量（t/a）g—矿房日产量（t/d），留矿采矿法因局部与最终放矿的日产量不同，要求出加权平均值。N—单阶段中可布置的有效矿块数，个；t—年工作日；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。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：N=式中：L—阶段中的矿床总长度，m；Lb—矿块沿走向的长度(垂直走向布置矿块时，即为矿块的宽度)，m；η—（阶段中）矿体总长度或面积的利用系数，一般为0.8~0.9。得到N=矿块生产能力为494t/d，单阶段可不知有效矿块数为4个，年工作日为330d，Kk取80%，φ取0.5，Kk取得到A=494×4×330×0.50.5=65.2×3.2矿山服务年限矿山计算服务年限T式中：Tj—矿山计算服务年限，a；Q—矿床工业储量，t；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；根据阿舍勒铜矿的地质资料，0m~400m矿床工业储量为1793.09×104t，选用的采矿方法得到总回收率为90%，废石混入率10%。所以得到Tj3.3矿山工作制度矿山采用连续工作制，年工作天数330天，每天三班，每班8小时。第四章矿床开拓4.1井田划分井田的大小是矿床开采中的重要参数。在倾斜和急倾斜矿床中，井田尺寸一般用沿走向长度L和沿倾斜长度或者垂直深度H来表示。在水平和微倾斜矿床中，则用长度L和宽度B来表示。此次设计的主矿体为I号矿，矿体分布于18-17勘探线间，总体南北展布，面上呈”鱼钩”状，水平断面呈”镰刀”状，矿体走向投影长853m，埋深于855-0m水平标高间，距地表埋深18-930m，平均埋深约450m，矿体西翼为正常翼，倾角45-55°，西翼矿头平均埋深大，最浅18m，最大埋深720m，矿体沿倾向，走向延伸不稳定，变化大，呈“复合分枝状”，倾斜延深最大460m，平均厚度20m；东翼倒转，亦倾向东，倾角较西翼陡，为55～75°，东翼矿头埋深相对较浅，但倾斜延深较大，呈稳定的厚层状，矿头最浅埋深62m，最大埋深800m，矿体的连续性好，沿矿体倾斜方向厚度逐渐增大，变化较有规律，平均厚度45m。I号矿体时矿区的主要矿体，矿体比较集中，连续性较好，且走向不长，所以此次设计采用一个井田开采。其优点为人员、材料、设备、矿石、废石及充填料的运输比较方便，可以集中管理，经济上比较优越。4.2阶段高度的确定开采矿床时，在井田中每隔一定的垂直距离，掘进一条或者几条与走向一致的主要运输巷道，将井田在垂直方向上划分为矿段，这个矿段叫做阶段。上下两个相邻阶段运输巷道底板之间的垂直距离为阶段高度，影响阶段高度的因素主要有：（1）地质因素。矿体的倾角和厚度，矿石和围岩的稳固性，矿床的勘探类型等。（2）技术因素。采矿方法、采矿设备、天井掘进设备和掘进工艺、开采强度和新阶段准备时间、矿体赋存条件和岩石情况。（3）经济因素。矿石的价值，井巷的掘进成本和维修费用，提升和运输成本。合理的阶段高度,应当在满足矿山地质和经济因素的前提下，使均摊于每吨采出矿石的与阶段高度有关的基建费和生产费之和为最小，由于影响因素很多,计算工作量大，在实际工作中对阶段高度的确定，一般采用类比法,必要时可进行不同方案的技术经济比较。我国的矿山阶段高度一般为25~120m，多数在30~60m，当矿山地质条件允许时，采用较大的阶段高度可以减少矿床开拓的总阶段数，从而降低开拓工程总量和费用，并有利于生产和管理的集中。阿舍勒铜矿矿体倾角为55°~75°，属于倾斜到急倾斜矿体，矿体平均厚度20m，矿区岩体无重大不良地质现象，仅局部出现冒顶、坍塌掉块现象，采用的采矿方法为分段空场嗣后充填法，所以考虑阶段高度为50m。标出各阶段的标高，算出阶段的矿量及其存在年限。标高（m）矿量（t）122b333合计350-40031757636282653804027300-35033055878160384121625250-30017447511082202852970200-25041853913726151791154150-20040291314018881804801100-1501759361261187143712450-100100403910040390-5071519715169合计92234878307422175309094.3矿床开拓方法的选择矿床开拓方案的选择时矿山企业总体设计中至关重要的问题，开拓方案一经确定并付诸实施，则矿山基建工程量的大小、基建时间的长短、基建投资的多少以及生产经营费用的高低，都将受到深刻的影响，对于矿山生产的安全性、可靠性以及组织管理等方面都将起到关键性的作用，所以必须非常慎重对待开拓方案的选择。4.3.1方案的初选此次设计的矿体位于400m~0m水平，埋藏较深，且矿体倾角较大，属急倾斜品位较高矿床，所以比较适合采用竖井开拓，初步选择为下盘竖井开拓，按对开拓方案的基本要求和相关影响因素，初步选择两个开拓方案：方案I：主副井+斜坡道开拓系统；箕斗井作主井提升矿石，另配备罐笼井作为副井，作为提升废石、人员、材料和设备，并作为进风井。主、副井均采用竖井，主井标高910m，井底标高-200m，井深1100m，断面直径4.0m；副井井底标高-150m，断面直径6.0m，井深1100m。主井提升矿石，井内配5m³单箕斗加平衡锤；副井提升人员、材料、设备以及井下废石，考虑到副井要担负下放铲运机等大型设备，所以井内配6#双层单罐笼配平衡锤，并布置供水管、排水管、风管、电缆等，副井担负全矿的进风，副井与各个中段采用石门连接，井下各中段及分段矿石、废石由铲运机直接运往主溜井和废石溜井，在-45水平设置破碎硐室，经破碎后矿石经-50m水平转运皮带运至成品矿仓，再经-80m装矿皮带将矿石送至主井箕斗计量硐室，最后由箕斗提至地表矿仓。斜坡道采用辅助斜坡道开拓系统，斜坡道不直接连通地表，而是通过各个中段、联络巷、凿岩巷道、回风平巷连接地表，斜坡道负责各个中段见的材料运输、人员通风的任务。开拓方案示意图如下：主副井开拓方案示意图方案II：混合井+斜坡道开拓系统；此方案只布置一个井筒，井筒内分别布置单箕斗和单罐笼，箕斗和罐笼分别布置各自的平衡锤。箕斗用来提升矿石，罐笼用来提升人员、材料、设备及废石等。采用竖井开拓，井筒中心位于矿体下盘移动带外，为了防止提升矿石时污染新鲜的进风流，箕斗和罐笼间布置从井口到井底的隔墙。井口标高910m，井底标高-200m，井筒直径6.5m。井筒与各个中段采用石门连通，回风井布置在矿体上盘两翼。辅助斜坡道系统不直接连通地表，只是作为各个中段的人员、材料和设备的通道，同时担负矿井通风任务。井下的矿石及废石通过铲运机运至矿石和废石溜井，废石通过矿车提升知地表，矿石经井下破碎硐室破碎后，在装矿硐室装入箕斗后提升知地表。开拓方案示意图如下：混合井开拓示意图4.3.2各个开拓方案的比较各个方案的技术条件比较表序号工程或费用名称方案一主副井+斜坡道方案二混合井+斜坡道一基建期主井副井斜坡道主竖井斜坡道1井口标高(m)9109104009104002基建井长(m)110010504900110049003基建至中段(m)-200-150-300-200-3004井筒净断面(m2)12.5619.611.833.211.85中段高度(m)50m50m6石门净断面(m2)667阶段运输巷道(m2)11.811.88坑内平均运距(m)200200续表9坑内运输设备LF-4.1型铲运机，电机车LF-4.1型铲运机，电机车10提升设备JKM2.8/6塔式摩擦轮提升机、JKM2.8/6塔式摩擦轮提升机+5m³箕斗11基建开拓工程量（m3）10869211081612基建期（年）二生产期1开拓至中段0m0m2坑内运输设备LF-4.1型铲运机，电机车LF-4.1型铲运机，电机车3开拓工程量（m3）表各方案可比部分投资及经营费比较表单位：万元序号项目方案一箕斗井+斜坡道方案二混合井+斜坡道一基建期投资1井巷开拓工程2提升及坑内运输设备3排水管路小计二生产期投资1井巷开拓工程2坑内运输设备小计三年经营费1提升费用2坑内运输小计四经营费用现值之和五投资+经营费用现值之和表4-5各方案优缺点比较表项目方案一箕斗井+斜坡道方案二混合井+斜坡道优点主副井提升系统相对独立，通风条件较好，生产时期的组织管理比较方便，安全性较好开拓工程量相对较少，工业场地占地面积少，基建时期的投资及经营费用较少，基建时的施工组织较简单缺点基建工程量较大，基建投资高，地表工业场地占地多，生产管理费用较高，基建时期的施工组织管理较复杂通风条件不好，箕斗和罐笼需相互隔开，当一套提升系统检修时对另外一套产生较大影响4.3.3开拓方案的确定经过比较，可以看出选择箕斗井+斜坡道开拓系统虽然投资相对较高，但其安全性和可靠性比混合井高，符合矿山实际，且能达到一个良好的经济效果，所以选用箕斗井+斜坡道开拓系统，由于此次设计开采的矿体埋藏深度较大，所以斜坡道开拓不联通地表，仅负责联通各个中段。4.4地表陷落移动带和开拓系统图的绘制地表陷落移动带和开拓系统三视图见附图。4.5开拓巷道的位置、断面形状和规格开拓巷道包括主井、副井、风井、阶段运输巷道、石门、溜井、充填井、斜坡道等等，其中主副井的位置选择主要要依据是运输功最小、岩石移动带之外。4.5.1主副井阿舍勒铜矿矿体上、下盘围岩移动角为70°，由此可以确定岩体移动范围，井筒位置应设在岩体移动范围以外，然后根据最小运输功确定井筒位置。地下采得的矿石，在各出矿点装入矿车，经装矿进路、穿脉、阶段运输巷直接运至主溜井，经破碎后提升至地表。采矿方法和矿块布置既定时，一个出矿点运出矿石所耗运输功的大小就取决于该点至溜井运距的长短。不论井位设于何处，矿石外运过程中，在垂直走向的穿脉巷道的运距是不可避免和不变的，所以从某一出矿点至各个方案所选的不同井位，其运距之间的差值只与阶段运输巷道中发生的走向运距有关。阿舍勒铜矿采用相对集中而固定的走向起运点，其最小运输功的计算方法是先把各个阶段上的走向起运点都投影到一条平行于矿体走向的直线上，直线上的某一长度即代表一定的走向运距。再把拟从各个走向起运点分别运出的货载总量对应的标在各个走向起运点上(Q1、Q2、Q3······Qm)。若某一起运点n满足下列条件：ΣΣ则走向起运点n便是地下运输功的最小主井井位。经计算，5#勘探线和7#勘探线间中间为n点，即结合岩石移动带，求得主井井筒中心线坐标为：X=351289.5734，Y=451019.3009；副井井筒中心线坐标：X=351283.6054，Y=451068.9434；主副井井筒中心线相距50m。主井采用箕斗井，井口标高910m，井底标高-150m，井筒断面形状为圆形，主要任务为提升矿石，井筒净直径4m，井筒净断面积12.56㎡，支护厚度350mm。副井为罐笼井，负责提升人员、材料、设备和井下废石。供水管、排水管、供风管、电缆均布置在副井内，副井与主井相距60m，井口标高910m，井底标高-150m，断面形状为圆形，井筒净直径6m，井筒净断面积为28.26㎡，支护厚度350㎜，4.5.2风井风井位于矿体上盘，井筒中心线坐标为(351400.000，451530.000)，断面为圆形，断面直径4m，断面积为12.56，采用300mm素混凝土支护。4.5.3溜井井下溜井包括矿石溜井和废石溜井，均位于矿体下盘脉外阶段运输巷附近，以便进行矿石和废石的运输，井筒断面为圆形，断面积为7.0m³，长度约为400m。4.5.4阶段运输巷道阶段运输巷道位于下盘脉外，主要负责人行、通风、材料运输以及矿石及废石的运输，采用三心拱断面，断面积为11.8m2，4.5.5斜坡道斜坡道形式为折返式，不连通地表，从400m水平开始掘进，采用三心拱断面，断面积11.8m2，坡度为15%。斜坡道仅作为辅助开拓系统，作为人员、设备、材料等通往各个中段的通道，另外斜坡道负责部分通风任务。斜坡道内每隔30m设置一个行人躲避硐室，每隔300m设置一个错车道，支护形式根据围岩情况而定，主要采用喷射混凝土支护，部分围岩不稳定地带采用锚喷支护。4.6井田中阶段开采顺序和阶段中矿块开采顺序根据选择的采矿方法及采矿设备要求，中段高度确定为50m。主要生产中段有350m、300m、250m、200m、150m、100m、50m、0m中段，主要生产中段采用下盘脉外平巷加穿脉布置，在矿体上下下盘，沿走向布置回风沿脉和运输沿脉，运输沿脉和回风沿脉采用穿脉和切割天井以及充填天井联通，运输沿脉与副井、盲进风井和斜坡道等主要开拓井巷连通，回风沿脉与风井、充填井连通。每个中段均有副井和斜坡道两个安全出口。每2~3个中段划分为一个采区，0～400m之间主要分0m、100m、250m三个采区，选择250m和50中段作为首采区，为了避免人在充填体下作业，采取由下而上的开采顺序。矿块回采顺序采用后退式开采，阶段运输巷道掘进到井田边界后，从井田边界的矿块开始，向主要开拓巷道方向依次回采。4.7三级矿量为保证矿山持续地均衡地进行生产,按照我国矿山历年来所积累的经验,在矿山生产管理中,各个开采步骤互为超前关系实际上就是用获得一定的储量来实现的。因此将矿石储量按开采准备程度划分为开拓储量、采准储量和备采储量三级。我国现行规定三级储量用生产保有期限来表示，如下表：我国现行规定的三级储量保有期限定额三级矿量类别黑色金属矿山定额有色金属矿山定额开拓储量3~5年3年采准储量1.5~2年1年左右备采储量6~12个月6个月左右根据表格内容可以算出各级储量，阿舍勒铜矿属于有色金属矿山，所以根据有色金属矿山定额计算。1、开拓储量QQ式中：A—矿井年产量，t/a；tk—开拓储量的保有年限，3ar—废石混入率；K—矿石回采率。

得到Qk2、采准储量QQ式中：tz—采准储量的保有期限，取为1a得到Qz3、备采储量QQ式中：tB—得到QB第五章矿山基本巷道5.1矿山基本巷道工程矿山基本巷道包括主井、副井、风井、主溜井、石门、阶段主要运输巷道以及斜坡道。5.1.1主井设计主井主要负担矿石的运输，此次设计的矿山年产量为0.6Mt/a。考虑到井筒较深，选用单绳提升机将占用太多空间，故选用多绳摩擦提升机。1、箕斗规格的选择由于选用的是单箕斗配平衡锤，所以一次提升量Q'及箕斗容积V的计算值为Q'=V=式中：As—小时提升量，t/hH—最大提升高度，m；μ—箕斗在卸载曲轨处低速爬行的附加时间，取μ=10-15s；ρs—矿石松散密度，取为2t/m³Cm—箕斗装满系数，取CmK1—系数，取K1=3.7~当H<200m时取上限，当H＞600m时取下限；θ'—箕斗装载停歇时间，数据如下：箕斗容积(m³)＜3.1＜3.13.1~6≤8＞8漏斗类型计量不计量计量计量计量停歇时间θ(s)81810620Q—箕斗一次提升量，t。AQ'=1391800(2.7V=9.232.88×0.85=4.0m³，取为一次有效提升量为Q=ρsCmV=2.88此井筒的最大提升高度为1100m，其合理的提升速度为0.51100=16m/s，选择JKM-2.8/6型多绳摩擦式提升机，最大提升速度为14.75m/s。2、验算箕斗提升量主井矿石提升系统计算表序号项目公式单位结果1加速度am/s20.752减速度am/s20.753提升高度Hm11004箕斗卸载过程斗框运行距离hm45空箕斗脱离曲轨的速度vm/s1.56空箕斗在曲轨上的运行时间ts5.3337空箕斗在曲轨上的加速度am/s20.2818最大运行速度vm/s119加速运行时间ts12.6710加速运行距离hm79.211重箕斗进入曲轨前的爬行速度vm/s112减速运行时间ts13.3313减速运行距离hm8014爬行时间ts2.3315爬行距离hm2.3316制动减速度am/s20.317制动减速时间ts3.3318制动减速距离hm1.6619等速运行距离hm932.820等速运行时间ts84.821一次提升运行时间Ts121.822一次提升全时间T=2(s263.623每小时提升次数n次13.6524日提升矿石量t2048.525年提升量104t67.6经计算，每小时提升13.65次，每天15小时共计可提升204.75次，每天提升量为2048t，满足提升要求。所选箕斗满足可以满足提升要求。最后选择DJD1/2-5(11)型箕斗，外型尺寸为1773mm×1669mm，配套选用JKM4×4型提升机，罐道选用钢丝绳罐道，钢丝绳直径40.5mm。3、平衡锤选择此次选用的是单箕斗提升，所以要配一平衡锤，箕斗平衡锤的重量计算公式：Q式中：Qp—平衡锤重量，tQ—一次提升量，t；Qr—容器自重，t所以Qp=Qr+4、井筒断面尺寸确定（1）提升间尺寸计算ll式中：l1—1、2l2—3、4c1—箕斗两侧罐道间的距离，c1=c2—平衡锤两侧罐道间的距离，c2E1、E2、E3—1、2、3号罐道梁与罐道连接部分尺寸，箕斗与平衡锤间的距离取为450㎜，箕斗、平衡锤与井壁之间的距离取为350㎜，图解法确定井筒直径得出井筒直径为3740㎜，以500㎜进级，取为4.0m。（2）通风校核由于主井不需进行通风，所以不进行通风校核。（3）支护方式和支护参数目前常用的井壁支护材料有整体式混凝土、喷射混凝土、砌块支护以及装配式大型弧板，井筒基岩段采用现浇混凝土支护，参照经验数据取为350mm。（4）主井装备主井装备主要有DJD1/2-5(11)箕斗一台，14t平衡锤一个，10根直径40.5的钢丝绳罐道钢丝绳。5.1.2副井设计副井主要承担提升人员、材料、设备和井下废石，供水管、排水管、供风管、电缆均布置在副井内，副井断面选为圆形1、罐笼规格的选择此次设计副井作为副提升，所以根据矿车容积选定罐笼规格，且保证在45min内将班人员升降完毕，另外，由于井筒较深，所以选用副井下放铲运机，根据此情况选择3#双层YMGS-4(2)-2-Z7II单罐笼配平衡锤，罐笼最大载重11t，可乘人数76人，罐笼规格4000×1800；平衡锤规格为1700×600，重量18.3t。矿车为YGC2×2(6)。2.提升间尺寸的计算选用槽钢制成槽钢组合罐道，其规格h×b：180×180mm。每根罐道卡在四层罐道梁上，罐道梁层间距离为4.168m。罐道梁选用槽钢组合梁h×b：200×152mm，36.8kg/m；梯子梁选Ⅰ14b槽钢，h×b：140×60mm，16.733kg/m。ll式中：l1—1、2l2—3、4m1、m2mmA1—罐笼的宽度，1350mmmA2—平衡锤的宽度，400c—罐耳的宽度，取为65mm；t—罐道卡与罐耳之间的间距，取10mm；h—罐道的高度，取180mmb—罐梁的宽度，取152mm得到mm所以l1=m1+2l2=m3.梯子间尺寸计算M=600+600+C+b/2式中：600—梯子孔宽度，mm；C—梯子孔至2号罐道梁的距离，取77mm；b—2号罐道梁的宽度，取152mm；M=600+600+C+b/2=1200+77+76=1353㎜；H=2式中：700—梯子孔前后的宽度，mm；60—梯子梁的宽度，㎜；通常J取200-400mm，取为300㎜；所以N=H-J=1520-300=1220mm。图解法确定井筒直径为4725㎜，按500㎜进级，取为5000㎜，按下式验算是否合格：b=R-M=式中：b—安全间隙，㎜；M—梯子间尺寸，㎜；g—一号罐梁中心线至罐笼外侧距离，330㎜；f—罐笼纵轴中心线至罐笼端部距离，为1100㎜；d—一号罐梁中心线到井筒中心线的距离，为1258㎜；所以b=2500-M==1428≥1353符合要求。4、提升校核提升系统图表序号项目公式单位结果1加速度am/s20.72减速度am/s20.73提升高度Hm11004最大运行速度vm/s95加速运行时间ts12.886加速运行距离hm587减速运行时间ts12.888减速运行距离hm589等速运行距离hm98410等速运行时间ts109.3311一次提升全时间Ts13512两次提升间的间隙时间θs提废石提人员13608514一次提升全时间T=2(s39044015每小时提升次数n次9.28.216提升500t/d废石所需时间h7经计算，副井选择符合要求。4、通风校核V=式中：Q—通过井筒的风量，m³/s，Q取140.5m³；V—井筒内实际风速，m/s；S0—井筒内通风有效断面积，m2，井筒内设梯子间时，S0=S-AA—梯子间等面积，取A=2.1m2；Vmax—副井井筒允许的最高风速，m/s按规定，升降人员和物料的井筒，Vmax≤V=140.5/{1/4*(3.14*6*6)-2}=5.0<8m/s满足通风要求。5.1.3溜井此次设计采用溜井集中出矿，以简化阶段运输，减少非出矿阶段的矿石运输工作和开拓工程量，简化运输管理工作，降低经营费用。1、溜井形式的选择溜井形式有垂直式和倾斜式两种，由于阿舍勒铜矿的围岩稳定性较好，矿石较坚硬，所以选择简单直溜式溜井，其优点是结构简单，不易堵塞，开拓容易，稳固性好，使用方便，可以构成中心落矿，井壁磨损小。2、溜井参数选用圆形断面，断面直径D按下式计算：D式中：dmax—矿石允许最大块度，取为400n—通过系数，通常取5-8，取为7；δ—考虑粘结性、粉矿含量及湿度而取的加大值。湿度过大时此值为负。D=7×400+200=3m，取为为预防矿石堵塞溜井，在250m、100m设水平倒段，在倒段出处设置振动放矿机将矿石放入下部溜井，溜井口设置水泥格网，溜井总长度约400m。5.1.4阶段运输巷道1、阶段运输巷道布置形式的选择阶段运输巷道的主要任务是以解决矿石运输为主，并满足探矿、通风和排水要求，其布置的影响因素和基本要求为：（一）满足阶段运输能力的要求；（二）矿体厚度和矿石，围岩的稳定性；（三）应贯彻探采结合的原则；（四）必须考虑所采用的采矿方法；（五）符合通风要求；（六）系统简单，工程量小，开拓时间短；（七）其他技术要求。阶段巷道的布置形式主要有单一沿脉巷道布置、下盘双巷加联络道布置、脉外平巷加穿脉布置、上下盘沿脉巷道加穿脉布置以及平底装车布置，各种布置的优缺点及使用条件如下：表各种布置方式的比较布置形式优点缺点适用条件单一沿脉起探矿作用、状况方便掘进费用较低，矿体走向较大时，对运输不利产量不大的薄及中厚矿体，矿石品位低，不需回采矿柱下盘双巷加联络道利于行车、装车和探矿，装车线和行车线安全方便，巷道断面小，易维护掘进量大中厚和厚矿体脉外平巷加穿脉阶段运输能力大，穿脉巷道装矿安全、方便可靠，起探矿作用掘进工程量大多用于厚矿体，阶段生产能力在（60-150）×104t/d环形生产能力大，起探矿作用，穿脉装车安全方便掘进量很大规模大的厚和极厚矿体平底装车阿舍勒铜矿I矿体倒转翼部平均厚45m，正常翼部平均厚20m，属于厚及极厚矿体，矿石品位较高，此次设计生产能力为60×104t/d，综合考虑选择脉外平巷加穿脉布置形式。巷道断面选择为三心拱断面。2、巷道距矿体边界的最小距离阶段运输巷道应布置在安全的地点，在其全部服务年限内，不会因岩石移动或采矿过程中的其他影响而破坏，设计选择阶段运输巷道布置在下盘脉外，阿舍勒铜矿的矿体倾角为55°~75°，上下盘围岩移动角为70°，矿体倾角部分是大于围岩移动角的，所以巷道距矿体边界的最小距离按下式计算：L式中；Lmin—巷道距矿体边界的最小距离，mH—阶段高度，m；γ—下盘岩石移动角，70°；α—矿体倾角，75°。所以Lmin=50×(1tan3、巷道净宽度的确定阶段运输巷道选择拱形巷道，其净宽度为巷道内运输设备铲运机LF-4.1最大轮廓尺寸的宽度拱形巷道净宽度的计算公式为：B式中:A—行车部分路面宽度，A=d+0.9；d—运输设备最大外型尺寸，为1.684m；a—人行道宽度，取为1.2m；b—路边至巷道壁的最小距离，0.2m；

所以B0=1.684+0.9+1.2+0.4=4.184m2、巷道净高度的确定确定三心拱的参数，取拱高为巷道净宽度的B0/3拱高f0=B03=4.23=1400㎜，R=0.692B0墙高的确定是取分别根据铲运机和行人要求的较大值。按行人要求：h按铲运机要求：h所以墙高取为1692㎜，净高度为H0=4、转弯半径由于采用的是LF-4.1型铲运机，查《采矿手册》知其设备转弯外半径为4880mm，转弯内半径为2650mm，巷道加宽值为545mm。4、风速校核V=式中:V—通过巷道的风速，m/s；Q—通过巷道的风量，m³；5、巷道断面图如下：5.1.5石门根据阿舍勒铜矿的地质条件等，选择拱高为B0/3的三心拱断面，石门设计每3～4个中段设一废石溜井和有轨运输水平，在200m、50m、-100m1、净宽度B0净宽度主要根据通过的矿车计算，选用的矿车及电机车分别为为YGC-1.2-2(6)和ZK3-6/250，其尺寸分别如下：运输设备设备外型尺寸（mm）轨距（mm）架线高度（mm）长宽高电机车ZK3-6/250275095015506001600~2000矿车YGC2×2300012001200600/取表中规格的最大值，得出通过巷道的设备宽度最大值为b=1200㎜，高度1550㎜，取非人行道一侧的宽度为b1=300㎜，轨距600㎜，人行道宽度BB2、确定拱高ff0=B0/3

得到f0=B0/3=2350/3=8333、三心拱墙高h墙高指的是巷道底板至拱基线的距离。墙高根据电机车架线要求计算，然后按行人及管道架设等要求验算比较，最后选其中最大值。A、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之半径K=400mm，巷道轨面至导电弓子的高度H1=2000mm（有人行道），则轨道中心线至巷道中心线的间距Z为：Z=B0轨道中心线至非人行侧巷道壁的距离：A=得到A=cos得到cosβ=h得到h=1971㎜B、按行人要求确定墙高h得到hC、按巷道内管路要求确定墙高架线式电机车导电弓子据管路的距离不得小于300㎜，管路下边有1800㎜的人行道，所以：h得到h3=1747综合得到巷道墙高h3取为19714、确定巷道净高度H得到H5、通风校核V=式中:V—通过巷道的风速，m/s；Q—通过巷道的风量，m³；S0—巷道断面积，m2得到V=5、巷道断面图如下5.2全矿井的基本巷道工程量基建工程量表序号名称支护形式支护厚度(mm)长/深度(m)断面积(m2)掘进量(m3)支护量(m3)备注净掘一、主井1井筒砼350106012.5617.34183805066.82装矿硐室钢筋砼5771003皮带道钢筋砼30011812451414井底水平巷道喷砼1005010001675成品矿仓钢筋砼4002028.2636.3726241小计219285715.8二、副井1井筒砼350107028.2635.2437706.87468.6三、溜破系统1溜井井筒无无400728002破碎硐室钢筋砼400159097.761466.41303原矿仓钢筋砼4002028.2636.37262414放矿硐室钢筋砼40025.2431.851445.333682个小计6437.73739四、废石溜井1井筒无无4007728002装矿硐室1197.64306.782个小计3997.64306.78五、风井1井筒砼30092012.5616.6115281.23726六、斜坡道1斜坡道喷砼100350011.812.6441002800七、400中段1副井石门喷砼10030611.812.63855.62402回风道喷砼10024591024502453回风石门喷砼1001209101200120小计7505.6605八、350中段1副井石门喷砼1003046.5721281522下盘沿脉巷道喷砼10040011.812.650403203穿脉巷道喷砼1001507.848.713051294回风道喷砼10022091022002205回风井石门喷砼1008091080080小计11473901九、300中段1副井石门喷砼1002906.5720301452下盘沿脉巷道喷砼10033011.812.641582643穿脉巷道喷砼1002007.848.717401724上盘回风巷道喷砼10030091030003005回风井石门喷砼10090910900906避难硐室钢筋砼3002512.8715.99399.7578小计12227.751049十、250中段1副井石门喷砼1002706.5718901352下盘沿脉巷道喷砼10030011.812.637801803穿脉巷道喷砼1002007.848.717401724上盘回风巷道喷砼10025091025002505回风井石门喷砼10085910850856避难硐室钢筋砼3002512.8715.99399.7578小计11159.75900十一、200中段1副井石门喷砼1002906.5720301452下盘沿脉巷道喷砼10036011.812.645362883穿脉巷道喷砼1001007.848.7870864回风道喷砼10022091022002205回风井石门喷砼1009591095095小计10586834十二、150中段1副井石门喷砼1003076.572149153.52下盘沿脉巷道喷砼10035011.812.644102803穿脉巷道喷砼1002707.848.72349232.24上盘回风巷道喷砼10036091036003605回风井石门喷砼10090910900906避难硐室钢筋砼3002512.8715.99399.7578小计13807.751193.7十三、100中段1副井石门喷砼1002886.5720161442下盘沿脉巷道喷砼10033011.812.641582643穿脉巷道喷砼1002507.848.721752154上盘回风巷道喷砼10034091034003405回风井石门喷砼10010091010001006避难硐室钢筋砼3002512.8715.99399.7578小计13148.751141十四、50中段1副井石门喷砼1002926.5720441462回风道喷砼10020091020002003回风井石门喷砼1001009101000100小计5044446十五、0中段1副井石门喷砼1002976.572079148.52上盘回风巷道喷砼10025091025002503回风井石门喷砼1009091090090小计5479488.5十六、-50中段1副井石门喷砼1003106.5721701552盲风井喷砼1005091050050小计2670205十七、充填井1充填井喷砼10092044.844452.8772.82采切工程36261总计217964.1329292.18完成上述基建工程量后，获得的三级矿量和保有年限如下表：序号名称矿石量(104t)保有年限(a)1开拓矿量18032采准矿量6013备采矿量300.5第六章矿山运输与提升6.1矿山井下运输6.1.1运输任务及方式井下运输是矿山采掘生产环节中的重要环节，其工作范围包括采场运搬及巷道运输，是连接采场、掘进工作面与地下矿仓、充填采空区或地面矿仓与废石场的运输渠道，其主要任务是将采场采出的矿岩运至指定地点。运输方式已经在矿床开拓部分讨论，选择为无轨运输与有轨运输相结合的方式。无轨运输选用LF-4.1型铲运机，主要负责各个采场的出矿、掘进工作面的出渣；有轨运输选用ZK1.5/100电机车牵引YGC2×2固定式矿车，主要负责废石的运输。6.1.2运输路线运输路线包括矿石运输路线和废石运输路线。矿石运输路线为铲运机从出矿巷道将采下的矿石铲出，直接铲运至石门附近的主溜井，在主溜井下部的破碎硐室破碎后采用皮带运输机输送至原矿仓，通过计量漏斗将矿石装入箕斗，提升至地表。废石运输也采用铲运机将废石运至废石溜井，在200m水平和0m水平分别布置有轨运输水平，采用振动放矿机向矿车放废石，当一组矿车装满后由电机车迁移至副井马头门附近的环形车场，然后由罐笼将矿车提升至地表。矿石运输路线：采场—阶段运输水平—主溜井—破碎硐室—原矿仓—箕斗—地表。废石运输路线：采场、掘进工作面—阶段运输水平—石门—罐笼—地表。6.1.3电机车及矿车选择此次设计采用副井罐笼提升废石，选用的罐笼为6#双层罐笼，其匹配的矿车为YGC2×2，所以只做电机车的选型。选择电机车时应考虑运输量、装矿点的集中与分散情况、运距和车型的特殊要求的因素，阿舍勒铜矿井下废石运输量较小，500t/d。装矿点比较集中，且运距较短。根据类似矿山选择ZK3-6/250型电机车，选用三台，两台工作，一台备用。矿车数计算6.1.4井底车场选型设计选择副井罐笼提升废石，主井箕斗提升矿石。主井箕斗井不用选择井底车场，所以井底车场主要针对副井。井底车场通常根据矿车运行系统分为环形式、尽头式和折返式三种，由于废石产生量不大，所以选择尽头式井底车场，井底车场布置在副井马头门附近，布置水平为200m水平和0m水平。6.2主井提升6.2.1提升方式由于设计井筒的提升高度较大，所以优先考虑多绳摩擦式提升。多绳摩擦式提升有落地式和井塔式提升，其优缺点如下表：落地式和井塔式的优缺点比较优点缺点落地式井架高度较低，抗震能力较大，设备费用低钢丝绳裸露于雨雪之中而影响摩擦系数及使用寿命井塔式紧凑省地，不需天轮，全部载荷垂直向下，钢丝绳不致因无保护地裸露于雨雪之中而影响摩擦系数及使用寿命，设备费用比落地式大，井架高度较大，在有地震危险的地区不易使用综合考虑选用井塔式提升系统，提升任务为矿石提升。6.2.2提升设备选择提升设备包括提升容器、提升钢丝绳、提升机、井架以及装卸载附属装置。提升容器的选择已在第五章主井设计中进行计算选择，提升容器选用的是DJD1/2-5(11)箕斗一台，箕斗自重9.977t,最大载重11t。另配14t平衡锤一个。下面介绍除提升容器以外的提升设备选择。（一）提升钢丝绳的计算：1、钢丝绳每米质量计算p式中：p'—钢丝绳每米质量，kg/mQ—箕斗最大载重，㎏；Qr—n—钢丝绳根数，个；σB—公称抗拉强度，由于井筒较深，选取为1850MPam—安全系数，取为7；H0—钢丝绳最大悬垂高度，m所以p'查表选择公称抗拉强度为1850MPa的多层股不旋转钢丝绳18×7股钢丝绳，直径28㎜，参考重力p=3.0kg/m。钢丝破断拉力总和Qd=5922、安全系数验算m经验算合格。（二）提升机选择计算摩擦提升机尺寸的确定主要是卷筒直径D和宽度B的确定。1、卷筒直径确定根据矿山安全规程规定，主导轮直径D与钢丝绳直径d之比为：在无导向轮时D≥80d有导向轮时D≥100d选择为有导向轮，所以主导轮直径D=100×28=2800㎜。2、卷筒宽度B的确定设计选用双卷筒二层缠绕，每个卷筒的宽度计算公式为：B=式中：H—提升高度，m；l—试验绳长，取为30m；D—卷筒直径，2.8m；n1—摩擦圈数，取为3n0—多层缠绕供移动的圈数，取为3Dp—平均直径，取为3md—钢丝绳直径，m；ε—绳槽间隙，取为0.003m；n—缠绕层数，为2。得到B=根据卷筒直径和宽度，选择提升机型号为JKM-2.8/6型多绳摩擦式提升机，其最大静拉力529kN，最大静拉力差150kN，最大提升速度14.75m/s。3、验算提升机提升机的验算主要是检验最大静拉力和最大静拉力差是否符合，其验算公式为：T∆式中：Q—一次提升量，取为10000㎏；Qr—p—钢丝绳每米质量，㎏/m；Tjmax—最大静拉力，N∆Tj—最大静拉力差，得到T∆所以选择的提升机合理。（三）提升机与井筒相对位置1、井塔高度H式中Hx—卸载高度，取为15mHr—箕斗高度，为8.5mHg—过卷高度，取为10mr—导向轮直径，2.5m；Ht—卷筒高出导向轮的距离，取为5m所以Hj(四)辅助设施主井辅助设施主要为-100水平的计量装矿硐室，井底的粉矿回收装置。6.3副井提升6.3.1提升方式提升方式为井塔式提升。6.3.2提升设备选择提升设备包括提升容器、提升钢丝绳、提升机、井架以及装卸载附属装置。提升容器的选择已在第五章副井设计中进行计算选择，提升容器选用的是6#双层罐笼箕斗一台，箕斗自重9.208t,最大载重11t。另配18.3t平衡锤一个。下面介绍除提升容器以外的提升设备选择。（一）提升钢丝绳的计算1、钢丝绳每米质量计算p式中：p'—钢丝绳每米质量，kg/mQ—箕斗最大载重，kg；Qr—箕斗自重，kgn—钢丝绳根数，个；σB—公称抗拉强度，由于井筒较深，选取为1850MPam—安全系数，取为7；H0—钢丝绳最大悬垂高度，m所以p'查表选择公称抗拉强度为1850MPa的多层股不旋转钢丝绳18×7股钢丝绳，直径26㎜，参考重力p=2.65kg/m。钢丝破断拉力总和Qd=2、安全系数验算m经验算合格。（二）提升机选择计算摩擦提升机尺寸的确定主要是卷筒直径D和宽度B的确定。1、卷筒直径确定根据矿山安全规程规定，主导轮直径D与钢丝绳直径d之比为：在无导向轮时D≥80d有导向轮时D≥100d选择为有导向轮，所以主导轮直径D=100×26=2600㎜。2、卷筒宽度B的确定设计选用双卷筒二层缠绕，每个卷筒的宽度计算公式为：B=式中：H—提升高度，m；l—试验绳长，取为30m；D—卷筒直径，2.6m；n1—摩擦圈数，取为3n0—多层缠绕供移动的圈数，取为3Dp—平均直径，取为3md—钢丝绳直径，m；ε—绳槽间隙，取为0.003m；n—缠绕层数，为2。得到B=1050+30+3.14×2.6×根据卷筒直径和宽度，选择提升机型号为JKM-2.8/6型多绳摩擦式提升机，其最大静拉力529kN，最大静拉力差150kN，最大提升速度14.75m/s。3、验算提升机提升机的验算主要是检验最大静拉力和最大静拉力差是否符合，其验算公式为：T∆式中：Q—一次提升量，取为10000㎏；Qr—p—钢丝绳每米质量，㎏/m；Tjmax—最大静拉力，N∆Tj—最大静拉力差，得到T∆所以选择的提升机合理。（三）提升机与井筒相对位置1、井塔高度H式中Hr—罐笼高度，为8.0mHg—过卷高度，取为7mr—导向轮直径，2.5m；Ht—卷筒高出导向轮的距离，取为5m所