《洛宁龙门店银铅矿矿体开采方案的设计》27000字（论文）

洛宁龙门店银铅矿矿体开采方案的设计目录摘要 8ABSTRAST 9第一章总论 101.1指导思想及设计原则 101.1.1指导思想 101.1.2设计原则 101.2矿山的基本情况 101.2.1矿山概述 101.2.2设计开采范围、规模与内容 111.2.3矿山现状 111.3矿区水源、电源及环境保护 121.3.1水源 121.3.2电源 121.3.3环境保护 12第二章矿床赋存地区的自然概况及原始资料 142.1矿区地理位置及交通情况 142.2矿区自然地理 142.3矿区经济概况 142.3.1工农业发展概况 142.3.2劳动力来源 142.3.3水电供应情况 142.3.4其它生产材料供应情况 15第三章矿床地质 163.1区域特征 163.1.1矿区地形特征 163.1.2矿区地质构造 163.2矿床地质特征 163.2.1矿床地质特征 163.2.2主要矿体特征 163.3矿石质量特征 173.4水文地质及涌水量预计 173.4.1水文地质特征 173.4.2涌水量预计 173.5矿体和围岩物理力学性质 183.6生产勘探和开采取样 183.6.1探矿手段及网度 183.7矿区储量 19第四章矿床开拓 214.1矿山产量的校核 214.1.1矿山设计年产量 214.1.2按合理开采顺序同时回采矿块数校核矿山生产能力 214.1.3根据矿山开采年下降速度验证矿山能力 224.2三级储量计算 224.3矿山服务年限 234.4阶段高度的确定 244.4.1阶段高度的确定的主要影响因数 244.4.2按年产量及沿走向的回采进度确定阶段高度 254.5开拓方案 254.5.1影响矿体开拓方案主要因素 254.5.2开拓方案的确定 254.5.3平硐及主要井筒位置的确定 264.5.4开拓巷道断面形状及规格 274.5.5阶段运输巷道的布置及运输线路设置 334.5.6石门断面 334.5.7穿脉断面 344.5.8开采顺序 344.6井底车场和其他硐室 34第五章采矿方法 365.1采矿方法的选择 365.1.1采矿方法选择的主要原则 365.1.2影响采矿方法选择的因素 365.1.3采矿方法初选 365.2矿块布置和采场结构参数的确定 375.3矿块的采准与切割 385.3.1采准工作 385.3.2切割工作 385.4回采 385.4.1凿岩 385.4.2爆破 405.4.3通风 415.4.4局部放矿 415.4.5平场、撬顶和二次破碎 425.4.6最终放矿及矿房残留矿石的回收 425.4.7顶板管理及采空区处理 425.4.8顶底柱和矿柱回采 435.5劳动组织及主要技术经济指标 435.5.1劳动组织 435.5.2工作面循环作业表 435.5.3采矿方法主要经济技术指标 435.5.4主要采掘设备 44第六章基建工程量及基建进度计划 456.1基建工程量 456.2基建进度计划 46第七章矿井通风 487.1矿井通风概述 487.2矿井通风方式与通风系统的选择 487.3矿井总风量计算 487.4矿井总风压的计算 517.5通风设备的选择 52第八章矿井提升与运输 548.2矿井提升能力的计算 548.3主要巷道运输设备的选择 578.3.1计算电机车牵引矿车数 578.3.2电机车台数的计算 588.4主要运输与提升设备 61第九章给排水 629.1矿山涌水量 629.2矿井排水系统及排水方式 629.3排水设备的选择 629.4矿区给水 63第十章电力与通讯 6410.1概述及设计依据 6410.2电力 64（1）总降压变电所 64（2）企业配电系统 6410.2.4防雷接地及照明 6410.2.5节能措施 6510.3电信 6510.3.1概述 6510.3.2调度通信系统 65第十一章采暖与电力 6611.1编制依据 6611.2气象条件 6611.3采暖设施 6611.4井口热风供应设施 6711.5供热设施 6711.6除尘设施 67第十二章机修与仓库 6812.1机修 6812.2仓库 68第十三章矿区总平面布置图 6913.1总平面布置原则 6913.2矿区组成 6913.3矿区总体布置 6913.4生态环境与总平面布置 69第十四章职业卫生安全 7114.1设计依据 7114.2职业危害因素 7114.3职业安全防范措施 7214.3.1防火防爆 7214.3.2防水 7214.3.3防危岩 7214.3.5防机械伤害和坠落 7314.4职业卫生防范措施 7314.4.1防尘排毒 7314.4.2防噪音噪声 7314.4.3降温保温及其他 74第十五章技术经济指标 7515.1全矿人员的编制 7515.2劳动生产率 7615.3成本 7715.4全矿技术经济指标 78参考文献 81

摘要本次设计为河南省洛宁龙门店银铅矿1号矿体开采方案设计，设计开采的主要对象为7-18号勘探线之间1400米标高以上部份的矿体。矿体走向700米，倾角70°~80°，平均厚度3.6米。针对1号矿体的地质条件及现有的设备技术，结合我国和国际急倾斜薄矿体的开采现状，提出了分段矿房法和浅孔留矿法两种设计方案。通过计算和主要技术的经济指标进行对比分析，结合开采的技术条件和生产能力要求，最终确定选择浅孔留矿法，该采矿方法适合洛宁龙门店银矿的地质条件，具有较强的针对性，是一个安全、经济、合理、有效地采矿方法。关键词：矿床开拓；采矿方法；浅孔留矿法；矿井通风；矿山提升运输；第一章总论1.1指导思想及设计原则1.1.1指导思想为了巩固总结所学的专业理论的知识和基本技能，培养和锻炼独立思考来解决问题的能力，系统掌握和综合运用平时所学基础理论知识、专业知识，结合矿山的实际情况，初步去解决金属矿山地下开采的具体某些具体问题。1.1.2设计原则本设计的主要原则是：1.金属矿床地下开采应该多方面结合、综合考虑，既要注重当前的生产，又要兼顾长远的发展与利益。2.适应市场经济发展的要求，加快矿山的经济方面建设与发展，结合当前的技术的条件和工艺水平，充分利用初步设计中确定规模、厂址和采矿竖井开拓系统，以提高矿山经济效益，加快建设速度和节约投资。3.避免大的地压灾害，并不造成新的重大安全隐患。4.开采方案和采矿方法要具有安全性、经济性、合理性和客观性。考虑采用浅孔留矿法开采1号矿体矿石。5.投资较少、建设周期较短、回收快。6.结合矿山的实际情况和当地物价水平相比对，按现有价格，要使得开采方案最经济、最有效。1.2矿山的基本情况1.2.1矿山概述本次设计矿山主要开采对象为7—18号线之间的两交水矿段矿体与F15(144号线)-F16（160号线）之间的杨梅坡矿段矿体，生产的中段主要分别为1518米、1484米、1450米中段和1600米中段、1560米中段。采矿方法为浅孔留矿法。采矿贫化率13％，损失率10％。为满足洛宁龙门店银铅矿的生产。使该矿形成规模效益，为延长该矿山服务年限及为该矿的发展壮大提供条件，必须实施矿体进行探采结合工程，会使该矿具有良好的经济和社会效益。但是由于所提交的储量级别较低，为进一步降低投资风险，该工程应实施探采结合，逐步到位的方针。1.2.2设计开采范围、规模与内容本次设计开采的范围是两交水矿段7-18号勘探线之间的1400米标高以上矿体。本次设计的主体为洛宁龙门店银铅矿1号矿体采矿方法设计，设计规模为500吨/天。1.2.3矿山现状洛宁龙门店银铅矿1号矿床采用平硐——盲竖井联合开拓，人工推车、盲竖井提升原矿方案，即两交水矿段利用现有1550坑,，在1550中段平巷开一条盲竖井至1400、1450米标高；1450米中段和1400米中段采下的矿石、废石由人工推运至盲竖井马头门处，提升至1550中段，用人工推运到1550井口车场，再用人推运到地表矿仓；待开拓工程及其它工程全部实施完成，该矿山整个通风、运输系统形成后，竖井为新鲜风流进风井和人员、材料、矿石、废石运输井。该矿山整个通风、运输系统形成后，竖井为新鲜风流进风井和人员、材料、矿石、废石运输井。1.3矿区水源、电源及环境保护1.3.1水源矿山年耗水量约15000m3，主要用于落矿和掘进凿岩和防尘。在1580米标高建有水池，容量为120m3,管线用Dg50mm钢管，经中段运输平巷铺设，再由胶管接至采场，就可满足矿山生产用水。1.3.2电源矿区内的用电设备主要有：CA110AP-8.5SQL380/502空气压机、主扇一台、局扇五台和照明用电，矿山年耗电量3.3万千瓦时，矿区已有110KVA变压器供电线能满足矿山的生产需要。中段运输平巷、回采工作面采用36V安全电压。供电线路：无机械损伤的地方采用VV-300mm2电缆，移动线路用V—1KV型矿用橡胶电缆。1.3.3环境保护该矿山必须经地区环保监测局检查，各项指标均达到排放标准。两交水矿段号矿体开采工程完成后，新增的三废（废气、废水、废渣）作如下处理。废气：本项目没有废气，但矿山生产会产生粉尘，在打眼放炮时产生，由于是地下开采，开采地段的粉尘，经通风系统回风巷道循环后，排住地表是粉尘所剩不多，对环境的污染几乎等于零，在此不作特别设计考虑。废水：矿山生产的废水，是矿床中的裂隙水和打眼放炮中所用的水，这些水经设在坑道中的水仓沉淀，由抽水机抽至地表。废渣：矿山生产中产生的废渣，经化验所含的有害物质对人和环境的污染达到国家标准。矿石废渣集中堆放，定期复垦植树，以防止尘土的产生和破坏生态，同时可以美化环境。采取上述措施，可有效地对环境进行保护。建设投资中安排“三废”治理费用60.00万元，占总投资的2.18%。

第二章矿床赋存地区的自然概况及原始资料2.1矿区地理位置及交通情况洛宁龙门店银铅矿区行政划隶属保山地区龙山镇。矿区交通极为方便，320国道穿城而过；自城经320国道至保山135千米，矿区有5千米简易公路直达城。矿区中心地理坐标；东径98°39′57″、北纬24°36′22″。2.2矿区自然地理矿区地处怒江和龙江之间，高黎贡山山脉南延纵贯全境、矿区范围属中等切割的中山地貌，南西部最高峰立爬坡海拔1998米，北东部最低香柏河海拔1420米，相对高差578米，总体呈南西较高北东稍低的态势。区内沟谷发育，大部分呈现西北—东南向。地形坡度一般15°~35°（备注：1976年5月29日，境内先后发生了7.3和7.4级强地震）。矿区属龙江水系，水系发育，水资源丰富。山间泉水多见。香柏河及河冲沟（猛淋河）为常年流水。可满足矿山生产。香柏河由东向西横穿矿区北东部注入龙江。河冲沟由南东向北西横穿矿区中部两交水注入龙江。2.3矿区经济概况2.3.1工农业发展概况矿区地方经济发展主要以农林为主，人口较稀疏，周围主要是村镇。2.3.2劳动力来源劳动力的来源主要为外来工程的承包队和当地工人或内部职工子弟。2.3.3水电供应情况洛宁龙门店矿区内的用电设备主要有：CA110AP-8.5SQL380/502空气压机、主扇一台、局扇五台和照明用电，矿山年耗电量3.3万千瓦时，矿区已有110KVA变压器供电线能满足矿山的生产需要。中段运输平巷、回采工作面采用36V安全电压。供电线路：无机械损伤的地方采用VV-300mm2电缆，移动线路用V—1KV型矿用橡胶电缆。矿山年耗水量约15000m3，主要用于落矿和掘进凿岩和防尘。在1580米标高建有水池，容量为120m3,管线用Dg50mm钢管，经中段运输平巷铺设，再由胶管接至采场，即可满足矿山生产用水。2.3.4其它生产材料供应情况建筑材料像钢筋、水泥、石灰和砖瓦等材料主要靠外地购进，本地区也能供应一部分，乳化炸药由矿山本部生产，雷管、导爆管、导火索等其他器材由外地购进；机械设备从外部购进，维修由矿山内部机修部门自行进行。

第三章矿床地质3.1区域特征3.1.1矿区地形特征洛宁龙门店银铅矿位于藏滇地槽褶皱带高黎贡山复背斜与复向东斜交接的龙陵——瑞丽大断裂北西洲、风吹坡不对称背斜的南东翼。3.1.2矿区地质构造据1:20万区测资料，该区北东角，东部与潞西一畹町区紧邻。区内大面积出露寒武系不同变质程度的变质岩系，褶皱、断裂发育，主构造线均呈北东——南西向延伸，但由于混合岩化作用强烈，部分褶皱、断裂难以恢复。其中以加里东晚期——化力西中期及燕山晚期之酸性岩浆浸入活动则直接控制了区内稀有金属的矿化作用；印支期的中酸性岩浆侵入活动较弱，仅见有铁的矿化现象；铬、镍矿化则与燕山末期的超基性岩浆侵入有关。区城矿产丰富，有色金属矿产有钨、锡、铋、钼、铅、锌、铜，贵重金融有金、银；稀有金属有铍、铌等。3.2矿床地质特征3.2.1矿床地质特征矿体沿层产出，与岩石发生同步扭曲、洛宁龙门店有三个矿段：北东杨梅坡矿段，分布有Ⅳ号矿体；中部两交水矿段，两交水矿段矿体；南西——碗水矿段，分布有Ⅰ、Ⅱ矿体。3.2.2主要矿体特征两交水矿段矿体产于矿区西南部，为矿区的主要矿体。由于受F26断层的破坏，两交水矿段矿体被错断为东西两段，但错距不大据工程揭露矿体产状变化大，有反倾现象，但产状与围岩一致；矿体单体工程控制最大厚度5.51米，最小厚度2．16米，平均厚度3.62米，厚度变化数32％；品位Ag：52.2-212.8g/t，平均113.4g/t；Pb：1.15-5.750%，平均3.00%，品位变化系数Ag：40%,，Pb：41%，矿体属厚度变化稳定、有用组分布分布较均匀的矿体。3.3矿石质量特征矿石具有自形一半粒状结构，条带状、脉状、浸染状构造，次为块状构成造，主要金属矿物分方铅矿、磁铁矿、黄铁矿，少量黄铜矿、闪锌矿。非金属矿物为石英、重晶石、黑云母、白云石、透灰石、石榴子石、绿帘石、电气石、方解石等，氧化物含量77.5%，矿石属氧化矿石。银的载体矿物主要为黄铁矿、方铅矿，其它矿物中银的含量一般较低。矿石自然类型根据氧化程度属混合矿，工业类型属银铅矿。3.4水文地质及涌水量预计3.4.1水文地质特征矿区属中山中切割侵蚀地貌，风化剥蚀强烈，地表径流发育，旱季不干，流量较大，除雨季大气降水补给外，主要由片麻岩裂隙水补给。矿区年降水量在1500-1600毫米之问，蒸发量1200—1500毫米，降水量与蒸发量基本持平，属北亚热带季风气候，雨季为5-10月，旱季为11月至次年4月。矿区采矿标高1850-1450米，最低侵蚀基准面香柏河标高1495米，部分矿段低于最低侵蚀基准面。香柏河为季节性河流。地下水以潜水为主，主要补给源大气降水，地下水径流以测向径流为主，区域径流为辅，地下水排泄以泉水为主，区域径流为辅。矿区主要含水层有：l、片麻岩及混合片麻岩，为风化裂隙含水层。其地下水活动程度与裂隙发育程度有关，即裂隙发生，地下水活动强烈。2,含矿层上盘（包括含矿层）为石英片岩等，属构造裂隙承压含水层。综上所述：洛宁龙门店银铅矿床属裂隙充水，富水性较差，属水文地质条件中等类型矿床。3.4.2涌水量预计7--18号勘探线内1450中段涌水量如表3-1中段涌水量计算表3-1标高（米）涌水量（m3/日）上含水层下含水层中段总水量中段最大可能涌水量计算方法1450650.97237.64888.611337大井法706.30250.399571438水平廊法本次开采的两交水矿段号矿体7--18号勘探线，1518-1450米标高之间水量不大，生产用水靠1850米标高水池供应，完全能满足生产；1450米中段的废水自流至1450中段水仓，再由水泵抽至1518米中段自流到地表。如果1450中段涌水量大时，为确保施工安全，排水系统要做好充分准备。3.5矿体和围岩物理力学性质影响顶板稳固性的因素有：风化程度、断层发育程度、夹软弱层情况等。矿体赋存于寒武系公养河群上段第二组第二层("Egn22-2.)中。矿体与接触界线清楚，黄铁矿、方铅矿富矿石常呈团块状、囊壮集合体分布于矿层内。矿体内无成层分布的夹石，只有在矿体内矿化不均匀的地段有较低品位的矿石，通过选矿可以进行回收，矿体的普氏系数在8~10之间，矿体稳定。矿体的围岩蚀变以重晶石、磁铁矿化和重晶石为主，次为黄铁矿化、褐铁矿化及赭土化。两交水矿段矿体顶、底板为灰绿、灰合色石英片岩、石榴子石白云母石英片岩，围岩的普氏系数在3~7之间，所以围岩较为稳定。3.6生产勘探和开采取样3.6.1探矿手段及网度a、遵循探矿工程布置与采矿工程密切配台，尽量提高工程复用率及生产超前于采矿的原则。b、采用坑钻结合手段，钻探用于采场中间加密控制，储量升级及超前控制矿体，以利用坑探及采矿工程的合理布置。c、探矿网度按25×50米（走向×倾向）3.6.2生产取样取样地点：包括全部探矿巷道、钻孔及切穿矿体的采准、切割巷道的矿体部位及近矿围岩、采矿场，必要时进行矿车取样，取样数量每天50个左右。分析项目为Ag、Pb两个元素。3.7矿区储量本次设计的两交水矿段号表内储量及各中段地质储量详见表3—2、3—3。表3-2两交水矿段表内储量表品级自然类型工业类型储量级别分类码矿石量（吨）主金属（吨）银铅表内混合矿银铅332+3331353436155,340603表3-3两交水矿段各中段地质储量中段标高（米）矿石、性质矿体编号储量级别矿石量（吨）品位金属量（吨）g(g/t)Pb(%)AgPb1600-1500混合矿两交水矿段332+333764171121.44.37912423301500-1450混合矿两交水矿段332+33334718220133.5879341450-1400混合矿两交水矿段33326208081.43.003175648合计332+3331353436113.43.00155.340603本次设计以勘查提供的储量计算表为依据。总的地质储量为：矿石量：（332+333级）1353436吨，品位：Ag：113.4g/t，Pb：3.00%，金属量Ag：155.3吨，Pb：40603吨。

第四章矿床开拓4.1矿山产量的校核4.1.1矿山设计年产量由设计任务书知，设计矿山日产量500t，年产量150000t。4.1.2按合理开采顺序同时回采矿块数校核矿山生产能力按开采顺序和同时采矿块数确定生产能力，可用下式计算：A＝n(上式中：A——矿山生产能力，t/a；n——同时回采阶段数，这里为1个阶段；q1——回采矿房的生产能力，这里为50t/d；q2——回采矿柱的生产能力，这里为30t/d；N1——阶段可布矿房数，这里为12个；N2——阶段可布矿柱数，这里为11个；E——地质影响系数，一般为0.7~1.0，这里为0.8；ψ——备用系数，一般为0.8~1.0，这里为0.8；K——矿块利用系数，这里为0.2；Z——副产矿石率，这里为22％；t——年工作天数，这里为330天；代入数据得：A＝1×(实际设计年产量为150000t/a，根据以上校核可知，矿山的年产量符合生产要求，可以采用。4.1.3根据矿山开采年下降速度验证矿山能力根据《采矿设计手册·矿床开采卷（下）》，按矿床开采年下降深度确定矿山年产量，可以用下式计算：A＝VSγα1－βK1上式中：A——矿山生产能力，t/a；S——矿山水平总面积，这里为7520m2；V——回采垂直下降速度，m/a，取V＝7(m/a)；E——地质影响系数，这里为0.8；K1、K2——倾角、厚度修正系数，K1＝1.1，K2＝0.9；α、β——矿石回收率、贫化率，α＝90％，β＝13％；γ——矿石体重，这里为3.3t/m3代入数据得：A＝7×按设计的年产量150000t/a计算，根据矿床开采下降深度验证矿山年产量，较设计的大，故满足生产要求。4.2三级储量计算根据洛宁龙门店矿区矿床的整体概况及本次设计的生产能力，初步确定整个矿山主要采用浅孔留矿法回采。经所给矿山资料可知：贫化率：r=13%；回收率：K=90%。三级储量计算：1、开拓矿量QK：QK=A×TK×(1-r)/K31=15×2×(1-0.13)/0.90=29万吨A生产能力TK开拓储量保有期2年2、采准矿量QZ:取TZ——采准保有期1年QZ=A×TZ×(1-r)/K32=15×1×(1-0.13)/0.90=14万吨3、备采矿量Qb：取Qb——采量保有期6个月，Qb=A×Tb×(1-r)/K33=15×0.5×(1-0.13)/0.90=7.25万吨4.3矿山服务年限（1）矿山设计年限根据《采矿设计手册·矿床开采卷（下）》可知，矿山服务年限与其生产能力存在以下关系：T＝QKA上式中：T——矿山经济合理服务年限；Q——矿山工业储量，Q＝1353436t；K——储量利用系数，这里取K＝0.98；A——矿山设计年产量，为150000t/a；ρ——废石混入率，这里为10％；代入数据得：T＝1353436×根据以上计算洛宁龙门店银铅矿设计服务年限为10年。（2）矿山实际服务年限上面设计所确定的矿山生产规模计算矿山服务年限所得到的是矿山计算服务年限。考虑矿山生产初期从投产到达产的年限，生产末期减产的年限，按设计规模的正常生产年限不少于整个服务年限的2/3，加之远景储量的升级或新工业储量的增加，矿山实际服务年限大于其计算服务年限。矿山实际服务年限可以按下式计算：T

=t+t1+ts上式中:T——矿山实际服务年限，年;t——矿山投产至达产的年限，这里为2年t1一按设计规模正常生产的年限，这里为10年;ts——矿山末期前产的年限，这里为1年;代入数据得:T=2+10+1=13年据上计算结果可得矿山的实际服务年限为13年。4.4阶段高度的确定确定阶段高度最核心的内容是矿山企业的经济效益，并结合洛宁龙门店银铅矿现有的采矿技术条件，最终确定合理的阶段高度。4.4.1阶段高度的确定的主要影响因数1、矿床开采技术条件对阶段高度的影响(1)矿体厚度：平均3.6米，属于薄矿体；(2)矿体倾角70°~80°：属于极倾斜矿体；(3)矿石与围岩的稳固性：矿体与围岩均稳固；(4)矿石的品位：Ag：113.4g/t；Pb：3％；(5)矿石的体重：3.3t/m3；(6)拟采用的采矿法：浅孔留矿法；(7)矿山的设计年产量：150000吨。2、基建工程量对阶段高度的影响当矿山工程只延深一个阶段时，高阶段的基建工程量较大。3、阶段高度与采场采准、切割工程量及阶段保有的开拓矿量对阶段高度的影响。阶段高度增大使采切工程量相对减少，采场保有的回采矿量增加，从而增大了采场能力，同时使阶段服务年限增长，但初期投资增大。4、阶段高度的确定必须与矿山装备水平相适应。4.4.2按年产量及沿走向的回采进度确定阶段高度对于埋藏要素稳定、形状规则的矿床，可按下式计算：H＝Asin上式中：A——矿山年产量，t/a；n——同时开采阶段数，这里为1；F——阶段中开采翼数，这里为1；α——矿体倾角，这里取75°；L——在阶段的一翼沿走向回采的年进度，这里为100m；M——矿体真厚度，这里为3.6m；γ、η、ρ同上公式符号。代入数据得：H＝150000×根据洛宁龙门店银铅矿的具体情况跟实际技术条件，确定设计的阶段高度为50m最为合理。4.5开拓方案4.5.1影响矿体开拓方案主要因素(1)地表地形是确定井巷开拓的重要条件。(2)一般情况下，矿床倾角为15°~75则可采用斜井或竖井开拓，4.5.2开拓方案的确定根据洛宁龙门店银铅矿本次设计1号矿体勘探已知条件及地表、地形和其它影响因素来看，两交水矿段矿床赋存在山岳地带，且矿体倾角在70°~80°，属于急倾斜矿体，较适用于竖井开拓，因此对照平硐——盲竖井联合开拓方案和主副井开拓方案综合对比来看，平硐——盲竖井联合开拓方案前期基建期短，能够较快的实现矿山盈利，而且相比较主副井方案基建工程量短，能够大大降低开拓成本，因此最终结合来看，方案选用平硐—盲竖井联合开拓，开拓系统图如图4—1所示。图4—1开拓系统图4.5.3平硐及主要井筒位置的确定洛宁龙门店银铅矿地下开采采用平硐——盲竖井联合开拓方案，由平硐开采平硐以上矿体，平硐以下的矿体用竖井开拓。竖井用罐笼提升矿石，也兼做提升废石、运送材料和人员、进风等。（1）平硐主要用途及位置该矿的平硐主要用于运输矿石与废石，还兼用于运输材料和行人等，其坐标为：X＝66285.000，Y＝22447.0，Z＝1524.00。（2）竖井及风井用途及位置盲竖井选择进直径为5.0m的圆形井筒,目的是为了矿石提升便于运输。由于地质条件较好，围岩属中等稳固到稳固所以支护采用喷射混凝土支护。竖井的位置为X＝66192.000，Y＝22413.00，Z＝1524.00。回风井是整个矿山开采系统中各种污风汇集排出的井巷，故其位置的选择与确定非常重要，否则将会影响整个矿山的开采，且污染周边环境，根据矿山实际情况，该回风井设置于矿体西翼，这里空气流畅，是较好的位置，减少了不必要的投资，其位置为X＝65925.000，Y＝22237.00，Z＝1595.00。盲回风井作用与回风井作用相同，但不直接通向地面，此回风井主要用于矿体东翼开采时的通风，其位置为X＝66523.000，Y＝22638.00，Z＝1500.00。4.5.4开拓巷道断面形状及规格（1）平硐断面形状及规格初选平硐采用电机车运输的设备类型：用ZK3—6/250型架线式电机车和YGC0.7-6型固定车厢式矿车。则采用电机车运输时平硐的尺寸规格示意图如下所示：图4-11．净宽B0的计算：B0＝a＋2A1＋c+t式中：a——安全距离，300mm；A1——设备宽度，880mm；c——人行道宽，900mm；t——双轨间距，300mm；B0＝300+1760+900+300＝3260mm2.净高H0的计算拱高h0：h0＝1320mm；圆拱半径是1650mm；墙高取h3＝1800mm。平硐净高度H：H＝h3+h0＝1800+1320＝3120mm选择支护参数：查表取，混凝土支护厚度：T＝T1＝200mm则平硐断面尺寸：平硐设计掘进宽度：B1＝B0+2×T＝3260+2×200＝3660mm；平硐计算掘进宽度：B2=B1+2δ=3660+2×75=3810mm；平硐设计掘进高度：H1＝H+hb+T＝3120+180+100＝3400mm；平硐计算掘进高度：H2＝H1+δ＝3400+75=3475mm；平硐设计掘进断面面积：S1=B1（0.39B1+h3）=3460×（0.39×3660+1800）=11.1m2平硐计算掘进断面面积：S2=B2（0.39B2+h3）=3810×（0.39×3810+1800）=12.5m2（2）竖井断面形状及尺寸竖井的选择依据《采矿设计手册》，选择直径为5.0m的圆形井筒,目的是为了通风阻力小而且维修费用要比矩形井筒小。由于矿体地质条件比较好，围岩属中等稳固到稳固所以支护采用喷射混凝土支护。盲竖井除了提升矿石外还兼做副井，担负提升人员、材料、废石等的运输。竖井井筒设备：在有提升设备的竖井井筒内，为了提升容器在提升过程中的横向摆动，保证提升的安全，必须安有导向装置—罐道和罐道梁。1．罐道本设计中采用钢丝绳罐道，是将钢丝绳两端固定在井架上和井底，并拉紧作为罐道，提升容器沿着钢丝绳上下运行。2．罐道梁罐道梁在井筒内布置主要是满足罐道，梯子，管缆固定的需要。金属罐道梁采用38Kg/m工字钢。1．井筒格间划分和断面布置管子间及电缆敷设井筒内需敷设专门的管子间以输送空气，供水和排水。管子间按管子法兰盘最大外径尺寸布置，并留有安装，检修和更换的空间位置。在管子间除布置管道外，还设有动力，信号，通讯等电缆。电缆用电缆卡子固定在梁上。竖井井筒断面尺寸见图4—2。盲回风立井直径为2.8m的圆形井口作为通风竖井，同时作为逃灾井筒。图4—2盲竖井断面图（3）阶段运输巷断面形状及规格①选择巷道断面形状和支护类型用于运输矿岩的电机车型号ZK3—6/250型架线式电机车，矿车为YGC0.7-6型矿车。为运输布线方式采用双线布置，轨距600mm；服务年限较长，预计巷道承受较大的顶压，故选半圆拱形，支护材料选用浇注混凝土。②确定巷道断面尺寸巷道净宽度B0B0＝a＋2A1＋c＋t式中：a——安全距离，300mm；A1——设备宽度，860mm；c——人行道宽，800mm；t——双轨间距，300mm;B0＝300+1720+900+300＝3120mm③道床参数根据该巷道的运输量及采用的运输设备，选用18kg/m钢轨，钢筋混凝土轨枕。查表知底板水平与轨面水平的间距hc＝320mm，底板至道渣面的高度hb＝180mm，则道渣面与轨面的高度ha＝140mm。④净高H0的计算a：拱高h0h0＝B0/2=1560mm；半圆拱半径是R=1560mm。Ⅰ：按电机车架线要求计算由半圆拱形巷道拱高公式得：h3≥h4+hc－h4——为轨面起电机车架线高度取2000mm；hc——为道床总高度是320mm；n——为导电弓子距拱壁安全间距取300mm；b1——为轨道中线与巷道中线间距为820mm；K——为导电弓子宽度之半取360mm。所以h3≥1788mmⅡ：按管道架设要求计算h3≥h5+h7+hb－h5——为渣面至管子底高度取1800mm；h7——为管子悬吊件总高度取600mm；m——为导电弓子距管子间距取800mm；D——为压气管法蓝盘直径为350mm；b2——为轨道中线与巷道中线间距是300mm。所以h3≥1780mmⅢ：按行人要求计算半圆拱巷道墙高按下式计算：h3≥1800+hb-j为距巷道壁的距离，一般取200mm；所以h3≥1160mm按以上三种要求计算后取其中的最大值1788mm，按10mm的倍数向上选取，则取墙高h3＝1800mm。b：巷道净高度HH＝h3+h0＝1800+1560＝3360mmc：选择支护参数查表知，混凝土支护厚度T＝T1＝100mm⑤水沟参数水沟坡度与巷道坡度相同，取3‰，选用Ⅲ型水沟，水沟的断面参数为：上宽350mm，下宽310mm，深度300mm，净断面积0.1m2，掘进断面面积0.2m2，每米水沟混凝土用量为0.13m3。⑥巷道断面尺寸巷道设计掘进宽度：B1＝B0+2×T＝3120+2×100＝3320mm巷道计算掘进宽度：B2=B1+2δ=3320+2×75=3470mm巷道设计掘进高度：H1＝H+hb+T＝3360+180+100＝3640mm巷道计算掘进高度：H2＝H1+δ＝3640+75=3715mm巷道设计掘进断面面积：S1=B1（0.39B1+h3）=3320×（0.39×3320+1800）=10.27m2巷道计算掘进断面面积：S2=B2（0.39B2+h3）=3470×（0.39×3470+1800）=10.9m2⑦掘进工程量及材料消耗量每米巷道拱与计算掘进体积：V1＝S2×1＝10.9m3每米巷道墙角计算掘进体积：V2＝0.2×（T+δ）×1=0.04m3每米巷道拱与墙喷射材料消耗：V3＝1.57（B2-T1）T1+2h3T1=0.89m3每米巷道墙脚喷射材料消耗：V4＝0.2T1×1＝0.02m3每米巷道喷射材料消耗：V=V3+V4=0.91m3⑧管缆布置压风管和供水管布置在人行道一侧上方，采用管子托架架设。托架上部敷设压风管，托架下部悬挂供水管。动力电缆设于非人行道一侧，三条通讯、照明电缆设于人行道一侧。电缆采用挂钩悬挂在支护侧墙上。图4—3阶段运输巷的断面尺寸图4.5.5阶段运输巷道的布置及运输线路设置阶段运输巷道的布置形式选用单一沿脉巷道布置或下盘沿脉加穿脉布置运输线路，设计沿竖井向下掘进至某一阶段，掘进通向矿体的石门，下部矿体在脉外掘进沿脉运输巷道，这样在采场內采出的矿石沿沿脉运输巷道运至石门，在经石门车场将矿体从竖井运出。4.5.6石门断面连接进风立井与阶段运输巷的石门的断面与阶段运输巷道一样，盲回风立井与阶段运输巷的石门的净断面为2.8×2.8米，连接通风盲斜井与阶段运输巷的石门的净断面也为2.8×2.8米。4.5.7穿脉断面为了提高矿石的回采率，避免在矿体内留矿柱，因此沿阶段运输巷道，每50米布置一个穿脉巷道，这种布置的优点是穿脉巷道装矿安全、方便、可靠。还可起探矿作用，型号选2.8m×2.8m。4.5.8开采顺序按照回采工作对主要开拓巷道的位置关系，阶段中矿块的开采顺序可分为三种情况：前进式开采、后退式开采和混合式开采。结合本矿实际，围岩比较稳定，巷道基本不支护，决定采用前进式开采，阶段自上而下的下行式开采，其中同时工作中段数：1个。4.6井底车场和其他硐室（1）井底车场的组成井底车场是地下运输的枢纽站，开凿于井底车场内的各种硐室主要有水泵房、

管子间、水仓、变电所、机车库、调度室、充电硐室、等候室、推车机硐室以及医务室等。（2）井底车场的形式根据年产量15万吨和选用罐笼提升的提升方式选择主要水平层的井底车场型式为：折返式井底车场，如图4-4所示。3.其它硐室的形状规格

(1)井下炸药库，每个中段布置一个，长22米，宽14米，高5米，主要用于存放爆破器材，支护要求相对较高，故采用钢筋混凝土支护。

(2)变电室：选取为硐室型，长20米，宽10米，高3.5米。(3)水泵房：硐室型，长30米，宽16米，高4米。(4)水仓双侧布置，选取水仓长度为150米，水深2米，净宽为3米，

总有效断面长度500m。(5)电机车修理硐室长15米，宽6米，高5米。(6)电机车库:长20米，宽12米，高度6米。(7)消防车及材料库硐室型，长20米，宽8米，高4米。

第五章采矿方法5.1采矿方法的选择5.1.1采矿方法选择的主要原则选择采矿方法考虑的主要原则是：生产安全，劳动条件好；机械化程度高，矿块生产能力大，劳动生产效率

高；矿石回收率高，贫化率低；材料(主要是木材、水泥和刚材)消耗少；采矿成本低，经济效益好、回采工艺简单，管理方便等。

5.1.2影响采矿方法选择的因素影响采矿方法选择的矿床地质条件有矿体倾向、厚度、形态与埋藏深度；矿石和围岩的性质(主要是稳固性、可崩性、放射性、结块性与自燃性等)；5.1.3采矿方法初选根据矿床地质条件、开采技术条件和国家政策要求，初步拟出技术上可行的采矿方法进行初选，如下表：表5—1采矿方法初选表项目序号主要的采矿技术条件按各条件可选取的采矿方法技术条件名称技术条件特征1地表是否允许陷落允许陷落空场法、充填法2矿石稳固性稳固空场法、崩落法3围岩稳固性稳固空场法、崩落法4矿体倾角及厚度倾角70°~80°厚4m浅孔留矿法分段采矿法5矿石品味品位较高空场法、充填法6矿石连续性较连续崩落法、空场法7矿石性质氧化作用发育空场法、充填法8矿石接触情况接触规整充填法、空场法综合拟采用的采矿方法浅孔留矿法分段矿房法由于洛宁龙门店银铅矿属于贵重金属矿，而崩落采矿法会造成矿体贫化率较高，因此不适宜选用崩落采矿法。若选用充填采矿法会造成采矿成本大幅度增加，不符合矿山盈利最优目的，所以最终选择空场采矿法。根据现有技术条件，选择空场采矿法中的浅孔留矿法和分段矿房法进行详细的技术经济分析，如下表：表5-2两种采矿方法技术经济比较比较项目单位浅孔留矿法分段矿房法矿块生产能力t/d200~600150~400平均地质品位％2828损失率％1015贫化率％1317采切比m/kt913出矿品位％8783选矿回收率％9085精矿年产量tAg:17Pb:4500Ag:13Pb:3800采矿工效吨/工班200160采矿平均成本元/吨32.435.2通过以上技术经济对比来看，由于洛宁龙门店银铅矿属于贵重金属矿，因此在选择采矿方法时应特别注意矿石贫化率和损失率带来的影响，因此浅孔留矿法较为合适，而且浅孔留矿法采矿平均采矿成本相较于分段矿房法较低，符合矿山经济效益。综合对比最后得出，采矿方法选用浅孔留矿法。5.2矿块布置和采场结构参数的确定矿体倾角70°~80°，矿房沿矿体走向布置，阶段高度50m，阶段斜长51.7m，矿块宽度等于矿体厚度，矿房、矿柱交替布置，矿房长度50m，间柱宽度6m，顶柱厚4m，漏斗间距5.5m，底柱高5m；先采矿房，后采矿柱，顺序开采，依次进行。表5-3采场结构参数矿体倾角/°阶段高度/m阶段斜长/m矿房长度/m间柱宽度/m顶柱厚度/m底柱高度/m漏斗间距/m70~80°5051.7506455.55.3矿块的采准与切割5.3.1采准工作采准工作主要是掘进沿脉平巷、采准天井（作为行人、通风之用）、联络道、电耙巷、拉底巷道和漏斗颈。切割工作是漏斗横穿、漏斗颈、拉底巷。（1）沿脉平巷：由于矿产生产能力为小型矿山，但矿体沿走向较长，阶段矿石储量较大，因此沿脉运输巷道设在脉内，其高度取2.8m，宽度取2.4m。（2）采准天井与联络道：采准天井布置在间柱中，规格2.0×2.0m2；垂直方向上每隔4m开凿断面为2.0×1.5m（3）电耙巷：在运输巷道上方约3m处，开凿规格为2.0×2.0m的电耙巷。电耙巷的一侧布置有长度为3m、宽度为2m、高度为2m的电耙绞车硐室。硐室一侧的电耙巷内掘凿一放矿溜井接通运输平巷。其规格一般为2×2m。（4）漏斗：在矿房底部靠近下盘走向每隔5.5m开凿漏斗。5.3.2切割工作切割工作是以拉底巷道为自由面，形成拉底空间和辟漏，它的作用是为回采工作面开辟自由面，并为爆破创造有利条件。拉底高度为2m，拉底宽度为1.66m。5.4回采5.4.1凿岩采用自下而上分层回采，分层高度2m。回采工作面呈倒台阶式布置。当矿体较薄时，采用上向炮眼梯段工作面，使用YPS-45上向凿岩机，炮眼深度1.4~1.8m，矿体较厚时，采用水平炮眼梯段工作面，常从采场一端向另一端，或由中央向两端回采，使用7655型凿岩机。炮眼深度2m。打上向炮孔时，梯段工作面长度为10~15m。打水平炮孔时，梯段工作面长度为2~4m，高度为1.5~2m，炮孔间距取1m。（1）凿岩设备YSP-45与7655型凿岩机主要技术参数如下表：表5-4YSP-45与7655型凿岩机主要技术参数型号机重/Kg孔径/mm最大孔深/mYSP-454435~42676552434~382（2）凿岩机数量的确定：①每米炮孔崩落量q=Wa式中：q—每米炮孔崩落量；W—最小抵抗线，W=（25~30）d，d取40mm，W=1m；a—炮孔间距，a=（1~1.5）W；η0—炮孔利用率，90γ—矿石密度，3.3t/mK—矿石损失率，10%；Υ代入数据得：q=1×1×0.9×3.3×0.9÷0.87=3.1t/m②采场每一工作循环内落矿量A=l·m·L·式中：A—采场每一工作循环内落矿量l—炮孔深度，这里取2m；m—矿体厚度，这里为3.6m；L—梯段工作面长度，这里为12m；n1ρ—矿石密度，这里为3.3t/m代入数据得：A=2×3.6×12×1×3.3=285t③采场配置凿岩机台数n=式中：n—凿岩机台数；A—采场每一工作循环内落矿量，A=285t；q—每米炮孔崩落量，q=3.1；p—凿岩机台班效率，60m；代入数据得：n=故取三台凿岩，两台工作，一台备用。5.4.2爆破爆破采用2#岩石炸药进行人工装药，装药长度不大于炮孔深度的三分之二，逐排分段微差爆破，用导火线和火雷管起爆。出矿块度≤350mm。块度大于350mm的矿石在采场中进行二次破碎。（1）爆破参数的确定①炮孔直径：d=40mm；药径：②最小抵抗线W：这里取W=25d=1m。③孔间距a：a=1W=1m。④根据矿岩结构及坚固性系数并参考相似矿山经验，爆破炸药单耗q取0.8kg/m⑤炮孔深度，炮孔深度取1.5m。⑥堵塞长度浅孔爆破堵塞长度一般为（1.0~1.2）W，且一般长度一般不超过孔深的1/3，取堵塞长度为0.5m，堵塞部分用砂子、岩粉和黏土混合物填塞，砂子和黏土比例为3:1，加入20%的水制成炮泥。（2）回采时炮孔布置方式炮孔为一字形布置，一个梯段工作面的总装药量为：Q=q·m·L·式中：Q—一个梯段总装药量，kg；q—单位炸药消耗量；m—矿体厚度；L—梯段工作面长度；Lcp代入数据得：Q=0.8×3.6×12×1.5=51.8kg（3）炮孔布置图如图所示：图5-1平行炮孔布置5.4.3通风凿岩爆破作业产生的粉尘中游离二氧化硅离子含量很高，对工人的健康危害很大，因此，工作面通风的风量应保证满足排尘和排除炮烟的需要。在采掘工作面中，空气的含氧量不得少于20%，风速不得低于0.15m/s。风流从阶段运输平巷沿天井上升，穿过采场，由矿房另一侧的天井上升到上部回风平巷排出。5.4.4局部放矿局部放矿放出每次崩落矿石的30%左右，使矿房内暂留的矿石能够保持2m高的作业空间。采用重力放矿和电耙出矿。漏斗下方布置电耙道，矿石依靠重力从漏斗到电耙巷，通过电耙把矿石运到放矿溜井处，溜井下方的阶段运输巷内布置矿车；把矿石运要主溜井处。（1）重力放矿在局部放矿时，放矿工应与平场密切联系，按规定的漏斗放出所要求的矿量，以减少平场工作量和防止在留矿堆中形成空硐。（2）电耙出矿在矿房下部阶段运输巷道之上3~4m处，沿矿房长轴方向掘进电耙道；电耙道与阶段运输巷道之间掘放矿溜井。放矿时，矿石沿漏斗进入电耙道，用电耙放入放矿溜井经漏斗闸门溜放到阶段运输巷道中的矿车内。选用2DPJ-30电耙。表5—5DPJ-30的主要技术参数型号电压(V)功率(KW)耙斗容量(m3)长（m）宽（m）高（m）2DPJ-30380300.41.650.970.6955.4.5平场、撬顶和二次破碎放矿结束后先撬顶，后平场。由于装药密度较大，炮眼较浅，且矿石坚硬性大，所以崩下的矿石块度较均匀。大块直接在采场内用覆土爆破法破碎。5.4.6最终放矿及矿房残留矿石的回收矿房采完后，应及时组织最终放矿，也叫大量放矿，在放矿时，如漏斗堵塞，应及时处理，以提高放矿强度，防止围岩片落，减少二次贫化。5.4.7顶板管理及采空区处理根据实际情况采用金属锚杆或锚杆加金属网进行辅助支护。矿体平均厚度3.6m，为中厚矿体，采空区处理以封闭采空区为主，在条件允许的情况下，以间隔充填采空区的形式，采用废石充填采空区，即减小运输提升费用，又减少废石场占地面积。5.4.8顶底柱和矿柱回采矿柱回采：回采时采用大量崩矿方法，先爆间柱，后爆顶底柱，间柱采用YSP—45凿岩机，顶柱采用中深孔钻机（YGZ—90）布置水平孔（平行或扇形孔），分区同时大爆破。分区顺序是由矿区两翼向中央推进。如果矿柱回采后，空区仍较稳定，则需采取强制崩落上盘围岩措施。分段凿岩的阶段矿房法回采时，底柱用束状中深孔，顶柱用水平深孔，间柱用垂直扇形中深孔落矿。同次分段爆破，先爆间柱，后爆顶底柱。由于矿体与围岩界限不明显，因此回采过程中二次圈定矿体工作较重要，这是减少回采工作中一次损失和贫化的重要前提。5.5劳动组织及主要技术经济指标5.5.1劳动组织年工作天数为330天，月工作28天，每天三班，每班工作八小时，连续作业，工人实行轮休制，管理人员除直接生产管理人员外实行社会星期天休息制度。5.5.2工作面循环作业表表5—6主要回采工作面循环作业表5.5.3采矿方法主要经济技术指标序号指标名称单位指标及数量1矿块厚度m3.62矿块长度m503矿块高度m504矿块储量块345矿块倾角度70~806采矿方法浅孔留矿法7矿块日产量t5008矿块年产量万t159采切比m/kt910矿块回采率％9011矿块贫化率％1312主要材料消耗炸药单耗Kg/t0.8雷管单耗个/t0.6导火线单耗m/t0.9钎子钢单耗Kg/t0.08合金片单耗g/t85.5.4主要采掘设备序号设备型号台数工作备用合计17655凿岩机2132YSP—45凿岩机21333DPJ-30电耙1124BQF100型装药器1125ZCG-1X型装岩机112

第六章基建工程量及基建进度计划6.1基建工程量本矿的井巷开拓分期开拓，一期开拓1400米以上的矿体。根据本期的开采范围和开拓，采准切割工作对基建工作的要求，基建工程主要有：平硐、盲竖井、回风竖井，1500米运输巷、1450米运输巷、1400米运输巷，井底水仓硐室、水泵房、变电所等基建工程，采切工程有天井、联络道、斗穿斗颈、拉底巷道等。总基建工程量228121立方米，满足投产时三级矿量要求。基建工程量详见表6-1。表6—1基建工程量表序号工程名称支护形式净断面掘进断面长度（m）体积（m³）1开拓工程（1）平硐硂3.2×3.13.4×3.33003366（2）盲竖井硂D5.0D5.41503434（3）回风井硂 3.0×2.93503045(4)1500米中段①运输巷道硂3.2×3.53.4×3.754067932②进风井石门硂3.1×3.43.3×3.51201164③回风石门2.8×2.872564(5)1450米中段①运输巷道硂3.2×3.53.4×3.754067932②进风井石门硂3.1×3.43.3×3.583772③回风石门2.8×2.8120939(6)1400米中段①运输巷道硂3.2×3.53.4×3.754067932②进风井石门硂3.1×3.43.3×3.51371260③回风石门2.8×2.82371853④水仓900⑤水泵房、变电所2620⑥炸药库15402采切工程（1）天井2.0×2.050200（2）联络道2.0×1.52884（3）斗穿及斗颈2.0×2.080320（4）拉底巷道2.0×2.055220（5）出矿巷道2.4×2.650312（6）电耙道及小溜井2.0×2.055220（7）切割天井2.0×2.040160（8）分段凿岩巷道2.6×2.62001352合计2281216.2基建进度计划井巷基建工作是矿山建设的重要环节，施工前要及时做好准备工作，并做好基建时期的组织工作。初步选取如下掘进进度指标如下表：表6—2掘进进度表项目名称平硐盲竖井回风井运输平巷其他平均时间95m/月50m/月55m/月90m/月350m3/月基建期为二年，基建期结束后投产第一年矿石产量为10万t/a,第二年达产。基建进度计划见表6-3。表6—3基建进度计划表由于前期探矿手段不太完善，所以在开采过程中一边进行回采，一边进行钻探用于发现下部不明矿量，在已知矿体下端若还有矿量，在原有平硐——盲竖井的开拓方案上继续向下延伸，开拓方案大致方向基本不变，另外采矿方法会根据后续发现矿体的地质情况会进行酌情修改，后期开拓和采矿方法的设计也将会根据具体情况具体进行分析以及经济计算。

第七章矿井通风7.1矿井通风概述矿井通风设计是矿床总体设计的一个不可缺少的组成部分，它的基本任务是：与开拓、采矿方法相配合，建立一个安全可靠、经济合理的矿井通风系统；计算各时期各工作面所需的总风量及矿井中的总风量，计算矿井阻力，选择通风设备。7.2矿井通风方式与通风系统的选择本矿通风采用对角双翼抽出式通风系统，在回风井上安装抽出式扇风机，盲竖井作为入风井。新鲜风流从盲竖井井口口进入，经竖井、石门、各中段沿脉运输巷穿脉，人行进风井、联络巷到达采场，污风经过采场回风井到达回风巷道，再经过回风石门及回风井排出地表。在工作面进行爆破作业时，采用压入式局扇通风以排除炮烟，净化工作环境。对难以利用系统主扇风流直接通风的独头掘进巷道，利用局扇辅助通风。7.3矿井总风量计算矿井风量计算是矿井通风设计的一个极其重要的内容。矿井通风的目的在于供给矿井必要数量的新鲜空气，以稀释并排除有毒气体和粉尘，创造良好的劳动条件，保证井下人员的身体健康，提高劳动生产率。另外，矿井风量又是计算矿井通风阻力和选择通风设备的基本参数。风量计算分为两个时期：容易时期和困难时期。当井筒或井口发生火灾，启动反风装置。其全矿总风量的计算公式如下：Qt=K（ΣQS+ΣQS/＋ΣQj/＋QH）式中：QS—回采工作面所需风量，m3/s；QS/—备采工作面所需风量，m3/s；ΣQj/—掘进工作面（采切）所需风量，m3/s；QH—硐室所需风量，m3/s；K—矿井风量备用系数，取K=1.4；（地表有崩落区k=1.35～1.5）1、回采工作面风量计算：（1）按排风尘量确定：凿岩设备两台，根据《采矿设计手册》排尘风量表可知所需贯穿风量为q=4.0m3/s。（2）按排出粉计算工作面所需风量确定：按排尘风速计算硐室风量时，只要硐室中射流区受限扩张段末端平面平均风速达到排尘速度要求，即可满足硐室排尘通风要求，用下式计算：Qs=S0式中：S0——硐室入风口断面面积，S0＝2.8×2.8＝7.8m2；n——射流受阻系数，取0.041；计算得：Qs=7.80.772＋4.1×0.041＝8.3m3（3）按爆破后排烟计算：本设计的采场进风巷道横断面与回采工作面横断面相差较大，既采场宽度等于或大于8米，采场长度大于宽度的2倍，并利用贯风流通风，故属于硐室型回采工作面，风量计算公式为:Qs＝2.3VKt·lg上式中：

v一一回采工作面空间的容积，40×40×3.6＝5769m3；

K——紊流扩散系数，取0.9；t——通风时间取1800s；A——次爆破的炸药量，为51.8kg；代入数据得:Qs＝2.357690.9×1800·lg500×51.85769＝5.7m比较①与②和③的结果，取最大值，则回采作业工作面需风量为8.3m3/s，12个采场共需要的风量为99.6m3/s。2、备采工作面风量计算：其风量可取回采工作面风量的二分之一，备采工作面4个。备采总需风量为：QS/＝0.5QS×4＝8.3×4＝33.2m3/s3、掘进工作面（采切）所需风量：掘进工作面3个，其风量可按《采矿设计手册》的表2－16－16选取，即：ΣQj/×3＝2×3=6m3/s4、硐室所需风量：变电硐室风量：4ｍ3/ｓ，井下水泵硐室风量：2ｍ3/ｓ，电机车库风量：1ｍ3/ｓ，其他：2ｍ3/ｓ硐室总风量为：Ｑ硐室＝4+2+1+2＝9ｍ3/ｓ5、全矿井总风量计算结果为：Qt＝1.4（99.6＋33.2＋6＋9）＝206.9m3/s即全矿井所需总风量为206.9m3/s。6、全矿风量分配矿井总风量确定之后，按以下原则进行风量分配，以便进行系统阻力计算:(1)井下各作业地点按照实际需要的风量进行风量分配；(2)矿井多井口进风时，各进风风路的风量按风量自然分配的规律进行解算，求出各进风路自然分配的分量；(3)按各中段的采矿量均衡分配的条件来分配风量；(4)井下炸药库应独立通风，排风流直接导入总排风道中，否则必须采取净化措施；(5)一切需风点和有风流通过的井巷中，其最高风速不得超过《冶金矿山安全规程》的以下规定：①专用风井和风硐的最高风速≤15m/s；②专用物料提升井的最高风速≤12m/s；③风桥的最高风速≤10m/s；④提升人员和物料的井筒、主要进风道、排风道、修理中的井筒的最高风速≤8m/s；⑤运输巷道、采区进风道的最高风速≤6m/s；⑥采矿场、采准巷道的最高风速≤4m/s；根据以上各种风量分配的原则，进行风量分配，其结果见通风系统各中段进风。7.4矿井总风压的计算矿井通风总阻力是指风流由进风井口到扇风机风硐（抽出式）沿任一风路流动途中所产生的摩擦阻力和局部阻力之总和（按矿井通风困难时期计算）。表7—1通风阻力表因此，矿井总摩擦阻力为hf＝4927.3Pa。2、矿井总局部阻力：其全矿的总局部阻力可根据总摩擦阻力进行估算。一般认为，总局部阻力大致等于总摩擦阻力的20％，即hl＝0.2hf。所以矿井的总局部阻力为：hl＝0.2hf＝0.2×4927.3＝985.5Pa。3、局扇通风总风量的计算按压入式通风的风量计算公式计算：QP＝18（A·Lr·S）1/2/t，m3/s式中：QP——压入式通风工作面所需风量，m3/s；T——通风时间，一般取1800s；A——一次爆破的炸药消耗量，51.8Kg；Lr——巷道长度，44m；S——巷道断面积，11.1m2；经计算：QP=1.69m3/s7.5通风设备的选择矿井通风设备的选择包括主扇风机和电动机的选择。1、主扇风机的选择选择扇风机必须首先知道矿井通风系统要求扇风机提供的风量和风压。（1）扇风机的风量：Qf＝∮Qt式中：∮—扇风机装置的风量备用系数，一般取∮＝1.1；Qt—矿井要求的总风量，206.9m3/s；经计算：Qf＝227.6m3/s（2）扇风机的风压：Hf＝H＋hr式中：H—矿井总阻力，4927.3Pa；hr—扇风机装置阻力，本矿风机取180Pa；经计算：Hf＝5107.3Pa（3）根据扇风机工况点的Hf和Qf，计算扇风机的功率Nf：即：Nf＝Hf×Qf÷nf÷1000，式中：nf—扇风机的效率，本矿井取0.85；经计算：Nf＝187.5kw2、电动机的选择：根据通风容易与困难两个时期主扇风机的输入功率Nf，计算出电动机的功率Ne：Ne＝K·Nf/n·ne，式中：K——电动机的容量备用系数，取1.1；N——传动效率，取0.95；ne—电动机效率，取0.95；经计算：Ne＝235,76kw3、根据以上的计算，在查阅设计手册后，选用70-B2-21-28-Ⅱ型扇风机。主要技术性能如下表：主要技术性能如下表：通风机电动机通风参数型号转速(r/min)叶片角度（°）型号功率(Kw)转速(r/min)风量(m3/s)风压（Pa）70-B2-21-28-Ⅱ60035JS-126-6480600802525～49704、局部风扇的选择以局扇所需风量作为局扇选型的依据，局扇选用BKJ66-11NO3.8型风机。选用与局扇配套的风筒，即：434mm的柔性风筒。其局扇技术参数表如下：系列风量(m3/s)全压（Pa）电动机质量（Kg）转速(r/min)功率（Kw）BKJ6—11NO3.82.5103029004100

第八章矿井提升与运输8.1运输系统及运输设备概述本矿运输方式在每个阶段采用电机车运输，每个阶段通过架线式电机车运至井底车场，然后由提升机提升至地面，在通过架线式电机车或汽车运输到矿石厂或废石场内。（1）矿石运输本矿体1550m平硐的矿石由电机车牵引0.7m3矿车由平硐运至矿石场，1550m中段以下各中段的矿石用盲竖井由罐笼提升至地表的井口车场，再由汽车转运至矿石场。（2）废石运输1550m平硐的废石运输路线同矿石运输，1550m中段以下各中段的废石通过架线式电机车牵引YGC0.7-6型号矿车运至井底车场，再用盲竖井由罐笼提升至地表的井口车场，由电机车直接牵引矿车运至废石场，或通过自卸式汽车转运至废石场。（3）人员、材料、设备运输1550m平硐的入坑人员、材料、设备，由电机车牵引材料车、平板车至1550中段平巷，1550m平硐以下的入坑人员、材料、设备，用盲竖井提升下运至其他各个中段。根据本矿山的生产能力，确定YGC0.7-6型固定式矿车作为主要运矿设备，石门和阶段运输巷内选用ZK3—6/250型电机车，竖井选用2JK-2.5/20A型提升机。有轨电机车运输巷道铺轨为15kg/m，轨距600mm,弯道半径5.7m,线路坡度3-5%0，道岔采用DK624-4-12型。8.2矿井提升能力的计算盲竖井主要承担井下的矿石、人员、废石、材料的提升任务，提升系统采用罐笼提升，选用2JK-2.5/20A型提升机，YJGS-1.8a-1型罐笼，其提升能力计算如下：（1）小时提升量式中:As——小时提升量，t；A——矿石年产量，15万t；C——不均衡系数，1.2；——日工作小时数，24h；——年工作日数，330d；则盲竖井小时提升量：As＝1.2×150000÷24÷330=22.7吨（2）罐笼型号选择当罐笼作为主提升时，选择双罐笼作为提升容器。罐笼提升时的一次提升量的计算：Q＝(AS／3600γCm)×（K１H１／２＋θ＋μ）式中：Q——容器的容量，吨；K１——系数，取2.82；H——最大提升高度，取150；θ——罐笼装载提升时间，取65s；Cm——装满系数取0.85；μ——容器减速与爬行的附加时间，取10s；γ——松散矿石密度，这里为2.62t/m3；代入数据得：Q=22.7×（2.82×150＋10＋65）÷3600÷0.85÷2.62=1.4吨查表可知，最终选择YJGS-1.8a-1型罐笼。（3）钢丝绳选择计算钢丝绳每米质量：p、=(Q+Qr)/[11（σ/m）－HO]式中：

σ——钢丝绳抗拉强度，1650N/mm2；m——钢丝绳安全系数，9；Q——一次提升量，3480kg；Qr——容器自重和所装矿车自重之和，这里为1900kg；HO——钢丝绳最大悬垂长度，150m；代入数据得：p、＝（3480＋1900）÷[11×(1650÷9)－150]＝2.88从钢绳规格表中选择与p、值靠近的标准钢绳，查其每米质量值，为3.383kg/m。钢丝绳实际安全系数校验:式中：Qd——钢丝绳中钢丝破断拉力总和，543410N；G——重力加速度，9.8m/s2；经计算ḿ=543410/(1900+3.383×150)=22＞9。根据提升装置要求的钢丝绳每米钢丝绳质量，选下钢绳直径为31.0mm的钢丝绳，技术规格的见表8—1。表8—1技术规格表钢绳钢丝参考重量钢绳抗拉强度直径1550N/mm2单位：mm（kg/100m）钢丝破断拉力和31.02.0338.3543410（4）提升机选择及天轮选择提升机卷筒直径Dj（mm）：Dj≥60×ds式中：ds——提升钢丝绳直径31.0mm；经计算可得：Dj≥1860mm根据罐笼的选择，选择提升机的型号为2JK-2.5/20A，又根据钢丝绳的尺寸及承受力，选择天轮为直径为2000mm的铸铁天轮，技术规格见表8-2。表8-2提升机技术规格表提升机型号2JK-2.5/20A卷筒钢丝绳数量（个）直径（mm）宽度（mm）最大静张力（KN）最大静张力差（KN）最大直径（mm）22500120088.2653.9431钢丝绳最大速度（m/s）最大提升高度电动机最大近似功率一层二层三层3.80501002002008.3主要巷道运输设备的选择8.3.1计算电机车牵引矿车数（1）按电机车起动条件计算牵引重量Qzh≤式中：Qzh——重车组重量即牵引重量，吨；Pn——机车粘着重量，3吨；ψ——电机车起动时的粘着系数，ψ=0.2；ωzh——重列车起动时的阻力系数，0.009；ip——线路的平均坡度，0.003；a——列车的加速度，1.7m/s；P——电机车的重量，3吨。经计算得：Qzh≤15吨（2）按制动条件计算牵引重量Qzh≤式中：Pz——电机车制动重量，3吨；φˊ——闸瓦与轮面之间的摩擦系数，0.17；Vch——电机车长时速度，3.54m/s；Lz——制动距离，取30m；az——列车制动的减速度，az=Vch2/（2×Lz）＝0.2m/s；ωzhˊ——重列车的运行阻力系数，0.006；经计算得：Qzh≤26.8吨（3）以较小的牵引重量Qzh＝15吨计算电机车牵引的矿车数式中：G0——矿车自重0.5吨；G——矿车的实际载重1.25吨。经计算得：Z1=15/（0.5+1.25）=8.85辆取9辆8.3.2电机车台数的计算（1）电机车往返一次时间：T＝T1+θ式中：T1——总的运行时间，T1＝＝3.15分钟；L——运行长度，阶段运输巷长度700米；θ——调车时间，25分钟；经计算得：T＝38分钟。（2）一台电机车每班可完成的往返次数：n1=式中：tb——电机车每班工作小时数，8小时；经计算得：n1=12.9，取13次（3）完成每班出矿量需要的往返次数：式中：Ab——每班平均生产量，167t；C——运输的不均衡系数，1.2；Z1——电机车牵引矿车数，9台；G——矿车的有效载重，1.25t；经计算得：m＝20.78，取21次（4）需要的电机车工作台数：N1＝＝21/13=1.62台，取2台（5）电机车总台数N＝N1+N2式中：N2——备用电机车台数，1台；则：N＝3台（6）矿车台数Z＝K1×K2×N1×Z1式中：K1——矿车检修系数，1.1；K2——矿车备用系数，1.3；经计算得：Z＝23.6，取24辆此矿车数为运矿石用，运废石的矿车数也取为24辆。根据确定的矿山生产规模和经过的计算，选用ZK3—6/250型电机车见表8-3和YGC0.7—6固定式矿车见表8-4。表8—3ZK3—6/250型电机车技术规格表机车质量额定电压电动机型号电动机数3t250VZQ—12A1台小时制牵引力功率速度电流5000N12.2KW8.5Km/h59长时制牵引力速度电流1310N12.75Km/h23车轮直径固定轴距轨距650mm816mm600mm最小曲线半径制动方式外形尺寸5.7m机械，电气2700×1060×1550弓高机车制动力机车粘着重量2000mm3.76KN98KN表8—4YGC0.7-6固定式矿车技术规格表容积最大载重量轨距自重0.7m31.75t600mm0.5t轴距车厢长外形尺寸5001200mm1500×850×1050mm8.4主要运输与提升设备表8-5主要运输与提升设备表序号设备名称设备型号数量单位1电机车ZK3-6/2503台2矿车YGC0.7-624辆3矿车（运废石）YGC0.7-624辆4提升绞车2JK-2.5/20A2台5道轨15Kg米6道岔24Kg副7材料车YLC(600)3台8平板车YPC(600)2台9装岩机Z-30AW4台10自卸汽车SH—3809台

第九章给排水9.1矿山涌水量矿区属中山中切割侵蚀地貌，风化剥蚀强烈，地表径流发育，旱季不干，流量较大，除雨季大气降水补给外，主要由片麻岩裂隙水补给。矿区年降水量在1500-1600毫米之问，蒸发量1200—1500毫米，降水量与蒸发量基本持平，属北亚热带季风气候，雨季为5-10月，旱季为11月至次年4月。矿区采矿标高1850-1450米，最低侵蚀基准面香柏河标高1495米，部分矿段低于最低侵蚀基准面。香柏河为季节性河流。地下水以潜水为主，主要补给源大气降水，地下水径流以测向径流为主，区域径流为辅，地下水排泄以泉水为主，区域径流为辅。矿区主要含水层有：1、片麻岩及混合片麻岩，为风化裂隙含水层。其地下水活动程度与裂隙发育程度有关，即裂隙发生，地下水活动强烈。2、含矿层上盘（包括含矿层）为石英片岩等，属构造裂隙承压含水层。9.2矿井排水系统及排水方式开拓过程中在1400米中段井底车场附近修建水仓，各阶段的涌水通过阶段运输巷道的水沟和专门的排水巷道流入水仓内，将各中段的水汇集于此，用水泵集中排至地表。整个矿山采用集中排水方式。石门及阶段运输巷中设有3‰的坡度，以实现自然排水。9.3排水设备的选择由矿山水利资料可知，水源虽然丰富，但基岩渗透性差，对矿山开采影响不大，所以选用小型的排水系统。选用型号较小的水泵，其型号为150D-30×9，选用两台即可，一台工作，一台以备检修。水泵选型见表9-1表9—1150D-30×9水泵技术参数水泵型号流量m3/h扬程m转数r/min轴功率Kw电动机功率Kw效率(%)液轮mm泵质量Kg150D-30×91