《某地区铁矿2号矿体开采方案初步设计》13000字

某地区铁矿2号矿体开采方案初步设计目录TOC\o"1-2"\h\u27248某地区铁矿2号矿体开采方案初步设计 113927第一章研究目的 232621第二章矿区境界及其储量和生产服务年限 2298952.1矿区境界 2240382.2资源储量估算的工业指标 3224512.3矿井储量的确定 3227172.4矿山的年产量及其服务年限 48318第三章矿床开拓 5261223.1开拓方案的选择 517073.2开拓方案的设计 6148243.3井巷工程 6261143.4主井断面设计 9165613.5井底车场的选择 10153703.6地下硐室 1130479第四章采矿方法的选择 1285654.1采矿方法的选择 12219064.2矿块结构及参数 1236474.3无底柱分段崩落法 12226214.4主要技术经济指标及材料消耗 1510244.5循环作业方式 16286294.6组织劳动及劳动定员 1631243第五章矿山基建与采掘进度计划 17257165.1概述 17295755.2基建进度计划 1717865.3采掘进度计划 1828866第六章矿井通风布置 19275406.1概述 19320776.2矿山通风形式与系统的选择 203876.3矿井风量计算 20186676.4全矿井通风阻力的计算 23138336.5矿井等积孔的计算 2498256.6通风设备的选择 2426930Y180L-2-型号电动机参数 26297926.7掘进工作面的通风 2627234BT-52型局部扇风机主要技术参数表 2619054第七章矿山提升与运输概述 2625677.1概述 26312837.2提升设备的选择 27292427.3钢丝绳的选择 28287217.4提升机及天轮的选择 29176897.5矿车类型及数量 3159307.6电机车的选型 3214096第八章矿山防排水 36152948.1概述 36195828.2矿区水文地质工作的主要任务 3666748.3矿井排水 36238848.4水泵房的设计 39198268.5水仓设计 3922127第九章矿山供电设计 40231259.1矿山电力负荷 4012413第十一章 技术经济指标 41337011.1矿体主要技术经济指标表 412984第12章参考文献 44第一章研究目的本研究旨在通过对陈四窑子铁矿2号矿体进行详细的工程地质勘查、储量评估和技术经济分析，提出一套科学合理的开采方案。这不仅是为了实现矿产资源的最大化利用，也是为了确保矿山开采的安全性和环保性，同时兼顾经济效益和社会效益。第二章矿区境界及其储量和生产服务年限2.1矿区境界拐点编号拐点坐标XY16111.047381.3226205.557419.0236288.107416.2246153.887183.6756274.887095.8466330.377192.69根据拐点圈定出安全带。在该范围内，所有的工业场地的布置均合理，且风井距离安全带一定的距离，不受岩石扰动的影响。因此圈定的该范围相对而言较符合实际，并且在开采矿体上也拥有合理性。2.2资源储量估算的工业指标原详查报告资源储量估算工业指标为：一、边界品位：TFe≥16%、mFe≥10%二、工业品位：TFe≥18%、mFe≥12%三、最低可采厚度:2m四、夹石剔除厚度:1m确定矿区工业指标如下：一、开采方式：地下开采二、矿体边界品位：mFe≥6%三、矿体工业品位：mFe≥8%四、最低可采厚度:2m五、夹石剔除厚度：2m2.3矿井储量的确定根据现有地形地质资料确定2号矿体的储量为288.05万吨2.3.1开拓储量计算Q=A×Tk式中：A—矿山的年产量10万吨；TK—开拓储量的保有期限，3年；β——废石的混入率，取10%；k——矿石的回收率，80%。Q=A×Tk1−βk=10×3×2.3.2采准储量计算Q=A×TZ1−β式中：A—矿山的年产量10万吨；TZ——采准储量的保有期限，1年；β——废石的混入率，取10%；k——矿石的回收率，80%。Q=A×TZ1−βk=2.3.3备采储量计算Qb=AxTb1−β式中：A—矿山的年产量10万吨；Tb——备采储量的保有期限，6个月=0.5年；β——废石的混入率，取10%；k——矿石的回收率，80%。Qb=AxTb1−βk2.4矿山的年产量及其服务年限2.4.1矿山的年生产能力设计陈四窑子铁矿的年生产能力为10万吨/年。2.4.2矿山回采率根据采矿方法确定矿山的回采率为k=80%。2.4.3矿山服务年限计算T=QK式中：T—矿山的服务年限/年；k——矿石的回收率，80%。β——矿石的贫化率，取10%；Q—矿山的工业储量，288.05万吨；A——矿山的年产量，10万吨。T=QKA(1−β所以确定了陈四窑子铁矿2号矿体年产量为10万吨的服务年限为26年。第三章矿床开拓3.1开拓方案的选择合理的矿床开拓应该满足条件应该保证基建和生产的安全、可靠、方便。能够最大限度的采出资源。便于矿山的远景开发。3.1.1开拓方案选择的基础资料矿区的交通地质图。综合地形地质平面图。地质勘探线剖面图。矿体投影图。矿床开采设计任务书。3.1.2开拓方案选择依据本矿山的年生产能力为10万t，根据年产量和开采规模可知该矿山属于小型矿山，不适合斜3.1.3方案确定综合以上因素，3.2开拓方案的设计3.2.1主井与副井位置的确定主井井口位置坐标为：X=37386167.93Y=4507134.12H=1137.66副井井口位置坐标为：X=37386112.19Y=4507162.53H=1141.673.2.2影响阶段高度确定的因素3.阶段矿柱不同回采条件。4.矿体和围岩的物理力学性质。3.2.3本矿山阶段高度的确定对于阶段高度应该满足合理的要求：1、合理的阶段高度基建费力求达到最少。2、保证能够及时准备新的阶段。3、保证工作安全。3.3井巷工程3.3.1阶段运输巷道断面设计阶段巷道应该满足以下条件：（1）满足运输要求。（2）安全。（3）一巷多用。根据矿体埋藏较浅，地压较小，围岩稳固的特点，同时考虑施工与维护方便，断面形式采用半圆拱型断面。断面尺寸由电机车的类型、人行道宽度及管路电缆等确定。采用ZK10—6/250架线式电机车牵引1.5t矿车运输。该矿体穿过中等稳定的岩层，围岩坚固性系数f=6~8.已知ZK10-6/250电机车体宽A1=1060mm、高h3=1550mm。1.5t矿车宽1050mm，高1150mm根据《金属矿安全规程》，本矿属于综合机械化矿井，人行道宽大于等于1000mm，非人行道一侧宽大于等于500，取巷道人行道宽C=1040mm>1000mm,非人行道一侧安全间隙宽a=600mm＞500mmo查表3-3知本巷双轨中线距b=1100mm,则两电机车之间的距离为1100-(1060/2+1060/2)=40mm＜200mm所以取中线距b=1300mm1300-(1060/2+1060/2)=240mm＞200mm故巷道净宽度：B=a1+b+c1=(600+1060/2)+1300+(1060/2+1040)=1130+1300+1570=4000mm巷道净高度的确定(1)确定巷道拱高h0半圆拱形巷道拱高ho=B/2=4000/2=2000mm.半圆拱半径R=ho=2000mm.（2）确定巷道壁高h31.按架线电机车导电弓子要求确定h3由半圆拱形巷道壁高公式得h3≧h4+hc-√(R–n)2-(K+b1)2式中h4-轨面起电机车架线高度，取h4=2000mmohc--道床总高度。查表选22kg/m钢轨,再查表得hc=380mm,道砟高度hb=220mmn-导电弓子距拱壁安全间距，取n=300mmK-导电弓子宽度之半,K=718/2=359,取K=360mm。b1-轨道中线与巷道中线间距,b1=B/2-a1=4000/2-1130=870mm故h3≧2000+380-√(2000-300)2-(360+870)2=1207mm2.按管道装设要求确定h3h3≧h5+h7+hb-√R2-(K+m+D/2+b2)2式中h5-道砟面至管子底高度，按安全规程取h5=1800mm;h7-管子悬吊件总高度,取h7=900mm；m-导电弓子距管子间距，取m=300mm；D--压气管法兰盘直径,D=335mm；b2-轨道中线与巷道中线间距,b2=B/2-c1=4000/2-1570=430mm.故h3≧1800+900+220-√20002-(360+300+335/2+430)2=1365mm3.按人行高度要求确定h3h3≧1800+hb-√R2-(R-j)2式中,j为距巷道壁的距离,一般取j=200mm故h3≧1800+220-√20002-(2000-200)2=1149mm上述三式计算的最大值是1365,考虑一定的富余量，确定本巷道壁高为h3=1420mm。则巷道高度H=h3-hb+h0=1420-220+2000=3200mmo巷道净断面面积和净周长圆弧拱形巷道的净断面积S=B(0.24B+h2)式中h2——道砟面以上巷道壁高，h2=h3－hb=1420－220=1200mm故S=4000(0.24×4000+1200)=8640000mm²=8.7m²巷道断面净周长P=2.27B+2h2=2.27×4000+2×1200=11480mm=11.5m4.选择支护参数阶段运输巷道采用锚喷支护。根据巷道净宽4000mm，穿过中稳围岩巷道使用年限大于20年，锚杆间距800~1000mm，锚杆深度1400mm，如果喷射混凝土厚度T=50mm，支护厚度T=T1=50mm.5.水沟参数水沟的坡度的设置应该与巷道的坡度相同，这样便于水流能够自流出去，减少排水费用，故取坡度为3%0水沟断面尺寸参数为：上宽为400mm，下宽为400mm，深度为400mm，净断面面积0.160m2，掘进断面面积0.203m2，每米水沟混凝土用量为0.13336.管道与电缆的布置压风管和供水管布置在人行道一侧，电力电缆挂在非人行道一侧，通讯电缆挂在管子上边.7.阶段巷道断面图（1）阶段运输巷道的断面尺寸大小见附图所示。（2）巷道风速验算V=QS1<=VQ=AY 式中Q为通过该巷道的风量，m3/s；S1——巷道的净断面积，m2；V允 巷道所允许的最大的风速，m/s。由米矿手册查得：V允=8m/s；A——矿井的年产量10万吨/年；Y——每万吨的耗风量，米3/（秒*万吨）。小型矿井取Y=2.0--3.0；中型矿井Y=1.5--2.5；大型矿井取Y=1.0--2.0；特大型矿井取Y=0.7--1.5。故：Q=10x3.0=30m3/s；S1=8.7m2；V=3.45m/s<8m/s,知阶段运输巷满足基本通风要求。3.4主井断面设计3.4.1主井断面形状的选择好，支护成本低，经济效益好，降低采矿成本。3.4.2主井井筒装备主井井筒设备是指在井筒内安设的罐道、罐梁、梯子间、管路、电缆等相关设备。3.4.3主井井筒断面(A)提升间主井选用3号a单层罐笼作为主井的提升容器，其代码为YJGS-2.2a-2；提升机型号选用2JK-3.5/20；(B)确定井筒断面尺寸主井断面尺寸如见附图所示。(C)井壁厚度陈四窑子铁矿2号矿体所在区域岩层相对较为稳定，根据稳定岩层井壁厚度参考数据，井筒的净直径选取为4m，喷射混凝土的厚度为250mm。(D)风速验算V=Q/S1<V允式中：v——通过井筒的风速，m/s；Q——通过井筒的风量，m3/s；S1——井筒的通风面积/m2，井筒内布置了梯子间，S1=S-A；S——井筒的断面积，m2；A——梯子间的断面积；V允—井筒允许的最大风速，查得V允=8m/s。故：Q=15x3.0=45m3/s；S1=12.57m2;V=45/12.57=3.58<8m/s，符合主井通风要求满足《矿山安全规程》。3.5井底车场的选择地下堆场与地下运输和竖井提升相连接，矿石、废石、材料和设备通过井下运输。因此，储存线、调车线和旁路应设置在井旁。井底车场需要调车容易，行车安全，尽可能多的直道.矿井年生产能力10万吨，运输能力小，所需堆场运输能力小.这种井底车场的通过能力比较的小，能够适用于中小型矿山，完全能够满足10万吨的年产量需求。井底车场布置组成，具体如图所示：图3.7 折返式井底车场的布置图3.6地下硐室为井下的生产技术，管理和安全等方面的需要而开凿的地下空间，统称为硐室.水泵房位于井底车场副井附近，并与变电所组成联合硐室。地下变电所与水泵房相连以减少基建量，靠近用电负荷的中心以减少线缆长度，配电硐室的尺寸根据设备大小以及安全距离来确定，变电硐室的底板标高应高出井底车场轨面标高0.5m，地下炸药库距离井筒、井底车场和主要硐室不小于100m。第四章采矿方法的选择4.1采矿方法的选择选择采矿方法时需要按具体条件选择适合的采矿方法。矿体倾角74°，平均厚度30.57m，岩层中等稳固.根据上述矿体赋存相关的基本条件和主井与副井的布置方式,为了降低矿山基建工4.1.1采矿方法的确定无底柱分段崩落采矿法，分段下部未设由专用出矿巷道所构成的底部结构；分段的凿岩.崩矿和出矿等工作均在回采巷道中进行，可保证工人在安全条件下进行工作。机械化程度高，可剔除夹石或分级出矿。4.2矿块结构及参数无底柱分段崩落法，沿方向配置矿块，参考«设计手册2»和«金属矿的地下开采»矿床沿着方向配置，矿块长度为80米，矿床的宽度等于矿床的厚度，矿床的高度为50米，采掘道路的间隔为10米，台阶的高度为10米其具体尺寸见表。表采场构成要素矿块长度（m）阶段高度(m)回采进路间距(m)分段高度(m)805010104.3无底柱分段崩落法4.3.1采准工作采准工作主要是：掘进阶段沿脉运输巷道、矿石溜井、废石溜井、设备井、掘进通风行人天井及分段联络巷。1、通风行人天井在阶段回风平巷和阶段运输巷一侧掘进天井，天井布置在间柱中，在垂直方向上每隔5m掘联络道，两端的人行联络道应错开，天井规格为2m*2m。2、阶段沿脉运输巷道阶段运输巷道沿矿脉走向靠下盘掘进。3、溜井矿石溜井隔80m布置一条，与矿块长度相同。由于开采掘进时废石和岩石量不是很大，所以岩石溜井每隔120m布置一条，为一个半矿块的长度。4、分段联络巷分段联络巷沿脉布置，距离矿体6m。5、设备井设备井布置在下盘围岩距矿体35m，运送人员设备和材料。4.3.2切割工作在回采前必须在回采巷道的末端形成切割槽，作为最初的崩矿自由面及补偿空间.4.3.3回采工艺设计无底柱崩落法的回采作业中，包括钻孔、连线爆破、通风排炮的烟、局部释放矿石、除去天花板松动的矿石、整地采集场继续进行开采的准备、大量放出矿石等。1.落矿（包括确定落石参数、钻探作业、爆破作业）（1）凿岩设备凿岩设备为YGZ—90型上向凿岩机。a）凿岩机的选择：选用YGZ—90型凿岩机，技术参数如下YGZ—90型凿岩机技术参数型号机重/Kg冲击功/J冲击频率/min-1孔径/mm最大孔深/m扭力矩/（N.m）工作气压/MPa耗气量(L/s)YGZ—909068270052―601518000.583b）凿岩机数量的确定；①每米炮孔崩落量式中q—每米炮孔崩落量；w—最小抵抗线，W=1m；a—炮孔间距，a=1.5m.ηO—炮孔利用率，90%；γ—矿石体重，3.18t/m3；k—矿石损失率，10%；γ1—矿石贫化率，10%。代入数据得：②采场配置凿岩机台数式中n—凿岩机台数；A—采场每一工作循环内落矿量155t；q—每米炮孔崩落量；p—凿岩机台班效率，30m；代入数据得：取两台凿岩，备用取两台。（2）爆破工作a）爆破参数的确定：①炮孔直径；药径②最小抵抗线W根据取,③孔间距a和排距b孔距a根据下式计算④单位炸药消耗量q根据矿石和岩石的结构和稳定性，并参考类似矿山的经验，采用2#岩石炸药和非电导爆管系统，一次爆破炸药单耗q取，二次爆破单耗。⑤炮孔深度炮孔孔深取10～15m，取炮孔深度为15m。⑥堵塞长度取堵塞长度为，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.b）回采时炮孔布置方式采用上向分层开采。炮眼呈扇形，炮眼倾角一般为80°°~90°，侧孔角度为45°~60°。一个梯段工作面的总装药量参考«爆破理论与实验技术»表13-1式中Q—一个梯段总装药量，kg；q'—炸药单耗，；L—一个梯段长度，2m；l—平均孔深，12m;带入数据得：表回采爆破参数表孔径/mm炮孔深/m排距/m孔距/m炮孔上倾/°最小抵抗线/m炸药单耗/(kg/m³)6010~151.01.5801.02.0回采顺序回采顺序由上盘到下盘后退式开采。4.4主要技术经济指标及材料消耗表无底柱分段崩落法主要技术经济指标指标名称单位指标矿块生产能力t/d155贫化率%10损失率%10凿岩机台班效率m/台班30大块率%5～8一次炸药消耗量Kg/m³1.6～2.6二次炸药消耗量Kg/m³0.5单位雷管消耗量个/t0.53～0.92每个工作面工效t/工班76同时回采矿块数个24.5循环作业方式矿山每年工作的总天数为330天，每个月工作的天数为28天，每天工作班次为三个班，每个班工作的时间为8个小时，工作采用连续作业的方式，各个工序轮流进行一次就是一个回采作业循环，一个循环周期为8小时。管理人员除实行双休日休息制度。4.6组织劳动及劳动定员凿岩工3人，爆破工2人，装药工2人，信号工2人，准备工2人，维修工1人.第五章矿山基建与采掘进度计划5.1概述目的。5.2基建进度计划该矿属于中小型矿山，为了减少基建时间，加快投入生产，获得良好的经济效益。参考国内外其他地下金属矿山的基建经验，选取主井掘进的效率为40m/月、副竖井掘进的效率为40m/月、阶段运输巷道及其沿脉巷道掘进的效率为100m/月、回风石门100m/月，折返式井底车场及运输石门的掘进效率80m/月，行人天井及溜井的掘进效率为40m/500m3/5.2.1编著基建进度计划需要的基础资料1.设计任务书中的有关规定.2.矿山的系统通风、排水系统图和开拓系统图.主井和副井的地质剖面图开拓巷道及其主要阶段运输巷道长度及其断面图等.3.各矿体的工业储量；4.采矿方法布置图和各个阶段水平切图；5.设计采用的井下设备安装时间、完井及巷道完井指标；5.2.2基建进度计划表5.3采掘进度计划5.3.1编制采掘进度计划的目的其目的是确定矿井的开采工作和准备工作，根据现有的开采技术条件，核实矿山企业能否在预定期限内达到设计年产量，确保矿井健康、连续、均衡、稳定生产。5.3.2编制采掘进度计划表所需的基础资料1、矿山能达到的年产量，及其规定的投产.达产的时间和投产的规模；2、矿床的开拓、运输和矿井的通风系统图；3、全部阶段平面图和矿体纵投影图和所有井巷断面图；4、各阶段及其各矿块的工业储量及品位；5、矿体的回采顺序；6、基建进度计划表；5.3.3采掘进度计划表第六章矿井通风布置6.1概述流的地方；同时还要将产生的污风源源不断通过排风井排除矿井。6.1.1矿井通风设计的任务保护国家的资源和资产。6.1.2通风系统设计应遵守的规定风井，只有这样才能够保障矿山的安全的供风。（2）主要回风井严禁作人行道，排出的污风不得污染地面工作场所的空气.（3）60%安全规程。井下环境污染。（5）地下炸药库、变电硐室破碎硐室井底车场一定要设立独立的回风通道。6.2矿山通风形式与系统的选择6.2.1矿井通风方式按照整个矿山的统一通风与分区通风系统的进风井和出风井的相对位置的不同可以进行不同的布置形式：可以分为中央式、并列式和混合式三种不同的布置方式。依据扇风机在矿井中的工作方式可以将矿井的通风划分为压入式.抽出式和混合式通风三种方式。本矿山采用抽出式通风。6.3矿井风量计算矿井风量计算如下：整个矿井总的用风量可按下式进行计算：式中—矿井总风量，；—回采工作面所需的风量，；—备采工作面所需风量，；—掘进工作面所需风量，；-要求采用独立通风的各个硐室总的所需风量，；—外部漏风系数；查设计手册取；—内部漏风系数；查设计手场册取。根据矿井开发计划和矿井年产量，估算矿井总风量计算式：Q=AxY 式中Q—矿井的总风量m3/s；A—矿井的年产量，万吨/年；Y—万吨耗风量，米3,/（秒*万吨）。小型矿井Y=2.0~3.0；中型矿井Y=1.5~2.5；大型矿井Y=1.0~2.0.Q=10x3=30m3/s1、矿块回采时工作面需要的风量计算（每个回采工作面有一台YSP-45作业）：（1）按排除粉尘计算风量a）按产尘量确定排尘风量：查表取Qs=2.0m3/s。b）按照工作面排除矿尘所需风速确定风量：式中s—工人和产尘设备所处于的位置过风断面积，取；v—作业面排尘风速查«采矿设计手册2»和«采矿手册6»取0.3m/s，耙矿巷道取0.5m/s；（2）按工作面排除炮烟计算回采工作面需风量式中—巷道型回采工作面风量；—一次爆破的炸药量，；—采场长度的一半，取一个梯段工作面的一半；—回采工作面横断面面积，；—通风时间，；对采场取1200s；（3）按照在工作面工作的最多员工人数来计算，供风量应大于等于人均。即：——同时在工作面工作的最多人，取14人。经计算，。根据以上结果，巷道型回采工作面取最大值，电耙道为每两矿块中有一个通风人行天井进路共用，炭窑口矿同时进行作业的回采工作面有二个，所以回采总需风量为：2、备采工作面风量：备采工作面需要的风量设计为回采工作面需要风量的一半。每个回采矿块都有一个备采工作面，回采矿块有二个，所以有二个备采工作面。备采总需风量为：3、掘进工作面风量：由于有二个矿块同时在进行准备工作，每个矿块有一个掘进工作面，所以，共有两个掘进工作面，每个掘进工作面风量取2.3m3/s。4、硐室风量：查设计手册取得：变电硐室风量取：2.3m3/s，井下水仓和水泵房硐室风量同类似矿山得：2m3/s，电机车库风量取：1.3m3/s，机修硐室取：1.8m3/s，炸药库取：1.5m3/s。硐室总风量为：5、其它地方需风量：取它地方取。则矿井总风量：全矿总风量确定后，根据各作业场所所需的实际风量进行分配，然后用分配的风量对各风点风速进行校核，满足风速要求。风量分布如下。表风量分配表用风点回采工作面备采工作面掘进工作面各个硐室其他风量8.08684.04346.34812.282.076.4全矿井通风阻力的计算矿井总摩擦阻力：式中—总摩擦阻力，；—各段巷道的摩擦阻力；—巷道的通风摩擦阻力系数，；—巷道长度，；—巷道的通过风量，；—巷道的通风断面，，—巷道通风断面的周边长度，；—全矿井的总局部阻力矿井总阻力公式： 矿井总的局部风压按照总风压来估算：所以深部通风的总风压：可知风压的控制范围为174～387Pa。6.5矿井等积孔的计算经过计算，得出矿井总风压为。在确定矿井通风难易程度时，可以用矿井通风累积孔来衡量矿井通风难易程度。其计算公式为：式中—等积孔，；—矿井总风阻，为0.4604；中小矿井，认为当，A=1～2，矿井通风难易程度属于中等；，，时通风容易，根据本矿井等积孔面积，该矿井通风难易程度为中等。6.6通风设备的选择6.6.1风机选型参数计算1、风机的计算风量式中—风机的计算风量，；—矿井所需风量，；—矿井的通风装置的漏风系数，取1.15；6.6.2风机的计算风压式中Hj—风机的计算风压，Pa；H—矿井通风阻力，Pa；h—所选通风装置的阻力，Pa，取150Pa；Hd—扩散器的动力损失，Pa；hc—消声器阻力，Pa，取50Pa；Hz—自然风压，Pa；自然风压很小所以忽略不计；浅部通风时期：；深部通风时期：6.6.3风机工作网路的计算风阻浅部通风时期：深部通风时期：6.6.4风机和电动机选择1、根据风量、风压、风阻选择主通风机：要求：为了保证所选的通风风机工况点在稳定区间内运行，通风的风机实际工作风压一定不准超过最高通风风压的90%，此外通风机的运转效率不可以少于60%。K40-6-No.15型扇风机主要的技术参数风压范围（Pa）风量（m3/s）功率（KW）最高效率%173~79819.4～42.33784在此基础上，选用k40-6-15号风机，安装在回风井井口。一共有三个风扇。两个风扇工作，一个备用。2、电机与风机一体化单元选用Y180-2电机，电机参数如下：Y180L-2-型号电动机参数型号产品类型极数额定功率额定电压额定转速产品认证180-2-37KW三相异步电动机6极37KW380（V）2935（rpm）CCC6.7掘进工作面的通风1、掘进工作面通风方式：陈四窑子铁矿下无有害气体涌出，由于矿井采用回采通风，该通风方式风量小于强制通风，由外界吹来的新风沿各巷道进入各工作面，巷道内空气较新鲜，工人工作条件较好，受污染空气污染的巷道长度仅为工作面至风道吸入口的长度，因此排放污染空气的时间较短，因此，掘进工作面通风选择了常用的抽出通风方式。2、掘进工作面选用局部风机：矿井采用轴流风机。这种局部通风机的优点是体积小，效率高。在实际生产中，根据经验来选择局部扇风机。参照类似矿山经验，本次设计风管为直径400mm圆形刚性通风管，局部风机选用jbt-52。共有三台风机，两用一备，每个掘进头一台。主要技术参数如下：BT-52型局部扇风机主要技术参数表全压Pa风量m3/s功率KW质量Kg80~1501.7～52.2170第七章矿山提升与运输概述7.1概述1142往破碎站、储矿场、选矿厂，进而完成运输任务。7.2提升设备的选择在主井采用罐笼提升矿车.7.2.1罐笼每小时提升量As=C*A/ts*tr式中：As——罐笼每小时的提升量，t/h；A——矿井的年产量，10万t/a；C——不均衡系数，罐笼提升时取C=1.2。ts——每天能够工作的小时数，16.5h/d；tr——每年能够工作的日数,连续工作制时取tr=330d/a。由公式计算得：As=C*A/ts*tr=1.2*100000/330*16.5=22.04t/h7.2.2罐笼的提升速度V=0.3√H式中：v—罐笼的提升速度，m/s；H—提升高度，m，经计算后H取为453m；故：V=0.3√H=0.3*√453=6.39m/s7.2.3一次提升量计算罐笼提升时一次提升量的计算：V’=AS1800γ式中，V——罐笼的容积，m³；As——罐笼每小时提升量，为22.04t/h；γ——矿石的松散的系数，3.14t/m³；Cm——罐笼的转满系数，取0.75；K1——比例系数，根据《采矿设计手册》上的表所取，为3.73；H′——平均提升高度，为453m；u——附加时间，取10s；θ——罐笼的休止时间，根据《采矿设计手册》上的表，取为30s计算得：V’=AS1800γCm(K1√H’+u+θ)=0.62m33.14*=1.9468t，并且需要与-6的矿车相YJGS-2.2a-13-2.2a1罐YJGS-2.2a-1型罐笼具体参数表罐笼型号罐笼类型断面尺寸（mm适用矿车类型最大载重（t）自重（t）钢绳终端重量（t）乘坐人数YJGS-2.2-a-13a2000×1350YGC1.2-64.23.88157.2.4一次有效提升量Q=Cm*γ*V式中，Q--罐笼一次有效的提升重量，t；Cm--装满系数，去0.75；γ--矿石松散密度，3.14t/m3V--提升容器的体积，为1.2m3计算Q=Cm*γ*V=0.75*3.14*1.2=2800Kg7.3钢丝绳的选择7.3.1单绳钢丝绳每米质量式中～钢丝绳每米质量，～钢丝绳终端悬挂质量，；～钢丝绳的钢丝抗拉强度，；～钢丝绳安全系数，～钢丝绳最大悬垂长度，；式中～罐笼质量，；～矿车质量，；～有效装载量，；～提升高度，；～井架高度；经计算得：钢丝绳每米要求的质量为Ps=4.64kg/m.根据《采矿设计手册》，常用提升钢丝绳规格，选择标准钢丝绳规格：钢丝绳型号为619S+FCd=32.0mm'd=767.36KN/mm2.7.3.2钢丝绳安全系数验算 式中～钢丝绳实际安全系数；～钢丝绳中钢丝破断力总和，；经计算得：钢丝绳的安全系数m'=91.43>9.5，故符合安全要求。7.4提升机及天轮的选择1、 每个卷筒的直径DD=80xd=80x32.0=2560mm，选取标准的滚筒的直径D为3.0m。d 钢丝绳的直径，为32mm。2、每个卷筒宽度B式中：式中～钢绳缠绕两圈间的间隔距离，取；～矿井深度，；～实验长度，取；～卷筒直径，；～钢绳直径，；钢丝绳技术规格表直径钢绳公称抗拉强度钢丝绳型号钢绳(mm)钢丝(mm)参考重量177000N/mm26x19S+FC(Kg/100m钢丝破断拉力总和(N)(不小于)32.02.2377495000根据滚筒直径D、卷筒宽度B的值来选择标准提升机，提升机的型号为：JK-3/11.5。最大静拉力130KN；最小静拉力差80KN；滚筒的直径D=3.0m；滚筒宽度B=1.8m；传动比i=11.5；钢丝绳的Vmax=6.6m/s；电动机的转数n=480r/min。3、对钢丝绳的最大静拉力及最小静拉力差检验与校核Tjmax=Q+Qr+pH 式中，Q一次有效提升量，为2.8t，即为2.8x1000x9.8=27440N；Qr提升容器的自重,即为：4520Kgx9.8=44296N；P钢丝绳的每米质量，为40.08N/m；H——提升高度，取最大值:473m；故：Tjmax=90693.84N<495000N；

JK-3/11.5型提升机具体参数项目单位参数卷筒数量个2卷筒直径(mm)3000卷筒宽度(mm)1800最大提升高度或托运长度（2层）(m)640电动机转速转份720，580，480机器总重量吨53.1旋转部分的变位重量吨16.3外形尺寸（长X宽X高）米11X10X3.5钢绳最大静张力千牛130钢绳最大静张力差牛80钢绳最大直径毫米37钢绳最大速度米/秒10减速器及传动比一11.5电动机最大近似功率千瓦924减速器ZHLR—150AT=Q+pH=27440+40.08x453=45596.24N<78400N，符合技术安全要求。4、 天轮的直径Dt取Dt=D=3.0m。7.5矿车类型及数量矿车的型号为YGC1.2-6，矿车规格详见表所示：YGC1.26型矿车具体参数项目单位参数车箱长mm1500容积m31．2自重t0.72最大载重t3外形尺寸长mm1900轨距mm600宽mm1050轴距mm600高mm1200车轮直径mm300质量kg720碰头缓冲方式轴承缓冲方式滚动轴承型号标准或设计制造单位橡胶橡胶7512GB2885.1—81挂钩型式万能链牵引高度（mm）320牵引力（kN）59YGC1.2-6矿车的配套设备参考：铲运机的型号：HST-1A；放矿阀门的规格：1.0x0.85(m)；矿石的块度：0~50(0mm)；卸载设备：翻车机。7.6电机车的选型7.6.1计算牵引矿车的数量（1）按矿用的电机车启动时所需要的条件来计算牵引重量考虑到井下实际运输过程中最困难时候的情况，按照一列电机车牵引矿车组成的重车组沿着巷道弯道上坡启动，还有为了保证电机车在启动时车轮不能发生滑动，所选电机车的牵引力，不可以大于最大的粘着力，计算电机车的牵引重量Qzh，式子如下：式中～电机车的全部主动轮轴压在钢轨上的总重量，称为电机车的粘着重量，kg，取；～一个主轮轴压在轨道上的重量，kg；～矿用的电机车在启动时的粘着系数，取；～电机车的重量，7000kg；～重车组的重量，即机车牵引重量，kg；～装满矿石的矿车启动时的阻力系数，取0.007；～线路的平均平均坡度，一般取3‰； ～弯道阻力系数，；～当外轨超高时，系数，无时； ～曲线半径，m； ～列车的加速度，取0.04；带入数据得（2）按制动条件计算牵引重量式中～电机车的牵引重量，kgQUOTE～电机车的制动重量，；QUOTE～重列车的阻力系数取；QUOTE～机车组制动时候的减速度，m/s2，可按下式计算：得；～电机车运行时的长时速度为，m/s，由电机车性能参数得；QUOTE～制动距离，QUOTE=；QUOTE～为电机车的重量,；带入数据得：«采矿手册5»149页资料如下“通过两上面两个条件可以分别计算出牵引的重量，应取两个牵引重量中那个小值来计算车组中的矿车数：” 式中～矿车数，辆；～牵引重量中的较小者，；～矿车的有效装载重量,23001.2=2760kg，～矿车的重量，；查《采矿设计手册4》表1-1-25，型直流架线电机车重车双机牵引在弯道且坡度为3‰上坡时。电机车牵引重量为，牵引15～11辆车，重车上坡启动坡度为3‰，电机车牵引重量为，牵引21～16辆，所以电机车牵引重量为多时，牵引辆矿车满足条件。7.6.2电机车台数的确定1、电机车往返一次的时间T(min)：式中～总运行时间，min；～机车在井下的井底车场以及采区的车场调车时的等待的时间，23min；式中～加权平均运输距离，258m；2、每台电机车每个班次可以完成的往返运输的次数（次）：式中电机车每个班次的工作小时数，取6h。3、要运完每班采出的矿石量机车需要的往返次数（次）：式中～某阶段的班平均采出矿石量，t；～运输不均衡系数，，取；～矿车的有效装载重量，～车组的矿车数，辆4、需要的电机车台数（台）：式中～每个工作班次运输废石、人员、材料、设备等共需要往返次；5、需要的电动机总台数：式中QUOTE2～备用的电机车台数，取，工作机车在台以内时，取6、需要的矿车总数式中～矿车的检修系数，一般；～矿车的备用系数,取；第八章矿山防排水8.1概述排水的困扰。（1）如果矿井排水成本增加，经济效益就会下降。（2）恶化矿山环境，形成公害。带来了安全隐患。可靠的安全管理措施。8.2矿区水文地质工作的主要任务矿区水文地质地质工作的主要任务是：（2）位于地热异常区的矿山，应注意地下热的防治、研究。8.2.1自然地理条件1、地形地貌：矿区位于乌拉山南麓，矿区内地势南部平缓、北部较陡，海拔1110～1250m，最大相对高差140m，属低中山区，植被不发育。2、矿区涌水量：矿区平均昼夜涌水量为239.35m3/d。8.3矿井排水8.3.1排水系统排水系统有直接排水、接力排水、分区排水三种排水系统。A、直接排水直接排水就是在每个阶段里都分别布置排水设施，分别用排水设施将地下水排到地面。B、接力排水接力排水就是将下个阶段的用水，用排水设备排至上阶段所修筑的的水仓中，然后通过主要的排水设施直接排到地面。C、分区排水分区排水就是将矿山分成几个区段，每个区段内都有自己的排水设施，区段内的通过各个区段的排水设施直接的排到地表，彼此之间互不干扰。8.3.2排水设备数量的确定原则在水文地质条件复杂、涌水量大的矿井，应适当增加泵房，并考虑增设临时排水设备的可能性。8.3.3选择水泵1.按正常涌水量计算排水设备的排水能力根据公式：式中：Q-矿井正常的涌水量m3/h；QZH矿井正常的日涌水量m3/d，解得Q=11.97m3/h 计算算排水设备所需要的扬程距离：根据公式：H'=kHp 式中：H，—排水设备所所需要的扬程，m；K一扬程损失系数，取1.10；HP—排水高度。根据实际高度为400m。所以：H'=kHp=1.10x400=440m。根据数据，初选D型多级分段离心泵250D-60×9型.表水泵参数型号流量（m³/h）扬程（m）转数（r/min）轴功率（kw）250D-60×94205401480771.0电动机功率(kw)允许吸上真空高度（m）效率（%）叶轮直径（mm）泵质量(kg)10505.58043032508.3.4选择水管1、排水管直径的选择式中n为向排水管中输水的水泵台数；为一台水泵的流量；为排水管中的经济流速，取2.5m/s；根据计算得出直径，选择标准的dp‘=250mm，壁厚为8mm，理论质量为17.39kg/m，法兰外径为300mm。2、排水管中的水流速度=2.38m/s3、吸水管直径的选择=275mm式中，为水泵出口直径，250mm；根据计算得到的直径，选择标准管径ds=280mm。4、吸水管中水流速度