《6万吨年产量的矿体的开采方案设计》23000字

6万吨年产量的矿体的开采方案设计摘要本次毕业设计的是白音哈尔2号矿体（南段）的开采设计，矿山设计生产能力为6万吨/年，矿山的服务年限为10年。本次采矿毕业设计所涉及的主要内容有开拓方案的选择、井底车场的选择、采矿方法的选择与设计、通风系统的设计、矿山的防排水等其他的辅助工程设计。开拓方法为下盘竖井开拓、采矿方法为浅孔留矿法。主副井的断面尺寸、马头门及阶段运输巷道的断面尺寸、电机车的选择、矿车的选择、提升设备的选择、通风设备和排水设备的选择等相关内容也在此次毕业设计中作了相关的叙述。关键词：浅孔留矿法；下盘竖井开拓；中央对角式通风目录摘要 1Abstract 2第一章矿区概况 41.1矿区概述 41.1.1矿区的地理位置及行政隶属关系 41.1.2矿区内有关的主要企业单位 41.1.3电源及建筑材料来源 41.1.4矿区的交通情况 41.1.5矿区的气候特征 51.1.6矿区的勘探程度 51.2矿区地质特征 61.2.1矿区的地层 61.2.2矿区的地质构造 71.2.3矿区水文地质特征 71.3矿体特征 91.3.1矿体埋藏条件 91.3.2矿体的厚度及层间距 91.3.3矿体的性质及矿体围岩的性质 91.3.4矿体地质储量及质量情况 9第二章矿山工作制度及设计生产能力 112.1矿山工作制度 112.2矿山年生产能力 112.2.1生产能力验证 112.2.2矿山服务年限 13第三章矿床开拓 143.1地表移动带的圈定 143.2开拓方案的选择 153.3开拓系统及主要井筒位置确定 163.3.1主要开拓巷道类型 163.3.2主井的位置选择和主井长度 163.3.3副井的位置选择和副井长度 173.3.4风井的位置选择和风井长度 173.4阶段平面布置 173.4.1阶段高度 173.4.2阶段运输巷断面设计 173.4.3阶段运输巷道的布置形式 223.5井底车场形式的选择与设计 223.5.1井底车场形式的选择 223.5.2钢轨和道岔的选择 223.5.3弯道双轨线路中心距加宽值 233.5.4储车线长度 243.5.5主井马头门线路布置 243.5.6马头门设计 253.5.7井底车场总平面图 27第四章采矿方法 284.1开采技术条件 284.1.1矿体的赋存要素 284.1.2矿石物理力学性质 284.1.3矿石价值和品位 284.2采矿方法的选择 284.2.1采矿方法的初选和描述 284.2.2初步技术经济分析 294.2.3综合技术经济比较 304.3矿块的采准和切割布置 304.3.1矿块的结构和参数 304.3.2采准巷道布置 304.3.3切割工作 314.4回采工作 314.4.1凿岩 314.4.2爆破 334.4.3通风 344.4.4局部放矿 354.4.5平场、撬顶和二次破碎 364.4.6最终放矿及矿房残留矿石的回收 364.4.7顶板管理及采空区处理 364.4.8顶底柱和间柱回采 364.4.9采矿方法技术经济指标 37第五章建井工期及施工组织计划 385.1建井工期及施工组织计划 385.1.1基建范围 385.1.2基建工程量 385.2施工组织计划 425.2.1编制原则 425.2.2施工组织计划 42第六章矿井通风 446.1通风方式与通风系统的选择 446.1.1通风系统的选择 446.1.2通风方式的选择 446.2总风量的计算与风量分配 446.2.1全矿总风量的计算 446.2.2风量分配 466.3全矿通风阻力计算 466.4矿井通风设备选择 486.4.1扇风机的选择 486.4.2电动机的选择 49第七章矿山运输与提升 517.1主要运输设备的选择 517.1.1电机车的选择 517.1.2矿车量的计算 517.2提升设备的选择 567.2.1罐笼的选择 567.2.2罐笼承接装置的选择 587.2.3阻车器的选择 597.2.4罐笼井井筒净断面尺寸确定 597.3钢丝绳的选择 627.3.1钢绳的选择计算 627.4提升机的选择 637.4.1主导轮的直径D 637.4.2提升机的选择 64第八章矿山排水 658.1矿山涌水量情况 658.2排水设备的计算与选择 658.2.1排水设备的计算 658.2.2排水设备的选择 658.3排水设施设计 668.3.1排水系统的选择 668.3.2水泵房的布置 668.3.2水仓的布置 66第九章矿山供电 679.1矿山用电设备负荷 679.1.1一级供电负荷 679.1.2二级供电负荷 679.1.3三级供电负荷 679.2电耗 67第十章技术经济指标 6910.1全矿人员编制 6910.2矿体主要技术经济 70第十一章安全、环境影响评价 7211.1安全问题 7211.1.1矿山安全概述 7211.1.2设计依据和采用的标准 7211.2矿山安全主要技术措施 7311.2.1灾变设施 7311.2.2防灭火措施 7311.2.3井下排水 7311.2.4竖井提升安全保护 7411.2.5消防设施 74参考文献 75爆破中的夹制作用技术研究 76一、采场中的夹制作用 761.对凿岩劳动生产率的影响 762.对单位炸药消耗量的影响 76二、减小采场中夹制作用的几项措施 771.采用小直径炮眼爆破。 772.采用的爆破作用半径应于采幅宽度相似 773.采用孔内装药分段爆破 77致谢 79第二章矿山工作制度及设计生产能力2.1矿山工作制度为了保证设备的维护与检修，根据《冶金矿山采矿设计规范》（GB50830——2013），矿山采用连续工作制，年工作330天，每天3班，每班8小时。2.2矿山年生产能力根据委托要求、开采条件，2号脉南段综合生产能力6万t/a的规模进行生产能力验证。2.2.1生产能力验证（1）由《采矿设计手册2》得中段有效矿块数计算生产能力公式：A=NKqEt1−Z式中：A——中段生产能力（t/a）；N——中段可布矿块数，矿体长度441m和矿块长度40m，取N为11；K——有效矿块利用系数，根据《采矿设计手册2》表2-1-24，取K为0.3；q——矿块生产能力（t/d），按《采矿设计手册2》表2-1-8，取q为50t/d；E——地质影响系数，0.7~1.0；取0.8；Z——副产矿石率（%），取10%；t——年工作天数，取330天；验证结果见表2.1：表2.1按同时回采矿块数计算生产能力中段标高（m）可布矿块数（个）矿块利用系数采场生产能力（吨/日）地质影响系数副产矿石率（%）年工作天数中段生产能力（吨/年）1200110.3500.810330484001160110.3500.810330484001120110.3500.810330484001080110.3500.810330484001040110.3500.810330484001000110.3500.81033048400960110.3500.81033048400920110.3500.81033048400（2）由《采矿设计手册2下》得年下降速度公式：A=VSγα1−βK1K式中：A——中段生产能力，t/a；V——年下降速度，米/年；根据《采矿设计手册2下》表2-1-51、表2-1-52，取V为20m/a；S——矿体开采面积，m2；S为521m2；γ——矿石体重，t/m3；γ为2.7t/m3；α——矿石的回收率，%；类比同类矿山，取90.17%；β——矿石的贫化率，%；类比同类矿山，取19.35%；K1——矿体的倾角修整系数；根据采矿设计手册表2-1-52，取1K2——矿体的厚度修整系数；根据采矿设计手册表2-1-52，取1E——地质影响系数；0.7~1.0；取0.8；验证结果见表2.2表2.2按下降速度验算生产能力中段标高矿体开采面积下降速度矿石体重回收率贫化率倾角修整系数厚度修整系数地质影响系数中段生产能力（m）（m2）（米/年）t/m3（%）（%）t/a1200521252.790.1719.35110.8314551160521252.790.1719.35110.8314551120521252.790.1719.35110.8314551080521252.790.1719.35110.8314551040521252.790.1719.35110.8314551000521252.790.1719.35110.831455960521252.790.1719.35110.831455920521252.790.1719.35110.831455综合分析，4个工作面同时回采，加强回采进度规划及管理，可满足矿山60000t/a的生产规模。2.2.2矿山服务年限根据《采矿工程专业毕业设计指导书》得服务年限公式：T=Q×α/A(1−ρ)（式2.3）式中：A——生产能力；取60000t/aQ——设计利用储量；取536564t；α——矿石回收率；取90.17%β——矿石贫化率；取19.35%T——服务年限；计算结果：t=536564×0.901760000×0.8065矿山的计算服务年限约为10年。

第三章矿床开拓3.1地表移动带的圈定根据地质条件，结合《金属矿床地下开采》表7-1，并参照类似矿山资料，选择矿体下盘岩体移动角60°，上盘岩体移动角65°，走向端部移动角75°。图3.1移动带界线图3.2地表的土岩移动界线3.2开拓方案的选择（1）矿区地形平坦，矿体埋藏较深，倾角较陡，排除斜井开拓；（2）矿山设计规模小，埋藏较深，采用斜坡道工程量大，斜坡道多用于生产能力大，井下采用无轨运输设备的矿山，排除斜坡道开拓；可行的开拓方案如下：方案一：下盘竖井开拓法方案二：明竖井与盲斜井联合开拓法两个可行的方案优缺点如下：方案一：下盘竖井开拓法优点：提升快，提升量大，费用低，安全。缺点：巷道长，工程量大，基建时间长，运距大，成本高，通风困难。方案二：下盘斜井开拓法优点：井筒装备比较简单，基建工程量少，基建期短。通风简单。缺点：①矿体埋深较深，斜井分三段斜井，提升运输矿石存在倒运环节，增加了提升运输难度和降低了提升能力。②生产管理繁重。通过安全和管理等方面综合考虑，方案一由于方案二，设计推荐方案一，下盘罐笼竖井开拓方案。3.3开拓系统及主要井筒位置确定3.3.1主要开拓巷道类型主要巷道的类型根据矿山地形，地质条件和矿体赋存条件来选定。在本次设计中，根据矿体的赋存条件和设计生产能力采用下盘罐笼竖井开拓法。3.3.2主井的位置选择和主井长度根据最小运输功计算主井的位置，将矿块量集中点投影在一条直线上，本次设计中投影了13个矿块，矿量分别是Q1=5515t、Q2=29316t、Q3=59473t、Q4=6249t、Q5=11196t、Q6=41487t、Q7=73775t、Q8=50975t、Q9=32538t、Q10=4131t、Q11=56317t、Q12=79132t、Q13=94391t。根据最小运输功公式：Q右+Qn>式中：QnQ右Q左代入数据得：Q1~7+Q8>因此，主井位置应布置在离移动带20m的第8个矿块中间的地方。其坐标是x=19658441.2、y=4628.03。地面到最低矿块的长度为442m，井筒长度为442m。3.3.3副井的位置选择和副井长度根据地形条件和生产量，采用竖井兼做主井跟副井。3.3.4风井的位置选择和风井长度风井在中心呈对角线调整，主轴用作内风井，现有风井调整在两臂的脚墙上，现有风井为竖井，楼梯间也用作紧急出口。3.4阶段平面布置3.4.1阶段高度根据矿体的埋深条件和矿体的倾斜角度以及相同种类的矿山的使用阶段的高度，确定阶段的高度为40米。中段标高分别为：1240m、1200m、1160m、1120m、1080m、1040m、1000m、960m、920m。3.4.2阶段运输巷断面设计根据《井巷工程》表1-7选择出矿车的容量应在0.5~0.6m3，因此选择矿车为YFC0.5（6），详细参数见表3.1；根据矿车YFC0.5（6）选择出电机车为ZK10-6/250，详细参数见表3.2。表3.1YFCO.5-6型翻斗式矿车规格与主要参数项目车厢容积（m3）最大载重量（kg）轨距（mm）外形尺寸（mm）轴距（mm）车厢长度（mm）自重（t）车轮直径mm长宽高参数0.512506001500850105050011100.59300表3.2ZK7-6/250型电机车主要参数项目长（mm）宽（mm）高（mm）轨距（mm）参数450010601550600一、选择巷道断面形状和支护材料巷道年生产能力6万吨/年，使用年限约10年，穿越岩层稳定，喷混凝土，选择直壁半圆拱段，采用喷混凝土支护。二、确定巷道净宽度B0查表知ZK7-6/250电机车体宽A1=1060mm、高h=1550mm，YFC0.5-6侧卸式矿车体宽850mm、高1050mm。故巷道净宽度：B=a1+c1式中a1—非人行道一侧间隙宽a与电机车宽的一半A12之和，a取400c1—巷道人行道宽C与电机车宽的一半A12之和，C取840代入数据得：B=930+1370=2300mm。1.确定巷道拱高h0半圆拱形巷道拱高h0=B/2=2300/2=1150mm。半圆拱半径R=h0=1150mm。2.确定巷道壁高h3（1）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+式中ℎ4—道砟与电机车架线的距离，根据《冶金矿山采矿设计规范》取ℎ4=ℎc—道床总高度。查《井巷工程》表1-8得ℎc=320mm，道砟高hb=N—导电弓子距拱壁安全间距，根据GB508302013《冶金矿山采矿设计规范》取n=300mm。K—宽度一半的导电弓子，K=718/2=359，取K=360mm。b1—轨道中心线与巷道中心线距离，b1=B/2-a1代入数据得：ℎ3（2）按管道装设要求确定ℎℎ3≥ℎ5+式中ℎ5—道砟面至管子低高度，根据GB508302013《冶金矿山采矿设计规范》取ℎ5=ℎ7—管子悬吊件总高度，根据GB508302013《冶金矿山采矿设计规范》取ℎℎb—道砟高度，ℎm─导电弓子距管子间距，根据《冶金矿山采矿设计规范》取m=300mm；D──压气管法兰盘直径，D=200mm；b1─轨道中线与巷道中线间距，b代入数据得：ℎ3≥1900+900+160−1150（3）按人行高度要求确定ℎℎ3≥1900+ℎb−式中，j为距巷道壁的距离。根据《冶金矿山采矿设计规范》要求距巷道壁j处的巷道有效高度不小于1900mm，一般取j=200mm。代入数据得：ℎ3上面三个式子算出的最大值是1844.7mm，增加一定的多余量，确定巷道高为ℎ3=2110mm。则巷道高度（4）确定巷道净断面积S和净周长由《井巷工程》表3-7得净断面积：S=B(0.39B+ℎ2)式中h2——道砟面以上巷道壁高，ℎ2代入数据得：S=2300×（0.39×2300+1750）=6.55m2。由《井巷工程》表3-7得净断面积：P=2.57B+2ℎ2（代入数据得：P=2.57×2300+2×1950=9.8m。（5）用风速校核巷道净断面积根据《采矿工程专业毕业设计指导》式5-22得出风速验算公式V=QS净<V式中V——巷道的风速，m/s；Q——该巷道的风量，取29.9m3/s；S净——巷道通风断面面积，取6.55m2V允——准许过的最大风速，m/s，根据国家标准规定，运输巷道进风巷道最高风速为6m/代入数据得：V=29.9三、确定掘进断面尺寸和计算掘进断面尺寸（1）选择支护参数采用喷砼支护，根据设计出的宽和年生产能力等情况，选用喷砼设计厚度T=50mm，设计强度为C18。（2）选择道床参数根据巷道通过的运输设备，选用8kg/m钢轨，其道床参数hc、hb分为别320mm和160mm，道砟面至轨面高度ha=hc-hb=320-160=160mm。采用钢筋混凝土轨枕。（3）确定巷道掘进断面尺寸由《井巷工程》表3-7计算公式得：巷道设计掘进宽度B1巷道计算掘进宽度B2巷道设计掘进高度H1巷道计算掘进高度H2巷道设计掘进断面面积S1=B巷道计算掘进断面积S2=B四、布置水沟和管线巷道水量为150m3/h，选3‰水沟坡度，用砌碹支护，查《井巷工程》表3-12得：上宽0.4m，下宽0.35m，深为0.45m，净断面积0.169m2。如图3.3所示，升压线和水管悬挂在行人一侧，电源管悬挂在另一侧，通信电缆悬挂在水流上方。五、计算巷道掘进工程量及材料消耗量由《井巷工程》表3-7计算公式得：每米巷道拱与墙计算掘进体积V1每米巷道墙脚计算掘进体积V1每米巷道拱与墙喷射材料消耗V2每米巷道墙脚喷射材料消耗V4每米巷道喷射材料消耗（不包括损失）V=图3.3阶段运输巷断面图3.4.3阶段运输巷道的布置形式根据储存矿体条件和生产能力，选用脉外平巷加穿脉巷道。3.5井底车场形式的选择与设计3.5.1井底车场形式的选择根据此矿山的生产能力和矿山开拓，井底车场选用折返式。3.5.2钢轨和道岔的选择根据《采矿设计手册2下》表2-3-50得出钢轨的类型是15kg/m，道岔选择为DK615-4-12单开道岔，DC615-3-12对称道岔，DX615-4-1212渡线道岔，参数见图3.3、图3.4、图3.5。图3.3DK615-4-12单开道岔图3.4DC615-3-12对称道岔图3.5DX615-4-1212渡线道岔3.5.3弯道双轨线路中心距加宽值根据公式∆=S2b,max式中∆——弯道双轨线中心距加宽值；S2b,max——矿车最大轴距，查表3.1R——弯道半径，查表7.1得7m；代入数据得∆=取∆=3.5.4储车线长度当罐笼兼作主副提升时，矿井规模为年生产能力30万吨以下时，储车线可以按1.0~1.5倍列车长度设计。列车的长度公式为：L=nl1+Nl2式中L——列车的长度，m；n——一列列车的矿车数；取40辆；l1——矿车的长度，按表3.1取1.5N——牵引电机车台数，取1辆；l2——电机车长度，按表3.2取4.5代入数据得L=40×1.5+1×4.5=64.5m重车线、空车线长度Lz3.5.5主井马头门线路布置（1）罐笼底板长度查表7.3得出罐笼底板长度L0（2）摇台活动轨长度查表7.4得出摇台活动轨长度L4（3）摇台基本轨长度查表7.4得出摇台基本轨长度L3（4）罐笼中心线间距罐笼中心线间距A=1.632m；（5）摇台基本轨末至单式阻车器轮当的长度摇台基本轨末端至单式阻车器轮当的长度L2（6）对称道岔末端至单式阻车器轮当的长度根据《采矿设计手册2下》式（2-3-11）得b4的关系式：b4>Sbmax+式中b4Sbmax——矿车最大轴距，根据表3.1取0.5D——车轮直径，查表3.1取0.3m；代入数据得b4根据以往的事例取b4（7）对称道岔连接系统长度根据《煤矿矿井采矿设计手册上》表1-5-11得出b3=6.893m；R=9m；S=1.3m；Kp=1.486m；C=0.289m；n=3.209m；（8）复式阻车器阻爪间距根据矿车长度，取b1（9）插入段长度复式阻车器前轮挡至对称道岔基本轨起点b2，一般取1.5~2.0m；因此b出车侧摇台基本轨末端至对称道岔连接系统末端的距离b5，一般选取b5=1.5~2.0m；取3.5.6马头门设计（1）马头门高度按可以放下最长材料验算，根据《井巷工程》式3-5得：H=Lsinα−Wtanα式（3.13）式中H——马头门拱顶高度；L——下放材料的最大长度，一般情况材料最大的长度为12.5m，L=12.5m；W——悬挂点的井筒径向有效全长，W=0.9D=0.9×5.5=4.95m；D——井筒净直径，取5.5m；α——下放的长材料与水平面夹角，根据类似矿山经验取22°；代入数据得：H=（2）马头门长度根据《井巷工程》式3-6得：L=A+b1+b2式中A——单车阻车器的轮挡到罐笼中线的距离，L=0.5L0+L0——罐笼底板长度，根据表7.3取1.8L1——对称道岔基本轨起点至阻车器末端的长度，根据b3，得L2——单式阻车器轮挡至摇台基本轨的距离，一般取L2+L3——摇台基本轨；根据表7.4得LL4——摇台活动轨长度，查表7.4得出摇台活动轨长度Lb1——复式阻车器前轮挡与后轮挡距离，取1.5b2——复式阻车器前轮挡至对称道岔基本轨起点。一般取b2=b3——对称道岔连接系统长度，根据《煤矿矿井采矿设计手册上》表1-5-11得出b3b4——单式阻车器轮挡至对称道岔末端的距离，根据以往的事例取bb5——摇台基本轨至对称道岔末端的距离，取bP——出车侧摇台基本轨至罐笼中线距离，P=代入数据得：L=28.168m。（3）马头门宽度根据《井巷工程》式3-7得马头门宽度公式：W=T+S+V式（3.15）式中W——马头门宽度；T——梯子侧轨道中线至侧墙距离，T≥矿车宽2+1S——轨道中心线间距，等于井筒中罐笼中心线间距，取S=1.632m；V——非梯子侧轨道中线至侧墙距离，V≥矿车宽2+1代入数据得W=4.632m。（4）马头门线路布置方式见图3.6图3.6马头门线路布置方式3.5.7井底车场总平面图根据算出储车线长度，取储车线长度100m；根据道岔规格和行车方式绘制井底车场平面图，平面图见图3.7。图3.7井底车场平面图

第四章采矿方法4.1开采技术条件4.1.1矿体的赋存要素矿体的赋存要素见表4.1表4.1矿体的赋存要素指标名称单位数量倾角°52~70走向°30~35水平厚度m0.33~9.45平均厚度m1.664.1.2矿石物理力学性质矿石物理力学性质见表4.2表4.2矿石物理力学性质指标名称单位数量稳固性稳固自然性无含水性无体重t/m32.7松散系数1.5结块性无结构自形—半自形、交代残留—交代假象构造星散浸染状、稀疏浸染状和碎裂状及角砾状构造4.1.3矿石价值和品位品位（0.21~65.50）×10-6，平均品位为5.35×10-6，品位的变化系数194%，属于不均匀型。4.2采矿方法的选择4.2.1采矿方法的初选和描述本矿矿体属于急倾斜的薄矿体，矿体和围岩均稳固性。矿石不结块、不自燃，允许地表陷落。由《采矿设计手册2下》表2-4-5可知：表4.3可能采用的采矿方法矿体倾角矿体厚度围岩稳固矿石稳固急倾斜薄分段法、浅孔留矿法、分层崩落法、上向分层（水平分层进路充填法、分段充填法、留矿采矿事后充填法）第一方案分段法分段法是块体垂直分开并分成不同的部分；每个部分有一个矿和一个矿柱，从每个矿段开采的矿石从每个矿道流出，台阶高度为50米，4段和分段高度12.5米，矿长50米，矿体厚度为矿体宽度。第二方案浅孔留矿法浅孔留矿法的方法是直接在矿井表面积下的缩孔桩上作业，将开采与上下分层进行，每次开采出三分之一的矿石，剩余的矿石用于缩孔，形成下一个矿井。该段高40m，砌块长40m，砌块长40m，内柱3M，上柱厚2m，下柱高5m。第三方案上向分层该矿可以地表塌陷，矿石围岩都稳固，因此不采用上向分层4.2.2初步技术经济分析根据该矿的特点，对原方案的技术经济指标进行分析比较，选出最优方案或两种方案或三种等效方案。表4.4列出了两种主要采矿方法的主要技术经济指标，同时考虑了矿山的特点和类似矿山的经验。表4.4采矿方法技术经济指标序号比较项目单位分段法浅孔留矿法1矿块生产能力t/d30350~602损失率%14.55~15.157.23贫化率%15.46~16.4615~254采切比m/kt33.1925.65回收率%8080两种方法的采收率基本相同，但浅孔留矿法工程量小。因此选用浅孔留矿法。4.3矿块的采准和切割布置4.3.1矿块的结构和参数参考《采矿设计手册2》和《金属矿床地下开采》得出矿房沿走向布置，选取的矿块长度为40m，矿块宽度为1.66m，矿块的高度为40m，间柱3m，顶柱厚2m，底柱高5m。表4.5矿块结构参数矿块长度（m）阶段高度（m）间柱（m）顶柱厚（m）底柱高（m）40406254.3.2采准巷道布置采准工作有沿脉平巷、采准天井、联络道和电耙巷。切割工作有漏斗横穿、漏斗颈和拉底巷。（1）沿脉平巷：沿脉运输巷道设在下盘脉外，电机车沿沿脉平巷到主溜井卸矿，矿石由竖井提升运输至地表。（2）采准天井：采准天井布置在间柱里，天井规格1.8×2.0m2（3）电耙巷：规格为2×2m，位置在运输巷道上面3米处。在电耙巷的一侧布置一个电耙绞车硐室，其规格为3×2×2m，电耙巷的另一侧开凿一个放矿溜井连接到运输平巷。规格为2×2m。（4）联络道：联络道布置在采准天井垂直方向上，且每4米布置一个，它与采场两侧相通。其规格为2.0×1.5m24.3.3切割工作切割工作是做拉底巷道，形成一个拉底空间和辟漏。拉底高度为2m，拉底宽度为1.66m。辟漏是漏斗颈和漏斗横穿，漏斗颈规格为1.5×1.5m，漏斗横穿的规格为1.5×1.5m；漏斗间距为5m。4.4回采工作4.4.1凿岩采用从下往上分层回采，分层高度2m。回采工作面为倒台阶式布置。当矿体较薄时，采用上向打炮孔的梯段工作面，使用YPS-45凿岩机，炮眼深度1.5m，矿体较厚时，采用水平炮眼梯段工作面，从采场一端的向另一端回采，使用7655型凿岩机。眼深2~2.5m。打上向炮孔时，梯段工作面长度为12m。打水平炮孔时，梯段工作面长度为3m，高度为2m，炮孔间距1m。（1）凿岩设备YSP-45与7655型凿岩机参数如下表：表4.6YSP-45型凿岩机参数型号机重/Kg孔径/mm最大孔深/mYSP-454435~42676552434~382（2）凿岩机数量的确定：1）每米炮孔崩落量根据《采矿设计手册2下》式2-9-5得出每米炮孔崩落量公式：q=Waη0Υ1−K1−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，取a=1m；η0——炮孔利用率，取90γ——矿石密度，取2.7t/mK——矿石损失率，根据类似矿山经验取6%；Υ1——矿石贫化率，根据类似矿山经验取20代入数据得：q=1×1×0.9×2.7×0.94÷0.8=2.86t/m2）采场每一工作循环内落矿量A=lmLn1ρ式中A—采场每一工作循环内落矿量，l—炮孔深度，取1.5m；m—矿体厚度，取1.66m；L—梯段工作面长度，取12m；n1ρ—矿石密度，取2.7m3/t；代入数据得：A=1.5×1.66×12×1×2.7=80.683）采场配置凿岩机台数根据《采矿设计手册2下》式2-9-4得出采场配置凿岩机台数公式：n=AqP（式中n—凿岩机台数，台；A—采场每一工作循环内落矿量，A=80.68t；q—每米炮孔崩落量，q=6.42；p—凿岩机台班效率，45m；代入数据得：n=取一台凿岩，一台备用。4.4.2爆破采用2#岩石炸药，用导爆管雷管引爆。（1）爆破参数的确定1）炮孔直径d=40mm=0.04m；药径d12）最小抵抗线W，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，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为0.5m，堵塞部分用炮泥，炮泥成分为砂子和黏土，其比例为3:1，加入20%的水制成。（2）回采时炮孔布置方式炮孔为平行炮孔布置，一个梯段工作面的总装药量为根据《现代爆破工程》式7-3得出一个梯段工作面的总装药量公式：Q=qmLLCP式中Q—一个梯段总装药量，kg；q—单位炸药消耗量，根据《现代爆破手册》表7-1得出q=0.8kg·m-3；m—矿体厚度，取1.66m；L—梯段工作面长度，取12m；Lcp—炮孔平均深度，取1.5代入数据得：Q（3）炮孔布置图图4.1平行炮孔布置4.4.3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。根据《冶金矿山采矿设计规范》，在采掘工作面中，空气的含氧量必须大于等于20%，风速不得低于0.15m/s。矿房的通风系统，从上风流方面天井进入新鲜空气，通过矿房工作面后，由下风流方面的天井排到上部回风巷道。电耙巷道的通风为一个独立的系统，其目的是防止污风串入矿房和运输巷道中。（1）采区风量计算回采工作面的需风量，根据《地下矿通风规范》按下列分别计算，取其中最大值：1）按排尘风量确定回采工作面需风量查《采矿设计手册2下》表2-16-14得排尘风量需2m2）按排尘风速计算回采工作面需风量根据《采矿设计手册2下》式2-16-10得出排尘风速计算回采工作面需风量的公式：qℎs=sv（式中qℎs—作业面排尘需风量，ms—工人和产尘设备所在位置的过风断面，m2；s=m×H，其中m为矿体厚度，Hv—作业面排尘风速，m3/s代入数据得：qℎs3）按排除炮烟计算回采工作面需风量根据《采矿设计手册2下》式2-16-11得出排除炮烟计算工作面需风量计算公式：qℎY=NtLS式中qℎY—采场排烟需风量，mL—采场长度，取37m；S—采场过风断面积，取3.32m2t—爆破后排烟通风时间，取1800s；N—采场中炮烟达到允许浓度时，风流交换倍数，试验N=10~12，取12；代入数据得：qℎY通过以上的计算，采区的通风量约为2m3（2）除尘措施1）在采掘工作面和溜井中采取密封的抽尘净化；2）采用湿式凿岩设备进行湿式作业；3）控制通风风速，减少扬尘；4）现场作业人员带口罩作业；5）爆破前除尘减少因振动引起的大量灰尘扬起。（3）通风时间通风时间一般为0.5h，一般爆破完放矿，这段时间为通风时间。4.4.4局部放矿局部放矿是放出矿石体积的三分之一，让剩下的矿石形成一个2m左右的工作空间，方法是用矿石重力把矿溜到电耙巷，然后再用电耙把矿石运到电耙巷道中开凿的溜井处，用溜井把矿石溜到阶段运输巷，再用矿车把矿石运到主井处。（1）重力放矿当局部放矿时，工人要跟平场的工人联系，放出要求的矿量，这样可以减少平场的工作量还可以减少空硐的产生。若已有空硐形成，应采取一些措施：1）爆破震动消除法，用爆破的方法将悬空矿石震落；2）高压水冲洗法，用高压水冲刷悬空的矿石。（2）电耙出矿在阶段运输巷道之上3m处，沿矿房长轴方向开凿电耙巷道；电耙巷与阶段运输巷道之间开凿一个放矿溜井。放矿时，矿石沿漏斗进入电耙巷，用电耙把矿石耙入到溜井通过闸门溜放到阶段运输巷道中的矿车内。选用2DPJ-30电耙。表4.72DPJ-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-30380300.41.650.970.6954.4.5平场、撬顶和二次破碎为了下次凿岩爆破作业，应该先撬顶，再平场。撬顶是把悬空的矿石或岩石撬落下来；平场是把留矿堆表面整平，在平场的时候如果有大块矿石，要二次破碎。4.4.6最终放矿及矿房残留矿石的回收矿房爆破完后要把矿房内的矿石全部放完，在放矿时，要避免出现空硐和悬拱现象，如果出现漏斗堵塞要及时处理，避免二次贫化。在大量放矿时，因为矿房底板粗糙不平整，常常有一部分散体矿石和粉矿不能完全放完，因此要用高压水把散体矿石和粉矿冲下来。水力冲洗是先用水枪从下而上冲矿房两侧的天井，然后在顶柱中掘好的顶柱的小井中冲洗矿房。在冲洗之前，应在出矿口设置脱水措施，防止粉矿流失。在阶段运输中设置沉淀池回收矿泥净化水质。4.4.7顶板管理及采空区处理顶板管理是采用金属锚杆进行辅助支护。采空区处理是用废石充填采空区。4.4.8顶底柱和间柱回采在大量放矿的时，应在联络道、电耙巷中凿好炮孔为间柱和顶底柱回采做好准备。当中段回采结束后，这个中段的顶底柱和间柱采用大量崩落法一起回采。4.4.9采矿方法技术经济指标表4.3主要技术经济指标序号项目单位指标备注1采矿方法浅孔留矿法2矿块生产能力吨/天1003千吨采切比米/千吨25.64采矿损失率%7.2根据类似条件选取矿山5矿石贫化率%20根据类似条件选取矿山6矿石密度t/m32.77矿体平均厚度m1.668矿体倾角°52~709阶段高度m40第五章建井工期及施工组织计划5.1建井工期及施工组织计划5.1.1基建范围基建工程主要包括竖井工程，平硐及中段运输巷道，硐室工程，以及相应的采切、探矿工程（表5.1）。5.1.2基建工程量基建工程总量为199774m3，支护量为14455m3。表5.1基建工程量表序号工程名称硬度支护长度断面（m2）掘进量支护量备注型式厚度mm（m）掘进净（m3）（m3）一竖井直径5.5m1井颈及壁座8-13钢筋砼5002933.1723.75961.93273.182井筒8-13喷砼20044227.3223.7512075.441577.943马头门8-13砼30010227.9826.082853.96193.88个双侧4马头门调车场延长8-13喷砼10010815.5215.051676.1650.768个中段5小计马头门含信号硐室17597.492095.68二硐室工程1变电硐室8-13砼3001523.1119.2834757.5C252有轨设备修理硐室8-13砼2001317.3913.07521130.0C253小计868187.5三溜井工程1矿石溜井8-10不支护1604464002废石溜井8-10不支护1604464003装矿硐室8-10喷砼3005.619.7517.111114.64装矿车场8-10喷砼1007512.3611.4927695小计135883.6三1240中段1运输平巷8-13砼507707.926.556098.41054.92回风井8-13不支护1224.524.52551.4403回风巷道8-13不支护5976.556.553910.3804穿脉8-13不支护1816.556.551185.5505天井联络道8-13不支护3123393606天井8-13不支护5203.63.6187207切割平巷8-13不支护3963.323.321314.7208电耙巷8-13不支护42944171609小计17584.491054.9三1200中段1运输平巷8-13砼507707.926.556098.41054.92回风井8-13不支护404.524.52220.803回风巷道8-13不支护5976.556.553910.3804穿脉8-13不支护1816.556.551185.5505井底车场8-13砼1002878.336.552390.71510.866出矿平巷8-13不支护4296.556.552809.9507天井联络道8-13不支护3123393608天井8-13不支护5203.63.6187209切割平巷8-13不支护3963.323.321314.72010电耙巷8-13不支护429441716011小计22454.511563.76四1160中段1运输平巷8-13砼507707.926.556098.41054.92回风井8-13不支护404.524.52220.803回风巷道8-13不支护5976.556.553910.3804穿脉8-13不支护1816.556.551185.5505天井联络道8-13不支护3123393606天井8-13不支护5203.63.6187207切割平巷8-13不支护3963.323.321314.7208电耙巷8-13不支护42944171609小计17253.851054.9五1120中段1运输平巷8-13砼507707.926.556098.41054.92回风井8-13不支护5976.556.553910.3803回风巷道8-13不支护4296.556.552809.9804穿脉8-13不支护1816.556.551185.5505井底车场8-13砼1002878.336.552390.71510.866出矿平巷8-13不支护4296.556.552809.9507天井联络道8-13不支护3123393608天井8-13不支护5203.63.6187209切割平巷8-13不支护3963.323.321314.72010电耙巷8-13不支护429441716011小计22454.511563.76六1080中段1运输平巷8-13砼507707.926.556098.41054.92回风井8-13不支护404.524.52220.803回风巷道8-13不支护5976.556.553910.3804穿脉8-13不支护1816.556.551185.5505天井联络道8-13不支护3123393606天井8-13不支护5203.63.6187207切割平巷8-13不支护3963.323.321314.7208电耙巷8-13不支护42944171609小计17253.851054.9七1040中段1运输平巷8-13砼507707.926.556098.41054.92回风井8-13不支护404.524.52220.803回风巷道8-13不支护5976.556.553910.3804穿脉8-13不支护1816.556.551185.5505井底车场8-13砼1002878.336.552390.71510.866出矿平巷8-13不支护4296.556.552809.9507天井联络道8-13不支护3123393608天井8-13不支护5203.63.6187209切割平巷8-13不支护3963.323.321314.72010电耙巷8-13不支护429441716011小计22454.511563.76八1000中段1运输平巷8-13砼507707.926.556098.41054.92回风井8-13不支护404.524.52220.803回风巷道8-13不支护5976.556.553910.3804穿脉8-13不支护1816.556.551185.5505天井联络道8-13不支护3123393606天井8-13不支护5203.63.6187207切割平巷8-13不支护3963.323.321314.7208电耙巷8-13不支护42944171609小计17253.851054.9九960中段1运输平巷8-13砼507707.926.556098.41054.92回风井8-13不支护404.524.52220.803回风巷道8-13不支护5976.556.553910.3804穿脉8-13不支护1816.556.551185.5505井底车场8-13砼1002878.336.552390.71510.866出矿平巷8-13不支护4296.556.552809.9507天井联络道8-13不支护3123393608天井8-13不支护5203.63.6187209切割平巷8-13不支护3963.323.321314.72010电耙巷8-13不支护429441716011小计22454.511563.76十920中段1运输平巷8-13砼507707.926.556098.41054.92回风井8-13不支护404.524.52220.803回风巷道8-13不支护5976.556.553910.3804穿脉8-13不支护1816.556.551185.5505井底车场8-13砼1002878.336.552390.71510.866出矿平巷8-13不支护4296.556.552809.9507天井联络道8-13不支护3123393608天井8-13不支护5203.63.6187209切割平巷8-13不支护3963.323.321314.72010电耙巷8-13不支护429441716011排水变电硐室8-13砼1502312水泵房8-13喷砼502002513水仓8-13不支护300014小计23104.511613.7615合计20273214455.25.2施工组织计划5.2.1编制原则掘进速度根据国内矿山的技术定额资料，结合矿山具体情况，选定经过努力可以达到的平均先进指标。设计选取成巷(井)速度指标如下：竖井：60m/月平巷：100m/月风井：50m/月采切：1000m3/月硐室：500m3/月经编制基建进度计划确定，矿山的基建期约为2.0年。5.2.2施工组织计划施工组织计划见表5.2表5.2施工计划表

第六章矿井通风6.1通风方式与通风系统的选择6.1.1通风系统的选择根据矿山的开拓的形式和矿体赋存条件，选用的通风系统是集中通风，即中央对角式布置风井，主副井当作入风井，出风井为风井，位置在矿体两端的下盘，出风井的形式是竖井。6.1.2通风方式的选择矿井通风方式有三种，分别为抽出式、压入式和混合式。为保证井下正常安全生产，保持井下稳定风流，井下采用连续通风工作制度、机械通风方式。根据抽使用条件及优缺点和矿区相关条件，设计采用抽出式通风。6.2总风量的计算与风量分配6.2.1全矿总风量的计算根据《采矿手册6》式33-105得出全矿总风量计算公式：Qt=k(Qs+式中Qt——矿井总风量，m3/Qs——回采工作面所需的风量，2Qs'——备用回采工作面所需的风量，m3Qd——掘进工作面所需风量，根据《采矿手册6》表33-16得出掘进工作面1.2mQr——硐室自成通风系统所需的风量，电机车库取1.2m3/s、水泵房Q=0.008*410*2=6.56mk——备用系数，取k=1.40代入数据得Qt（1）回采工作面风量计算根据《采矿手册6》式33-107得出Qs=25.5tA式中A——爆破的炸药量，取23.9kg；L0——采场长度的一半，取18.5S——回采工作面横断面面积，取3.32m2；t——通风时间，取1800s；代入数据得Qs（2）按排尘风量确定回采工作面需风量查《采矿设计手册2》表2-16-14得排尘风量需2m（3）按排尘风速计算回采工作面需风量根据《采矿设计手册2下》式2-16-10得排尘风速计算回采工作面需风量公式：qℎs=sv（式中qℎs—作业面排尘需风量，ms—工人和产尘设备所在位置的过风断面，m2；s=m×Hv—作业面排尘风速，m3/s代入数据得：qℎs（4）按排除炮烟计算回采工作面需风量根据《采矿设计手册2下》式2-16-11得出排除炮烟计算回采工作面需风量计算公式：qℎY=NtLS式中qℎY—采场排烟需风量，mL—采场长度，取37m；S—采场过风断面积，取3.32m2t—爆破后排烟通风时间，取1800s；N—采场中炮烟达到允许浓度时，风流交换倍数，试验N=10~12，取12；代入数据得：qℎY通过以上的计算，采区的通风量约为2m36.2.2风量分配（1）风量分配的基本要求1）按照上面计算出的最大值分配；掘进工作面按局部通风风量计算值进行分配。2）需要独立通风的硐室排出的风要直接排到排风巷道里，不然就要用净化措施。3）风速必须符合安全规程的规定。表6.1井巷最高风速井巷名称最高风速（m/s）专用风井、风硐15专用物料提升井12风桥10提升人员和物料的风筒、主要进风道、排风道、修理中的井筒8运输巷道、采区进风速6采矿场、采准巷道4（2）风量分配方法根据各个井巷所需的风量和通风系统中漏风点和漏风量确定。尽量所确定的风量与实际接近。6.3全矿通风阻力计算根据《采矿手册6》式33-118得出通风阻力计算公式：ℎi=αLpS3式中ℎi——各段巷道的摩擦阻力，Pα——井巷通风摩擦阻力系数；L——井巷长度，m；P——井巷周边长度，m；S——井巷过风断面，m2；Q——通风井巷的风量，m3/s。按上式计算出困难时期的摩擦阻力，并考虑局部阻力，矿井通风最大摩擦阻力为计算结果详见表6.2表6.2总摩擦阻力巷道名称支护方式巷道阻力巷道周界巷道长度巷道通风S3巷道摩擦风量Q2巷道通风巷道风速系数长度PL断面S风阻Q负压v（a×10-3）（m）（m）（m2）R（m3/s）（Pa）（m/s）明竖井喷砼5017.2744223.75133960.02829.9894.0125.031.26井底车场砼59.82876.55281.0110.0529.9894.0144.74.6阶段运输巷砼59.87706.55281.0110.1329.9894.01116.224.6穿脉巷道不支护159.81816.55281.0110.0942.35.290.500.35人行通风井不支护107.6403.646.650.0652.35.290.340.64采场不支护357.32373.3236.590.2592.35.291.370.69回风巷道不支护159.85976.55281.0110.31229.9894.01278.934.56回风井不支护107.534424.5292.340.3629.9894.01321.846.61合计788.936.4矿井通风设备选择6.4.1扇风机的选择（1）扇风机的风量根据《采矿手册6》式33-120得出扇风机风量计算公式：Qf=∅Qt式中Qf——扇风机的风量，m∅——扇风机装置的风量备用系数，取1.1；Qt——矿井总风量，取29.9m3/代入数据得：Qf（2）扇风机的全压根据《采矿手册6》式33-121得出扇风机全压的公式：Ht=ℎt+式中：Htℎt——矿井总阻力，取788.93PHn——与进风方式相反的自然风压，取0Pℎr——扇风机阻力之和，取200Pℎv——风流流到大气的出口动压损失，经过类似矿山经验取9P代入数据得：Ht（3）扇风机的功率根据《采矿手册6》式33-122得出扇风机功率计算公式：Nf=HtQ式中Nf——扇风机功率，kWHt——扇风机的全压，取997.93PQf——扇风机的风量，取32.89mηt——扇风机的效率，取85代入数据得：Nf6.4.2电动机的选择根据《采矿手册6》得出电动机的功率公式：Ne=kHt式中Ne——电动机功率，kWk——电动机备用系数，轴流式取k=1.1~1.2，离心式取k=1.2~1.3，取1.2；Ht——扇风机的全压，取997.93PQf——扇风机的风量，取32.89mηt——扇风机的效率，取85ηe——电动机效率，ηe=代入数据得：Ne经过扇风机的风量、风压、功率和电动机功率相关计算，根据《采矿手册6》表33-9选出K40型扇风机，参数如表6.3所示：表6.3K40型扇风机主要技术参数型号类型叶轮直径转速风量范围风压范围功率范围最高效率mr/minm3/sPakW%K40轴流式0.8~2.3750~14503.8~113118~10305.5~13292

第七章矿山运输与提升7.1主要运输设备的选择7.1.1电机车的选择根据运输量、装矿点的集中与分散情况、运距和车型的要求，选择ZK7-6/250型电机车。表7.1ZK7-6/250型电机车主要技术性能参数名称黏着重量（t）轨距mm固定轴距mm车轮直径mm机械传动传动比i车钩高度连接器距轨面高度mm受电器工作高度mm制动方式弯道最小曲线半径m额定电压（V）ZK7-6/250760011006806.922701800~2200机械电气7250名称轮缘牵引力（KN）速度（km/h）电流（A）功率（kw）台数ZK7-6/250小时制长时制小时制长时制最大小时制长时制小时制长时制213.053.24111625953420.67.67.1.2矿车量的计算（1）按电机车的启动条件计算牵引重量根据《采矿手册5》式26-10得Qzh公式：Qzℎ=GjmΨ式中Gjm——电机车的黏着重量，Gjm=GjoGjoΨ——电机车启动时的黏着系数，取0.2；Gj——电机车的重量，根据表7.1得出GQzℎωzℎ——重车启动时的阻力系数，根据《采矿手册》第2卷表26-17得ωipωw——弯道阻力系数，当重列车不在弯道上启动时，ωw=K——考虑外轨超高的系数，当外轨超高时，K=1，当外轨没有超高时，K=1.5；R——曲线半径，m；a——列车的加速度，对于地下运输可取a=0.03~0.05m/s2代入数据得Qzℎ（2）按制动条件计算牵引重量按《冶金矿山安全规程》规定，载人的时候，不超过20m；运材料时，不超过40m；这个规定按最不利情况来计算。根据《采矿手册》第5卷得计算公式：Qzℎ=GjzΨ式中QzℎGjz——机车的制动重量，根据表7.1得GΨ——电机车启动时的黏着系数，取0.20；ipωzℎ'——重列车的运行阻力系数，根据《采矿手册》第5卷表26-17得az——制动时的减速，aUcℎ2——电机车的长时速度，根据表7.1得Lz——制动距离，LGj——电机车的重量，根据表7.1得出G代入数据得：Qzℎ取两者中的较小值计算车组的矿车数。因此Qzℎ根据《采矿手册》第5卷式（26-12）得出矿车数Z1公式：Z1=QzℎG+式中Z1Qzℎ——牵引重量重的较小值，QG——矿车的有效装载重量，矿车最大载重乘以满斗系数，查表3.1得矿车最大载重为1250kg，满斗系数取0.9，得出G=1250×0.9=1125kg；G0——矿车的重量，查表3.1得出G代入数据得：Z1（3）对上述结果进行校验牵引电动机的长时电流可由表7.1得电机车每往返一次牵引电动机的等值电流计算。根据《采矿手册》第5卷式（26-13）、（26-14）得出电机车重车组和空车组运行的牵引力Fzh（N）、Fk（N）。Fzℎ=[Gj+Fk=(Gj+式中FzℎFkGj——电机车的重量，根据表7.1得出GZ1——矿车数，取40G——矿车的有效装载重量，矿车最大载重乘以满斗系数，查表3.1得矿车最大载重为1250kg，满斗系数取0.9，得出G=1250×0.9=1125kg；G0——矿车的重量，查表3.1得出Gωzℎ'——重列车的运行阻力系数，根据《采矿手册》第5卷表26-17得ipωk'——空列车的运行阻力系数，根据《采矿手册》第5卷表26-17得代入数据得：FF根据《采矿手册》第5卷式（26-15）、（26-16）得出每台牵引电动机的牵引力Fzℎ'(N)、FkFzℎ'=FzℎFk'=Fk式中n——电机车上的牵引电动机台数，查表7.1取n=2；代入数据得：Fzℎ'=根据《采矿手册5》图26-14得出vzℎ=4.4m/s，vk=5.4m/s，根据《采矿手册5》式（26-17）得出电机车往返一次牵引电动机的等值电流为：Id=aIzℎ2式中Ida——调车系数，因为运距小于1000m，所以取1.4；t——在井底车场和采区车场调车的时间，取t=20min；T1——总的运行时间，即重列车和空列车运行时间之和，Ttt式中Lm——电机车到最远的一个装车站的距离，取553.50.75vzℎ——重列车的平均速度，取3.3m0.75vk——空列车的平均速度，取4.05m代入数据得出tzℎ=553.5因此T1Izℎ——重列车运行时牵引电动机的电流，取33AIk——空列车运行时牵引电动机的电流，取22A代入数据得Id因为Id（4）电机车台数的计算根据《采矿手册5》式（26-18）得出电机车往返一次的时间T计算公式：T=T1+t式中T——电机车往返一次的时间，min；T1——总运行时间，TT1=2L60×0.75v式中L——加权平均运输距离，L=A式中L1、L2、…、Ln——各出矿点至卸矿点的相应距离，其中L1=363m、L2=312m、L3=300m、L4=254mA1+A代入数据得L=4012m；代入数据得T1代入数据得T=60.5min。根据《采矿手册5》式26-19得出n1n1=60tb式中tb——电机车每班小时数，取6.5T——电机车往返时间，取60.5min；代入数据得：n1根据《采矿手册5》式26-20得出完成每班出矿量需要的往返次数m（次）：m=cAbZ1式中m——完成每班的出矿量往返次数；c——不均衡系数，取1.2；Ab——每班平均出矿量某一阶段，取25t/Z1——矿车数，取40G——一辆矿车的重量，取1.125t；代入数据得m=1.2×25根据类似矿山的实际经验取m1根据《采矿手册5》式26-21得出需要的电机车台数NN1=m+m1式中m——完成每班出矿量往返次数，取1次；m1代入数据得：N1备用电机车台数为1台需要的电机车总台数2台。7.2提升设备的选择7.2.1罐笼的选择a小时提升量根据冶金工业出版社《现代采矿手册中》得AsAs=CAtr式中As——小时提升量，t/h；C——提升不均衡系数，取1.2；A——年提升量，t/a；取60000；tr——年工作日，d；取330；ts——每天工作几小时，罐笼作主提升，取16.5h；代入数据得：As=1.2×60000330×16.5b提升速度根据冶金工业出版社《现代采矿手册中》得v：v=0.3~0.5H'式中v——提升速度，m/s；H'——加权平均提高高度，m，200m以内提升高度取0.3，600m以上取0.5，取系数为0.35；H'=H1Q1+H2Q2+…+HnQnQ1+Q代入数据得：v=0.35×除以上方法，还得符合下列规定；（1）升降人员时，其最大速度不超过下边公式：vmax=0.5H式式中vmax——最大速度，m/H——提升高度，m；根据地面标高和最低中段标高得H为442m。代入数据得vmax（2）升降物料时，最大速度不超过公式计算值：vmax=0.6H代入数据得：v因此v=6.08m/s符合要求。c一次提升量根据冶金工业出版社《现代采矿手册中》得单容器提升时计算公式：V'=AS3600γ式中V'——容器的容积，m3μ——罐笼提升时，μ=Cm——装满系数，取0.9γ——松散矿石密度，取2.7t/m3；θ——休止时间，根据采矿手册第5卷表27-18进行选择，选按单层普通罐笼单面车场，矿车容积小于<0.75考虑，θ=30s。H'——加权平均提高高度，取302K1——系数，根据表1，取3表7.2系数K1系数提升速度（m/s）v=v=v=v=v=K3.733.3273.032.822.665代入数据得：V根据采矿手册第5卷表27-12，选择罐笼为YJGG-1.8-1。罐笼参数见表7.3吗，。表7.3YJGG-1.8-1参数罐笼型号罐笼代号断面尺寸最大载重（t）自重（t）钢绳终端重量（t）乘人量2号单层YMGG-1.8-1-Z4（6）1800×11502.22.0595.7~8.2107.2.2罐笼承接装置的选择承接装置有摇台、托台和承接梁。中间水平车场只能用摇台，承接梁只能用于井底车场，托台可用于井底和井口车场。摇台的优点是：换车时钢丝绳不致松弛，提升开始时受冲击力小。其缺点是：停罐不准，对罐时间长；为了使罐笼不受过大的冲击力，容积大于2m3的矿车一般不选用摇台。在提升人员时，最好采用摇台。托台的优点是：罐笼停的位置准确，矿车的冲击力没有作用到钢丝绳上面。缺点是：当罐笼在井口托爪上，罐笼必须提升一定高度，才可以打开托台，这样操作复杂，容易产生过卷；当罐笼在井底的托爪上，钢丝绳容易松弛，钢丝绳松弛会产生冲击负荷，若操作不当，容易发生礅罐事故。承接梁的优点是：简单、便宜。其缺点是：容易发生礅罐事故，故在用缠绕式提升机提升人员和用摩擦式提升机的矿井中，不采用承接梁。根据此矿是主副兼做，所以选用摇台当承接装置。根据《采矿设计手册4》表1-6-36选出摇台型号，摇台参数见表7.4。表7.4摇台参数名称型式衔接钢轨规格（kg/m）轨距（mm）摇臂长度（mm）摇臂摆角操纵方式质量（kg）摇台单气动10807.2.3阻车器的选择根据《采矿设计手册4》表1-6-37选出阻车器的参数，阻车器参数见表7.5。表7.5阻车器参数名称轨距（mm）气缸阻车方式同时阻住矿车数坡度（%）速度（m/s）操作方式行程（mm）直径（mm）单式阻车器600200φ100车轮0.5~0.8气动电动机主要外形尺寸（mm）质量（kg）型号功率（kw）转速（r/min）长宽高63815001596复式阻车器轨距（mm）气缸阻车方式同时阻住矿车数坡度（%）速度（m/s）操作方式行程（mm）直径（mm）600车轮0.90.25电动手动电动机主要外形尺寸（mm）质量（kg）型号功率（kw）转速（r/min）长宽高1114239015907.2.4罐笼井井筒净断面尺寸确定（1）根据《井巷工程》得罐道梁中心线间距公式：L1=m0+2L=m0+2ℎ−∆s+式中L1、Lm0——罐道之间的水平间距，查《现代采矿手册中》表9-429得m0=h——木罐道的高度，根据《井巷工程》表10-7得h=180mm；∆s——木罐道卡入钢罐道的，取10mm；b1、b2、b3——罐道梁的长度，根据以往经验，选取罐道梁主罐道梁20#B、次罐道梁20#B、梯子梁18表7.6工字钢20#B、18#的参数名称腰高（mm）腿宽（mm）腰厚（mm）18#180946.520#B2001029.0代入数据得：L1=1632mm、L=1628（2）梯子间尺寸计算根据《井巷工程》得梯子间尺寸M、H、N、J计算方法：M=1200+m+b32式中：M——短边梁中线和井壁的交点到主梁中线间距，mm；m——安全隔栏的厚度，取80mm；b3——主梁的宽度，94代入数据得：M=1327mm。S=H−d式中：S——中间梁中线到井筒中线的长度，mm；H——梯子间长度，取1600mm；d——梯子间另一侧中间梁中线到井筒中心线的长度，取500mm；代入数据得：S=1100mm。（3）井筒净直径的确定根据图解法算出井筒的近似直径，根据提升间、梯子间平面结构布置尺寸，画出井筒构件布置图，按M和S值交点确定E点。根据Δx，Δy，可得B'、C'，再从B'和C'点沿角平分线向外量取Δz+r，得出F点或G点；连接E、F、G三点为ΔEFG，作该三角形的外接圆，得如图1，得出直径D=5.0626m；根据井筒直径规定晋级得D=5.5m，量得e值，取894mm。图7.1图解法确定井筒断面（4）验算并调整Δz、M值根据赵兴东《井巷工程》中式（10-12）（10-13）得：∆z=R−(N+e)2M=e+R2−S2式中∆zR——井筒半径，取2750mm；N——罐道梁中心线至罐笼收缩尺寸的距离，取1391mm；e——井筒中心O点至罐道梁中心线的距离，取894mm；C——井筒中心线至罐笼短边收缩尺寸Δx处的距离，C=A2−∆xr——罐笼收缩半径，r=Δx=Δy=0；代入数据得∆M=894+得出结论，符合要求。（5）风速校核根据《采矿工程专业毕业设计指导》式5-22得出风速验算公式V=QS净<V式中V——巷道的风速，m/s；Q——通过巷道的风量，取29.9m3/s；S净——巷道净面积，取23.74m2V允——允许通过的最大风速，m/s，根据《冶金矿山采矿设计规范》规定，中段主要进、回风巷道最高风速为8m/代入数据得：V=29.9（6）井壁厚度的确定按照《井巷工程》p228B喷射混凝土井壁支护厚度选择喷射混凝土方式，厚度为200mm。7.3钢丝绳的选择7.3.1钢绳的选择计算根据类似矿山的经验和安全，选用多绳摩擦式提升钢丝绳。根据《采矿手册5》式27-18得出多绳选择计算公式：p'=Q+Qr式中p'——钢丝绳每米长度的重量，kg/Q——一次提升量，Q=VQr——容器自重（包括连接装置）Qr=2000+1080+1114H0——钢丝绳最大悬垂长度；H0=Hj+ℎz+ℎj，其中Hj为矿井深度，取442m，ℎwσb——钢丝公称抗拉强度，一般竖井提升考经1665MPa，所以取1670MPm——钢丝绳安全系数，根据国内实际经验，多绳摩擦式提升钢丝绳，提升人员时，安全系数不应低于9，因此选m为9；代入数据得：p'根据p'选得钢丝绳结构为6×19S+FC,公称直接为18mm，p为1.194kg/m，F0为178.6k根据《采矿手册5》式27-18得出验算安全系数是否满足公式：m'=nQd式中m'n——首绳的根数，根据一般选择为4根；Qd——钢丝绳破断力之和，QQ——一次提升量，Q=VQr——容器自重（包括连接装置）Qr=2000+1080+1114p——钢丝绳每米近似重量，取1.194kg/m；H0——钢丝绳最大悬垂长度，取476g——重力加速度，取9.8m/代入数据得：m'7.4提升机的选择7.4.1主