《铁矿矿床地下采矿方案设计》26000字

铁矿矿床地下采矿方案设计摘要 1第一章 地质资料概括 81.1矿区位置、交通 81.2矿区概括 81.3井田及其附近的地质特征 81.3.1区域地质 81.3.2地层 91.3.3岩石性质 91.4矿区地质 101.4.1矿区地质 101.4.2矿区内地质构造 101.5矿床的规模及矿带特征 101.6矿石质量 111.6.1矿石的物质组成 111.6.2矿石类型 111.6.3矿石化学成分 12矿、岩物理力学性质 131.7水文地质 141.7.1自然地理条件 141.7.2矿区含水层 14第二章 矿石储量及矿区境界 162.1矿石储量计算 162.2三级储量计算 162.3矿区境界 17第三章 生产能力、服务年限及一般工作制度 183.1矿井的生产能力 183.2服务年限计算 183.3矿山工作制度 18第四章 开拓运输方案 194.1矿井开拓的概念、要求及影响因素 194.1.1矿井开拓的概念 194.1.2矿床开拓的方案选择的基本要求 194.1.3开拓方案选择和技术比较 194.2开拓方案的选择及技术经济比较 204.3井筒形式及位置的确定 214.3.1井筒数目及位置 214.3.2井筒的用途及规格等的确定 214.4阶段平面设计 254.4.1开采水平设计 254.4.2阶段运输巷断面设计 254.4.2.5巷道断面施工图 284.4.2.6阶段运输巷道的布置及运输线路设置 284.4.2.7石门断面 284.4.2.8穿脉断面 294.5矿床划分及开采顺序 294.5.1阶段的划分 294.5.2开采顺序 294.6井底车场 29第五章 采矿方法 315.1采矿方法的选择 315.1.1选择采矿方法的原则 315.1.3采矿方法的确定 315.2矿块开采方案设计 335.2.1矿房布置及结构参数 335.2.2采准切割工作 335.2..3回采工作 335.2.4地压管理 345.2.5矿柱回采 345.3劳动组织及主要技术经济指标 345.3.1劳动组织 345.3.2工作面循环作业表 345.3.3采矿方法主要技术经济指标 355.3.4主要采掘设备 36第六章 基建工程量及基建进度计划 376.1基建工程量 376.2基建进度表 39第七章 矿井通风 417.1矿井通风概述 417.2矿井通风方式与通风系统的选择 417.2.1矿井通风方式 417.2.2通风系统简述 427.3矿井总风量计算 427.4矿井总风压的计算 437.5通风设备的选择 44第八章 矿井提升与运输 478.1运输系统及运输设备概述 478.2提升能力计算 478.3主要巷道运输设备的选择 498.3.1计算电机车牵引矿车数 508.3.2电机车台数计算 518.4主要运输与提升设备 52第九章 给排水 549.1矿山涌水量 549.2矿井排水方式及系统 549.3排水设备的选择 549.4矿区给水 559.4.1水源 559.4.2主要构筑物 559.4.3管路系统 55第十章 电力与通讯 5610.1概括及设计依据 5610.2电力 5610.2.1用电负荷 5610.2.2供电电源 5610.2.3供配电系统 5610.2.4防雷接地及照明 5710.2.5节能措施 5710.3电信 5710.3.1概括 5710.3.2调度通信系统 57第十一章 采暖与热力 5811.1编制依据 5811.2气象条件 5811.3采暖措施 5811.4井口热风供应设施 5911.5供热设施 5911.6除尘设施 59第十二章 机修与仓库 6012.1机修 6012.2仓库 60第十三章 矿区平面布置 6113.1总平面布置原则 6113.2矿区组成 6113.3矿区总体布置 6113.4生态环境与总平面布置 61第十四章 职业安全卫生 6314.1设计依据 6314.2职业危害因素 6314.3职业安全防范措施 6314.3.1防火防爆 6314.3.2防水 6414.3.3防危岩 6414.3.4防雷电 6514.3.5防机械伤害和坠落 6514.4职业卫生防范措施 6514.2.3防噪音噪声 6614.4.3降温保温及其他 66第十五章 技术经济指标 6715.1全矿人员的编制 6715.2劳动生产率 6915.3成本 6915.4全矿技术经济指标 70参考文献 73附录 74Abstract 74致谢 79地质资料概括1.1矿区位置、交通内蒙巴彦淖尔盟布尔干铁矿矿产有限公司(注:曾有名为小佘太铁矿)已列入内蒙古自治区冶金机械厅“八五”期间发展冶金矿山规划中拟建设的三个骨干中小型矿山之一。该铁矿位于内蒙古巴彦淖尔盟乌拉特前旗小佘太乡东南部，东五分子村境内。矿区东距包白线坝梁车站17公里，矿区往西6公里有包头通至乌拉特中后联合旗公路通过，交通尚属方便。1.2矿区概括除河套灌区外，区内无常年性地表径流。矿区内土石裸露，植被稀疏。矿区属于中温带干旱气候区，具有干燥少雨，多风干旱，日照充足，年、日温差大，寒暑变化剧烈的显著特征，属与典型的大陆性气候。据气象站1970—1990年气象资料。年最高气温37.4℃，最低气温-33.1℃，平均气温7.1℃；年最大降水量235.4mm，最小降水量56.3mm，平均降水量134.6mm，追大积雪深度17cm；年日照时数2976—3484h，多年平均风速2.6m/s，极大风速29.2m/s；从10月至翌年4月为冻土期，冻土最大深度127mm，风多集中在春秋两季，主导风向随季节而变化，春季和8、9月份多为NE向，11月份为SW向。据国家地震局1990年出版的1：200万地震烈度图，矿区范围基本烈度为7度，属基本稳定区。1.3井田及其附近的地质特征1.3.1区域地质本区位于阴山东西向复杂构造带。大地构造单元属内蒙古背斜。构造特征：区内断裂，褶皱比较发育。以NW向构造为主。一些主要的断裂及褶皱轴向皆呈NW向展布。次为EN向构造他在深度和广度上也是本区主要控制性构造。近S—N向构造在区内也有分布，规模很小。区域内出露的主要地层：为太古界桑乾群混合片麻岩。五台群绿色片岩。元古界渣尔泰群及中生界中，下侏罗统石拐群。下白垩统固组等。其他地层分布较少。太古界桑乾群（Ar，Sh）以乌拉尔山包白线两侧出露较全。岩浆活动：主要于区内E-W向控制性构造关系密切。大面积出露的为华力西晚期肉红色花岗岩及闪长岩等。其次为加里东期灰绿黑云母斜长花岗岩。也有吕粱期角闪斜长花岗岩等。1.3.2地层（一）第四系沉积物1、冲击、洪积物：分布在山间沟谷中。由砂砾组成，是区内主要的含水层。厚度0.70-7.71m。2、黄土及残坡积层：分布在沟谷两侧的缓坡处，厚度0-15m。（二）元古界渣尔泰群石英岩：分布在矿区西北角。与下覆太古界五台群片麻岩呈断层接触。（三）太古界五台群1、上部角闪斜长片麻岩（M3）2、中部斜长片麻岩（M2）3、下部角闪斜长片麻岩（M1）本层是矿区的主要含矿层位，局部荚薄层云母绿泥片岩，斜长角闪岩及角闪岩。也是各矿体主要的顶底板围岩。矿区西部有少量斜长片麻岩。1.3.3岩石性质1、中粒钾长花岗岩：在矿区南部边缘出露。与太古界五台群片麻岩为断层接触。2、脉岩有：（1）闪长玢岩：该类脉岩切穿矿体，无明显位移。（2）花岗伟晶岩：该类脉岩贯入矿体中。1.4矿区地质1.4.1矿区地质该矿床产于太古界五台群下部角闪斜长片麻岩中。属鞍山式沉积变质矿床。全矿大小矿体共余13条，其中工业矿体3条。分布在东西1公里，南北宽0.3公里的范围内。其中以1、2号矿体规模最大，约占全矿总储量的94%。矿体呈锥斜构造产出，走向N60～70度W，倾斜NE，倾角55～85度。以Ⅷ线附近倾角最缓为50度。1.4.2矿区内地质构造矿区内断层比较发育。南北各有一个规模较大的断层分布：1、北部断层：它是分布于元古界渣尔泰群石英岩与太古界五台群片麻岩之间的断层。倾向北东。倾角40—50°，由胶结松散的破碎带及砾岩组成。2、南部断层：它是分布于华力西晚期中粒钾长花岗岩与太古界五台群片岩之间的断层，倾向南西，倾角40—50°其间布幅宽2m-3m的破碎带，断层面可见滑动擦痕。这两个断层平行产出，走向N60-70°W，与矿区内构造线方向一致。中部太古界五台群片麻岩有相对下降趋势，沿倾斜方向断层西侧岩石超覆其上形成地堑式构造。矿区太古界五台群片麻岩单倾构造产出，地层走向N60-70W，倾向NE，倾角60-70°，局部岩层产状变化大，有的倾向西南，倾角40-90°不等。矿区断裂按其分布方向主要有二组;一组走向N60-70°W，另一组为N40-60°E。各断层的断距及其产状均对本矿体无明显的破坏作用。1.5矿床的规模及矿带特征全矿大小矿体共13余条，其中工业矿体3条（包括三号盲矿体）。皆分布在东西长780m，南北宽250m的范围内。其中以1、2号矿体规模最大，约占全矿总储量的94%。Ⅱ-Ⅳ线之间被表土覆盖，线以动据磁异常推断任可延续100m。从Ⅱ线起矿体厚度显著变薄，没有向东追索，西段在K25-K60之间尖灭。走向N60-70°W，倾向NE，倾角55-65°以Ⅷ线附近倾角最缓为40°，向两侧有逐渐变陡的趋势，例ⅹ线上部倾角为74°，下部变为54°。该矿延伸以线延伸最大，为365m，工业矿体的延伸边界一般为128-221m，最深为282m，最线89m，线以西延伸逐渐变大。矿体形态比较简单，沿走向和倾向呈扁豆状产出。以Ⅵ-Ⅶ线厚度最大，为36.31m，两端逐渐变薄，直至尖灭。沿倾向方向以矿体的中部深度（大致在1480m-1460m的标高上）厚度最大，向下逐渐变薄，平均厚度15.71m。该矿体在ⅩⅫ线上盘叉出一条支矿，沿走向线间尖灭。沿倾斜方向在Ⅹ线ZK57-ZK15之间与主矿合并。矿体深部ⅩⅫ线ZK49以及ⅩⅣ线ZK17附近也有分叉现象。深部Ⅻ线有厚度为1.86m的角闪斜长片麻岩的夹石产出。Ⅳ线矿体中有三层夹石，总厚8.69m，其中最厚为4.07m。Ⅵ线以下有三层夹石，厚2.17-3.20m，夹石岩性：多为斜长片麻岩，次为斜长角闪岩，绢云母绿泥片麻岩等。该矿体的底板Ⅳ-Ⅻ线有明显的顺层滑动。顶、底板围岩含铁品位3%-10%。本矿床成因类型属鞍山式沉积变质矿床。1.6矿石质量1.6.1矿石的物质组成矿石中的矿物:主要为磁铁矿、次为赤铁矿、褐铁矿及黄铁矿、方铅矿等。脉石矿物：主要是石英、其次为角闪石、绿泥石、黑云母等硅酸盐类矿物。磁铁矿大部分呈半自形～他形变晶状，于脉石矿物成不平或不规则的弯曲接触，磁铁矿粒度变化不大，主要集中在0.4mm～0.55mm级别中，含量在74%～80%之间，个别地段粒度在0.1mm～0.05mm，含量可达20%以上。矿石的结构、构造很简单，多为花岗变晶结构。有的矿石还间有自形～半自形晶结构。矿石结构多为条带状构造。1.6.2矿石类型1、矿石自然类型：矿石类型比较单一，以闪石石英型磁铁矿为主，根据TFe/FeO>3.5为氧化矿，小于3.5为原生矿的划分标准，磁铁率（TFe/FeO）都小于3.5，也就是说：全矿体无氧化矿，全为原生矿。2、矿石工业类型：属贫磁铁矿，含铁矿物以磁铁矿为主。TFe与SFe之差普遍小于2%，局部有大于6.11%的，但所占比例甚小，且分布无明显规律。所以在地质勘探工作中没有单独圈定。1.6.3矿石化学成分矿石中的化学成分，见表1—1及表1—2。矿体矿石质量比较稳定，品位变化不大，根据化学分析：TFe最低为30%，最高为45.55%，平均为33.38%。本次设计，根据300多个普遍分析试样，进行了统计分析，其TFe平均品位为33.70%，TFe与FeO之比均小于3.50，即均为原生矿。表1—1矿体化学全分析表序号元素含量（%）备注1SiO241.432Fe2O331.203FeO16.284AI2O32.945TiO20.226P2O50.317CaO2.788MgO1.329K2O1.0310Na2O0.5011MnO0.0612Cr2O30.00613V2O50.00714TFe34.4315SFe33.5016Co0.00417NiO0.00618Cu0.00819Pb0.00220Zn0.00721Sn0.00222SO20.05623H2O+0.1424H2O—0.1725烧失量0.08表1—2伴生元素含量表序号元素含量（%）备注1S0.392～0.0022P0.21～0.0083As0.00～0.0084Pb0.00～0.015Zn0.026～0.0016Cu0.12～0.0017SiO232.58～53.558AI2O30.80～1.099CaO5.52～1.5410MgO1.00～3.28根据表1—1和1—2所示，该矿除Fe，没有发现其它有益伴生组份。S、P含量很低，Pb、Zn、Sn、Cu、As含量甚微。根据酸碱性分析结果（MgO+CaO）/(SiO2+Al2O3)<0.5.应为非自熔性矿石。见表1—3表1—3原矿矿石酸碱性元素含量（%）MgO+CaOSiO2+Al2O3SiO2Al2O3MgOCaO41.432.941.322.780.09矿、岩物理力学性质矿石容重：3.50t/m3围岩容重：2.83t/m3表土容重：2.10t/m3硬度系数：矿石f=10～12岩石f=10～12表土f=2～3松散系数：矿石1.50岩石1.50表土1.20～1.301.7水文地质1.7.1自然地理条件1、地形地貌矿区位于色尔腾山北部边缘，一般标高为1586.00m～1664.00m，相对高差37m～78m。由太古界五台群片麻岩及花岗岩组成侵蚀构造——低山丘陵地形。山顶多呈混圆状，山谷呈“U”形或箱形冲沟，谷底平均坡降11‰。2、地表水体矿区内无常年河流。有两条季节衅性河流，其一，穿过露天采矿场中部，洪水位标高1592.50～1590.30m；其二，斜穿露天采矿厂中部，洪水位标高1591.24～1592.14m。由暴雨形成的山洪急流，对露天采矿厂有直接威胁，故此对其必须进行截流和改道。3、气象概况本区属干旱半干旱气候区。年降水量84.2mm～259.4mm〔1962～1971年统计资料〕，一日最大降水量54.2mm〔1969年8月9日〕。从《内蒙古自治区水文手册》查H24=40mm,偏差系数Cv,变差系数Cs=2.5Cv。1.7.2矿区含水层矿区主要有第四系洪积砂砾石孔隙潜水、太古界五台群片麻岩风化裂隙潜水，次之为花岗岩裂隙潜水。1、第四系洪积砂砾石孔隙潜水。沿沟谷榇呈条带式分布，含水厚度0.7～7.71m，水位埋深0.82～4.48m，单位涌水量0.026～3.343L／Sm渗透系数0.66～70.76m／d，水化学类型为HCO3·CL—Ca2+Mg2+型水，固形物0.39～0.51g／L。由大气降水直接补给。2、太古界五台群片麻岩风化裂隙潜水分三层，上部角闪斜长片麻岩、中部斜长片麻岩、下部角闪斜长片麻岩。风化带厚14.69m～46.60m、平均厚度26.29m，水位埋深0.81m～18.08m，单位涌水量0.0015L／Sm，渗透系数0.0024～5.96m／d，水化学类型为HCO3CL—Na+形水，固形物0.55～0.78g／L。3、构造裂隙水有两组断裂，一组N60～70。W、倾向NE及SW、倾角60～70，次一组N40～60E、倾向SE及NW、倾角较陡一般70以上。前一组为压性断裂，后一组为压扭性断裂，单位涌水量0.005～0.01L/Sm，渗透系数0.0009～0.008m/d，水位标高1588.82m，1589.44m水化类型为HCO3-SO42-CL—Na+型水，固形物0.58～0.78g/L。4、花岗岩裂隙水矿区东段南部由花岗岩所组成或低缓丘陵地形，花岗岩含裂隙潜水，单位涌水量0.41L/Sm，渗透系数10.26m/d，水化学类型为CL-Ca2+—Mg2+型水，固形物1.1g/L。5、地下水补给及动态变化地下水主要由大气降水渗入补给。降水量少而集中。6～8月地下水位下降，10～12月份水位上升，据井1971～1973年观测，水位变化幅度为0.86。当径流至沟谷形成泉，排泄于地表。矿石储量及矿区境界2.1矿石储量计算根据矿体的面积计算矿石储量：S=226348.68/COS22°=244173.33m2矿石储量为：Q=244173.33*15*3.5=12816614.46t因此矿石的储量大约就是1281.6万吨。2.2三级储量计算根据布尔干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水平深孔落矿矿房法回采。经类比相关矿山资料可知：贫化率：r=10%；回收率：K=90%。三级储量计算1.开拓储量Qk：Qk=A*Tk*(1-r)/K31=60*3*(1-10%)/0.9=180万吨A生产能力Tk开拓储量保有期3年2.采准储量Qz：Tz采准保有期1年Qz=A*Tz*(1-r)/K32=60*1*(1-10%)/0.9=60万吨3.备采储量Qz：T=b备采量保有期6个月Qz=A*Tb*(1-r)/0.9033=60*0.5*(1-10%)/0.90=30万吨2.3矿区境界因采矿活动影响矿体上下盘围岩的稳固性失衡，导致矿体围岩发生失衡而移动的边界线，叫做采矿岩移界线。采矿岩移界线如图2-1采矿岩移界线2-1生产能力、服务年限及一般工作制度3.1矿井的生产能力根据设计的内容和针对布尔干矿区的实际情况，对矿体的初步估计和矿区实际情况，本次本矿设计的生产能力为60万吨/年。3.2服务年限计算查采矿设计资料知矿井服务年限T的计算公式：T=Q*K/A*(1-r)=1281.6*0.90/60*0.90=21.35取21年式中：Q矿石工业储量T矿井服务年限K矿石总回采率R废石混入率A矿井生产能力根据矿山工业储量及服务年限来验证矿山的生产能力，用经济合理服务年限检验矿山规模，一般采用的公式为：A=Q×k/T（1-β）式中：A矿山年产量，万t/a；T经济合理服务年限，21a；Q矿石工业储量，1281.6万t；β矿石贫化率，10%；K矿石总回采率，90%经计算A=1281.6×90%/21×（1-5%）=60.7万t/a该矿山设计规模为60万t/a，所以符合要求。3.3矿山工作制度年工作天数为300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。开拓运输方案4.1矿井开拓的概念、要求及影响因素4.1.1矿井开拓的概念为了开采地下矿床，需从地面掘进一系列的巷道通达矿体，使之形成完整的提升、运输、通风、排水和动力供应等系统，称为矿床地下开拓。矿床地下开拓方法，概括起来一般分为两大类，即单一开拓法和联合开拓法。凡用一种主要开拓巷道开拓矿床的开拓方法，称为单一开拓法，可分为平硐，斜井、立井、斜坡道等几种方法。如果矿床上部用一种主要开拓巷道，其下部用另外一种主要开拓巷道开拓，或用两种主要开拓巷道组合起来开拓一个或几个矿体则称为联合开拓方法。4.1.2矿床开拓的方案选择的基本要求（1）确保安全生产、创造良好的劳动卫生条件，建立完善的通风、提升、运输、排水等矿山服务系统；（2）技术可靠，满足矿山生产能力的要求，以保证矿山企业的均衡生产并能顾及到矿山发展远景；（3）基建工程量少，投资省，经济效益好；（4）不留和少留保安矿柱，以减少矿石损失；（5）地表总平面布置应不占或少占农田。4.1.3开拓方案选择和技术比较（1）地表地形是确定井巷开拓的重要条件。（2）一般情况下，矿体倾角≥45°，可采用竖井开拓；倾角在15°—45°的矿床，可采用斜井开拓。（3）矿体倾角、厚度、埋藏深度等决定矿山开采深度和岩石移动范围，进而影响地表建筑物的布置范围及主要开拓巷道的位置；矿区构造应力场方向、大小，直接影响主要开拓井巷的布置和阶段的划分。此矿体为薄至厚矿体、埋藏较深。（4）矿床开采深度对选择开拓井巷的类型具有一定的影响。为了最大限度的利用地下资源，本次设计开采圈定的全部，预计开采深度为250米。（5）矿床规模。通常是决定矿山生产能力的重要因素，而生产能力又决定着开拓井巷的类型及提升设备的选型。（6）岩体的物理力学性质是决定井巷类型、掘进方法和井巷支护方法的重要因素。岩体稳定时，采用竖井，斜井，斜坡道均可；岩体不稳定时，竖井掘进及维护较斜井、斜坡道简单。此矿山的围岩性质比较好，属中等稳固致密岩石。（7）矿山地表工业场地总平面布置与开拓方案有密切关系，通常是地表总图布置与主要井巷位置统筹考虑，以求合理布局。4.2开拓方案的选择及技术经济比较根据本矿的地质特征提出两种初步可行的开拓方案：下盘竖井开拓，平硐－竖井联合开拓。并对这两种方案进行比较。方案1.下盘竖井开拓由于矿体倾角在45度以上，埋藏又较深，故可采用下盘竖井开拓。优点：下盘竖井开拓对井筒保护条件较好，井筒不易变形，提升过程中事故小。不需要留保安矿柱。初期掘进工程量小，达产快。排水线路短，施工容易实现机械化，提升运输能力相对大。缺点：矿体倾角变化小时，石门长度随开采深度增长，开拓工程量大。开拓费用较大，运输费用亦随开采深度增加而增大。方案2.平硐－竖井联合开拓平硐开拓适用于采用赋存在地表以上的矿体。平硐开拓具有能充分利用矿石的自重溜放，便于通风、排水、多阶段出矿（岩），施工简单易行，建设速度快，投产省，成本低，管理方便等优点。竖井开拓的的要求是需要矿体赋存于地表以下，矿体的倾角为较大。此方案与方案1不同的是采用了平硐开拓，减少了一段回风竖井的长度，开采平硐以上的矿体自然通风，平硐以下的矿体用平硐回风。平硐－竖井联合开拓有平硐开拓和竖井开拓的优点：平硐开拓具有能充分利用矿石的自重溜放，便于通风、排水、多阶段出矿（岩），施工简单易行，建设速度快，投产省，成本低，管理方便等优点。竖井开拓对井筒保护条件较好，井筒不易变形，提升过程中事故小。不需要留保安矿柱。初期掘进工程量小，达产快。排水线路短，施工容易实现机械化，提升运输能力相对大。平硐－竖井联合开拓的缺点基本就是竖井开拓的缺点：石门长度随开采深度增长，开拓工程量大，竖井井筒装备较为复杂。经综合考虑矿山地形地质条件、费用及施工的可操作性和方便性，把下盘竖井开拓定为本矿的开拓方案。4.3井筒形式及位置的确定4.3.1井筒数目及位置结合矿体赋存的实际情况，确定矿体采用下盘竖井开拓,由竖井开采矿体。主竖井用箕斗提升矿石，副井用罐笼做提升废石、运送材料和人员、进风等。主竖井硐口位置：坐标：X=84.51Y=47.77标高：H=1601倾角：90°进风副井硐口位置：坐标：X=84.65Y=47.71标高：H=1601倾角：90°回风井1硐口位置：坐标：X=84.21Y=48.13标高：H=1600倾角：90°回风井2硐口位置：坐标：X=85.23Y=47.68标高：H=1514倾角：90°4.3.2井筒的用途及规格等的确定主竖井及副井的用途：该矿的主井主要用于运输矿石及废石，副井用于运输废石、材料和行人等，副井同时作为进风井，回风井主要作为回风。竖井规格的确定：竖井规格的确定，应首先根据巷道中运输设备的类型和数量，矿山安全规则规定的人行道宽度和各种安全间隙，并考虑管路、电缆的布置设计其净断面尺寸，最后根据巷道支护结构及尺寸，道床及水沟等参数绘出巷道断面图，必要时还应进行经济比较。4.3.2.1竖井井筒断面竖井的选择依据《采矿设计手册》，选择进风井直径为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。竖井井筒设备：箕斗的选择：合理提升速度计算v=式中：H——最大提升高度，m；0.3-0.5——系数，当H<200m是时取下限，H>600m时取上限；取0.35；v——提升速度，m/s。代入数据v=0.35∗在选择提升容器型号规格之前需先计算小时提升量：A式中：AsC——不均衡系数，箕斗提升时取C=1.5An——矿石年产量，t/a；取60tr——年工作日数，连续工作制取tr=ts代入数据A单箕斗提升时一次提升量：Q代入数据Q箕斗容积的计算值：V式中：H——最大提升高度，m；取251m；μ——箕斗在卸载曲轨处低速爬行的附加时间，取μ=12s；ρs——矿石松散密度，t/m3；取3.5t/mCm——箕斗装满系数，取Cm=K1——系数，取K1=2.7-3.7，当H<200m时取上限，H>600m时取下限；取K1θ——箕斗装载停歇时间数据采矿手册，取8；Q'根据采矿手册第五卷，选择箕斗为FJD2（4）箕斗参数见下表型号箕斗容积（m3最大载重量最大外形尺寸（mm）箕斗自重（t）罐道绳数量罐道绳直径（mm）长*宽高FJD2(4)241236*145243213.6754∅34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.罐道罐道是提升容器升降时沿其滑动或滚动以控制其运行方向的导向设备。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。其优点是结构简单，安装方便；便于维修，使用寿命长，更换钢丝绳简单，对生产影响小；提升容器运行平稳，减少动力消耗；减少通风阻力，减轻了井壁的载荷，提高了井壁的整体性。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。罐道梁的固定采用两端固定在井壁上。罐道梁的材料选用金属，其特点是强度大，占井筒断面小，使用期限长，使用安装方便。金属罐道梁采用38Kg/m工字钢。3.井筒格间划分和断面布置a.提升间提升间的布置是根据提升容器的类型，规格，数量和井筒装备的类型及其布置形式确定的。本矿山主井选用双箕斗，型号选用FJD2(2)，卷扬机型号为2JK-2.5/11.5。副井采用两个2a﹟单层罐笼作为竖井提升容器，其代码为YJGS-1.8a-1；提升机型号选用2JK-2.5-20A。罐笼间布置与井底车场及地面出车方向一致。梯子间紧靠罐笼间，以便人员提升途中遇到停电情况时，便于从梯子间出井。同时b.梯子间在提升人员的井筒内，必须设置梯子间作为停电及井下发生突发事件是的安全出口，平时可用来检修井筒装备和处理提升设备或容器故障。梯子间由梯子，梯子梁和梯子平台组成，布置在井筒一侧，并用隔板与提升间，管子间等隔开。梯子间的布置采用并列形式，遵从以下规定：梯子安装倾角为80度；梯子宽度为0.5m；梯子下端与井壁的距离为0.7m；梯子上端伸出平台1m；平台梯子口尺寸为0.6m×0.7m。c.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进风井井筒断面图。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。4.4阶段平面设计4.4.1开采水平设计影响阶段高度的因素有：（1） 矿体的倾角、厚度、沿走向的长度；（2） 矿岩的物理力学性质；（3） 采用的开拓方法和采矿方法；（4） 阶段开拓、采准、切割和回采时间；（5） 阶段矿柱的回采条件；（6） 每吨矿石所摊的基建开拓和采准费用；（7） 每吨矿石所摊的提升、排水及回采费用；阶段的合理高度应符合下列条件：（1） 阶段高度的基建费和经营费摊到一吨备采储量的数额应最小；（2） 保证能及时准备阶段；（3） 保证工作安。依据本矿的实际情况，综合考虑上述因素，确定阶段高度为50米，阶段数目为4个。4.4.2阶段运输巷断面设计4.4.2.1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ZK1.5—6/250型架线式电机车，矿车为JFC0.75-6型翻斗式矿车。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，故选三心拱形，支护材料选用浇注混凝土。4.4.2.2确定巷道断面尺寸1）巷道的净宽度（B0）的确定由运输设备的宽度、轨道数目、安全间隙及人行道宽度。双轨巷道B0＝b1+2b+m+b2＝300+2*1035+300+800＝3470mm式中b1－运输电机车与支护之间的安全间隙取300mm，b2－人行道宽度取800mm，b－运输设备的最大宽度，数据通过采矿设计查表得到b=1035mm。2）巷道净高度（H0）的确定H0＝f0+h3－h5式中f0－拱高；h3－拱形巷道墙高，h5－巷道铺轨道渣高度。三心拱的拱高（f0）确定：根据矿体围岩稳固的特点，可取三心拱的拱高（f0）为f0＝B0/3=1157mm大圆弧半径R＝0.692×B0＝0.692×3470＝2402mm小圆弧半径r=0.261×B0=0.261×3470=906mm巷道墙高（h3）的计算：①按电机车架线要求计算：设电机架线导电弓子之半K=400mm，轨面到顶棚的高度取H1＝1900mm。非人行道一侧，轨道中心线至墙的距离a=b/2+b1=1035/2+300＝816mm，cosα＝cos56°18’36’’＝0.554由于r−a+ℎ②按管道架设要求计算：轨道中心线与巷道中心线的间距Z=B0/2-b3=3470/2－1317.5＝418管道所占高度为管道直径与托管横梁高度之和，即：n=D1+100+D2=100+100+50=250D1、D2为假设的管径。三心拱单轨运输巷道墙高（h3）计算：ℎ3③按人行要求计算巷道墙高（h3）,即ℎ=1800+160−按以上三种要求计算后h3取其中的最大值1786。3）巷道净高度H0:得H4）水沟参数：水沟坡度与巷道坡度相同，取3‰，选用Ⅲ型水沟。5）断面尺寸：净断面面积S净＝12.25㎡，掘进断面面积S掘=15.7㎡。6）选择支护参数：查表知，混凝土支护厚度T=T1=1004.4.2.3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＝15.7m3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＝(1.27B+1.57T+0.24)T1+2h3T1=0.84m3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=0.86m34.4.2.4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。4.4.2.5巷道断面施工图4.4.2.6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。4.4.2.7石门断面由于矿山的年运输能力比较大，选用的采矿方法的生产能力大，要求阶段运输巷的通过能力较大，因此石门内的线路布置方式和阶段运输巷类似，石门内采用喷射混凝土支护，断面形状与阶段运输巷类似。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，回风立井与阶段运输巷的石门的净断面为3.5×3.5米，连接通风竖井与阶段运输巷的石门的净断面也为3.5×3.5米。4.4.2.8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40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。综合考虑以上两种需要，为了确保设备能正常运行，将巷道断面布置为矩形，型号选3m×3m。4.5矿床划分及开采顺序4.5.1阶段的划分在前面已经确定阶段高度为50米，共五个中段，每一阶段再进行矿块的划分，每一个矿块走向长度50m，高度为50m,宽度为矿体的厚度。4.5.2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：1. 前进式开采：当阶段运输巷道掘进一段距离后，从靠近主要开拓巷道的矿块开始回采，向井田边界一次推进。这种开采顺序的优点是矿井基建时间短，缺点是增加了采准巷道的维护费用。2. 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。其优缺点反之于前进式开采。3. 混合式开采：初期用前进式开采，待阶段运输巷道掘进完后，改为后退式开采，或者即前进又后退同时开采。这种开采顺序利用了前两种开采顺序的优点，但生产管理比较复杂。结合本矿实际，围岩比较稳定，巷道基本不支护，决定采用后退式开采，阶段自上而下的下行式开采，其中同时工作中段数：2个。4.6井底车场井底车场是位于开采水平、连接井筒和井下主要运输巷道的一组巷道和硐室的总称。选择井底车场的原则：井底车场的通过能力应大于矿井的生产能力，并有30%以上的富余量；调车简单、安全、方便，弯道及交叉点少；操作安全，符合规程、规范要求；井巷工程量小，建设投资少、速度快、时间短，便于维护，生产成本低；施工方便，有利于各井筒之间、井底车场巷道与主要巷道之间迅速贯通，从而缩短建井时间。设置井底车场的主要目的：1、实现井筒提升与大巷运输的转载；2、实现井下集中供电；3、实现矿井集中排水；4、为井下生产安全提供便利。井底车场巷道是在进行转载和调度时临时存放来自大巷和井巷的各种空、重车辆的场所，也是各种车辆进、出转载载点的通道。井底车场硐室是为运输转载、矿井排水、矿井供电以及便利矿井生产与安全而专门设置的一些专用的短巷道。井底车场设计以线路布置为核心。由于采用罐笼井兼做主副提升井且产量较大，经过比较井底车场最后采用环形车场。其运行路线如下图所示：采矿方法5.1采矿方法的选择根据前面内容知矿体赋存条件：大部分矿体倾角在55-65度，属倾斜和急倾斜矿体，矿体平均厚度15米，属中厚矿体，矿体和围岩均较稳固，矿石的品位较低，所开采矿体为单TFe矿，没有硫矿石，不存在自燃性，矿石的吸水率较低，没有结块性，矿石中不含有胶结性强的泥质。设计矿块所在矿体平均厚度为15m，属中厚矿体。5.1.1选择采矿方法的原则在矿山企业中，采矿方法的选择是否合理直接影响整个矿井的生产安全和各项技术经济指标。由于矿体赋存条件多种多样，各个矿山的技术经济条件各不相同，因此在选择采矿方法时应结合具体的矿山地质和技术条件，使所选择的采矿方法符合安全、经济、矿石回收率高的基本原则。1.生产安全。应当充分利用先进科学技术并不断提高管理水平，以保证在安全、良好的工作条件及环境中进行采矿生产。2.经济合理。选择采矿方法时不仅应根据矿床条件提出多种方案进行技术比较，而且进行经济分析，最后确定经济上最合理的采矿方法。3.矿山回收率高。提高矿石回收率，充分利用地下资源，是保持和延长工作面开采期限、降低掘进率、保证正常生产的重要途径。我国矿山的矿石回收率比国外矿山低得多，一些小矿山的矿石回收率只有10%左右，资源的破坏与浪费令人痛心，亟待提高。上述三方面的要求是密切联系、互相制约的，选择采矿方法时应当全面综合考虑，选出最优的采矿方法。5.1.3采矿方法的确定根据矿山的生产能力,矿体赋存条件,矿石品位及矿岩的物理特性等条件,可以初选出符合要求的采矿方法,现对以下三种方案水平深孔落矿阶段矿房法,无底柱分段崩落法，有底柱崩落法进行技术比较.第一方案水平深孔阶段矿房法该方法是用深孔回采矿房的空场采矿法，要求在矿房底部进行拉底。阶段高度为50m,沿走向布置的矿房长度50m，垂直走向布置的矿房宽度15m，间柱宽度10m，顶柱厚度6m，底柱高度：漏斗底部结构为8m，平底结构为6m。出矿用电耙。第二方案无底柱分段崩落法该方法将矿块划分为分段，在分段进路中进行落矿、出矿等回采作业，不需要开掘专用的出矿构。分段高度为10m，回采巷道间距为8m，阶段高度为50m.第三方案有底柱分段崩落法该方法按分段逐个进行开采，每个分段下部都设有出矿的专用底部结构表1采矿方法方案技术比较序号项目名称第一方案第二方案第三方案水平深孔阶段矿房法无底柱分段崩落法有底柱分段崩落法1矿块生产能力（t/d）300~400150~25075~1002矿石损失率(%)7%5%15%~20%3矿石贫化率(%)10%720%~30%4安全条件回采作业安全地压控制较好，回采矿柱较易，安全性好通风条件好5采切比（%）1010~15126采矿设备与技术难易程度简单充填工艺较复杂、铲运机维护难、简单7采准工作量大较大大8采矿成本低略高10资料来源河北铜矿福山铜矿以上的比较可以看出，第一种方案采切比较小、采矿直接成本低，相对于第二种方案而言，生产能力较大，矿石损失贫化都比较大，安全性高，回采强度大，劳动生产率高回采作业安全等优点；第二种方案运用铲运机出矿，是在前方案的基础上进行改进，生产能力大大提高，矿石贫化损失明显降低，地压控制较好，工作安全条件好，缺点是充填工艺较复杂，成本增加，铲运机维护要求高。第三种方案生产能力最大，出矿设备简单，但采准切割工程量大，机械化程度低，矿石损失贫化大。综合考虑该矿山的生产能力与矿石价值品位以及安全生产的要求，选用水平深孔阶段矿房法比较合适。5.2矿块开采方案设计5.2.1矿房布置及结构参数参考«设计手册2»和«金属矿地下开采»矿房沿走向布置，取矿块长度为50m，矿块宽度等于矿体厚度，矿块的高度等于阶段高度为50m，沿走向布置的矿房长度40m，矿房宽度为矿体平均厚度15m，间柱宽度10m，顶柱厚度6m，底柱高度：漏斗底部结构高度为8m，平底结构高度为6m。出矿用电耙。表2矿块结构参数矿块长度（m）阶段高度(m)间柱宽度(m)顶柱厚度(m)漏斗底部结构高度(m)平底结构高度(m)5050106865.2.2采准切割工作阶段运输巷道一般布置在脉外；在厚矿体中布置上、下盘脉外沿脉运输巷道，构成环形运输系统。在脉外运输巷道间柱中心线位置掘穿脉巷道，在阶段运输水平之上4-5m掘电耙巷道。由于应用深孔落矿，二次破碎工作量较大，电耙巷道设有专用的回风系统。在穿脉巷道一侧掘凿岩天井，在天井垂向按水平深孔排距3m掘凿岩联络平巷通达矿房，然后再将其前端扩大为凿岩硐室（平面直径3.5m，高3m）。5.2..3回采工作回采工作包括凿岩、崩矿、通风、局部放矿、撬顶平场和破碎大块，矿房全部采完后进行大量放矿。回采使用YGZ-90型凿岩机打眼。用水平扇形深孔崩矿，间柱一般为垂直扇形侧向崩矿，顶、底、间柱用水平和倾斜等炮孔联合崩落。矿房和矿柱的炮孔一次钻完，分次爆破。先采矿房，后采矿柱。矿房根据补偿空间和生产实际情况，分2~3次崩完。采完矿房后接着回采矿柱。间、顶柱和上阶段的底柱同时爆破。采用雷管数段控制，先崩间柱后崩顶柱，最后上中段底柱是顺序起爆。5.2.4地压管理采场作业时主要利用所留顶柱、底柱、间柱和留矿堆管理地压。若遇特殊地方可采用要支架支护。放顶利用深孔崩落矿柱进行大面积放顶，充填采空区，控制地压。5.2.5矿柱回采矿柱回采：矿柱回采采用大量崩矿方法，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。5.3劳动组织及主要技术经济指标5.3.1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。5.3.2工作面循环作业表主要回采工作面循环作业表表5-2工序时间一班二班三班123456789101112131415161718192021222324凿岩6h爆破3h通风2h出矿13h5.3.3采矿方法主要技术经济指标阶段矿房法主要技术经济指标表5-4序号指标名称单位指标及数量1矿块生产能力t/d150-2002工作面工效t/工班223采切比m/kt154回采率％905贫化率％106主要材料消耗炸药单耗Kg/t45雷管单耗个/t0.3导火线单耗m/t0.21钎子钢单耗Kg/t0.22合金片单耗g/t1.45.3.4主要采掘设备主要采掘设备表表5-5序号设备型号台数工作备用合计17655凿岩机5592YSP—45凿岩机64103YGZ—90凿岩机55104TJ25台架225DZPJ-55电耙2136BQF100型装药器1127ZCG-1X型装岩机516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1550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：进风立井、回风立井、1550米运输巷、1500米运输巷、1450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37188立方米，满足投产时三级矿量要求。基建工程量详见表6-1。井巷基建工程量表表6-1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）主竖井硂D5.0D5.42514926（2）进风立井硂D5.0D5.42514926（3）西回风井硂D3D3.4100707(4)东回风井硂D3D3.4114806(5)1550米中段①运输巷道硂3.2×3.53.4×3.74665115②进风井石门硂3.1×3.43.3×3.51201164③回风石门3.5×3.5981200(6)1500米中段①运输巷道硂3.2×3.53.4×3.74605048②进风井石门硂3.1×3.43.3×3.51301261③回风石门3.5×3.51101348④水仓350⑤水泵房、变电所200⑥炸药库60(7)1450米中段①运输巷道硂3.2×3.53.4×3.74464895②进风井石门硂3.1×3.43.3×3.51401358③回风石门3.5×3.5789562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371886.2基建进度表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：进风井：50m/月回风井：55m/月平巷：90m/月出矿巷道：100mm/月电耙道及小溜井：140m/月斗穿及斗颈：160m/月拉底巷道：140m/月切割天井：55m/月分段凿岩巷道：160m/月其他：350m³/月基建期为二年，基建期结束后投产第一年矿石产量为30万t/a,第二年达产。基建进度计划见表6-2。基建进度计划表表6-2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。一、 通风系统的选择原则：（1） 矿井通风网路结构合理，严格遵循安全可靠通风基建费用和经营费用最低以及便于管理的原则。（2） 矿井中漏风少。（3） 充分利用可用通风井巷，使专用通风井巷工程最少。（4） 通风构筑物和风流调节较少。（5） 通风动力较少，通风费用低。二、 通风系统的几项具体规定：（1）每个矿井和阶段水平之间都必须有两个安全出口。（2）通风井与工作面的进风流的风尘浓度不得大于0.5mg/m3。（3）局扇利用率要在80%以上。（4）主要回风巷不得作人行道，井口进风不得受矿尘和有毒气体污染。井口排风不得造成公害。（5）定期对主要入风巷道进行洗壁防尘，凡产生粉尘的作业地点，利用喷雾器洒水方式作业，保证作业地点含尘量在2mg/m3。总之，进行通风系统选择时，在满足技术可行、保证安全可靠的前提下，应力求经济合理。另外，随着矿井生产的发展，矿体的赋存条件发生变化时，开拓方法发生变化时，应对通风系统进行调整。为使坑内空气含尘量达到国家卫生标准，设计中用“风水结合，以风为主”的综合防尘措施。7.2矿井通风方式与通风系统的选择7.2.1矿井通风方式本矿通风采用两翼对角式抽出式通风系统，在两翼附近安装抽出式扇风机，进风竖井作为入风井。7.2.2通风系统简述新鲜风流从进风竖井井口口进入，经竖井、石门、各中段沿脉运输巷穿脉，人行进风井、联络巷、分段凿岩巷到达采场，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⑴按排尘风量确定：查表得q=4.0m3/s。（参见《采矿设计手册》的表2－16－14选取，排尘风量表）⑵按排尘风速确定：q=s×v；式中：q--作业面排尘需风量，m3/s；s——工人和产尘设备所在位置过风断面，36m2；v——作业面排尘风速0.15m/s；即作业面产尘设备所在位置的平均风速，建议值如下：硐室型（>20m2）作业面，当s小于等于30m2~40m2时，v=0.15m/s；计算得q=s×v=5.4m3/s。⑶按排除炮烟计算：QS=（N/t）LS；式中：QS—工作面所需风量，m3/s；L—采场长度，40m；S—采场过风断面积，10.8m2；t—爆破后通风时间，s；一般取1800s；N—采场中炮烟达到允许浓度时，风流交换倍数，取N=12；计算得QS＝2.88m3/s。根据以上结果，取三者最大值5.4m3/s计算风量。按最多4个矿块同时回采，回采总需风量为：Ｑs＝5.4×4＝21.6ｍ3/ｓ2、备采工作面风量：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＝2.7×4=10.8m3/s。3、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＝3×3=9m3/s。4、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（21.6＋10.8＋9＋9）＝70.56m3/s，即Qt＝70.56m3/s。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）。矿井总摩檫阻力见下表：矿井摩擦阻力表7-1因此，矿井总摩擦阻力为：hf＝2351.69Pa。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＝0.2×2351.69＝470.34Pa。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（ALrS）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，112.24Kg；Lr巷道长度，40m；S巷道断面积，10.8m2；经计算QP=2.20m3/s。7.5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。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，70.56m3/s；经计算Qf＝77.61m3/s。（2）扇风机的风压：Hf＝H＋hr式中：H—矿井总阻力，2822.03Pa；hr—扇风机装置阻力，本矿风机取180Pa；经计算Hf＝3002.03Pa。（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＝274.10kw。2、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＝KNf/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＝334.08kw。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：风扇机技术性能表7-2通风机电动机通风参数型号转速(r/min)叶片度（°）型号功率(Kw)转速(r/min)风量(m3/s)风压（Pa）70-B2-21-28-Ⅱ60035JS126-6480600801325～2970局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：局扇技术参数7-3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，再汽车运输到矿石厂或废石场内。（1）矿石运输本矿的矿石由电机车牵引0.75m3矿车运至井底车场，由箕斗提升至地表的井口车场，再由汽车运输至矿石场。（2）废石运输本矿的废石通过架线式电机车牵引0.75m3矿车运至井底车场，再由进风立井由罐笼提升至地表的井口车场，最后通过自卸式汽车运输至废石场。（3）人员、材料、设备运输本矿的入坑人员、材料、设备，由进风立井提升下运至其各个中段。根据本矿山的生产能力，确定选用型号为JFC0.75-6型翻转式矿车作为主要的运矿设备，石门和阶段运输巷道内选用ZK1.5-6/250型号架线式电机车，主井选用FJD(2)4型箕斗，提升机选用2JK-2.5/11.5；副井选用2JF-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提升能力计算箕斗的选择：合理提升速度计算v=式中：H——最大提升高度，m；0.3-0.5——系数，当H<200m是时取下限，H>600m时取上限；取0.35；v——提升速度，m/s。代入数据v=0.35∗在选择提升容器型号规格之前需先计算小时提升量：A式中AsC——不均衡系数，箕斗提升时取C=1.5An——矿石年产量，t/a；取60tr——年工作日数，连续工作制取tr=ts代入数据A箕斗的选择单箕斗提升时一次提升量：Q代入数据Q箕斗容积的计算值：V式中H——最大提升高度，m；取251m；μ——箕斗在卸载曲轨处低速爬行的附加时间，取μ=12s；ρs——矿石松散密度，t/m3；取3.5t/mCm——箕斗装满系数，取Cm=K1——系数，取K1=2.7-3.7，当H<200m时取上限，H>600m时取下限；取K1θ——箕斗装载停歇时间数据采矿手册，取8；Q'根据采矿手册第五卷，选择箕斗为FJD2（4）箕斗参数见下表8-1表8-1箕斗技术规格表型号箕斗容积（m3最大载重量最大外形尺寸（mm）箕斗自重（t）罐道绳数量罐道绳直径（mm）长*宽高FJD2(4)241236*145243213.6754∅34主井主要承担惊吓的矿石的提升任务，提升系统采用箕斗提升，选用FJD2(4)型号。副井根据矿车的型号选择YJGS-1.8a-1型双罐笼，根据罐笼的选择，选择提升机的型号为2JK-2.5/20A，技术规格见表8-2。主要负责人员、材料、设备运输。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（m）电动机最大近似功率（Kw）一层二层三层3．802054357002808.3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数量Qzh≤式中：Qzh——重车组重量即牵引重量，吨；Pn——机车粘着重量，1.5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，0.008；ip——线路的平均坡度，0.003；a——列车的加速度，0.04m/s2；P——电机车的重量，1.5吨。经计算Qzh≤17.98吨。（2）按制动条件计算牵引重量Qzh≤式中：Pz——电机车制动重量，1.5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35m；az——列车制动的减速度，az=Vch2/（2×Lz）＝0.18m/s；ωzhˊ——重列车的运行阻力系数，0.006；经计算Qzh≤13.67吨。（3）以较小的牵引重量Qzh＝14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1.45吨。经计算：Z1=14/（0.5+1.45）=7.17辆取7辆。8.3.2电机车台数计算（1）电机车往返一次时间T=T1+θ式中：T1总的运行时间，T1＝2L60×VcℎL运行长度，阶段运输巷长500米。θ调车时间，25分钟；经计算T＝25+5=30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，n1=16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，606t；C——运输的不均衡系数，1.2；Z1——电机车牵引矿车数，7台；G——矿车的有效载重，1.45t。经计算m＝71.64，取72次。（4）需要的电机车工作台数：N1＝＝72/16=4.5台取5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＝1+5=6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Z＝50.05，取50辆。此矿车数为运矿石用，运废石和材料的也矿车数也取为50辆。根据确定的矿山生产规模和经过的计算，选用JF75-6翻斗式式矿车见表8-3和ZK1.5—6/250型电机车见表8-4。表8-3JF75-6型翻斗式矿车规格与主要参数项目车箱容积（m3）最大载重量（㎏）轨距（mm）外形尺寸（mm）车轮直径（mm）车箱长度（mm）质量（kg）长宽高参数0.7518756001820103512303001260710表8-4ZK1.5-6/250型号架线式电机车规格与主要参数粘着质量（t）轨距（mm）供电电压（v）小时制牵引力（N）最大速度（km/h）外形尺寸（mm）总长宽度轨面到顶棚高受电器工作高度1.5600250324013.2237091415501800~22008.4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ZK1.5-6/2506台2矿车JF75-650辆3矿车（运废石）JF75-650辆4提升绞车2JK-2.5/11.52台5提升绞车2JK-2.5/20A2台6道轨15Kg米7道岔24Kg副8材料车YLC(600)2台9平板车YPC(600)2台10装岩机Z-30AW6台11自卸汽车SH—38010台给排水9.1矿山涌水量由于基岩裂隙水微弱，本身对矿床开采无大影响，第四系（xxx沟）孔隙潜水水量虽较丰富，但由于基岩渗透性差，对矿山开采影响亦不大。因此矿床水文地质条件较好。地下水主要由大气降水渗入补给。降水量少而集中。6～8月地下水位下降，10～12月份水位上升，据井1971～1973年观测，水位变化幅度为0.86。当径流至沟谷形成泉，排泄于地表。9.2矿井排水方式及系统一期开拓在1500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必须有3‰的坡度，以实现自然排水。9.3排水设备的选择由于本矿井的矿床水文地质条件较好，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9-1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允许细上真空高度m效率(%)液轮mm泵质量Kg150D-30×915526114801431806．57730511109.4矿区给水9.4.1水源本企业水源采用地下水，水源地位于矿区东南侧。设计采用井群取用地下水。根据企业用水量的要求，除利用已有的地下水取水构筑物外，本次设计新增管井2口，包括一口备用井。综合考虑含水层的水质、基建投资等因素，首先采用浅层承压水。设计2口井中，浅层承压井2座，井深70~100m，设计单井出水量为75m3/h。水源在矿区东南面的井取水作为矿区的生活用水，井下生产用水将井下的涌水排出地表，在地表建两个250m³的连通水池经过滤后作为井下生产用水和消防水，设备冷却水。9.4.2主要构筑物生活供水泵两台，型号为100D-45×3，一台用，一台备用；消防水泵两台，一台用，一台备用。循环冷却水泵两台，一台用，一台备用。9.4.3管路系统9.4.3.1输水管线由取水井输送至生活水池（500m³），管径为DN90，无缝钢管直埋。9.4.3.2生产给水管线井下水有地表过滤后送到主井供水管，管径为DN90，无缝钢管直埋。9.4.3.3消防水管线由过滤水直接DN100管，厂区内设置室外消火栓。9.4.3.4生产、生活排水管井下排水复用后余者与生活排水合流，管径为DN90，采用排水铸铁管直埋就近排出。9.4.3.5循环冷却水管线有过滤后水池送至冷却水池，用管径为DN50焊接钢管直埋，冷却水池用循环泵供水。电力与通讯10.1概括及设计依据本设计是依照各专业提供设计开展的，共分五个部分：1、供电电源2、采矿设备（包括井底泵站）3、矿山机械（包括采区牵引变电）4、机修设备5、生活办公、给排水、采暖及消防10.2电力10.2.1用电负荷1、总容量为1745.5KW，其中6KV高压电动机，容量4538KW，功率因数0.94，工作负荷为1227KW。2、年用电量为1227KW×330×8×3=9717840KWh10.2.2供电电源根据矿山用电负荷和地区电网情况，从当地区域变电站引进LGj-120，110KW的现有线路的供电能力可满足矿山供电要求。10.2.3供配电系统10.2.3.1总降压变电所主变选用一、二次电压分别为110KW和6KV的双线圈变压器，内设一台SFZ7-10000/110，10000KVA，110±8×1.25%，16.3主变，所内预留有一台主变位置。总降压变电所110KVA的电气主结线要用内桥结线，6KV采用单母线。10.2.3.2企业配电系统从降压变电所一放射方式分别向空压机站和扇风机房配变电所、通风机房配电所、水源地变电所、民用设施用电、中段配电站配电，按负荷的重要性以双回或单回的6KV线路配电。1205m中段平硐口外的矿车电机车修理宝，坑口机电站等设施的用电，在坑口机电修站建一车间变电所，再以低压分别向各用电设施送电，该变电所的电源从去空压机房的6KV线路上T接。10.2.4防雷接地及照明防雷接地按有关规程设计。照明尽量采用高效节能灯具，井下运输巷道采用127V白炽灯，采矿工作采用24V白炽灯，手提式移动照明采用12V白炽灯。10.2.5节能措施①采用就地和集中电容补偿相结合的方式，提高功率因数，降低电能损失②采用低损耗变压器。10.3电信10.3.1概括本矿是年产60万吨规模的采选矿山企业，通信分井下和地表两部分，为保证工作顺利开展，矿区内设200门行政管理自动电话站一座。10.3.2调度通信系统xxx矿调度通信系统分为两级调度系统，即矿总调度及采二级调度系统。⑴全矿40门生产调度会议电话站。（DT-60φ型）⑵采矿场20门生产调度电话站。（KT本安型）各调度电话站平时均使用220V交流电源，停电时自动切换到备用的20GV22，25V，40AH镉镍蓄电池供电。矿区通信线路以架空电缆为主。井下电缆单用矿用电话缆。采暖与热力11.1编制依据设计依据以以下国家标准、规范、规程进行编制。《采暖通风与空气调节设计规范》（GBJ19-87）《工业“三废”排放试行标