金属矿深部开采.docx

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金属矿深部开采

目录

1.地质特征3

1.1矿体地质特征3

1.2矿石质量特征3

1.3水文地质3

1.4工程地质3

2.矿床的开拓4

2.1阶段高度4

2.2开拓方案选择4

2.3工业场地选择原则5

3.采矿方法6

3.1采矿方法选择的原则6

3.2影响采矿方法选择的因素6

3.3初选采矿方法7

4.巷道掘进断面设计8

4.1巷道断面形状选择8

4.2断面尺寸9

4.3爆破方案11

4.4作业循环图表13

5矿井通风14

5.1矿井通风系统的基本要求14

5.2矿井通风系统宏观构建方案的拟定14

5.3通风方式与通风系统的确定15

5.4需风量计算15

致谢18

主要参考文献19

有色金属矿-60~-90开采范围采矿设计

1.地质特征

1.1矿体地质特征

本设计为阶段开采设计，根据现有资料，矿体走向近乎东西向，倾角随岩体接触面起伏0°~70°不等，0-1#矿体长700m，宽250m，平均厚度1.49m；矿体的围岩除接触矽卡岩底板为花岗闪长岩外，多数是中上泥盆系的碳酸盐类岩石。

1.2矿石质量特征

矿石的自然类型以原生面状矽卡岩矿为主，其次为脉状矽卡岩矿及石英脉型矿。

根据矿石的结构、构造和矿物共生组合关系，确定矿石的工业类型为铜铅锌矽卡岩型和石英硫化物类型。

1.3水文地质

矿区属于中等偏简单的水文地质类型。

相邻MM矿区水文地质条件复杂，矿山经多年生产实践，采取了注浆帷幕、设置堵水墙和混凝土固化地表小溪及井下钻孔超前探水等防治措施。

1.4工程地质

矿区内矿体直接围岩皆为硬质岩类，矽卡岩型矿体为本区主矿体，其底板为坚固的花岗闪长岩，顶板为矽卡岩、大理岩或大理岩化灰岩；其它矿体的顶底板多为大理岩或大理岩化灰岩，岩石一般较坚固，裂隙不发育，但在断裂带附近岩石裂隙较发育，断裂带中岩石较破碎，在矿体中和没有断层构造影响的围岩中节理裂隙不发育，经取样试验围岩强度介于64.2～259.3MPa间，其稳固性较好。

2.矿床的开拓

2.1阶段高度

根据我国矿山实际，开采倾斜和急倾斜矿床时，阶段高度采用40、50、60m.考虑到安全因素、回踩落矿的方便、以及地压管理等因素，本次设计阶段高度为30m，标高+60～-90m，本设计取-60—-90的开采范围进行采矿设计。

2.2开拓方案选择

由资料已知矿山总储存量大约50.1万t，从经济效益来判断预计开采20年，那么矿床中深部开采设计生产能力为2.505万t/a。

按照一年工作日300天来计算，每天出矿量83.5t/d。

据矿床赋存条件，地表地形条件，地表构筑物的布置，矿山企业生产能力以及国民经济的需要，确定该矿床的可行性开拓方案：

方案一：

平硐与盲斜井联合开拓

方案二：

平硐与盲竖井联合开拓

开拓方案技术经济比较

开拓方案

方案一

方案二

优点

1在基建工程方面，斜井石门较短

2在井筒设备安装方面，斜井井筒装备较竖井简单

3在施工方面，斜井施工简便，需要设备和装备少，当斜井倾缓时成巷速度比竖井快

4基建投资较竖井少

1在基建工程量方面，竖井长度较斜井短

2在地压和支护方面，竖井所承受的地压小，

3竖井排水管路较斜井短

4竖井井筒不易变形，提升过程中停工事故少，安全性较好

缺点

承受地压较大

各阶段石门长，工程量大，产品矿石成本高，井筒装备比较复杂

根据初步分析和技术经济比较以及矿山地质情况，围岩条件比较稳定，最终选择平硐与盲斜井联合开拓。

2.3工业场地选择原则

（1）工业场地应尽量位于储量中心，使井下有合理的布局避免单翼开采，节省运输及通风费用；

（2）主副井筒布置在地质条件较好的区域，确保井筒及井底车场的围岩稳定。

（3）应保证井巷出口位置及有关构筑物不受山地滚石、山崩和雪崩等的危害。

（4）占地尽量要少且交通方便；

（5）应考虑地表和地下运输联系方便，应使运输功最小，工程最小。

（6）井巷出口位置应有足够的工业场地，以便布置各种建筑物，调车场、废石场等，同时应尽可能少占或不占农田[1]；

（7）工业场地的标高要高于矿区历年最高洪水位；

（8）巷道出口的标高应在历年最高洪水位3m以上。

（9）综合考虑矿井的前期及后期生产，在保证总体工程量小的前提条件下，尽量减少初期投资。

3.采矿方法

3.1采矿方法选择的原则

（1）保证工作安全和良好的工作条件；

（2）矿石贫化小，满足加工部门对矿石质量的要求；

（3）采矿工艺简单、技术成熟可靠；

（4）生产成本低，经济效率高；

（5）遵守有关法规要求。

3.2影响采矿方法选择的因素

（1）地质条件的影响因素

①矿石和围岩的稳固性：

如果矿石稳固而围岩不稳固，采用崩落法、充填法较为有利。

如果矿石稳固性较差而围岩稳固，其他条件允许，可以考虑采用阶段矿房法。

当矿岩都不稳固时，可以考虑崩落法或下向分层充填法。

②矿体产状：

矿体产状主要指矿体倾角、厚度及形状等。

矿体的倾角主要影响矿石在采场内的运搬方式。

矿体厚度采矿法和落矿方式的选择及矿块的布置方式都有很大影响。

③矿石品位及价值

④矿体内有用成分的分布及围岩矿物成分：

如矿体内有用成分分布不均匀时，应考虑使用分采的采矿方法，可将品位低的矿石或废石作为矿柱。

如果围岩有矿化现象，则废石混入率的限制可适当放宽，当围岩矿物成分对选冶不利时，应用废石混入率小的采矿方法。

⑤矿体赋存深度 

⑥矿石和围岩的自然性、放射性、结块性和氧化性

⑦地表是否允许陷落

3.3初选采矿方法

3.3.1方案初选

图3-1采矿方法选择

组别

应用条件

空场采矿法

全面采矿法

薄和中厚的矿石和围岩均稳固的缓倾斜矿体

房柱采矿法

水平和缓倾斜的矿体、薄矿体和厚极厚矿体

留矿采矿法

矿岩稳固，厚度薄和极薄，不易结块和自然的急倾斜矿床

阶段矿房法

矿岩稳固的厚和极厚急倾斜矿体

充填采矿法

单层充填采矿法

水平或缓倾斜薄矿体、顶板围岩不允许崩落

分层充填采矿法

围岩很不稳固、围岩和矿石很不稳固、地表岩层需保护

分采充填采矿法

矿脉厚度很小，急倾斜和极薄矿脉

崩落采矿法

单层崩落法

顶板岩石不稳固、厚度一般小于3m的缓倾斜矿层

分层崩落法

矿石价值高、松散破，围岩不稳，倾角厚度能使假顶下移（产量低）

分段崩落法

稳固在中等以上、急倾斜的厚矿体、可选性好需要剔除杂夹石的

阶段崩落法

矿体厚度大、价值不高、不易结块、氧化、自燃、中稳

根据矿山地质情况，矿石的围岩比较坚硬，稳定性较好，不需要太多支护，而且矿脉厚度是极薄和薄矿体，且属于急倾斜矿体，故应该选择空场采矿开采方法。

3.3.2初步技术经济比较

全面法是一种工艺简单、采准和切割工程量小、生产效率高，成本较低的采矿方法。

但是由于留下矿柱不回采，矿石损失率大，顶板暴露面积大，并要求严格的顶板管理和通风管理。

房柱采矿法采切工作量小；回采工序与工作组织简单；适于采用大型无轨设备，可实现机械化开采；工作面通风良好，作业安全；木材消耗少，采矿直接成本较低，矿房生产能力和劳动生产率都比较高；但是矿柱所占的矿量比重较大，而这些矿柱一般不予回收。

阶段矿房法回采强度大，劳动生产率高，采矿成本低，木材消耗少，回采作业安全。

但矿柱矿量的比重较大，达到35%～60%，损失贫化也较大。

留矿法具有结构和生产工艺简单，管理方便，可利用矿石自重放矿，采准工程量小等优点。

根据空场采矿法的应用条件选用留矿采矿法。

留矿采矿法如图3-2：

3-2普通留矿法

4.巷道掘进断面设计

4.1巷道断面形状选择

选择平巷断面形状，主要考虑的因素是：

围岩性质、巷道地压大小及来压方向；巷道用途、服务年限；支架的材料与结构以及巷道断面利用率、施工难度及费用等。

常见的巷道断面形式有梯形、半圆形、三心拱、圆弧拱，圆形、椭圆形和马蹄形等。

断面特征见图4-1。

图4-1各种断面巷道特征表

断面形式

特征

适用范围

梯形

断面利用率高，施工简单，对不均匀地压适应性良好，但维修量大

围岩稳固，地压较小，跨度小于3~4m，服务年限较短的矿山

半圆拱

受力性能好，拱顶承受地压能力大，但断面利用率低，费用较高

围岩不够稳固，顶侧压较大，服务年限较长的矿山

三心拱

断面利用率较高，掘砌费用较半圆拱低，当顶压大时，易在拱顶及拱基处开裂

围岩中等稳固，顶压较小，服务年限较长的矿山

圆弧拱

介于半圆供与三心拱之间

围岩中等稳固，顶压小，无侧压或侧压小于顶压，服务年限较长的矿山

圆形、椭圆形、马蹄形

结构稳定，可承受多方来的地压，但断面利用率低，施工复杂，掘砌费用高

围岩不稳固，侧压和低压大的矿山

根据以上各个因素再结合本矿山的实际情况，最终平巷断面形状选择三心拱。

4.2断面尺寸

1）确定巷道断面尺寸

a确定巷道净宽度B0

考虑选用宽1050mm，高1600mm的电机车，YCC（1.2）矿车宽1050mm，高1200mm。

轨距600mm。

故运输设备宽度b=1050mm。

取安全间隙b1=340mm,取人行道宽度b2=800mm。

故开挖净宽度：

B0=b1+b+b2=340+1050+800=2150mm

为开掘方便，取B0=2200mm

2）确定巷道净高度H0

拱高f0及参数。

计算如下：

f0=1/4B0=1/4*2200=550mm

大圆半径R=1901.89mm,小圆半径r=383.34mm

巷道净墙高h2。

选取h2=1800mm。

巷道净高度Ho。

计算结果为：

H0=f0+h2=550+1800=2350mm

3）计算巷道净断面积So

S0=（h2+0.198B0）*B0=（1800+435.6）*2200=4.92m2

确定巷道断面尺寸

巷道设计掘进宽度（无充填时）B1。

B1=B0=2200mm

巷道设计掘进高度H1。

H1=H0=2350mm

4）水沟设计

选用倒梯形水沟，水沟深450mm，上宽400mm，下宽350mm，水沟净断面积0.169m2。

巷道断面图如4-2：

图4-2巷道断面图

4.3爆破方案

采用直眼掏槽、光面爆破，孔径37mm，菱型掏槽眼布置，使用2号岩石硝铵炸药。

考虑到该巷道地质条件稳定，无水，少裂隙。

为取得良好爆破效果，炮眼间距选取可在实际施工中在以下炮眼间距选取范围内浮动。

图4-3菱型掏槽眼布置图

周边眼间距选取范围400~600mm选取中间值500mm

辅助眼间距选取范围500~700mm选取中间值550mm

掏槽眼间距选取范围100~200mm选取中间值150mm

菱型掏槽如图4-3所示，在中硬岩中a取100mm，b取200mm，中心为两个相距100mm的空眼，分两段起爆。

1）炸药选用

选取药卷直径为32mm，长200mm，自重150g的2号岩石硝铵炸药进行爆破工作。

根据实践经验，巷道掘进采用光面爆破时，掏槽眼、崩落眼、控制光爆层的崩落眼和周边眼（顶、帮）的每眼装药数量的比例大致为4：

3：

2：

1。

为控制底板漂高，每个底眼增加1~2个药卷。

由于炮孔深度超过1.0m，封泥长度不应小于0.5m，故封泥长度取值：

700~800mm。

（封泥长度以实际施工中炮孔装药后，封泥填满炮孔为准。

）

2）雷管选用

采用导爆管毫秒雷管引爆。

掏槽眼（1~2）使用1段毫秒雷管引爆，0秒延时。

掏槽眼（3~4）使用2段毫秒雷管引爆，25秒延时。

一圈辅助眼（7~14）使用3段毫秒雷管引爆，延时50毫秒。

二圈辅助眼（15~29）使用4段毫秒雷管引爆，延时75毫秒。

帮、顶眼（30~32、43~45、33~42）使用5段毫秒雷管引爆，延时100毫秒。

底眼（46~54）使用6段毫秒雷管引爆，延时125毫秒。

（数据选取自《矿山爆破》表4-12导爆管毫秒雷管段别及延期时间）

图表编制：

见图4-4

图4-4炮眼布置及装药参数（表）

眼号

炮眼名称

眼数/个

炮眼深度

/m

装药量

起爆顺序

连线方式

装药结构

单孔

小计

卷/眼

质量/kg

卷/个

质量/kg

空眼

2

2.0

串连

连续反向装药

1~4

掏槽眼

4

2.0

6

0.9

24

3.6

Ⅰ

5~10

一圈辅助眼

6

1.9

4

0.6

24

3.6

Ⅱ

11~23

二圈辅助眼

13

1.9

4

0.6

52

7.8

Ⅲ

24~26

34~36

帮眼

6

1.9

3

0.45

18

2.7

Ⅳ

27~33

顶眼

7

1.9

3

0.45

21

3.15

Ⅳ

37~43

底眼

7

1.9

4

0.6

28

4.2

Ⅴ

合计总装药量/kg

25.05

合计雷管使用数量/个

82

掏槽眼和辅助眼装药结构：

掏槽眼和辅助眼反向装药，先将起爆药装入眼底，然后再装被动药包，最后装满炮泥，并且雷管和药包的聚能穴一致朝向眼口。

其爆轰波由里向外传播，与岩石朝自由面运动方向一致，有利于反射拉伸波破碎岩石，同时起爆药距自由面较远，爆炸气体不会立即从眼口冲出，爆炸能量能得到充分利用，因此取得良好爆破效果。

周边眼装药结构:

采用单段空气柱式装药结构，眼口炮泥必须填塞好，以使炸药爆炸后空气柱能起到缓冲作用，延长眼内爆生气体做工时间，将眼口部分岩石爆破下来，避免眼口出现“鼓包”现象。

两药包的间隙距离一般不能大于该种炸药在炮眼中的殉爆距离。

图4-5装药结构图

工作面布置见图4-6。

图4-6工作面布置图

4.4作业循环图表

作业循环图表见图4-7。

图4-7作业循环图表

5矿井通风

5.1矿井通风系统的基本要求

选择任何通风系统，都要符合投产较快、出矿较多、安全可靠、技术经济指标合理等总原则。

具体地说，要适应以下基本要求：

（1）每个通风系统必须构建一条以上与地表连通的进风巷道、一条以上与地表连通的回井道。

同样，每个采区必须构建一条以上与矿井进风部分相连的进风联道、有一条以上与矿井回风部分相连的回风联道。

（2）矿井进风部分不得受矿尘和有毒有害气体污染，进风井巷及采掘工作面的风源含尘量不得大于0.5mg/m3，氡浓度应小于3.7kBq/m3，氡子体潜能应小于6.4uj/m3，超过时应采取降尘、除氡措施。

其它有毒有害气体浓度亦不能超过《矿井通风规范》允许的范围。

（3）产尘量大的箕斗井和混合井应禁止作为进风井，现已作为通风井的箕斗井或混合井，必须采取净化措施，使风源含尘量达到上述要求。

（4）主要回风井不得作为行人道，排除的污风不得造成公害。

（5）采场、二次破碎巷道应有正向贯穿风流，电耙工应位于上风侧；避免污风串联。

（6）井下炸药库、油库、充电硐室及破碎硐室等高危硐室必须设有直通矿井回风部分的独立的回风道。

（7）不用的井巷和采空区，必须及时封闭。

密闭、风门、风桥、风硐等通风构筑物，必须严密完好。

（8）矿井有效风量率、风速合格率应在60％以上。

（9）主扇应有反风装置，并保证在10min内改变风向。

可是从金属矿实际来看，火灾的性质与煤矿截然不同，盲目反风可能会扩大火灾的范围和危害，故应具体问题具体分析，慎重处理。

5.2矿井通风系统宏观构建方案的拟定

矿井采用全矿统一通风系统。

统一通风系统进风和回风井数量较少，投资小，使用的主扇少，便于集中管理等优点，比较适合难以增加进、出风井的矿井采用。

特别是深矿井，因开拓风井工程量大，采用全矿统一的通风比较合理。

5.3通风方式与通风系统的确定

5.3.1风井布置方式

本矿山采用侧翼对角式通风。

5.3.2侧翼对角式通风优点

风流路线是直向式，路线比较短，长度变化不大，因此不仅压差小，而且在整个矿井服务期间压差变化范围较小，漏风少，污风出口距工业场地较远。

5.3.3通风线路

最长的通风线路是：

新鲜风流从副井→井底车场→主运输巷道→穿脉巷道→下部沿脉平巷→顺路天井→采场工作面→回风天井→回风平巷→回风井→地表大气稀释。

5.3.4主扇通风方式的确定

主扇的工作方式有压入式，抽出式和混合式。

根据以上三种方式的优点和缺点，以及我国金属矿山大部分都采用通风方式，结合本矿山的实际情况，拟采用压入式通风。

5.4需风量计算

掘进工作面包括开拓、采准和切割工作面。

掘进工作面需风量值可根据各种不同开拓采准巷道断面按表5-1选取。

（该表中不同断面的计算风量已考虑了断面大使用设备多的因素和局部通风的必备风量）

表5-1掘进工作面计算风量表

序号

掘进断面（m2）

掘进工作面风量（m3/s）

备注

1

小于5.0

1.0～1.5

巷道平均风速≥0.25m/s

2

5.0～9.0

1.5～2.5

3

大于9.0

2.5～3.5

5.4.1矿井风量估算

按矿井年产量和年产万吨耗风量估算总风量，如下式：

=2.505

3.0=7.515m3/s

式中Q—矿井所需总风量，m3/s；

Aa—矿井年产量，104t/a；

q—年产万吨耗风量，m3/s，参照表5-2选取。

表5-2年产万吨耗风量

矿井类型

特大型矿井

大型矿井

中型矿井

小型矿井

q（m3/s）

1.0～2.5

1.2～3.5

1.5～4.0

2.0～4.5

5.4.2矿井风量计算

回采工作面需风qh计算：

（1）按排尘风量确定回采工作面需风量

开采单面面积为4.92m2，为巷道型作业面。

（2）按照排尘风速计算回采工作面需风量

qh=sv=4.92

0.25=1.23m3/s

式中s—工人和产尘设备所在位置的国风断面m2；

v—作业面排尘风速，m3/s；即作业面产尘设备所在位置的平均风速。

巷道型（<12m2）工作面v=0.25~0.5m/s；硐室型（>20m2）作业面，当s<30~40m2时，v=0.15m/s；当s>30~40m2时，v>0.06m/s。

表5-3各硐室需风量（单位：

m3/s）

大型变电硐室

4.5

井下水泵硐室

2.0

装卸矿硐室

1.7

炸药库

1.5

充电、配电硐室

2.0

电机车库

1.5

机修硐室

1.7

喷锚支护工作面

4.5

根据表5-1掘进工作面计算风量表1.0

井下各种硐室所需新鲜风流的风量，可分别计算

1）压风机硐室所需风量（m3/min）：

Q=2.3ΣN

=2.3x1.2

=2.76m3/min=0.046m3/s

式中ΣN------硐室内所有电动机功率总和，KW。

2）水泵硐室、卷扬机硐室所需风量（m3/min）：

Q=0.46ΣN=0.46x100=46m3/min=0.76m3/s

3）电机车库所需风量，一般保持1~1.5m3/s的通过风量

4）炸药库需风，一般应有贯穿风流通过，储存量在8t以上时，供风量为100~150m3/min，储存量在8t以下时，供风量为50~100m3/min。

取50m3/min=0.83m3/s。

其它工作面总需风量和：

0.83+1+0.76*2+0.046+1.23+1.0=5.626m3/s

矿井总风量为各采掘工作面、需独立通风的硐室与其它需风量以及矿井漏风量之总和，可按下列公式计算。

=1.17

1.1×（4.46+6+8.796+5.626）

=32.02m3/s

式中Q—矿井所需总风量，m3/s；

Σqh—各回采工作面（包括备用采场）所需风量和，m3/s；

Σqj—各掘进工作面所需风量和，m3/s；

Σqd—各要求独立风流硐室所需风量和，m3/s；

Σqt—其它工作面（如装卸矿点、喷锚支护工作面）所需风量和，m3/s；

k1—矿井外部漏风系数；

k2—矿井内部漏风系数。

按下式（排尘风速）校核：

=2×4.92×0.15+2×4.92×2.5=26.076＜32.02m3/s

式中S1i、S2i—分别为同时工作的采场断面及掘进巷道断面，m2；

v1i，v2i—分别为采场及掘进工作面要求的最小排尘风速，m/s。

致谢

在论文的写作过程中遇到了无数的困难和障碍，都在同学和老师的帮助下度过了。

尤其要感谢****老师和其他任课老师们，他们对我进行了无私的指导和帮助，不厌其烦的帮助进行设计的修改和改进。

尤其是***老师，他凌晨都帮我看论文，帮我修改，这让我很感激他！

另外，感谢学校能够给我这个锻炼的机会。

在此向帮助和指导过我的各位老师表示最衷心的感谢！

感谢这篇设计所涉及到的各位学者。

本文引用了数位学者的研究文献，如果没有各位学者的研究成果的帮助和启发，我将很难完成本篇论文的写作。

感谢我的同学和朋友，在我写论文的过程中给予我了很多你问素材，还在设计的撰写和CAD制作中提供热情的帮助。

由于我的设计水平有限，所做的设计难免有不足之处，恳请各位老师和学友批评和指正！

主要参考文献

[1］《采矿设计手册》.中国建筑工业出版社，1998

［2］费子文、张济中、王绍良编．《采矿手册》．冶金工业出版社，1990,4

［3］解世俊编．《金属矿床地下开采》．冶金工业出版社，1986,4

[4]《地质学》徐九华等编[M]北京：

冶金工业出版社，2008,8