金属矿开采设计.docx
《金属矿开采设计.docx》由会员分享,可在线阅读,更多相关《金属矿开采设计.docx(11页珍藏版)》请在冰点文库上搜索。
金属矿开采设计
一、设计题目
云南某铅锌矿3号矿体采矿方法设计。
二、矿床赋存及开采技术条件
云南某铅锌矿3号矿体为接触交代过程中的中至低温热液型铅锌矿床。
矿体赋存于奥陶纪灰岩顶部及志留纪砂页岩接触带之间的矽卡岩中,顶板为灰黑色矽质页岩,稳固,
;底板为灰色、线紫色灰岩,坚硬稳固,
。
矿体分布在矽卡岩中,呈似层状产出。
矿石硬度系数
,中等稳固以上。
矿体分布范围长约1500米,宽约1000米。
倾角较陡,近似直立,一般为
。
矿体较厚,一般25米左右。
主要铅锌矿物呈浸染状、斑点状,不规则地分布在矽卡岩体内或其附近的大理岩中,矿化不均,品位变化大,含锌13%,含铅5.5%,矿石容重3.9吨/米3,松散系数为1.8。
地表允许陷落。
三、采矿方法的选择
1.采矿方法的初选
根据上述条件,可初选出三种采矿方法。
第Ⅰ方案——采取水平深孔落矿阶段矿房法:
垂直走向布置矿房,矿房宽度为矿体厚度即25m,阶段高度60m,间柱宽度10m,顶柱厚度6m,底部采用漏斗结构,采用CZZ-700型凿岩台车凿岩,ZYQ-14型装运机出矿。
第Ⅱ方案——垂直深孔落矿有底柱分段崩落法:
采场垂直走向布置,阶段高度60m,长度为矿体厚度即25m,宽度15m,分段高度15m,垂直走向布置一条电耙道,穿脉巷道装车,穿脉巷道间距30m。
采用YG-80型和YGZ-90型凿岩机配FJY-24型圆环雪橇式台架钻凿,电耙出矿。
第Ⅲ方案——无底柱分段崩落法:
采用垂直走向布置回采巷道,采场宽度为矿体厚度25m,高度60m,长度60m,分段高度12m,溜井间距60m,回采巷道间距10m;采用CTC/400-2和YGZ-90凿岩机凿岩,ZLD型铲运机出矿。
采矿方法技术经济指标分析比较表
序号
指标名称
第一方案
第二方案
第三方案
1
2
3
4
5
6
7
8
矿块生产能力(吨/日)
矿房生产能力(吨/日)
矿柱生产能力(吨/日)
矿块生产率(吨/班)
采准切割工作量,采准比(米/千吨)
矿石损失率 %
矿石贫化率 %
主要材料耗:
·木材 米3/万吨
炸药 千克/吨
雷管 个/吨
采矿方法比重 %
X X X 方法
X X X 方法
采出矿石的直接成本
(元/吨)
400
320
80
133
5
20
14
0.42
350
350
117
7
17
17
0.35
300
300
100
5.63
17
16
0.35
从表可知方案Ⅰ回采强度大,劳动生产效率高,采矿成本低,回采作业安全等优点;但且需要留一定的矿柱支撑采矿区,矿柱比重较大,矿柱回采的贫化损失率大且回采量不多,大块率达20%--30%,对底部结构有一定的破坏性。
方案Ⅱ虽然回采效率较高,但采准切割工程量大,施工机械化程度低,底部结构复杂,耗时且成本较高;尤其是不能根据矿体赋存情况合理及时的剔除其中的夹石,因此造成贫化率较无底柱采矿方法高。
及第Ⅲ方案相比,除生产能力较大外,其余都比Ⅲ方案差。
方案Ⅲ采矿方法结构简单,回采工艺简单,可采用高效率的采掘装设备,机械化程度高,安全性好;同时也可以剔除夹石和进行分级出矿,可以提高回采品位,降低贫化率。
2.综合比较,方案Ⅰ较其他两方案差;方案Ⅱ和方案Ⅲ综合效益难以区别,但因为该矿体呈浸染状、斑点状,不规则地分布在矽卡岩体内或其附近的大理岩中,矿化不均,品位变化大,方案Ⅲ可以剔除夹石,提高出矿品位,而方案Ⅱ不能,所以综合来说方案Ⅲ较为适合,即采用无底柱分段崩落法。
四.矿块结构设计
1.采用垂直走向布置采场,采场宽度为矿体厚度25m,高度60m,长度60m,分段高度12m,溜井间距60m,回采巷道间距10m,沿走向每300m设置一个设备井。
第一、二分段进行回采作业,第三分段钻凿上向扇形炮孔和切割,第四、五分段进行采准工作,即采准切割凿岩爆破及装运矿石等工序在不同的分段平行进行。
2.矿块工业储量计算表
矿块
几何尺寸(m)
体积(m3)
工业储量(t)
损失矿量(t)
实际采出矿量(t)
长
宽
高
60
25
60
90000
324000
55080
268920
五.采准切割工作:
在矿体下盘掘进沿脉运输巷道,然后掘进分段运输平巷,再掘进矿石溜井,回采巷道,最后掘进切割巷道和切割天井。
所需设备:
7655、ZYQ-14型型凿岩机
回采巷道:
间距10m,倾角3‰,垂直走向布置;
设备井:
沿走向每300m设置一个设备井,布置在本阶段崩落界限外;
溜井:
布置在两矿块相连处的围岩中
人行通风井:
每个矿块设置一个;
切割平巷及切割天井联合拉槽:
沿矿体边界掘进一条切割平巷贯通各回采巷道端部,在中间掘进切割天井;在切割天井两侧,自切割平巷钻凿若干排平行炮孔,以切割天井为自由面,逐排起爆形成切割槽,切割槽空间满足崩矿要求。
L
=矿石松散系数×W
L
=1.8×1.5=2.7m
采准切割进度计划及工程量计算表见附图
采准切割进度计划表
序号
采切工程
全长(m)
掘进速度
(米/月)
掘进时间(月)
备注
1
分段运输平巷
300
300
1
月工作时
间25天
2
矿石溜井
45
150
0.3
3
回采巷道
690
300
2.3
4
切割平巷
300
300
1
5
切割天井
60
150
0.4
6
人行通风井
60
150
0.4
7
设备井及
联络道
15
150
0.3
平摊到单矿块的工程量
合计
1170
5.7
采准切割进度计划甘特图
采准切割工程量计算表
巷道名称
巷道数目
巷道长度(m)
断面
积m
工程量(m3)
矿石中
岩石中
矿岩合计
矿石中
岩石中
合计
单长
总长
单长
总长
采准
切割
分段运输平巷
5
60
300
300
2520
2520
回采巷道
30
23
690
690
5796
5796
设备井
1
60
60
60
504
504
人行通风井
1
60
60
60
240
240
溜井
1
45
45
45
180
180
设备联络道
5
3
15
336
336
小计
1155
9636
切割天井
1
60
60
60
240
240
切割平巷
5
60
300
300
1200
1200
拉槽
3364
3364
小计
360
4804
矿块合计
1515
14380
采切比的计算:
K=1000×∑v/T(米/千吨)
式中:
K1——采切系数,米/千吨;
∑L——矿块中采准巷道及切割巷道的总长度,米;
T——矿块矿量,吨;
K=1000×1515/268920=5.63(米/千吨)
采准切割巷道支护方法:
矿石稳固,地表允许崩落,无底柱分段崩落法中对于回采巷道要求比较低,故不需支护;矿体外部矿块如阶段运输巷道、分段运输巷道、溜井可采用喷射混凝土支护。
同时工作的采准、切割工作面N的计算
N=10AbK1/V(个)
式中:
Ab—矿井班产矿石量,万t/班;
Ab=A/(n1n)
A—矿井年产矿石量,万t/a;
n1—矿井年工作天数,d/a;
n—矿井日工作班数,班/d;
K—采切比,m/kt;
V—采准切割巷道平均掘进速度,m/班。
n1取330天,
n取3,
K=5.67m/kt,
A取300万吨/a,
V取4m/班,则
Ab=A/(n1n)=300/(330×3)=0.3(万t/班);
N=10AbK1/V=10×0.3×5.67/4=4.25(个),
取整得N=5个。
六.回采工作:
(1)回采顺序:
分段间自上而下,上分段超前于下分段,同一分段向设备井方向后退回采;每次起爆一排炮孔。
(2)凿岩设备:
CTC/400-2、YGZ-90型凿岩机(90~100m/台·班)。
(3)回采工作组织:
采用三班工作制度,各工种尽量平行交叉作业。
(4)爆破设计:
扇形炮孔:
上向扇形炮孔
边孔角
崩矿步距
炮孔直径
最小抵抗线
45º
3m
65mm
1.5m
炮孔装药结构:
见附图
炮孔装药量计算:
采用FZY-10装药器
炸药单耗:
一次爆破k
=0.7kg
/m
,二次爆破单耗k
=k×30%=0.21kg/m
所取k=0.91kg/m
总装药量Q=kws=153kg;
爆破方式:
非电导爆管网路排间微差起爆,一次起爆2排;
起爆顺序:
以拉槽作侧向自由面,孔间间微差爆破;
一排扇形孔凿岩时间:
0.83班=6.6h
装药联线时间:
=1h
爆破通风时间:
T导通=0.5h
凿岩爆破总时间T=(T凿+T装+T导通)
8h
出矿:
用3m
的ZLD型铲运机(310t/台·班)把回采巷道端部的矿石运到溜井,完成铲、运、卸作业。
在同一分段水平,装矿顺序是逆风流风向进行的。
为提高装运机效率,每台装运机保有三条以上的回采巷道轮流作业。
(3)通风工作:
采用分区通风方式,回采工作面用局扇通风,局扇安装在上部回风水平,局扇将矿块内的污风抽到密封墙内,新鲜风流由本阶段的脉外运输平巷经通风井,进入分段运输联络巷道和回采巷道。
清洗工作面后,污风由铺设在回采巷道及回风天井的风筒引至上部水平回风巷道,并利用安装在上水平回风巷道内的局扇并联抽风。
井下矿井风量除满足设备及爆破需求外,必须满足每人每分钟不小于4m
的新鲜风量。
(2)回采工作循环图表:
回采时,一个工班可在不同阶段、不同的回采巷道中平行作业,一部分凿岩爆破的同时另一部分负责出矿,见附图。
(4)出矿管理:
采用X射线荧光分析仪,达到放矿截止品位时停止放矿。
八.主要技术经济指标如下
单循环回采成本
序号
项目
单位
单价
用量
金额(元)
1
炸药
Kg
8
153
1224
2
雷管
个
5
9
45
3
导爆管
m
0.6
80
48
4
钎子钢
kg
200
5
钎头
个
6
木材
m3
7
其他
8
工人成本
元
2000
9
动力费
元
200
合计
3717
平均回采每吨矿石成本=3717/655.2=5.67元
(其中一个循环采出矿量655.2t)
单矿房采准切割成本
序号
项目
单价/m
长度
金额(元)
1
分段运输平巷
2000
300
600000
2
回采巷道
1200
690
828000
3
设备井
1500
60
90000
4
人行通风井
1500
60
90000
5
溜井
1500
45
67500
6
设备联络道
1200
15
18000
7
切割天井
1500
60
60000
8
切割平巷
1200
300
36000
合计
每吨矿石采准切割成本=单矿房采准切割成本/矿房总矿量
=/268920=8.91元
采出每吨矿石的总成本=每吨矿石采准切割成本+每吨矿石回采成本
=8.91+5.67=14.58元
七.采场地压管理:
边回采边放顶,在第一分段上部掘进放顶巷道,在其中钻凿及回采炮孔排面大体一致的扇形深孔,并及回采一样形成切割槽。
以矿块为放顶单元,边回采边放顶,逐步形成覆盖岩层。
这种方法工作安全可靠,但放顶工艺复杂,回采和放顶必须严格配合。
岩石厚度满足下列两点要求:
放矿后岩石能够埋没分段矿石,否则形不成挤压爆破条件,使崩下的矿石将有一部分落在岩石层之上,增大矿石损失贫化;
一旦大量围岩突然冒落时,能保证起到缓冲作用;
根据以上两点要求一般岩石厚度约等于二个分段高度,即24m左右。