金属矿开采设计.docx
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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与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。
与第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与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；
切割平巷与切割天井联合拉槽：
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——矿块中采准巷道与切割巷道的总长度，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:
①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
②炮孔装药结构：
见附图
③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
2397000
每吨矿石采准切割成本=单矿房采准切割成本/矿房总矿量
=2397000/268920=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，在其中钻凿与回采炮孔排面大体一致的扇形深孔，并与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。
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