采矿工程矿井设计.docx
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采矿工程矿井设计
第一章矿区概况及地质特征
第一节矿区概况
1.1.1位置与交通
茶陵县小英田矿区铁合金与工业硅用硅石矿位于茶陵县城北直距约27km，属茶陵县巴团乡管辖。
地理坐标：
东经113°10´11"--113°40´18",北纬27°04´01"--27°04´12"。
矿区有县道x057与国道106、省道S320、醴茶铁路相连，交通较为方便（见交通位置图）。
图1-1交通位置图
1.1.2自然地理条件
矿区属亚热带气候，气候温和湿润，四季分明，雨量充沛，每年降雨量达1372.38毫米，45—70%的雨水集中在4—6月份，冬季下雪时间不多。
11月—12月山区有浓雾笼罩，并有短期霜冻。
矿区内有一小溪流，无其他地表水体。
1.1.3经济概况
当地经济以农业为主，主要作物为水稻，居民主要收入来源为农业及劳务输出富余劳动力较多。
居民主要分散于山地、谷地，对矿石开采影响较小。
矿区内有高压线通过，电力充足。
第二节矿区地质特征
矿区位于湘东新华夏构造体系中的茶（陵）永（兴）构造盆地的北东端，太和仙穹窿东侧汉背岩体的外界触带。
1.2.1地层
矿区属岩浆岩分布区，无层积岩出露。
1.2.2构造
矿区位于湘东新华夏构造体系中的茶（陵）永（兴）构造盆地的北东端，该构造盆地主要发育有大英田—小英田断裂，主要为石英脉填充，没有发现大的构造，构造属于简单类型。
1.2.3矿床地质特征
石英脉，走向北东~西南，倾向290°，倾角60°，走向长约为450m,平均厚度6m。
区内主要围岩蚀变为硅化、角岩化、钠长石化、绢云母化和绿帘石化，其中绢云母化、绿帘石化、硅化发育于断裂带附近。
1.2.4矿石质量特征
矿区处于汉背岩体之西部，矿山范围内主要为印支期（
）的灰白色中细粒—中粒斑状黑云母花岗岩。
矿石类型简单、灰白或乳白色，为隐晶质致密结构，脉状构造。
湖南省地质矿产勘查开发局四一六队通过取样送湖南建材与金属测试利用研究所化验，化验结果如下：
表1-1样品分析结果表
工程号
样号
样长（m）
品位（100%）
备注
Sio2
Al2o3
Fe2o3
Cao
P2o5
TC1
Hx1
3.0
99.38
0.24
0.092
0.016
0.0016
Hx2
2.8
98.91
0.51
0.070
0.013
0.0014
TC2
Hx-1
3.0
99.00
0.45
0.051
0.013
0.0014
Hx-2
3.5
96.88
1.32
0.210
0.009
0.0035
TC3
Hx-1
2.5
98.96
0.38
0.119
0.013
0.0032
Hx-2
2.2
99.12
0.37
0.083
0.008
0.0011
根据2010年7月出版的《矿产资源工业要求手册》铁合金与工业硅用硅硅质原料一般工业指标，矿石属铁合金工业用硅Ⅱ级品矿石，可做铁合金材料使用。
1.2.5矿区水文地质特征
1）地表水
矿区范围内只有一条小溪，无其他地表水系，地表水系不发育。
2）岩层含水性特征
矿区内地层单一，言行简单，除第四系残坡积层外，全为印支期细~中粒黑云母花岗岩，含水中等至贫乏。
1）第四系残破及空隙含水层
分布于沟谷两侧，为花岗岩体风化物，岩性松散。
孔隙度好，透水性强。
2）花岗岩裂隙含水段
汉背岩体地表出露好。
岩体浅部受风化剥蚀作用，风化裂隙较发育，岩石结构松散。
使地表水渗透与地下水交替活动，含风化裂隙水。
岩体深部结构致密，裂隙不发育，为不含水层。
第三节岩土工程特征
本区为坚硬岩浆岩工程地址区，未风化的花岗岩坚硬致密，抗压、抗拉强度大。
抗压强度为1500—2100公斤/平方厘米。
故岩石的稳定性比较好，开采过程中，不会造成塌陷、崩落灯不亮工程地质现象，但在断裂破碎带附近开采时，要注意后期构造破坏现象的出现，如：
节理发育地段、区域性断裂的两侧最好不要开采或远离此地段开采。
同事，高山陡坡地带开采易产生滑坡、塌方。
故应选择边坡角及采取其他措施。
开采为阶梯式的露天开采。
综上所述，本地区工程地质条件比较好，属于简单类型。
第二章矿区境界和储量
第一节矿区境界
2.1.1矿区境界
矿区范围由7个拐点圈定。
拐点坐标详见表2-1。
表2-1矿区范围拐点坐标表
点号
80西安坐标
X
Y
1
2995417
38467446
2
2995104
38467297
3
2995133
38467248
4
2995191
38467276
5
2995246
38467256
6
2995448
38467372
7
2995453
38467444
矿区面积：
0.029335km2；
开采深度：
+630至+580m。
勘探线：
1线、2线、3线。
第二节矿区储量
工业指标按《矿产资源工业要求手册》（2010.07出版）提出的一般工业指标执行。
1）质量要求
表2-2铁合金及工业硅用硅石技术条件
级 别
化学成分/%
SiO2
Al2O3
FeO
CaO
P2O5
特级品
一级品
二级品
≥99
≥98
≥97
<0.3
<0.5
<1.0
<0.15
不规定
不规定
<0.15
<0.20
<0.30
<0.02
<0.02
<0.03
2）开采技术条件
最低开采标高：
+580m；
最高开采标高：
+630m；
可采厚度：
6m；
剥采比：
≤5:
1。
2.2.2矿石体积质量
矿石的平均体积质量值为2.5t/m3。
2.2.3资源量估算结果
依据储量报告，矿区共求得铁合金及工业硅用硅石矿332资源量30.04万t。
第三章矿山工作制度、设计生产能力及服务年限
第一节矿山工作制度
矿山年工作日数为300天，每天1班，每班8小时。
第二节矿山设计生产能力
根据《储量报告》圈定范围的资源和矿床赋存条件，产品需求等情况,生产规模定为3万吨/年。
第三节矿山服务年限
该矿（332）资源量30.04万吨,故服务年限为：
第四章采矿设计
第一节开采方式及开采深度的确定
4.1.1开采方式及开采深度的确定
矿脉为石英脉，矿体部份裸露地表，且开采条件简单，厚度较稳定，平均厚度约6m。
开采方案的选择：
I、采用原矿成本比较法计算经济合理剥采比：
以露天开采和地下开采原矿单位成本相等为计算基础，即：
式中：
—经济合理剥采比，t/t;
—地下开采每吨矿石的成本，90元；
—露天开采每吨矿石的采矿费用（不包括剥离费用），30元；
—露天开采每吨剥离费用，12元。
价格法计算经济合理剥采比的原则是，露天开采的单位产品成本不高于产品的销售价格。
当露天开采的最终产品为原矿时，根据价格法原则：
故
式中P
——原矿的价格（目前价格为100元/t）。
a——露天开采的纯采矿成本（不包括剥离，当地成本价30元/t）；
b——露天开采的剥离成本（当地剥离成本为12元/m3）；
γ——矿石容重（取2.5t/m3）；
——剥采比，m3/m3。
经过计算，该地区采用露天开采的经济合理剥采比为5:
1。
II、合理开采深度的验算：
I—I’剖面
考虑边坡的稳定性，最终开采标高为+620—+600m,剥采比为4:
1。
II—II’剖面
最终开采标高+630—+590m，剥采比为4.5:
1，最终边坡为55°。
III—III’剖面
考虑边坡的稳定性，最终开采标高+615—+580m，剥采比为4.5:
1。
综上所述概况为露天开采方式。
4.1.2运输道路
矿山采用公路开拓、汽车运输系统。
汽车运输具有以下优点：
（1）汽车运载机动性强，适应性强。
（2）汽车的入换和调车等候的时间较铁路运输短，生产能力大。
（3）汽车运输排放废石简易灵活。
（4）降段工程量小，施工方便，新水平准备快。
1）露天矿山公路主要技术指标
道路等级：
三级；
计算行车速度：
20km/h；（依据《厂矿道路设计规范》第2.4.3条）
计算车宽：
2.5m；
路面宽度：
4.0m；（依据《厂矿道路设计规范》第2.4.4条）
路面结构：
泥结碎石；
路线长度：
0.8km；
路肩宽度：
1.0m（填方段），0.5m（挖方段）；
最小平曲线半径：
15m；
最小竖曲线半径：
200m；
最大纵坡：
9%；（依据《厂矿道路设计规范》第2.4.13条）
起点标高：
+576m；
最小停车视距：
20m；
最小会车视距：
40m。
2）路面
路面等级：
中级路面；
路面类型选择：
泥结碎石路面；
路拱形式：
抛物线形；
对路基压实度的要求：
填方0-60cm时，路基压实度为0.85-0.95；填方60-150cm时，路基压实度为0.80-0.90；填方150cm以上时，路基压实度为0.80-0.85；低填方及挖方0-30cm时，路基压实度为0.85-0.95；
路面结构（自上而下）：
碎（砾）石混合料磨耗层厚3cm、泥结碎（砾）石层厚20cm、手摆石块40cm、岩石路基；
矿山道路条件平均纵坡、限制坡长等符合《厂矿道路设计规范》（GBJ22-87）的要求，运输系统是安全的。
4.1.3运输设备
1）确定汽车有效载重量：
=6.67t
式中：
——汽车有效载重量，t；
——装车铲数，根据《采矿设计手册》，一般取4～6，这里取5；
——铲斗斗容，1m3；
——满斗系数，根据《采矿设计手册》，取0.8；
——矿岩体重，2.5t/m3；
——松散系数，取1.5。
依据《中国采矿设备手册》，矿岩松散体重为1.8时，汽车装满系数为0.97，则自卸矿车额定载重量应大于6.87t。
设计采用额定载重为7.9t的矿用自卸汽车。
2）计算汽车运转循环时间T：
=3.2+1.0+3.5+1.38=9.08
式中：
T——汽车运转循环时间，min；
t1——装车时间，取3.2min；
t2——卸车时间，取1.0min；
t3——停顿时间，取3.5min；
t4——平均运行时间，按平均往返运距0.6km计算，可得1.8min。
计算可得，T=9.5min。
3）汽车实际生产能力：
=313.21
式中：
A——汽车实际生产能力，t/台班；
t——班工作时间，8h；
K——班工作时间利用系数，三级道路取0.75；
计算可得，A=313.21t/台班。
4）汽车数量计算：
矿用自卸汽车的工作数量：
=2.10
式中：
N——自卸汽车的工作数量，台；
Q——年运输量，18万t/a；
C——计入生产不均匀和其他因素的生产能力富余系数，取1.1；
D——矿山的年工作日，300d；
n——每日工作班数，1班/d。
计算可得，N=2.45。
矿用自卸汽车的在册数量：
=2.47
式中：
Nc——自卸汽车的在册数量；
K——出车率，取85%。
计算可得，Nc=2.47。
设计采用额定载重为7.9t矿用自卸汽车，工作台数为3辆，需在册为3辆。
第二节选用的采矿方法
采用自上而下分台阶开采法，沿走向布置采矿工作面，垂直走向进行推进的开采方法进行生产，开采方法对边坡稳定是有利的。
第三节露天采场边坡
4.3.1设计采场要素
1）台阶高度
半坚硬、坚硬岩石采用中深孔爆破、机械铲装作业方式，则台阶高度不大于机械的最大挖掘高度的1.5倍。
本矿设计采用SH210型挖掘机铲装，其最大挖掘高度约为9610mm，则台阶高度不得大于14.4m。
同类型矿山均采用台阶高度为10m进行作业，因此设计采用台阶高度为10m。
符合规范。
2）最小工作平盘宽度：
L=D+C+B
式中：
L——最小工作平盘宽度，m；
D——安全距离，取4.5m；
C——运输道路宽度（含路肩、水沟等宽度），9m；
B——爆堆宽度，一般为（1.8～2.4）H，取18m；
H——台阶高度，10m；
计算后得，L=31.5m。
3）最小工作线长度
采用1m3的挖掘机铲装，采用公路开拓、汽车运输和中深孔爆破方式。
因此挖掘机的最小工作线长度可选为60m。
4）台阶坡面角、最终边坡角
根据1981年煤炭工业出版社出版的《矿山岩石力学基础》中的不同矿山地质条件下露天矿边坡角的建议值（具体情况见下表）：
表2-3不同矿山地质条件下露天矿边坡角的建议值
表2-4边坡参考经验建议值
根据《水泥原料矿山工程设计规范》条文说明，我国水泥原料石灰岩矿山边坡角的设计参考值见表4-5。
本矿岩石为坚硬花岗岩，采用类比法，可选用台阶坡面角为75°。
表4-5水泥原料石灰岩矿山边坡角的设计参考值
岩石硬度系数（f）
最终边坡角（°）
台阶坡面角（°）
90m以内
180m以内
240m以内
300m以内
15～20
60～80
57～65
53～60
48～54
70～75
8～14
50～60
48～57
45～53
42～48
65～70
3～7
43～50
41～48
39～45
36～42
60～65
1～2
30～43
28～41
26～39
24～36
48～60
0.6～0.8
21～28
48
本矿岩石基本为坚硬花岗岩，岩石硬度系数f≥10，边坡最大高度50m，根据上表要求，可选用台阶坡面角为75°，符合要求。
圈定最终边坡角为55°，符合要求。
5）采场内运输平台宽度
参照《水泥原料矿山工程设计规范》：
表4-6采场内汽车运输平台宽度（m）
车宽类别
1
2
3
4
5
6
7
计算车宽
2.3
2.5
3.0
3.5
4.0
5.0
6.0
运输平台宽度
单线
7.5
8.0
8.5
9.5
11.0
13.5
15.0
双线
10.0
10.5
12.0
13.5
16.5
19.5
22.5
采用额定载重为7.9t矿用自卸车，计算车宽为2.5m，运输平台宽为8m，设计运输平台宽度为9m。
6）安全、清扫平台宽度
依据表4和表3—1，可取最终开采边坡角为50～60°，取参考值55°，则安全平台和清扫平台的平均宽度一般可采用下式进行计算：
a=（Hctg55°-nb）/（n-1）
式中：
a——安全平台和清扫平台平均宽度，m；
H——最终边帮最大高度，50m；
n——阶段数，5；
b——阶段坡面水平宽度，3.28m；
计算可得，a=4m。
本矿开采深度为50m，属于山坡型采场，设计留设6m清扫平台1个，则安全平台宽度为3.5m。
7）采场要素
坑底标高：
+580m；
边坡最大高度：
50m；
台阶高度：
5m（两个合为一个）；
最小工作平盘宽度：
31.5m；
最小工作线长度：
60m；
台阶坡面角：
75°；
采场内运输平台宽度：
9m；
安全平台宽度：
4.8m；
清扫平台6m（隔二留一）；
最终边坡角：
55°。
4.3.2边坡稳定性分析
根据地质报告，参考《新编采矿设计手册》，取本矿花岗岩（破碎）的主要力学性能如下：
=2.50t/m3，
=45°—60°，C=1.5×104Pa。
按极限平衡法计算台阶坡面角的可靠性如下：
式中参数：
；
式中：
K——稳定系数；
W——滑体自重，×104N；
——滑体倾角，取60°；
——岩体内摩擦角，取55°；
C——岩体内聚力，取1.5×104Pa；
A——滑体面积，m2；
——岩体容重，取2.50×104N/m3；
——边坡角，为75°；H——边坡高度，为10m。
计算后得，W=38.67×104N，A=20m2，K=1.32。
最终边坡角为55°。
采用理正岩土计算软件建立模型简图，计算结果如表4.3-3。
表4-7边坡稳定系数计算结果表
最终边坡角
边坡高度H
滑动形式
分析方法
稳定系数K
55°
50m
圆弧滑动
瑞典圆弧法
1.32
参照《有色金属采矿设计规范》（GB50771-2012）第5.4.2条：
最终边坡稳定系数K，在一般条件下，应大于或等于1.1；由于本矿最终边坡上部无重要构建物，因此稳定性系数应大于为1.1，从上计算，稳定性系数为1.32，边坡稳定。
符合相关要求。
4.3.3露天开采境界圈定结果
矿石的平均体积质量值为2.50t/m3，矿区面积：
0.029335km2总圈定矿量30.04万t。
第四节穿孔作业
4.4.1穿孔
1）穿孔设备选择
根据矿岩物理机械性质、岩石的完整性特点，穿孔设备选用HQF110型钻机，孔径110mm。
HQF110型钻机技术参数：
型号
HQF110
适用岩石
f=6～20
钻孔直径
68～130mm
钻凿垂直孔深
20m
钻杆规格
Φ60×1000mm
最大提升力
7000N
工作气压
0.5～0.7Mpa
耗气量
9～12m3/min
回转机转速（空载）
110～160r/min
气动马达功率
4KW
钻机重量
260Kg
冲击器
标准CIR90
钻机数量验算按下式进行计算：
式中：
N——钻机数量；
A——每年需爆破的矿岩量，18×104m3/a；
k——钻机富余系数，取1.05；
n——工作班制，1班；
t——钻机的年工作天数，300天；
E——每米孔的爆破量，11.5m3/m；
——成孔率，取0.85；
B——钻机台班生产能力，45m/台班。
计算后得，N=1.43台，共需要2台。
穿孔设备选用HQF110型钻机，孔径110mm，2台能满足生产需求。
2）供气设备
钻机的耗气量见下表4-8。
表4-8矿山气动设备耗气量表
序号
设备名称
工作数量
单位
耗气量
（m3/min）
时间
利用系数
同时
工作系数
耗损系数
总耗气量
（m3/min）
1
HQF110型钻机
1
12
0.9
0.7
1.15
8.7
2
∑nqKZKTKm
8.7
全矿气动设备需气量按下式计算：
=21.22m3/min
式中：
——高原修正系数，取1；
——管路漏损系数，取1.15；
——吸风段辅助设施压力降低系数，取1.01。
计算矿山需气量为21.22m3/min。
选用DPQ425HH型寿力电动空压机1台，供应1台HQF110潜孔钻机。
DPQ425HH型寿力电动空压机主要技术参数：
气量：
21.2m3/min；
风压：
1.2MPa；
功率：
13kW；
质量：
2000kg。
3）穿孔作业安全措施
（1）穿槽第一排孔时，钻机的中轴线与台阶坡面顶线的夹角不应小于45°。
（2）钻机在台阶边缘行走时，钻机外侧突出部分至台阶顶线的最小距离为3m。
（3）建立健全岗位责任制和安全操作规程。
（4）设计外配收尘设施进行捕尘，有效降低作业环境粉尘浓度，同时操作台和作业人员应位于上风侧。
操作中要严格执行操作规程，特别是在移动时要特别注意。
（5）钻机噪声高，要注意操作人员的工作时间，做好防护及岗位轮换。
（6）钻机靠近台阶边缘行走时，应检查行走路线是否安全；台车外侧突出部分至台阶坡顶线的最小距离为2.0m，潜孔钻外侧突出部分至台阶坡顶线的最小距离为3.0m。
（7）挖掘台阶爆堆的最后一个采掘带时，相对于挖掘机作业范围内的爆堆台阶面上、相当于第一排孔位地带，不应有钻机作业或停留。
4.4.2爆破设计
本矿设计采用中深孔爆破。
采用倾斜75°钻孔，布孔方式采用多排布置。
爆破参数如下：
1）孔径与孔深
孔径为110mm，孔深可按下式计算：
式中：
L——孔深，m；
H——台阶高度，5m；
a——钻孔倾斜角，75°；
h——超钻深度，取1.2m。
计算可得，L=6.4m。
2）底盘最小抵抗线
底盘抵抗线的大小与炮孔直径、装药直径、炸药威力、装药密度、岩石可爆性、要求破碎情况及阶段高度等因素有关，可按下式进行计算：
式中：
W1——底盘最小抵抗线，m；
d——钻孔直径，1.1dm；
Δ——装药密度，取0.8g/mL；
τ——孔深装药系数，取0.8；
L——孔深，6.4m；
q——炸药单耗，根据《露天矿山台阶中深孔爆破开采技术》（国家安全生产监督管理总局编）表4—2，取0.67kg/m3；
m——钻孔邻近密度系数，取1.15；
H——台阶高度，5m。
计算后可得，W1=3.17m。
3）孔距和排距
孔距a和排距b可按下式计算：
孔距：
a=mW1
排距：
b=0.866a
式中：
a——孔距，m；
b——排距，m；
m——钻孔邻近密度系数，取1.15；
计算后得，a=3.64m，b=3.15m。
4）堵塞长度
L2=zW1
式中：
L2——堵塞长度，m；
z——堵塞系数，取0.9；
W1——底盘最小抵抗线，3.64m；
计算后得，L2=3.3m。
5）装药长度
L1=L-L2
式中：
L1——装药长度；
L——孔深，6.4m；
L2——堵塞长度，3.3m。
计算后得，L1=3.1m。
6）单孔装药量
Q=qaW1H
式中：
Q——单孔装药量，kg；
q——炸药单耗，0.67kg/m3；
a——孔距，3.64m；
W1——底盘最小抵抗线，3.17m；
H——台阶高度，5m；
计算后得，Q=38.65kg。
7）装药密度
式中：
——装药密度，g/mL；
Q——单孔装药量，38650g；
L1——装药长度，3.1m；
d——钻孔直径，110mm；
计算后得，
=1.31g/mL。
8）一次爆破需求量
矿山生产能力为3万t/a，需爆破岩土量为18万t，每日需爆破岩土600t（240m3），6天爆破一次，需爆破量为1440m3，每次爆破孔数为25个，则一次爆破需炸药量为964.8kg。
9）爆破方式
矿山采用中深孔爆破，采用导爆管起爆的方法。
矿石装药长度3.1m，岩粉充填，充填长度为3.3m，实际爆破量为1440m3。
每次爆破孔数为25个，排数为3排，每排孔数为8个（前排为9个）。
4.4.3爆破振动安全距离
根据《爆破安全规程》（GB6722-2011），爆破振动安全距离可按下式计算。
式中：
R——爆破地震波对地表建筑物危害半径，m；
Q——最大一段装药量，按逐排毫秒爆破，964.8kg；
V——爆破安全振动速度，根据《爆破安全规程》13.2.2条，取2.5cm/s；
m——药量指数，取1/3；
K、a——与爆破点地形、地质等条件有关的系数和衰减指数，根据《爆破安全规程》13.2.4条和本矿山的岩石属性，按K=200，a=1.5选取。
计算后得，R=183.46m。
根据《爆破安全规程》（GB6722-2011），爆破振动安全距离可按下式计算。
式中：
R——爆破地震波对地表建筑物危害半径，m；
Q——最大一段装药量，按逐孔毫秒爆破，38.65kg；
V—
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