矿床地下开采课程设计.docx
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矿床地下开采课程设计
课程设计
课程名称：
矿床地下开采课程设计
设计题目：
某沉积矿床，走向长为1000m，倾角12°，矿脉厚1.5～2.2m，平均为2m，矿体不稳固f=4～6，围岩中等稳固f=8～10，矿石松散系数1.6，比重2.8t/m3，地表允许崩落。
矿块生产能力为：
50t/d。
学院：
国土资源工程学院
专业：
采矿工程
年级：
2010级
学生姓名：
指导教师：
日期：
2013年7月1日
教务处制
课程设计任务书
国土资源工程学院采矿工程专业2010年级
学生姓名：
张天广
课程设计题目：
某沉积矿床，走向长为1000m，倾角12°，矿脉厚1.5～2.2m，平均为2m，矿体不稳固f=4～6，围岩中等稳固f=8～10，矿石松散系数1.6，比重2.8t/m3，地表允许崩落。
矿块生产能力为：
50t/d。
课程设计主要内容：
选择采矿方法的原则（要求），根据矿床地质条件和开采技术条件，结合实习收集资料，设计采矿方法。
包括：
采矿方法初选（≥3个），技术经济分析。
采矿方法三面视图（1：
200或1：
500），采矿方法简述，结构参数，采准巷道布置，切割工作，采切工程量及采切比计算，采切费用计算；回采工作（落矿、出矿、通风、支护、损失贫化管理），回采顺序，地压管理，采掘进度计划，劳动组织形式和作业循环图表，成本计算与技术经济指标。
设计要求：
采场生产能力为50吨/天。
设计指导教师（签字）：
教学基层组织负责人（签字）：
年月日
前言·…………………………………………………………4
第一章设计题目、地质条件
1.1设计题目………………………………………5
1.2矿床赋存条件…………………………………5
第二章矿块布置和采场结构参数的确定
2.1采矿方法选择…………………………………5
第三章采矿方法三面图绘制
3.1三面图……………………………………………6
第四章采准工作…………………………………………7
第五章切割工作…………………………………………7
第六章回采工作
6.1.1落矿……………………………………………8
6.1.2采场运搬………………………………………9
6.1.3顶板管理………………………………………9
第七章地压管理
7.1地压管理…………………………………………12
第八章技术经济指标
8.1采矿方法工程量计算……………………………14
8.2凿岩爆破…………………………………………16
8.3采场通风…………………………………………17
8.4劳动作业形式和作业图表………………………18
8.5库房回采时间……………………………………18
8.6回采工作的主要经济技术指标…………………19
结束语…………………………………………………………22
前言
一、课程设计的目的
1.通过课程设计，使学生对所学国的金属矿床地下开采及其它专业课程的基础理论、基础知识和基本技能得到进一步系统地加深、巩固和提高。
2.理论联系实际，培养提高学生解决问题和分析问题的能力。
3.培养学生查阅和应用参考书，设计规范及其它设计资料的能力。
4.培养锻炼学生应用所得的专业理论知识去解决实际问题的本领。
设计中学生应遵循党和国家制定的各项方针、政策和法令，结合实际，合理地应用国内外的新技术、新成就和先进经验。
二、设计工作量和要求
1.设计深广度应基本上达到现场单体初步设计要求。
2.设计应着重于方案选择的论证。
3.设计应包括图纸和说明书两部分。
（1）.设计说明书文词力求通顺简练，计算部分必须列出式子，代入数据，写出结果。
（2）.图纸部分：
1：
200的采矿方法三面投影图各一张（手工、CAD）；图纸必须符合工程上的要求。
第一章设计题目、地质条件
1.1设计题目
某沉积矿床，走向长为1000m，倾角12°，矿脉厚1.5～2.2m，平均为2m，矿体不稳固f=4～6，围岩中等稳固f=8～10，矿石松散系数1.6，比重2.8t/m3，地表允许崩落。
矿块生产能力为：
50t/d。
1.2矿床赋存地质条件
矿体的厚度为1.5～2.2m，属薄矿体；
矿体的倾角为12°，属缓倾斜矿体；
矿体走向长1000m；
矿体不稳固f=4～6，围岩中等稳固f=8～10，矿石松散系数1.6；
第二章矿块布置和采场结构参数的确定
2.1采矿方法选择：
矿体属于薄矿体，缓倾斜矿体，矿体不稳固，围岩稳固，地表允许崩落，初步选择全面采矿法和单层崩落法，因为地表允许崩落首先考虑崩落法，并且矿体不稳固，所以不留矿柱，只能用单层崩落法。
再从单层崩落法里面的三种方法选择，根据所具备条件，选择长臂式崩落法比较合适。
1、阶段高度：
40-60米
2、矿块长度：
50-100米
第三章采矿方法三面图绘制
3.1单层崩落法采矿方法三面图：
（如图）
1-阶段沿脉运输巷道；2-联络巷道；3-沿脉装矿巷道；4-切割巷道；5-安全道；6-炮孔；7-矿石溜井；8-切割上山
第四章采准工作
4.1单层崩落法：
1、阶段沿脉运输巷道：
为了保证运输巷道的平直、巷道的稳固性和减少矿柱损失，将运输巷道布置在底板岩石中。
2、矿石溜井：
沿装车巷道每隔5-6米，向上掘进一条矿石溜井，并与采场下部切割巷道贯通，断面为1.5m*1.5m，暂时不用的矿石溜井，可作临时通风道和人行道。
3、安全道：
采场每隔10米左右掘一条安全道，并与上部阶段巷道联通，上部行人、通风和运料的通道，断面为1.5m*1.8m，为
了保证工作面推进到任何位置，都能有一个安全出口。
第五章切割工作
切割工作包括掘进切割巷道和切割上山：
1、切割巷道：
切割巷道既作为崩矿自由面，同时也是安放电耙绞车和行人、通风的通道，它位于采场下部边界的矿体中沿走向掘进，并与各个矿石溜井联通，宽度为2m，高度为矿层的厚度。
2、
切割上山：
一般位于矿块一侧，联通下部矿石溜井与上部安全道，宽度应保证开始回采所必须的工作空间，一般为2-2.4m，高度为矿层高度。
阶梯式
第六章回采工作
6.1单层崩落法
6.1.1落矿。
采用浅孔凿岩爆破方法落矿，使用MSZ-12型电钻凿岩，爆破落矿；在布置炮孔时应注意不要破坏顶板、底板和崩倒支柱，回采工作面采用阶梯式落矿。
6.1.2采场运搬。
采用14～30kw电耙绞车，容积为0.2～0.3m3的耙斗运搬矿石。
电耙绞车安置在切割巷道或铜室中，随回采工作面的推进，逐渐移动电耙车。
6.1.3顶板管理
工作面压力分布图
a-应力降低区；b-应力升高区；c-应力稳定区
1）顶板管理是保证采矿正常进行的重要环节，因为允许崩落用木支护，其型式和作用可分为：
带柱帽的单根木柱，用于顶板较稳固的采场，能支撑较大的地区，根据柱帽被压缩的情况可以判断地压大小，这种支架型式用的较多；不完全棚子，一般用于顶板较破碎的采场或放矿溜井口上方顶板的支护，架设较困难，且初撑力小，爆破时易崩倒；不带柱帽的单根支护，能支撑较大地压，放顶时，用于切断顶板；丛柱和木垛，用于顶板局部地压大和局部冒顶的地方，这种支架妨碍电耙耙矿，尽量不采用；斜木柱，过断层时可以采用。
顶板支护参数视岩石稳固性和地压大
小而定，中心排距为1.4～1.6m，柱距0.8～1.0m，木柱以红松木为佳，直径13～24cm。
柱帽架设方式
2）
放顶。
切顶一般采用单排密集木柱（不带帽），有时用双排密集木柱或留矿柱切顶；回柱顺序是由下向上；由旧密集柱向新密集柱回收，形成一条斜回柱线，用15～17kw撤柱绞车回收木柱，随回收木柱，顶板自行冒落。
采场第一次放顶或顶板稳固时，则采用凿岩爆破方法强制崩落顶板。
放顶工作示意图
1-顶柱；2-崩落区；3-车柱绞车钢绳；4-密集支柱；5-已封闭矿石溜井；6-安全出口；7-长臂面；8-矿石溜井
a-放顶距；b-控顶距；c-悬顶距
放顶后，顶板岩层悬臂长度缩短，工作面上方压力下降，使回采工作处于安全状态。
放顶崩落的顶板岩层往往不能将采空区填满，使老顶悬空。
当悬露的老顶暴露长度达到某一极限值时，老将将发生塌落，引起工作面上方顶板岩层中作用压力急剧增加，出现二次来压。
为防止老顶突然崩落造成的二次来压使回采工作面遭受破坏，必须掌握二次来压规律，并及时采取措施以保证回采工作的安全。
3）顶板管理参数。
控顶距要保证采矿作业的空间，一般是排距的1.1～1.2倍，放顶距一般为2～3排木柱距离，悬顶距等于放顶距加控顶距。
用木柱维护顶板不仅消耗大量坑木，而且支柱劳动强度大，也不安全。
为此明水铝土矿在长壁式单层崩落法工作面中使用了S21-1320型液压支架支护顶板，取得了良好的效果。
（4）采场通风。
采用单巷道采准布置的矿山，两个阶段同时采矿时，采场内污风串联，作业环境恶化；此外，由于崩落的岩石不能充满采空区，以及旧采区的放矿溜井和安全口封闭不严，漏风也严重，因此一般在运输巷道内增设局部扇风机，进行辅助通风。
第七章地压管理
7.1单层崩落法
开采水平或缓倾斜顶板岩层不够稳定的薄矿体时，多采用单层崩落采矿法。
该方法管理顶板的特点是随回采工作面向前推进，周期地切断直接顶板，由崩落的顶板岩石充填采空区，以保证回采工作面附近矿岩的稳定。
放顶后，作用在工作面上方顶板岩层上的压力，以及崩落岩石上方的压力呈波状分布。
单层崩落采矿法顶板岩层中压力分布
Ⅰ－应力降低区（免压区）；Ⅱ－应力升高区（支承压力区）；Ⅲ－原岩应力区
随回采工作面向前推进，顶板岩层中压力波亦向前移动。
在回采工作空间前后方顶板岩层中形成：
应力降低区（Ⅰ）应力升高区（Ⅱ）和原岩应力区（Ⅲ）。
应力升高区的应力值与分布范围决定于顶板岩层岩石的力学性质、顶板管理方法、开采深度等。
实验室及现场观测证明，顶板岩层岩石强度越大，开采深度越深，其应力峰值亦越高。
如顶板岩层坚硬，放顶困难，工作面矿壁应与节理方向呈平行布置。
这样有助于顶板岩层顺序崩落。
反之，如顶板岩层软弱难于维护，工作面矿壁则应与节理呈一定角度布置。
这样可防止顶板超前崩落。
在伏卧节理（图5a）条件下回采，要比在悬吊节理（图5b）条件下安全。
地质弱面产状与工作面布置关系
a－伏卧节理；b－悬吊节理
第八章技术经济指标
8.1采矿方法工程量计算
单层崩落法采矿法采切工作量表
工程项目
长度（m）
断面（㎡）
工程量（m3）
阶段运输巷道
60
7
420
联络巷道
30
6
180
电耙硐室
30
7
210
回风巷道
60
7
420
安全道
20
6
120
采切比计算：
用长度表示：
m/kt=50.36m/kt
用体积表示：
m3/kt=50.84m3/kt
式中：
K1─采准系数，m/kt或m3/kt;
Q1─采场工业储量，t;
—采切巷道总长度，m;
—脉内采切巷道矿石总体积，m3;
—采切巷道总体积，m3;
—矿石体重，2.8t/m3。
采切成本计算：
采准、切割费用计算表：
巷道名称
长度（m）
掘进费用（元）
备注
单价（元/m）
总费用（元）
阶段运输巷道
60
800
48000
安全道
20
800
16000
回风巷道
60
600
36000
联络巷道
30
800
24000
总计
124000
一吨矿石的采切成本（C）：
C=
=32.8元/t
矿房采准、切割工程所需要的时间计算：
矿房采准、切割工程时间表
工程序号
巷道名称
长度（m）
同时工作的工作面数目（个）
掘进速度（m/月）
掘进所需要的时间（月）
掘进的顺序
1
阶段运输巷道
60
1
120
0.5
1
2
安全道
20
1～3
80
0.25
2
3
回风巷道
60
1
120
0.5
3
联络巷道
30
1
30
0.2
2
合计
140
1.45
矿房回采工作计算：
8.2凿岩爆破
根据矿岩的物理力学性质及矿体情况和采矿方法。
采用YT-28气腿式凿岩机，浅孔落矿，采用非电起爆，炸药采用2#硝铵炸药，火雷管和导火索起爆，采用串联方式。
项目
炮孔深度（m）
炮孔数（个）
炮孔排列方式
炸药单耗（Kg/m3）
施工人数（人）
炸药类型
2
59
宽幅交错排列
2.65
11
销铵2#炸药
凿岩时间：
=0.85班
装药时间：
=0.98班
连线时间为2小时
8．3采场通风
利用阶段运输平巷和顺路天井进风，充填井和上部阶段平巷回风，构成一简单的贯穿风流网路，需要时在采场回风处设局部辅助通风。
一个循环采出矿石量
=368t
式中：
T循环→一个循环采出矿石量，t；
Q循环→一个循环的工业储量，t；
P回→回采中的矿石回收率，%；
Ρ贫→回采中的矿石贫化率，%。
8.4劳动作业形式和作业图表
采用综合工作队作业
回采作业循环图表：
回采作业循环表
天
班
工作名称
一
二
1
2
3
4
5
6
凿岩
装药爆破
通风
矿石运搬
8．5矿房回采时间：
=134t/d
=328天
式中：
→矿块平均日生产能力，t/d；
→一循环采出矿石量，t；
→一循环所需时间，天（或日）；
→矿块回采时间，日；
→矿块矿石储量（或可采出矿量），t
8．6回采工作的主要经济技术指标
凿岩工和工作面工人的劳动生产率
368÷（11×8）=4.19t/工班
每吨矿石所摊销的工人工资，按下表进行计算或选取
一吨矿石所摊销的工人工资
工种名称
单位
劳动定额
每循环工作量
每循环所需要工作班数
每月所需的工作循环数
每月所需的工作班数
在册人数
月基本工资（元）
月补助工资
月工资总额
每吨矿石摊销的工人工资
工班月平均的直接工资
附加工资
合计
凿岩
m/台班
55
163.2
1.97
12
35.6
3
800
180
980
150
1130
0.73
爆破
人
2
1
1
12
12
2
800
60
860
50
910
0.26
装药
Kg/h
120
117.6
0.98
12
3
2
800
60
860
50
910
0.26
采场运输
T/台班
81.2
368
4.5
12
54
2
800
180
980
150
1130
0.59
地压管理
人/采场
3
3
6
8
48
6
800
60
860
50
910
0.26
通风防尘工
占接尘人数的%
1
1
1
28
28
6
800
60
860
50
910
0.38
合计
14.47
180.6
21
16800
1860
18660
1550
20210
G资=2.48
每吨矿石的主要材料消耗和费用
序号
材料名称
单位
单价（元）
每吨矿石消耗的材料
每吨矿石消耗的材料的费用
1
炸药
Kg
12.6
0.76
9.576
2
火雷管
个
0.69
0.05
0.0345
3
导爆管
m
1.0
0.03
0.03
4
木材
M3/1000t
48
4
0.0192
合计
G材=9.6597
每吨矿石的电力消耗费用
用电单位
每循环平均用电时间h）
用电功率（KW）
单位费用（元/度）
每循环产出矿石量（t）
费用总计
照明
48
30
0.36
368
518.44
电耙
27
5.5
0.36
368
53.46
总计
G电=1.54
每吨矿石的压气消耗费用
压气设备名称
数量
每台设备的耗气量（m3/min）
每台设备全月工作时间（min）
全月压气消耗量（m3）
每m3压气的成本（元）
全月压气消耗总值（元）
每吨矿石的压气消耗费（元）
凿岩机
2
10
10658.8
121652.8
0.02
2433.056
G压=6.62
每吨矿石的回采直接成本是：
＝2.48+9.6597+1.54+6.62
＝20.2997元/吨
结束语
经过此次的金属矿床地下开采课程设计，让我进一步巩固了课本中所学的专业知识，并得到了一定的实际锻炼，也使自己的设计能力有了进一步的加强。
通过实际操作，使自己清楚的认识到了本门专业的许多知识，需要和实际联系的很多，不能只停留在理论中，要和实际相联系，要想成为一名合格的工程师，需要下很多的努力才行。
在设计过程中，在郭老师和卿老师耐心的指导下，克服了许多的困难，使得我顺利完成了本次设计内容。
在今后的学习中，我会更加努力的学习本专业的其他专业课程，使自己向一个合格的工程师迈进。
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