采矿方法设计说明书副本.docx
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采矿方法设计说明书副本
........
一、设计题目
江西某铜矿采矿方法设计。
二、矿床赋存及开采技术条件
江西某铜矿3号矿体产于花岗岩与大理岩外接触带的矽卡化大理岩中，为
小型矽卡岩铜矿床。
现开采的3号矿体走向长2000米，延深700米，矿体厚
15～40米，平均厚度35米，矿体属急倾斜矿体，平均倾角约780。
矿石坚硬稳
固，f10~12。
矿石平均品位3.04%，矿石体重为3.8吨/米3，矿石松散系数
为1.48。
矿体沿走向及倾向产状较规则，上下盘界线明显。
上下盘围岩较稳固，f10~12。
地表允许陷落。
三、采矿方法初选
根据矿体的赋存条件、产状、品位等因素，初选采矿方法为分段矿房法、
竖直深孔阶段矿房法和垂直深孔球状药包阶段矿房法。
（一）、初选采矿方法的优缺点分析
1、分段矿房法
优点：
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（1）、由于分段回采，可使用高效率的无轨装运设备，应用时灵活性
大，回采强度高。
（2）、由于分段矿房采完后，允许立即回采矿柱和采空区，既提高了矿柱的矿石回采率，又处理了采空区，从而为下分段回采创造了良好条件。
缺点：
采准工程量大，每个分段都要掘分段运输平巷、切割巷道、凿岩平巷等。
2、垂直深孔阶段矿房法
优点：
（1）、回采强度大，劳动生产率高，采矿成本低，坑木消耗少。
（2）、回采作业安全。
缺点：
（1）矿柱矿量比重大（达35%~60%），回采矿柱的损失贫化大（用大爆破回采矿柱，其损失率达40%~60%）。
（2）垂直深孔分段凿岩阶段矿房法采准工作量大。
3、垂直深孔球状药包阶段矿房法
优点：
（1）、矿块结构简单，省去了切割天井，大大减少了矿块的采准工程量
和切割工程量。
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（2）、生产能力高，是一种高效率的采矿方法。
（3）、采矿成本显著降低，经济效果很好。
（4）、球状药包爆破对矿石的破碎效果好，降低了大块产出率，有利于铲运机装运。
（5）、工艺简单，各项作业可实现机械化。
（6）、作业安全可靠，可改善矿工的作业条件。
凿岩工在凿岩硐室或凿岩巷道中钻孔，爆破工亦可在凿岩硐室或凿岩巷道中向下装药，这就保证了工作的安全性。
缺点：
（1）、凿岩技术要求高，必须采用高风压的浅孔钻机钻大直径深孔，并需结合其它技术措施，才能控制钻孔的偏斜。
（2）、矿层中如遇矿石破碎带，则穿过破碎带的深孔易于堵塞，处理较困难，有时需用钻机透孔或补打钻孔。
（3）、矿体形态变化较大时，矿石贫化损失大。
（4）、要求使用高密度、高爆速和高威力炸药，爆破成本较高。
根据以上三种采矿方法的优缺点分析以及矿体的实际情况分析：
阶段矿房法
虽然有回采率高，采空区处理及时等优点，但同时也有采准切割工作量大的缺
点。
虽然垂直深孔阶段矿房法和垂直深孔球状药包阶段矿房法有损失贫化较大
的缺点，但该矿体的上下盘界限清楚、矿体形态也规则，所以运用这两种采矿
方法时采取一定的措施可以有效的降低矿石的损失和贫化，同时这两种方法都
有采矿强度大、效率高、采准切割工作量小的优点。
所以，综上分析，舍弃阶
段矿房法，对垂直深孔阶段矿房法和垂直深孔球状药包阶段矿房法进行详细的
.专业学习资料.
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技术经济分析。
.专业学习资料.
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四、技术经济分析
两个方案的主要技术经济指标如下
：
指标名称
单位
第Ⅰ方案
第Ⅱ方案
（1）设计能力
万吨/年
150
150
（2）采场生产能力
吨/天
3000
4000
（3）采准切割比
米/千吨
1.61
0.99
（4）原矿品位
%
3.04
3.04
（5）采矿损失率
%
12
13
（7）采矿贫化率
%
11
15
（8）出矿品位
%
2.75
2.62
（9）年产矿石含铜量
吨/年
41250
39300
（10）选矿回收率
%
93.5
93.1
（11）铜精矿品位
%
20
20
（12）铜精矿产量
吨/年
192844
182942
（13）采场职工人数
人
300
220
（14）全员劳动生产率
按矿石量计算
吨/年.人
10950
14600
按精矿含铜量计算
吨/年.人
281.55
356.13
（15）出矿平均成本
元/吨
30.0
25.0
（16）选矿处理成本
元/吨
9
9
（17）采矿总成本
元/吨
39
34
（18）采选矿年经营费
万元/吨
2700
1800
（19）铜精矿成本
元/吨
1309
1274
（20）铜精矿调拨价格
元/吨
4360
4360
（21）企业年产值
万元/年
84079.98
79762.71
（22）企业年盈利额
万元/年
从经济上对方案Ⅰ和方案Ⅱ进行比较分析：
1、资源利用程度—方案Ⅰ采矿的损
失和贫化均小于方案Ⅱ，出矿品位高，铜金属的回收率优于方案Ⅱ。
2、金属年
产量—方案Ⅰ每年铜金属产量比方案Ⅱ多1980.4吨。
3、劳动生产率和千吨切
割比—方案Ⅰ的劳动生产率比方案Ⅱ低21%，方案Ⅰ的千吨切割比比方案Ⅱ大
0.62，用于掘进的费用多于方案Ⅱ，但每年方案Ⅰ比方案Ⅱ要多回收1980.4吨
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铜金属，价值达5000万元，远远多于多用于工人的工资和掘进的费用。
4、基
建投资—方案Ⅱ对于钻孔设备要求很高，需要先进的钻孔设备和钻孔技术，所
以方案Ⅰ投资更省。
综上分析，方案Ⅰ优于方案Ⅱ，所以采用方案Ⅰ—垂直深孔阶段矿房法。
五、矿块结构设计
（一）、矿块布置和结构参数
垂直深孔阶段矿房法：
阶段高度：
60m，分段高度：
10m,矿房长度：
50m,矿房宽度：
35m,间柱宽度：
8m，顶柱厚度：
8m,分段高度：
10m，采
用平底结构装运机出矿。
（二）、采准和切割巷道布置
在距矿房下盘10m处掘进一条阶段运输巷道，沿阶段运输巷道每隔7m掘进
一条出矿巷道，在矿房底部的中部掘进一条拉底巷道，并用浅孔拉槽法形成拉
底空间，在拉底巷道中在沿矿房长轴方向的中部向上掘进一条切割天井，沿矿
体倾斜方向在矿房两边分别掘进一条行人通风天井，每个分层掘进两条分段凿
岩巷道。
采准切割巷道的断面及支护方法：
阶段运输巷道：
2.5m×3m三心拱断面,
出矿巷道：
2.5m×3m矩形巷道，行人通风天井：
2m×2m方形断面，拉底巷
道：
2m×2m方形断面，切割天井：
2m×2m方形断面，分段凿岩巷道：
3m×
.专业学习资料.
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2.5m矩形巷道。
由于矿体及围岩都比较坚硬稳固，所以不统一采取支护措施，
在遇到断裂带或破碎带等特殊地质情况时采取必要的支护措施。
（三）、矿块的采准切割工作
1、采准切割工作量
采准工作施工措施：
平巷用YT-7655型凿岩机凿岩，2号岩石铵梯炸药爆
破，局扇通风，铲运机出矿。
天井用吊罐法施工，YT-7655型凿岩机凿岩，2号
岩石铵梯炸药爆破，局扇通风，铲运机出矿。
采准工程量表
序号
工程名称
净断面（㎡）
数量
单长（m）
总长（m）
工程量（m3）
矿
岩
矿
岩
矿
岩
1
阶段运输巷道
2.5×3
1
50
50
375
2
出矿巷道
2.5×3
6
10
60
450
3
切割天井
2
×2
1
60
60
240
4
行人通风天井
2
×2
2
60
120
480
5
拉底巷道
2
×2
1
50
50
200
6
分段凿岩巷道
3
×2.5
4
40
160
1200
7
阶段运输—天井联络道
2
×2
2
15
30
120
8
合计
530
3065
9
矿岩合计
530
3065
切割工作施工措施：
拉底：
在拉底巷道中沿垂直于拉底巷道的两边分别掘进
两条长8m的巷道，以这两条巷道为自由面，向两边进行凿岩爆破，便形成了
拉底空间。
切割槽：
运用水平深孔拉槽法在切割天井中进行凿岩爆破。
.专业学习资料.
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切割工作量计算：
拉底空间断面：
18m×2m
拉底工作量:
16m×2m×50m=1600m3
切割槽断面：
6m×30m
切割工作量：
4m×28m×60m=6720m3。
2、矿块采出矿石量
矿块踩出矿石量计算
：
矿石平衡式：
T
Q
Q0
R
（4-1）
金属量平衡式：
Ta,
（Q
Q0）aRa,,
（4-2）
R-矿体（矿块）工业储量，t；
Q0-开采过程中损失的工业储量，t；
R-混入采出矿石中的废石量，t；
T-采出矿石量，t；
a-工业储量矿石的品位，%；
a,-采出矿石（包含混入的废石）的品位，%；
a,,-混入废石的品位，%。
已知：
矿石损失率q
12%，废石混入率r
5%，
矿石损失率：
q
Q0
100%
12%
Q
废石混入率：
r
R100%
5%
T
由式（4-1）和（4-2）得
.专业学习资料.
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Q0
（1
a,
a,,
T）
100%
（4-3）
Q
a
a,,
Q
根据矿房尺寸计算得每个矿房的工业储量Q
367080吨，
Q036708012%
44050
吨，a
3.04%,a,
2.75%,a,,
0.8%
。
代入式
（4-3）得：
T371071吨。
所以，每个矿房采出的矿石量为371071吨。
3、矿块采准切割费用计算
序号
巷道名称
单位
数量
单位掘进费用（元）
总费用（元）
1
人行通风天井
M
120
500
60000
2
阶段运输巷道
M
50
1000
50000
3
阶段出矿巷道
M
80
750
60000
4
分段凿岩巷道
M
250
900
225000
5
拉底巷道
M
50
500
25000
6
切割天井
M
60
500
30000
7
阶段运输巷道井联络道
M
30
500
15000
8
切割天井
M
60
500
30000
9
拉底工作
M3
1600
40
64000
10
切割工作
M3
6720
40
268800
合计
857800
所以每吨矿石的采准切割成本：
G采=切割费用/矿房矿量
代入数据得G采=857800/399000=2.15元/t
.专业学习资料.
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4、矿块采准切割巷道的施工顺序及施工进度
施工采用综合队施工，每个矿房安排三个综掘队施工。
施工顺序：
阶段运输巷道-第一条人行通风天井、阶段运输巷道、阶段出矿巷
道-切割天井、第二条人行通风天井、分段凿岩巷道、分段凿岩巷道联络道-拉
底巷道、分段凿岩巷道、分段凿岩巷道联络道-拉底-开切割槽。
同时掘进的采准切割工作面数为三个。
5、采准切割所需设备数量
Y-26手持式气动凿岩机3台，YT-24气腿式气动凿岩机9台，QZJ-100B井
下潜孔钻机1台，ZYQ-14型装运机一台，电耙2台吊罐两个。
六、回采设计与计算
（一）回采顺序
从切割槽向两边采用后退式回采，这样既能保证爆破时有空旷的自由空间，
也能保证回采工作的安全性。
（二）落矿方式，落矿所用凿岩机及其配套装置的选取
.专业学习资料.
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落矿采用中深孔爆破落矿，凿岩设备选用QZJ-100B井下潜孔钻机和
SAC250空压机配套使用，每个矿房配备一套设备。
（三）爆破设计
1、炮孔设计参数
上面四个分层炮孔设计参数
装药系
崩矿步
装药
爆破
孔径
孔深
孔距
孔数
孔底距
排距
抵抗线
距
密度
方法
（m）
（m）
（m）
（m）
数
（㎜）
（个）
（m）
（m）
（㎏
（%）
/m）
中深
孔爆
50
22
1.8～2.0
2
1.2
3.6
1.96
破
炮孔设计图：
图纸1
最底分层炮孔设计参数
装药系
崩矿步
装药
爆破
孔径
孔深
孔距
孔数
孔底距
排距
抵抗线
密度
（m）
（m）
（m）
数
距
方法
（㎜）
（㎜）
（个）
（m）
（m）
（㎏
（%）
/m）
中深
孔爆
50
18
1.8～2.0
2
1.2
3.6
1.96
破
炮孔设计图纸：
见图2
2、炮孔排列方式及爆破顺序
.专业学习资料.
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炮孔排列成扇形排列方式，上分层超前一排爆破，以保证作业的安全性，每
次两边分别爆破两排炮孔，以达到补充破碎的作用。
采用毫秒微差爆破，左边
第一排用瞬发雷管，右边第一排用第三段雷管，左边第二排用第五段雷管，右
边第二排用第七段雷管，爆破时人离开采场到阶段巷道距采场至少150m躲
避。
3、各回采工序时间计算
凿岩时间：
T
爆孔总长
凿
凿岩机台班效率
每次爆破的炮孔总长是
1638m，凿岩机的台班效率为450m/班，总共有
1台凿岩机，所每个循环凿岩时长：
1638
T凿3.7
450
所以，每循环的凿岩时间为3.7个班。
装药时间：
装药采用一台FZY-100型装药器装药，装药效率为400㎏/小时，
计算得，每次爆破的总装药量为857㎏。
爆破总药量
T装
0.3
8
400
所以每循环装药时间为0.3个班。
连线导通合闸时间：
由于采用中深孔大爆破，所以连线导通合闸时间取：
.专业学习资料.
........
T导通
0.3班
班
。
通风时间：
取爆破通风时间T通风0.8
通风采用压入式通风，新鲜风流从阶段运输巷道经人行通风天井进入采
场清洗工作面，清洗过后污风经人行通风天井，再经上阶段运输巷道进入回
风大巷，最后经排风井排出地面。
出矿时间:
每循环崩落矿量
T出矿
装岩机机台数装岩机台班效率
计算得每循环崩落的矿石量为
1680m3，ZYQ-14型装岩机1台，装岩机
装运效率为60m3/h，
T出矿
1680
3.6
8
60
所以，每循环的出矿时间为
3.6个班。
说明：
矿房回采要结束的时候，由于还有一些矿石留在矿房，为了保证
作业的安全性，这部分矿石采用遥控自动装运机进行出矿，二次破碎在阶段出
矿巷道中进行。
炸药单耗计算：
每循环爆破总矿石量为1680m3，炸药总消耗量为857
㎏，炸药单耗：
q
857
0.51kg/m3
1680
4、采场地压管理及安全措施
为了确保采场作业的安全性，在矿房与矿房之间留矿柱，在各阶段之间留顶
柱和间柱，以保证作业的安全性，没个矿房采完之后，用砌筑隔离墙的方式把
.专业学习资料.
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采空区封闭。
5、回采作业循环图表
见附表（回采作业循环图表）
回采作业时采用按班分配生产任务，每昼夜三班，每班8小时。
6、矿房回采平均昼夜生产能力计算
矿房平均昼夜生产能力
每循环生产矿量
A房时间利用率
每循环作业时间
取时间利用系数为0.8，每循环作业时间为5.1个工班（装岩和凿岩可以平
行作业），每循环生产矿量为6384t，所以
A房
6384
0.82840t/天
5.1/3
7、矿柱回采
在每个矿房回采作业完成之后，在阶段凿岩巷道中打上向扇形中深孔孔回采
矿柱，在人行通风天井中打水平深孔回采顶柱，在出矿巷道中打上向束状中深
孔回采底柱，取矿柱的生产能力为400t/天。
七、达到矿山企业年产量所需同时回采的矿房数及矿柱数
.专业学习资料.
........
（一）矿房生产能力计算
已经计算得矿房的生产能力为2840t/天，矿柱的生产能力为400t/天，矿山
的年产量为150万t,取矿山每年的正常生产时间为300天。
（二）达到矿山企
业年产量所需同时回采的矿房数及矿柱数计算
达到矿山企业年产量所需同时回采的矿房数及矿柱数：
1500000
，
mk.
k是矿房矿柱备用系数，取k=1.3
300（2840
400）
代入数据得m2，所以达到矿山企业年产量所需同时回采的矿房数为
2，达到矿山企业年产量所需同时回采的矿柱数为2。
（三）采准、切割、回采施工组织
1、矿房回采时间
A房=T循出/T循环t/d;
T房=Q房/A房，日
式中：
A房—矿房日平均生产能力，t/d；
T循出—一个循环采出矿石量，t；
A房--回采所需要的时间，日；
Q房--矿石储量t；
T循环—一个循环所需的时间日；
计算得；
.专业学习资料.
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A房=T循出/T循环=63840.82840t/天
5.1/3
T房=Q房/A房=（60×50×35×3.8）/2840=141天
2、矿房回采进度计划
见表9-7
表9-7
时间（月）
序号作业名称
1~23~56~10
一采场采准
二采场切割
三采场回采
3、回采工作的主要技术经济指标计算
一吨矿石所摊销的工人工资。
见表9-8
表9-8每吨矿石的工人工资
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工
种
每循环
每月工作
每月所需
在册
月平均
月补助
月工资总
每吨矿石所摊的工
名称
需工班
的循环数
的工班数
人数
工资
工资
额
人工资（元/吨）
数
综
合
21
5
105
200
4000
500
900000
9.3
工
作
队
表9-9
每吨矿石的主要材料消耗和费用表
每循环的
单
单价
每循环的消耗
每循环的材料消
每吨矿石材料消
材料名称
产量
位
（元）
量（kg）
耗费（元）
耗（元/吨）
（吨）
1炸药
Kg
6.5
252
1512
0.25
2电雷管
个
4.0
88
352
0.03
3导爆索
米
2
80.4
160.8
0.06
4炮泥、起爆
1.5
药包等
6384
4钎头、钻
4.6
头、钎尾等
5机器磨损费
2.0
总计
8.44
表9-10每吨矿石的电力消耗费用
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用电设备
数
电动机的
每循环工
每循环耗
一度电平均
每循环电费
每吨矿石的
量
功率
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