露天开采设计 副本.docx
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目 录
第1章总论
1.1课程设计的目的和任务
1.2课程设计要求
1.3课程设计内容
1.4矿山工作制度的确定第2章矿床开拓运输
2.1矿山开拓运输要求
2.2矿床开拓运输方案的选择
2.3矿山设备数量的确定
2.4矿山运输线路参数设计
2.4.1道路设计
2.4.2道路通过能力第3章采装工艺
3.1采装设备类型的选择
3.2采装设备的数量确定
3.3采掘工作面参数确定第4章露天开采境界确定
4.1影响露天开采境界的主要因素
4.2确定露天开采的原则方法和依据
4.3确定露天开采境界
4.3.1最小底宽
4.3.2露天台阶要素及最终边坡角
4.3.3确定露天开采合理深度
4.3.4绘制露天矿底部周界
4.3.5绘制露天矿开采终了平面图（见附图）
4.3.6储量计算及服务年限计算
4.3.7计算平均剥采比第5章穿孔爆破
5.1穿孔设备选择
5.2穿孔设备数量选择
5.3爆破参数及装药量的确定
5.4爆破器材、炮孔装药图与网路设计
5.5爆破安全确定第6章课程设计总结参考文献
第1章 总论
1.1课程设计的目的和任务
设计题目：
石灰石矿床开采设计
依据所给矿山地质资料、地质地形图及勘探线剖面图，确定露天矿开采的运输方式、设备型号和数量、台阶组成要素、最终边坡角大小，露天矿开采境界，并绘制露天开采终了平面图。
1.2课程设计要求
1.设计参数选取要求参照《采矿设计手册》（建筑工业出版社）；
2.图幅要求1#图纸：
594mm×841mm，手工用铅笔或上墨绘图笔绘制图纸；
3.根据圈定矿体计算圈定矿体储量，根据生产能力计算服务年限；
4.说明书交手写稿（学校印制的课程设计报告册）；
5.时间要求：
2周内完成（2013.11.5-11.19）。
1.3课程设计内容
1.3.1原始资料（地质资料及开采技术条件）
某石灰石矿床矿区出露地层有奥陶系（O1d）、二叠系（P）、第四系（Q4）。
奥陶系下统大乘寺组（O1d）：
黄绿色、褐色，页岩、粉砂质页岩夹薄～中厚层状泥灰岩、结晶灰岩。
顶部为
2～3m厚的灰白色、深青灰色粉～细粒石英砂岩。
该层厚度大于50m。
二叠系下统阳新灰岩（P1）：
为含矿层。
灰白～深灰色中～厚层状灰岩。
与下伏奥陶系地层呈假整合接触。
总厚372～420m。
二叠系上统峨眉山玄武岩（P2β）：
分布于矿区北部，为深灰色致密玄武岩，风化后为绿黄色、黄褐色，斑状结构，杏仁状、气孔状构造，柱状节理发育。
该层和阳新灰岩呈假整合接触。
该层厚达224～420m。
第四系全新统（Q4）：
主要分布在矿区内700m
标高以上，总面积约16.56万m2，厚5～30m。
总体积约92.4万m3。
矿区矿石自然类型单一，为含生物碎屑泥粉晶灰岩，中厚～厚层致密块状构造。
矿物组成主要为方解石
（90～99%），含少量石英（粒度0.1～0.025mm）和少量铁泥质及白云石。
全矿区保有资源储量
32178.68万吨（111b＝25168.04万吨，122b＝1369.78万吨，331＝3134.98万吨，
332＝2505.88万吨）。
1.3.2设计范围
最低开采标高500m，Ⅰ－Ⅷ勘探线之间，njh=0.3:
1m3/m3，控制生产能力250万t，按矿体水平厚度设计底宽。
1.3.3设计后应提交的设计文件
1.设计说明书一份（包括目录和正文），篇幅不少于10页，打印文稿；
2.附图：
中深孔炮孔布置及装药结构图；
3.图纸：
手工绘制露天开采终了平面图（1#图纸），比例根据布图自定。
1.4矿山工作制度的确定
根据设计手册【1】，因为该矿山的年生产能力为250万吨，其大于100万，因此矿山规
模为大型露天矿山。
为了充分发挥设备的使用能力，一般特大型和大型、中型露天矿采用每周7天和每天3
班、没班8小时的连续工作制度。
露天矿的年工作天数由下式确定：
N=n1-n2-n3-n4
N 设计年工作天数；
n1 年日历天数，365天；
n2 年节假日天数，连续工作制时为7天，间断工作制时为59天；
n3 设备集中检修天数，一般为15天；
n4 气候影响天数；根据当地的气候条件来选择；
露天矿主要设备的年工作天数，挖掘机一般按300--310天，潜孔钻机和牙轮钻机一般按310-320天，根据以上情况我们最终选择矿山的年工作天数为300天，每天3班，8小时工作制度。
第2章矿床开拓运输
2.1矿山开拓运输要求
（1）露天矿物料的运距应尽可能最短。
（2）在开采期间力争所需移动设备重量最小。
（3）在一个露天矿最好应用较简单的运输方式和较少的运输设备类型，以简化管理和维修组织工作。
（4）运输设备的容积和强度应与采装和卸载设备的容积，以及矿岩运输性质相适应。
（5）所选用的运输方式应保证工作可靠，主要设备的停歇时间最少，移动过程尽可能的保证有较大的连续性。
2.2矿床开拓运输方案的选择
由采矿手册[1]选择开拓方式为公路开拓，汽车运输，其主要理由有以下几条：
（1）该矿山地势起伏情况比较大，地形情况复杂。
选择汽车具有较大的适应能力。
（2）该矿山依据现有所给的最低开采标高为500米，最高开采标高为900米，其中山坡露天矿比高大概范围为100多米到300多米，凹陷露天矿从西到东比高为几十米到200米左右，其中部最宽处为500米左右，长度大约为1200米左右，因此不大适宜布置铁路，铁路转弯半径过大，且该矿体形状变化较大，选择公路运输。
（3）铁路适用于储量大运距长，采场面积大和年运量在1000万吨以上的大型露天矿山，对本矿来说年运量为250*1.3=325万吨，故不满足条件。
（4）另外考虑现在公路运输应用比较广泛，且运输能力也能满足要求，且方便进行管理，能较灵活的布置。
（5）对于其他几种运输方式由设计手册【1】上来看，对本矿都不适用，在这里就不一一比较了
2.3矿山设备数量的确定
因为矿山年设计生产能力为250万吨，njh=0.3:
1m3/m3，所以矿岩年运总量为325万吨，由设计手册【1】【2】中工程类比确定为选择矿用自卸汽车，载重为45吨，挖掘机斗容为4m3自卸汽车运输周期：
t=t1+t2+t3+t4
式中：
t 自卸汽车运输周期，min；
t1 挖掘机装满一车所需的时间,min;
t2 自卸汽车往返运行时间，min,设该矿运距为3公里。
t3 自卸汽车卸载时间，min；
t4 自卸汽车掉头和停留时间，min；
综上t=0.6+12+1+6=19.6min,取20min作为计算时间自卸汽车台班生产能力：
A=60qK1Tη/t
A 自卸汽车运输能力，t/台班；
q 自卸汽车的载重量，t；
K1 自卸汽车的在中系数；三班制0.8；
T 班工作时间，h；
η 自卸汽车工作时间利用系数，一般0.9;
t 自卸汽车运输周期，min；
综上 A=60×45×0.8×8×0.9/20=777.6吨
汽车数量计算：
N=QK1/（An1n2K2）=325×1.1×10000/（777.6×3×300×0.8）=6.39台,取整，选择7台。
型号为YTG50刚性矿用车,其技术参数如下所示：
整车外形尺寸（长X宽X高）
8852×4523×4556mm
额定载重量
45（50）t（USton）
发动机功率
准
≥392kW；排放达到国Ⅱ及以上标
驱动轮滚动半径
950mm
低挡最大牵引力
285kN
百公里燃油消耗量
189L
接近角
27.9º
离去角
53.8º
最小离地间隙
598mm
最高车速
55.8km/h
制动距离（V=30km/h）
≤18.75m
最大爬坡能力
35.9%
最小转弯直径
18m
最小通过直径
≤20m
车厢举升角度
50°
车厢举升时间
12s
车厢降落时间
13s
2.4矿山运输线路参数设计
2.4.1道路设计
露天矿外部路线设计为Ⅱ级公路，路面为中级路面,而终了境界的出入沟则为Ⅲ级公路。
公路平面要素：
1平曲线半径25米，汽车最小转弯半径;
2超高横坡2%;
3停车视距与会车视距分别为30米和60米;
4道路宽度为B，由下式计算：
B=2b1+x+2y=2×4.6+1.13+2×1=12.396m,取道路宽度为13m;若有设计手册来选择的话，其将不能满足要求。
因此还是选择为13m。
式中b1 汽车两后轮外援距离，m；由汽车型号确定为4.6m;
x 两车间的安全间隙，m；
x=0.17+0.016（v1+v2）=0.17+0.016×（30+30）=1.13m,v1,v2为两车车速。
y 汽车后轮边缘到路面边缘的距离，m；取0.5m；
5路面加宽取2m.
线路纵断面要素：
1最大允许纵坡8%;
2限制坡长为250米;
3竖曲线凹形200米，凸形500米;
4纵坡折减3%;
2.4.2道路通过能力
道路通过能力与路面状况、行车线数量、汽车运行速度以及安全行车间距等有关，用下式计算：
1000´V´K1´K2
N=
ST
式中 N 道路通过能力，辆/h
V 汽车运行速度，km/h;
K1 与挖掘机有关的运行不均衡系数,取K1=0.75
K2----------考虑会车、交叉口及制动等的安全因素，一般K2=0.34-0.38,取0.35.ST 停车视距，m；
1000´30´0.75´0.35
带入数据 N= =26.25辆/h,根据手册[2]其汽车每小时通过量大于了
30
25量，因此其公路等级应该设计为二级公路。
第3章 采装工艺
3.1采装设备类型的选择
我们由采矿手册【1】【2】中确定与45吨汽车配套的挖掘机斗容为4m3,比较现有市场来看最终选择采装设备类型为WK-4C单斗挖掘机.
3.2采装设备的数量确定
一、 挖掘机斗容为4m3,其型号选择为WK-4C单斗挖掘机,其主要参数为
主要性能参数
标准斗容
4-5m3
主电机功率
250kW
提升速度
0.855m/s
最大挖掘半径
14.3m
推压速度
0.53m/s
最大挖掘高度
10.1m
行走速度
0.43km/h
最大卸载半径
12.65m
最大提升力
480kN
最大卸载高度
6.3m
最大推压力
230kN
挖掘深度
3.2m
最大爬坡角度
12度
工作重量
202t
平均比压
243kPa
理论生产率
572m3/h
挖掘机数量确定:
单斗挖掘机的台班生产能力[3]
c
Q=3600VKHTh
（3-16）
tKP
式中 QC—年矿废石总量，t；
V—挖掘机铲斗容积，m3；
t—挖掘机铲斗循环时间，24s；
KH—挖掘机铲斗满斗系数，0.8；
KP—矿岩在铲斗中的松散系数，1.4；
T—挖掘机班工作时间，8h；
η—班工作时间利用系数，0.75。
3600´4´0.8´8´0.75
经计算Qc= ＝1542.9m3；
24´1.4
年生产率=1542.9×3×300=1388610吨
需要挖掘机台数n=3250000/1388610=2.34台，取整为3台。
3.3采掘工作面参数确定
3.3.1台阶高度h
台阶高度的确定主要取决于矿岩性质与装载设备规格。
本设计主要考虑装在设备影响。
由于是汽车运输故主要考虑平装车的限制条件，计算条件如下：
②台阶高度一般不大于挖掘机最大挖掘高度。
②爆后岩石块度不大,无粘结性，且不需要分采时，爆堆高度可为最大挖掘高度的
1.2-1.3倍。
③挖掘原岩时与挖掘硬岩时的爆堆高度均不应低于挖掘机推压轴高度的2/3。
由以上条件确定台阶高度为10m
3.3.2采区长度LC
该矿山由于采用的是汽车运输，查阅手册因此采区长度取300m.
3.3.3台阶坡面角选择为70度
3.3.4采掘带宽度bw
由【2】确定汽车运输的采掘带宽度，敞通式纵向宽采掘带bw=（40-60m）,独头式横向窄采掘带bw=（0.7-1）Rwz=2.24-3.2.
3.3.5工作平盘宽度B
汽车运输的最小工作平盘宽度由下式计算：
Bmin=b+c+d+e+f+g
式中：
Bmin—最小平盘宽度，m；
b—爆堆宽度，b＝2.5×h＝25m;由设计手册[1]b=（2-2.5）H.
c—爆堆底线至汽车边缘的距离，3m；
d—车辆运行宽度，4.6m；
e—线路外侧到动力电杆的距离，3m；
f—动力电杆至台阶稳定边界线的距离，3m；
g—台阶边缘的安全距离，3m。
最小平台宽度Bmin＝25+3+4.6+3+3+3=41.6m,取42m。
3.3.6出入沟坡度i
根据矿山主要运输设备与采装设备的最大爬坡角度来进行确定，汽车最大爬坡角度为
35.9%，单斗挖掘机最大爬坡角度为12度，因此根据两者的具体数值最终出入沟坡度设计为10度。
3.3.7连接平台长度L
根据手册【2】，缓和坡段的坡度不得大于3%，长度不小于80m，但条件有限制时，三级道路的坡段的长度可以减至60m，但不能连续采用，因此对于该矿山来说缓和坡段设置为
80m，因为该矿山长度较长,因此选择80m。
第4章露天开采境界确定
4.1影响露天开采境界的主要因素
（1）.自然因素。
包括矿床埋藏情况、矿岩性质、地形、工程地质和水文地质以及矿石品位；
（2）.技术组织因素。
包括技术水平、装备水平及道路情况；
（3）.经济因素。
包括基建投资、基建时间和达产时间、矿石的开采成本和销售价格，开采过程中矿石的贫化和损失，以及国民经济发展需要等[3].
4.2确定露天开采的原则方法和依据
①境界剥采比不大于经济合理剥采比
②平均剥采比不大于经济合理剥采比
③最大生产剥采比不大于经济合理剥采比
④根据矿石的需要量和勘探程度确定开采境界
4.3确定露天开采境界
4.3.1最小底宽
①露天矿最小底宽：
采用回返式调车时，最小底宽为
Bmin=2（Rcmin+0.5bc+e）
式中：
Rcmin——汽车最小转弯半径，m；
bc——汽车宽度，m；
e——汽车距边坡的安全距离，m。
代入数据，得：
Bmin=2´（9+0.5´4.6+1）=24.6m
②最小底宽也可按设计手册【1】选取，当用4m3挖掘机时，其最小底宽可以取20m。
综上，可以将最小底宽取为25m。
4.3.2露天台阶要素及最终边坡角
根据工程类比的经验【3】,台阶的坡面角取为70度，最终边坡角取值为45度，但是由矿山的坡面图我们可知大部分矿体倾角小于45度，因此为了较可能多的将矿体采出，我们
设计最终帮坡角为沿矿体下盘角度进行开采，若其下盘角度大于45度，则按45度来开采，若小于45度则按底盘倾角来进行开采。
为了确定安全平台与清扫平台宽度，我们按其平均角度粗略计算一下，在根据工程类比来进行进一步修正,平均角度我们取值30度。
①粗略计算
台阶高度为10m，根据手册[1]确定运输平台宽度为17m，设置两个安全平台一个清扫平台，安全平台与清扫平台按下式粗略确定。
a=（L-nb）/（n-1）
式中 a 安全平台与清扫平台的平均宽度，m；
L 最终边帮的水平宽度，m；按照我们所选取的最终边坡角为30度来计
算
L=hcot30其中h为边帮高度，取最大值400m进行计算。
所以L=692.8m.n 阶段数目，m；选择阶段为40个阶段
b 阶段坡面水平宽度，m；b=Hcot70=10×0.36=3.6m;
带入原式 所以a=（692.8-40×3.6）/（40-1）=14.07m,为了适应各种复杂的条件，但也
为了保证有合理的最终帮坡角，减小剥采比，另外故安全平台取值为12m，清扫平台为
18m。
两个安全平台一个清扫平台。
②工程类比
参考其他工程资料，发现因其矿体赋存资料的不同，安全平台宽度有几米到十几米不等，因此，最终还是采用安全平台取值为12m，清扫平台为18m.该取值情况已经满足边坡安全。
4.3.3确定露天开采合理深度
①先对原始矿山资料进行处理，顺延来考虑矿体尖灭。
②由于该矿山长宽比小于四，因此在确定露天开采深度时，我们用面积比法来确定其每个横坡面图上的合理开采深度，再将其各个深度在纵坡面图上进行合理调整。
实际操作如下：
a.由上步确定的露天最终边坡角，在剖面图上选定几个深度值，以它为最低开采标高来进行确定该坡面图上的露天开采境界。
b.以上面确定的露天开采境界分别计算其矿岩量，计算的矿岩量直接由该剖面上的两者面积之比得其剥采比，当其剥采比小于等于经济合理剥采比时，其为开采深度是合理的。
当剥采比刚好等于经济合理剥采比时，其深度为最终开采深度。
在实际设计的过程之中，我们可以借助计算机进行快捷的计算，限于本设计的条件，对其深度值的选择，以下是我的想法.
我们可以首先依据自己的经验来选择一个深度，确定其剥采比小于经济合理剥采比，然后每次以一个台阶的高度向下移动，依次计算其剥采比，直到出现某一个深度其剥采比大于经济合理剥采比时，那么，其合理深度在其两者之间，如果我们想要更加的精确，我们可以在两者之间等分插值进行求解，直到达到我们所要求的精度为止。
c.其他的剖面如上步骤重复进行。
③确定好所有剖面的最低开采标高之后，我们将其所有的高度值反映在横剖面图上。
然后将露天矿的底平面调整到同一标高。
调整的原则是，使少采出的矿石量与多采出的矿石量基本均衡，并让剥采比尽可能的小。
4.3.4绘制露天矿底部周界
因为选择露天最终开采深度为500米标高，圈定底部周界的步骤如下：
①将该平面处的矿体形状绘制在地形地质图的勘探线上，具体步骤如下：
a.由最低开采标高确定该剖面的矿体宽度。
b.找到一条勘探线作为基准，然后将矿体的长度绘在地形图上。
c.依此方法将所有的剖面上的矿体情况画在地形图上。
d.找到所有剖面的所在点之后，用多段线将所有点连接起来。
在遇到矿体边界的时候按照0.5倍前一勘探线距离进行尖灭。
②按满足采掘运输条件进行修整，最终即为底部周界。
用CAD绘制之后的情况如下所示：
（样条曲线前） （样条曲线后）
4.3.5绘制露天矿开采终了平面图（见附图）
经过对所有坡面进行露天开采终了帮坡角的绘制，我发现将最终帮坡角设计为30度能够较好的满足剥采要求，且能回收最大的资源量。
故我们绘制露天终了平面图以最终边帮角30度来进行绘制是合理的，即安全平台宽度取值为12m，清扫平台宽度取值为18m。
4.3.6储量计算及服务年限计算
（1）.根据最小底宽和选取的最终边坡角计算所圈定的矿石储量，储量计算公式为：
式中：
V——矿石体积，m3；
Q=V´g
（3-2）
g——矿岩容重，t/m3。
（2）.采用垂直断面法计算储量
1）.计算原则为[1]：
①当两相邻对应断面面积之差与大面积之比小于40%时，即用梯形公式计算体积：
S1-S2
S1
<40%
时，采
V=1（S+S）L
2 1 2
S1-S2
>40%
（3-3）
②当两相邻对应断面面积之差与大面积之比大于40%时，即 S1
用截锥体积：
时，采
S1S2
V=1（S+S+ ）L
（3-4）
3 1 2
③当一个断面向一端作楔形时，采用楔形公式计算体积：
V=1S´L
21 （3-5）
④当一个断面向一端作点时，采用锥形公式计算体积：
V=1S´L
31
以上各式中：
V－矿体体积；S1－面积大者的面积；S2－面积小者的面积；
Ｌ－勘探线之间的距离。
（3-6）
2）.各勘探线间分段体积及矿量计算
1
Ⅰ勘探线到其边界尖灭,采用以下公式进行计算：
V=1
3
S1´L=3
´163329.2503´63.3177=3447210.824m3
式中L计算时取后一勘探线距离的一半。
Ⅰ—辅1：
Ⅰ剖面，按照所给最低开采标高计算，为面积1=124633.3312m2;面积2=
7407.1766m2;面积3=18144.6080m2;面积4=13144.1345m2;总面积之和=163329.2503
m2。
S1-S2
163329.2503-119010.8107
辅1剖面，同理总面积=93374.0936+12909.8093+12108.6474+618.2604=119010.8107m2.
由上两剖面的面积 = =0.27<0.4
V=1（S
S1
1
+S2）L
163329.2503
则 2 =0.5×（163329.2503+119010.8107）×126.6354=17877123.28m3；
辅1—Ⅱ：
Ⅱ剖面，按照所给最低开采标高计算:
S1-S2
143922.2163-119010.8107
面积=118574.5083+7084.0640+4514.4403+13749.2037=143922.2163m2；
由上两剖面的面积 = =0.17<0.4
V=1（S
S1
1
+S2）L
143922.2163
则 2 =0.5×（143922.2163+119010.8107）×123.6639=16257661.78m3；
Ⅱ—辅2：
辅2剖面，按照所给最低开采标高计算:
S1-S2
143922.2163-139920.2316
面积=110137.1663+16903.6411+12879.4242=139920.2316m2；
由上两剖面的面积 = =0.027<0.4
V=1（S
S1
1
+S2）L
143922.2163
则 2 =0.5×（143922.2163+139920.2316）×138.1906=19612179.09m3；
S1-S2
142857.3524-139920.2316
辅2—Ⅲ：
Ⅲ剖面，按照所给最低开采标高计算:
面积 = 61997.9830 + 14617.6557 +32233.8916+17262.3146+2876.0763+13869.4312=142857.3524m2；
由上两剖面的面积 = =0.0
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