采矿方法设计说明书副本Word文档格式.docx
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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
（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
（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
（12）铜精矿产量
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
281.55
356.13
（15）出矿平均成本
元/吨
30.0
25.0
（16）选矿处理成本
9
（17）采矿总成本
39
34
（18）采选矿年经营费
万元/吨
2700
1800
（19）铜精矿成本
1309
1274
（20）铜精矿调拨价格
4360
（21）企业年产值
万元/年
84079.98
79762.71
（22）企业年盈利额
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
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方形断面，分段凿岩巷道：
3m×
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
1
阶段运输巷道
2.5×
3
50
375
2
出矿巷道
6
10
60
450
切割天井
×
240
4
行人通风天井
120
480
5
拉底巷道
200
分段凿岩巷道
2.5
40
160
1200
7
阶段运输—天井联络道
30
8
合计
530
3065
矿岩合计
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。
切割工作量计算：
拉底空间断面：
18m×
2m
拉底工作量:
16m×
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
100%
12%
废石混入率：
r
R100%
5%
T
由式（4-1）和（4-2）得
（1
a,
a,,
T）
（4-3）
a
a,,
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
巷道名称
单位掘进费用（元）
总费用（元）
人行通风天井
M
500
60000
1000
50000
阶段出矿巷道
80
750
250
900
225000
25000
30000
阶段运输巷道井联络道
15000
拉底工作
M3
1600
64000
切割工作
6720
268800
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
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
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）
数
（㎜）
（个）
（㎏
（%）
/m）
中深
孔爆
22
1.8～2.0
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
18
炮孔设计图纸：
见图2
2、炮孔排列方式及爆破顺序
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：
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
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
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：
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，
1680
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
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
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
（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；
A房=T循出/T循环=63840.82840t/天
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
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
额
人工资（元/吨）
综
合
21
105
900000
9.3
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
80.4
160.8
0.06
4炮泥、起爆
1.5
药包等
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
用电设备
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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