露天矿开采课程设计Word文档格式.docx
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面积为0.80Km2,开采高程:
+400米至+200米
注:
坐标采用1954年北京坐标系,高程为1956年黄海高程。
表1-1矿山范围和拐点坐标
矿区位于酃(县)桂(东)南北向隆起带北端,与湘东新华夏系茶(陵)永(兴)断陷盆地东交合部位。
区内广泛出露奥陶系、泥盆系及白垩系地层。
奥陶系为一套浅海相浅变质砂泥质岩层,厚度大于2000米;
泥盆系以砂岩,砂页岩,灰岩为主,厚度大于1000米;
白垩系主要为紫红色厚层状砂岩及砂岩砾岩组成,厚度大于1500米
矿区出露地层主要有第四系全新统(Q)残破积层、冲积层和上奥陶统(O3)岩层。
上奥陶统(O3)岩层根据区域地质资料,相当于五峰期天马山组,为一套厚度巨大的浅海相碎屑岩,岩层内普遍产有笔石化石,岩性以中层至厚层状浅变质粉砂岩、砂质板岩为主,夹浅变质细砂岩,绢云母板岩,局部夹似层状,透镜状凝灰质、长石石英砂岩。
常见粉砂岩、砂质板岩、板岩构成复理式韵律。
岩石一般呈青灰色,但遭受风化后变成黄褐色、紫红色,总厚度大于700米。
凝灰质长石石英砂岩风化后变为高岭土矿层,呈白色。
湖南省地质矿产勘查开发局四一六队2007年2月提交的《湖南省茶陵县大古坑矿区高岭土矿资源储量报告》,全矿区共发现三个含矿层,编号为S1、S2、S3,圈定五个矿体,分别编号为V1、V2、V3、V4、V5,矿区V1-V5矿体均属同一种矿石类型,即白色土状至土块状高岭石,由凝灰质长石石英砂岩强烈风化所形成。
矿石为泥质结构,土状至土块状构造,质地松软,遇水膨胀崩解,可塑性中等。
资源储量见表1-2所示。
资源储
量类型
矿体编号
332
333
小计
V1
5.0
2.37
7.37
V2
2.74
5.67
8.41
V3
4.0
3.98
7.98
V4
6.0
5.47
11.47
V5
8.0
4.50
12.50
表1-2资源储量估算结果
根据设计任务书可知,是对V3矿体进行设计,现介绍V3矿体相关情况:
由地质图可知,矿区范围大,但是矿脉厚薄不等,矿区构造简单,总体上为一倒转背斜构造,背斜轴部位于矿区中部,总体走向近东西,东段转向南东;
南翼为正常翼,地层产状为130-140°
∠30-40°
,北翼为倒转翼,地层产状为170-200°
∠44-75°
,转折端向东偏南倾伏,产状变化较大。
S1含矿层位于矿山中部,共圈定三个矿体(V1、V2、V3)厚0.20-10.35米。
V3矿体分布于V2矿体西北侧,有TC5、TC4、PD3等工程控制,矿体呈透镜状顺层产出,为倒转翼,矿体出露标高265-308米,控制长110米,厚2.34-14.30米,平均厚8.32米,倾向157-175度,倾角44-75度。
其总体特征:
中部膨大,往西尖灭,往东相变为浅变质粉砂岩,砂质板岩。
该矿体与V1、V2矿体属同一层位,其顶底板岩性特征大体相当,但该矿底板的局部地段见硅化破碎现象。
该矿区V1-V5矿体均属同一种矿石类型,即白色土状至土块状高岭石,由凝灰质长石石英砂岩强烈风化所形成。
具体化学成分见表1-3所示。
矿体
编号
Al2O3(%)
Fe2O3(%)
TiO2(%)
SiO2(%)
K2O(%)
Na2O
CaO(%)
MgO
烧石
小-大
平均
18.26-20.89
1.04-1.36
0.03-0.05
67.70-70.01
2.71
0.07
0.05
4.14
19.06
1.24
0.04
69.31
6.89-21.80
0.88-1.47
0.02-0.06
67.07-72.07
2.68
0.06
0.24
4.47
19.58
1.08
0.03
70.07
17.01-20.55
1.00-1.50
0.02-0.08
67.47-73.37
2.40
0.14
5.38
18.90
1.32
70.03
18.49-21.0
1.02-1.34
0.04-0.08
69.04-72.61
2.46
5.12
19.30
1.20
70.34
18.04-20.21
1.02-1.31
0.03-0.04
68.51-71.66
2.9
4.34
18.56
1.10
0.032
70.63
全区
19.07
1.16
70.09
2.63
0.11
4.71
表1-3各矿体的化学成分
矿区地层岩性较复杂,部分矿体出露地表,地质构造虽不甚发育,但有一大型的断裂构造带在1号矿体附近经过。
对矿体在爆破等动力荷载下稳定性有一定影响,局部地段有发生矿山工程地质问题的可能。
综合以上工程地质条件,工程地质条件属层状坚硬岩类的简单类型,适于露天开采。
矿区水文地质条件属简单类型,本矿山地层主要为上奥陶统(O3)岩层,岩性以中层至厚层状浅变质粉砂岩、砂质板岩为主,岩石结构致密坚硬、难风化,岩石抗压强度大,均属坚硬岩类。
岩石稳定性很好,未见滑坡、崩塌等外动力现象,矿山环境地质条件属简单类型。
1.3设计要求
1.参数要求
由任务书可知,矿山日生产能力为2000吨,年工作日300天,三班工作制。
最终阶段坡面角,上盘41º
,下盘44º
。
2.格式要求
①严格按科研论文的排版格式;
②页面设置:
页边距:
上2厘米,下2厘米,左2.5厘米,右2厘米,页眉1.5厘米,页脚1.75厘米间距:
段前0行,段后0行行距:
固定值,15.6磅(题目行、公式行采用单倍行距);
③字体和字号一级标题:
四号,宋体和TimesNewRoman字体,加粗,靠左顶格;
二级或三级标题:
小四号,宋体和TimesNewRoman字体,加粗,靠左顶格;
正文部分:
五号,宋体和TimesNewRoman字体;
希腊字母用Symbol字体;
图题、表题:
小五号,加粗,宋体和TimesNewRoman字体;
图、表中文字用小;
五号TimesNewRoman字体,量与单位之间用“/”间隔;
图注与说明、表注与说明:
小五号TimesNewRoman字体。
④图用CAD出图,所有的图纸都要图签,图签格式要统一。
1.4设计提示
(1)露天矿合理开采深度设计
在所给的地质横断面上,按
的原则确定合理开采深度,其步骤是:
计算经济合理剥采比
,并作
图;
按任务书中所指定的勘探线(8个左右),用面积法计算出每个地质横断面在相应开采深度下的境界剥采比
曲线;
求合理开采深度H:
与
两曲线交点的横坐标即为该断面上的合理开采深度。
(2)调整开采深度
将所确定的各勘探线上的合理开采深度投影到地质纵断面图上,按调整深度的原则进行调整,并将此深度再投影到各相应的断面上,确定各勘探线横断面上的最终开采境界。
(3)初步圈定露天开采终了平面图
圈定露天矿底部周界,将调整后各地质断面图上露天矿底部宽度投影到平面图上,连接所有点成闭合曲线,并按满足采掘运输条件进行修整,即为露天矿底部周界。
绘制具有各水平台阶坡底线的开采终了平面图。
从底部周界开始,按设计的边帮组成要素,在图低上绘制具有各水平台阶坡底线的开采终了平面图。
(4)开拓坑道定线
根据设计任务书所给的出入沟方位、参数(包括联络平台参数)、运输设备规格,进行开拓坑道定线。
(5)绘制露天开采终了平面图
该图为本课程设计的最终成果。
在具有各水平台阶坡底线的开采终了平面图上,从定线后沟道的终点开始,按沟道参数自上而下逐层绘制而成,要求曲线光滑,图纸用铅笔或上墨均可。
(6)露天采矿工艺设计
根据设计任务书,完成露天矿床开采的工艺设计,包括采(穿孔、爆破)、装、运、排工艺过程所需设备的选及参数的设计。
1.5设计依据
1.湖南省地质矿产勘查开发局四一六队2000年编写的《湖南省茶陵县大古坑矿区高岭土矿普查报告》;
2.湖南省地质矿产勘查开发局四一六队2007年2月编写的《湖南省茶陵县大古坑矿区高岭土矿资源储量报告》;
3.湖南省茶陵县大古坑矿区高岭土矿提供的有关设计基础资料;
4.《金属非金属矿山安全规程》;
5.《爆破安全规程》;
第2章露天开采境界的确定
2.1确定露天开采境界的原则
露天开采境界确定的原则有以下几点:
(1).圈定的露天开采境界要保证露天采场内采出的矿石有盈利,即采用的境界剥采比不大于经济合理剥采比;
(2).要充分利用资源,尽可能把较多的矿石圈定在露天开采境界内,发挥露天开采的优越性;
(3).所圈定的露天采矿场的帮坡应等于露天边坡稳定所允许的角度,以保证露天采矿场的安全生产;
(4).用经济合理剥采比圈定的露天开采范围很大,服务年限太长时,应按矿山一般服务年限确定初期露天开采的深度;
(5).下列情况可适当扩大露天开采境界:
按境界剥采比不大于经济合理剥采比圈定露天开采境界后,境界外余下的工业矿量不多,经济上不宜再用地下开采;
矿石和围岩稳固性差,水文地质条件复杂,水量大,矿石和围岩有自燃危险等,在安全上和技术上不适合于地下开采;
(6).下列情况可适当缩小露天开采境界
开采境界边缘附近有重要建筑物、构筑物、河流和铁路干线等需要保护或难于迁移至露天采场影响范围之外;
(7).当矿体极不规则,沿倾向厚度变化大,矿体上部覆盖层较厚或地形复杂(如境界内有孤立山头等)时,用境界剥采比不大于经济合理剥采比初步确定境界后,再用平均剥采比进行校核;
(8).如果基建剥离量大,初期生产剥采比大,则需进行综合技术经济比较,以确定用露天或地下开采;
(9).对于特厚的剥采比很小的矿床,有时要根据勘探程度及服务年限确定露天开采境界,而不应该按境界剥采比确定开采境界。
如硅石、白云石、石灰石及特厚巨大的铁矿床,主要是根据服务年限和勘探程度确定合理的开采深度
2.2影响露天开采境界的主要因素
影响露天开采境界的主要因素有:
(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。
2.3露天开采境界确定的主要程序及主要参数的确定
2.3.1经济合理剥采比的计算
在露天开采单位产品的全部成本等于该类产品的价格为计算基础,计算时还可以考虑一定的利润指标。
假设产品为精矿,利用价格法,确定经济合理剥采比(m3/m3)计算如下:
(1)
式中:
AL—露天开采时精矿价格,元/t,取300元/t;
TL—露天开采1t精矿需要的原矿量,t/t,取8t/t;
e1—利润指标,20元/t;
aL—露天开采获得精矿的采、选费用,取12元/m3;
b—露天开采剥离费用,元/m3,取12元/m3;
γ—矿石体重,t/m3,取2.5t/m3。
故nJH=(300-12-20)*2.5/(8*I2)=7
2.3.2最小底宽
露天矿最小底宽:
采用回返式调车时,最小底宽为
(3-1)
——汽车最小转弯半径,m;
——汽车宽度,m;
——汽车距边坡的安全距离,m。
根据矿山年采剥总量和参照相关矿山数据,年生产能力73万t,剥采比为7:
1,所以年运输总量为511万t,所以,选用型号为日本小松HD985型自卸车与WK-8矿用挖掘机配套使用,HD985载重105t,,最小转弯半径为12.5m,整机全宽5.9mm。
代入数据,得:
取
=33m。
2.3.3开采深度的确定
在地质剖面图上,按境界剥采比不大于经济合理剥采比(即
)的原则确定合理开采深度,其步骤为:
(1).在各横剖面图上初步确定露天开采深度
1).根据矿岩的情况,初选最终边坡角为上盘41o,下盘44°
;
2).在各横剖面图上作出若干个深度的开采境界方案;
3).针对各个方案,用面积法计算其境界剥采比
4).将各方案的境界剥采比
与开采深度H绘成关系曲线,再画出代表经济合理剥采比的水平线,两线交点的横坐标H,就是所要求的开采深度,见图3-1。
但此设计中当将最终开采标高定为200m时,境界剥采比为1.4,小于经济合理剥采比7,故定开采最低标高为200m,根据地质,确定最大开采深度为108m。
图3-1开采深度确定
2.3.4最终边坡角的确定
露天矿的最终边坡角,对剥采比有很大的影响。
随着开采深度增加和边坡角的减小,所需的剥岩量会急剧增加,因此从经济效果考虑,希望边坡角尽可能大;
然而,有不少矿山由于盲目追求陡边坡而造成滑坡事故,严重影响生产。
因此,选择时应同时考虑安全因素和经济因素,在保证露天矿安全前提下,最终边坡角尽可能大些,以减少剥离量。
为了保证矿山正常生产,露天矿边坡通常由安全平台、清扫平台、运输平台及相应的坡面组成。
安全平台a,一般不小于2m。
清扫平台b,一般每隔2~3个台阶设置一个,其宽度要保证清扫运输设备正常工作。
当运输平台与安全平台或清扫平台重合时,其宽度要增加1~2m。
近年来,鉴于安全平台和清扫平台往往因宽度不够而起不到应有作用,不少矿山取消安全平台,将两个台阶合并在一起,然后设一个宽达8~12m的清扫平台。
还有人提出将4~6个台阶合并,设一个更宽大的清扫平台,以便清扫工作能采用大型设备。
水平运输平台c和倾斜运输平台d,其位置根据开拓系统布置的运输线路确定。
它们的宽度取决于运输设备类型、规格和线路数目。
露天矿运输平台最小宽度资料见表3-2。
表3-2汽车运输平台最小宽度(m)
车宽分类
一
二
三
四
五
六
车身计算宽度(m)
2.5
3.0
3.5
7.0
载重量(t)
7
20
30
68
100
154
运输平台宽(m)
单线
8
9
10
12
15
18
双线
11.5
13
14.5
17.5
22.5
26
最终台阶坡面角与岩石性质,岩层的倾角、倾向、构造、节理,以及穿爆方法等因素有关。
例如,当岩层倾角大于30°
,并且岩层层理较发育时,若选取的台阶坡面角大于岩层倾角,岩石容易滑落。
这时应取台阶坡面角等于岩层倾角。
露天矿设计一般采用的最终台阶坡面角资料见表3-3。
表3-3台阶坡面角参考资料
岩石坚固性系数f
15~20
8~14
3~7
1~2
台阶坡面角(°
)
75~85
70~75
60~65
45~60
当各种平台确定之后,露天矿最终边坡角可按下式计算
(8-21)
式中β—最终边坡角,°
n—台阶数目,9;
h—台阶高度,12m;
α—阶段坡面角,65o;
a—安全平台的宽度,4m;
b—清扫平台的宽度,9m;
c—水平运输平台的宽度,15m;
n1-安全平台,5个;
n2-清扫平台,2个;
n3-水平运输平台,1个;
经计算最终边坡角为上盘31o,下盘33°
2.3.5绘制露天矿底部周界
依据任务书的要求,以勘探线的剖面图为基础确定底部周界和上部境界的范围。
将调整后各地质断面图上露天矿底部宽度投影到平面图上,连接所有点成闭合曲线,并按满足采掘运输条件进行修整,即为露天矿底部周界;
2.3.6绘制露天矿开采终了平面图
根据设计所确定的出入沟方位(依据图纸情况指定)、参数(包括联络平台参数)、运输设备规格,进行开拓坑道定线。
本矿山属于凹陷露天矿,由于矿山外部公路未知,所以,出入沟方位在图中任选以合理位置进入采矿场,选用直进折返式开拓坑线布置
到达各开采水平,采剥作业是从采场的最高水平开始进行,逐层向下。
随着开采水平下降,矿岩运输距离逐渐增加,汽车运输效率相应降低,运输费用随之增加,所以管理者应在这方面加强管理,提高效率。
底部标高为460m,最高一个台阶标高为760m。
从底部周界开始,开采深度300m,按设计的边坡组成要素,在1#图纸上绘制具有各水平台阶坡底线的开采终了平面图(见附图)。
第3章矿床开拓运输方式
3.1矿床露天开拓的影响因素
影响开拓方法选择的因素甚多,主要有:
(1).自然地质条件,即地形、矿床地质、水文地质、工程地质及气候条件等;
(2).生产技术条件,即矿山规模、矿区开采程序、露天采场尺寸、高差、生产工艺流程、选用设备类型及技术装备等;
(3).经济因素,即矿山建设投资、矿石生产成本及劳动生产率等。
3.2矿床开拓方案的确定
3.2.1选择开拓方案的原则
(1).要求矿山基建时间短,早投产,早达产;
(2).要求生产工艺简单,可靠,技术上先进;
(3).基建工程量少,施工方便;
(4).基建投资少,尤其是初期投资要少;
(5).生产经营费低;
(6).不占良田,少占耕地。
3.2.2矿床开拓方案的确定
本次设计铁矿石矿山生产能力为2000t/d的。
根据地形地质图和给定的最低开采标高可知,矿区地形条件较为简单,属于凹陷露天矿,由于公路运输灵活多变,所以选用公路开拓运输方案。
3.3矿山运输设备及其数量
3.3.1运输设备类型的选择
根据矿山年采剥总量和参照相关矿山数据,年生产能力73万t,剥采比为11.3:
1,所以年运输总量为825万t,所以,选用型号为日本小松HD985型自卸车与WK-8矿用挖掘机配套使用,HD985最小转弯半径为12.5m,外形尺寸:
10.6m×
5.9m×
5.1m最大功率:
753kW额定载重:
105t车箱容积:
70m3。
3.3.2运输设备数量的确定
(1).自卸汽车的台班运输能力为:
(2-1)
A——自卸汽车运输能力,t/台.班;
G——自卸汽车额定载重量,t;
K1——自卸汽车载重量系数,取
=0.90;
K2——汽车时间利用系数,每日三班,取K2=0.75;
T——汽车周转一次所需时间,min,装岩及等车时间取4min,所以,
=27min,取30min;
代入数据,得台班运输能力为:
A=
=1134t/台·
班
(2).汽车工作台数:
(2-2)
N——自卸汽车需要台数,台;
K3——运输不均衡系数,K3=1.05~1.15,取K3=1.10;
Q——露天矿年运输量,t/a;
C——每日工作班数,3班;
H——年工作日数,取H=310天;
K4——自卸汽车出车率。
=
所以,N=
=10.台,取10台;
3.4矿山运输线路参数设计
3.4.1平曲线半径
平曲线半径公式为:
(2-4)
——线路最小平曲线半径,m;
——汽车运行速度,km/h;
——轮胎与路面间横向拈着系数,其值为0.06~0.22,取0.16;
——路面横坡,
=2~6%,取
=4%。
=12.1
m<
50m
因为平曲线半径为13m,小于50m,查表得该段平曲线的最大纵坡要折减4%。
3.4.2停车视距
停车视距公式为:
(2-5)
=vt/3.6
——司机观察反应时间内行驶的距离,m;
——汽车开始制动到完全停止时所行驶的距离,m;
——为防止汽车万一驶近障碍物不能停住而在视距计算中考虑的安全距离,取汽车全长,即
=10.6m;
——司机观察反应时间,一般在1.5~2s,取t=2s;
——计算粘着系数,
=(0.5~0.6),取
=0.6,
,取
=0.75;
——滚动阻力系数,取
=0.030;
——道路纵坡,上坡为正值,下坡为负值,为i=8%。
上坡时停车视距为:
m>
20m;
下坡时停车视距为:
由于计算的停车视距均大于20m,所以应取为24m。
3.4.3会车视距
会车视距为:
(2-6)
=48m>
40m
由于计算的会车视距大于40m,所以应取为48m。
3.4.4道路通过能力
道路通行能力与行车线数量、路面质量与状况、汽车运行速度以及安全行车间距有关。
(2-7)
——道路通过能力,辆/h;
K1——与挖掘机数量有关的运行不均衡系数,取K1=0.75;
——考虑会车、交叉口及制动等因素的安全系数,一般
=0.34~0.38,取
=0.35;
——停车视距,m。
=199.7≈200辆/h。
3.4.5道路宽度计算
设计公路为矿山三级公路,所以,查表]得,公路宽度13.5m。
又因道路宽度与车宽、车与车之间的安全间距以及