矿床地下开采课程设计.docx

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1、目录目录1第一章前言111课程设计的目的和任务11.2 课程设计要求21.3 课程设计内容2第二章采矿方法选择及设计31.1 矿山地质资料及开采条件32. 2采矿方法初选3第三章回采工艺43.1矿块布置43. 2切割工作53. 3回采工作5落矿工作5出矿工作7通风工作83. 4回采顺序94. 5覆盖岩层的形成105. 6采矿方法主要技术经济指标10第四章设计总结11参考文献：11第一章前言1.1 课程设计的目的和任务地下采矿方法课程设计是采矿工程必修课程采矿学I的实践性设计教学环节。通过本环节教学，使学生通过重温采矿学I，并完成规定的设计任务，到达稳固所学知识；学会使用采矿工程设计手册和其它参

2、考资料，掌握地下矿山采场设计的根本技能。1.2 课程设计要求1、深入理解选择采矿方法的依据，热练掌握选择采矿方法的技术经济评价内容与方法；2、熟练掌握采场设计的程序与步骤；3、掌握矿房开采，矿柱回采和空区处理工艺方法；4、能熟练地进行矿块技术经济指标的计算；5、熟练并高质量地绘制矿块采矿方法图件；6、设计参照采矿设计手册（4卷冶金工业出版社）和课程设计大纲；7、用手工（图纸用铅笔或上墨）或计算机绘图均可；1.3课程设计内容1、设计应着重于方案的选择分析和论证；2、设计任务应包括设计说明书撰写和图纸绘制两局部：A、设计说明书：设计应分章、节并用钢笔缮写或打印，必要时在说明书中应画出细部结构图。文

3、字力求通顺、简练；书写应整洁，计算应正确，篇幅一般为20页左右。B、图纸：（1）采矿方法三面投影图一张（图幅0.5594x42Omm,1.0图幅一841x594mm,比例尺1：200或1：300）此图应将采矿方法各组成局部，构成要素，通风系统表示出来；图上应有主要结构尺寸。（2）采矿方法细部结构图：主要指炮孔布置图，底部结构，拉槽、拉底方法，爆破网路等。可根据不同的采矿方法而定。3、设计题目：某铁矿床开采初步设计4、原始资料（地质资料及开采技术条件）：某铁矿床，走向长1050m,倾角为6580,平均厚度d=46.4mo矿体连续性好，形状比拟规整，地质构造简单。矿体体重4.3tm3,松散系数1.

4、5,矿石为含铜磁铁矿，致密坚硬，f=812,属中等稳固。上盘为大理石，不够稳固，f=710,岩溶发育；下盘为矽卡岩化斜长岩及花岗闪长斑岩，因受风化。稳固性差。矿石品位较高，平均含铜1.73%,含铁33%。矿山设计年产量50万吨。矿体赋存标海拔550850米,埋深110米,地表允许陷落；矿山工作制度为每天三班，每班8小时，采矿设备选用常规设备。第二章采矿方法选择及设计1. 1矿山地质资料及开采条件某铁矿床，走向长1050m,倾角为65。80。，平均厚度d=1.6x=46.4m（x为学号）。矿体连续性好，形状比拟规整，地质构造简单。矿体体重4.3tm3,松散系数1.5,矿石为含铜磁铁矿，致密坚硬，

5、仁812,属中等稳固。上盘为大理石，不够稳固，f=7-10,岩溶发育；下盘为矽卡岩化斜长岩及花岗闪长斑岩，因受风化。稳固性差。矿石品位较高，平均含铜1.73%,含铁33%。矿山设计年产量50万吨。矿体赋存标海拔550850米,埋深110米,地表允许陷落；矿山工作制度为每天三班，每班8小时，采矿设备选用常规设备。2. 2采矿方法初选鉴于上述开采技术条件，矿体倾角急倾斜，矿石稳固性较好，围岩稳固性较差，设计经上向分层充填法和无底柱分段崩落法比拟。结果见表2-10表2-1采矿方法比拟表序号指标名称上向分层充填法无底柱分段崩落法1矿块生产能力（吨/日）60752矿块劳动生产率（吨/班）20253采准切

6、割工作量（采准比）（米/千吨）3.06.54矿石损失率（）5.715.75矿石贫比率（%）6.215.616主要材料消耗：炸药（千克/吨）0.3250.355雷管（个/吨）0.3150.3087采矿本钱（元/吨）1510.5无底柱分段崩落法:优点：(1)采矿方法简单，灵活性较大，不需留矿柱;(2)与有底柱分段崩落法比采切比小;(3)回采工艺简单，便于使用高效的自行凿岩、装运设备，实现采掘综合机械化;(4)在巷道中作业平安;(5)劳动生产率较高，矿块生产能力大;(6)在允许贫化率较大的情况下，可获得较好的回收率。缺点：(1)在覆岩下放矿，损失率贫化率较高，要求放矿管理严格；(2)在独头巷道内作业

7、，通风条件较差需设计专门管道通风；(3)大中型设备维护工作量大，一般矿山自行解决备品备件有一定困难。上向分层充填法：优点：(1)矿石贫化小缺点：(1)效率低，劳动强度大(2)充填本钱高，充填系统复杂，阶段间矿柱回采困难。由表21可见，上向分层充填法虽然具有矿石损失、贫化小的优点，但生产能力和采矿本钱比无底柱分段崩落法高。二者比拟而言无底柱分段崩落法工艺简单，工人易掌握，平安性也较高，总的看无底柱分段崩落法优越性大，矿设计选用无底柱分段崩落法回采，见附图(1#)。第三章回采工艺3. 1矿块布置根据矿山地质资料及开采条件确定矿块要素：(1)阶段高度。无底柱分段崩落法用于开采矿石在中等稳定以上的急倾

8、斜厚矿体,此时阶段高度可达6070m0本设计中取60m。(2)分段之间的联络。为了运送设备、人员和材料，一般采用设备井和斜坡道两种运送方案。但是随着铲运机的应用，分段与阶段运输水平常用斜坡道连通。本设计采用铲运机装矿，因而选用斜坡道作为分段之间的联络道。(3)矿块尺寸。无底柱分段崩落法划分矿块的标志不明显，为了管理上方便，一般以一个溜井所效劳的范围作为一个矿块。因此，矿块长度等于相邻溜井间的距离。本设计中回采巷道垂直走向布置，因而溜井间距取50m。(4)溜井位置。溜井一般布置在脉外，这样生产上灵活、方便。溜井受矿口的位置应与最近的装矿点保存一定的距离，以保证装运设备有效地运行。本设计溜井布置在

9、脉外，溜井口与最近的装矿点之间距离取为6m。溜井断面为方形2mX2m.(5)分段高度。分段高度大，可以减少采准工作量，但分段高度的增加受凿岩技术、矿体赋存条件以及矿石损失贫化等因素的限制。分段高度大，炮孔深度变随着增大，当炮孔超过一定深度时，凿岩速度显著下降。同时炮孔的偏斜度也随炮孔深度的增加而增大；夹钎和断钎事故也增多。这有仅降低了凿岩速度，而且使炮孔的质量变坏，影响爆破效果。因而分段高度一般控制在1012m为宜。本设计选取分段高度为IOmo(6)回采巷道。回采巷道的间距取8m,回采巷道的断面取最小宽度取2.8m,最小高度取3m。上下分段回采巷道严格交错布置，使回采分间成菱形。(7)分段运输

10、联络道的布置。分段联络道是用来联络回采巷道、溜井、通风天井和设备井的，以形成该分段的运输、行人和通风系统。其断面形状和规格与回采巷道大体相同。本设计分段运输联络道断面形状和规格取与回采巷道相同，采用脉外布置。3. 2切割工作在回采前必须在回采巷道的末端开成切割槽，作为最初的崩矿自由面及补偿空间。切割槽开掘方法主要有3种：切割平巷与切割天井联合拉槽法；切割天井拉槽法；炮孔爆破掏槽法。实际中广泛应用的方法是切割平巷与切割天井联合拉槽法。沿矿体边界掘进一条切割平巷贯穿和回采巷道端部，然后根据爆破需要，在适当的位置掘进切割天井；在切割天井两侧，自切割平巷钻凿假设干排平行或扇形炮孔，每排46个炮孔；以切

11、割天井为自由面，一侧或两侧逐排爆破炮孔形成切割槽。4. 3回采工作回采工作由落矿、出矿和通风等项工作组成。落矿工作落矿工作包括落矿参数确实定、凿岩工作和爆破工作等。(1)落矿参数。落矿参数包括炮孔扇面倾角、扇形炮孔边孔角、崩矿步距、孔径、最小抵抗线和孔底距等。炮孔扇面倾角1端壁倾角)。炮孔扇面倾角指的是扇形炮孔排面与水平面的夹角，它可分为前倾与垂直两种。前倾布置时，常用70。80。的倾角，这种布置方式可以延迟上部废石细块提前渗入，装药较方便，此外，矿石不稳固时，有利于防止放矿口处被爆破破坏。炮孔扇形面垂直布置时，炮孔方向易于掌握，但垂直孔装药条件较差。当矿石稳固，围岩块度较大时，大多采用垂直布

12、置方式。本设计矿石稳固，围岩块度较大，应选用垂直布置方式。扇形炮孔的边孔角。边孔角决定着分间的具体形状,边孔角愈小分间愈接近方形,因而可以减小炮孔长度。但边孔角过小会使很多靠边界的矿石处于放矿移动带之外，在爆破时这里容易产生过挤压而使边孔拒爆，此外，45。以下的边孔孔口容易被矿堆埋住，爆破前清理矿堆的工作量大且不平安。相反，增大边孔角使炮孔长度增加，对凿岩工作有利，但可以防止产生上述问题。根据放矿时矿岩移动规律，边孔角最大值以放出漏斗边壁角为限。我国根据目前凿岩设备多用45。55。，有的还大些。本设计选取扇形炮孔的边孔角为45。崩矿步距。崩矿步距是指一次爆破崩落矿石层厚度，一般每次爆12排炮孔

13、。分段高度（三）、回采巷道间距（B）与崩矿步距（1.）是无底柱分段崩落法三个重要的结构参数，它们对放矿时的矿石损失贫化有很大影响。放矿时矿石层是由上分段残留体和本分段崩落的矿石两局部构成的。矿石层形状与数量主要取决于“、8与1.值。改变、B、和1.值，可使崩落矿石层形状与放出体形状相适应，以期求得最好矿石回收指标。根据无底柱分段崩落法放矿时矿石移动规律得知，最正确结构参数实质上是指从6与1.三者最正确的配合。也就是说三个参数是相互联系和制约的，其中任一个参数不能离开另外两个参数而单独存在最正确值。无底柱分段崩落法放矿的矿石损失贫化值除去与结构参数有关以外,还与矿块边界条件有关，有时后者还可能是

14、矿石损失贫分的主要影响因素。因此在分析矿石损失贫化时必须注意到边界条件问题。本设计崩矿步距选取2排炮孔的距离。孔径、最小抵抗线和孔底距。无底柱分段崩落法采用接杆深孔凿岩，常用的钎头直径为5165mm0根据矿石性质不同，最小抵抗线也1.52.0m;一般可按W7d=3O左右计算最小抵抗线，其中W为最小抵抗线，4为孔径。最小抵抗线太小，前排炮孔爆破时，容易破坏后排炮孔；抵抗线太大，同排炮孔数过多，孔间距减小，爆破时，首先容易从炮孔之间击穿，产生大块和爆破立槽，影响爆破效果。确定最小抵抗线时应与最优崩矿步距相配合。在布置扇形炮孔时，一般使孔底距等于最小抵抗线。但这种布置的缺点是孔口处炮孔过于密集。为了

15、使矿石破碎均匀，有的矿山采用减小抗抗线，加大孔底距（加，使XW之积不变（即增多炮孔排数)，获得了良好效果。本设计选取最小抵抗线1.5m,孔径50mm。(2)凿岩工作。国内使用无底柱分段崩落法的矿山，主要使用CZZ型胶轮自行单机凿岩台车，台车配有YG-80或YGZ-90重型凿岩机。平均效率为4060m(台班)。近年开始采用国产CTC/400-2型双臂采矿台车，台车上配有两台YGZ-90型凿岩机，凿岩效率可达90100m/台班，同时凿岩有效深度可达20m。为了保证爆破效果,要特别注意炮孔质量。炮孔的深度和角度都应严格按设计施工,特别是孔深较大的几个孔更应注意。如一个深度为15m的炮孔，偏斜1。，孔

16、底距将发生25Omm的偏差。因此对炮孔质量应有严格而及时的验收制度，发现不全格的炮孔及时补孔。(3)爆破工作。无底柱分段崩落法的爆破只有很小的补偿空间，属于挤压爆破。爆破后的矿石块度关系装运设备的效率和二次破碎工作量。为了防止扇形炮孔孔口装药过于集中，装药时，除边孔及中心孔装药较满外，其余和孔的装药长短，如下图3-1。图31扇形炮孔装药示意图提高炮孔的装药密度，是提高爆破效果的重要措施。它有仅可以增大炸药的爆破威力，充分利用炮孔，而且可以改善爆破质量。3.3.2出矿工作出矿就是用出矿设备把回采巷道端部的矿石，运到溜井。(1)装运机出矿。ZYQ-14型装运机是目前国内矿山的主要出矿设备。它用铲斗

17、将矿石装入自身带有的自卸车箱中，运至溜井卸矿，完成装、运、卸三种作业。它的最小工作断面为2.8X3.0m。这种设备操作灵活可靠，但拖有风绳，限制了运距。在无底柱分段崩落法中使用这种设备较好的矿山，平均台班效率为120t左右，台年效率约8X1(左右。运距超过50m时，效果显著降低。在同一分段水平内，装矿顺序是逆风流方向进行，即先装风流下方的回采巷道，这样可减少二次破碎的炮烟对出矿工作的影响。为了提高装运机的效率，每台装运机应最少保有三条回采巷道轮流作业。这对进行二次破碎、完成生产任务、提高设备利用率、分级出矿和质量均衡等都有好处。出矿时，用铲斗从右向左循环装矿，不仅可以保证矿流均匀、矿流面积大，

18、而且操作者易于观察矿堆情况。由于装运机的效率落后于凿岩设备，使出矿成为无底柱分段崩落法整个回采工艺中的薄弱环节。(2)铲运机出矿。铲运机是一种柴油驱动设备，其特点是铲斗容积大，没有贮矿箱。矿石铲入铲斗后，将铲斗提起运至溜井处，翻转铲斗将矿石卸出。与装运机相比，铲运机的优点是，用柴油内燃驱动，无需配带风绳，故运距不受限制;铲斗容积大，国内定型生产的Z1.D型为211和311从国外购入的多为2n?和3.811铲运机行走速度快,通常为340kmh。因此铲运机的生产能力比装运机大很多，以3.8m3的为例，在无底柱分段崩落法中一般可达400500t(台班)。本设计选用铲运机出矿，型号为国产Z1.D斗容2

19、n?。(3)出矿管理。出矿管理就是实施控制放矿，以期获得较好的损失贫化指标。在出矿过程中，初期放出的是纯矿石，这局部矿石一般占放出矿石量的40%左右。以后开始贫化并逐渐增大，品位也逐渐下降，到达放矿截止品位时停止放矿。出矿管理主要有以下几项内容。确定出符合技术经济要求的截止品位。统计正常出矿条件下的放同矿石量与品位变化的关系，绘出曲线图。在分段采矿的平面上标出每个步距的放出矿石量和矿石品位以及矿石损失贫化数值。放出矿石的品位，特别是每次放矿后期的矿石品位，要实施快速分析。3.3.3通风工作无底柱分段崩落法回采工作面为独头巷道，无法形成贯穿风流；工作地点多，巷道纵横交错很容易开成复杂的角联网络，

20、风量调节困难；溜井多而且溜井与和分段相通,卸矿时，扬出大量粉尘，严重污染风源。总之，这种采矿该去的通风管理是比拟复杂和困难的；如果管理不善，必然造成井下粉尘浓度高，污风串联，有害工人的身体健康。因此，搞好这种采矿方法的通风是一项极为重要的工作。在考虑通风系统和风量时，应尽量使每个矿块都有独立的新鲜风流，并要求第条回采巷道的最小风速，在有设备工作时不低于0.3ms,其它情况下，不低于0.25ms0条件允许时，应尽可能采用分区通风方式。回采工作面只能用局扇通风。局扇安装在上部回风水平，新鲜风流由本阶段的肪外运输平巷经通风井，进入分段运输联络道和回采巷道。清洗工作面后，污风由铺设在回采巷道及回风天井

21、的风筒引至上部水平回风巷道，并利用安装在上水平回风巷道内的两台局扇并联抽风。见图32。2一上阶段沿脉运输巷道；3溜井；4一设备井；5通风人行天井；6分段运输巷道；7一回采巷道；10通风线路图3-2回采工作面局部通风系统图为保证通风质量，本设计采用这种通风方式。3.4回采顺序无底柱分段崩落法上下分段之间和同一分段内的回采顺序是否合理,对于矿石的损失和贫分、回采强度和地压等均有很大影响。当回采巷道垂直走向布置和运输联络道在脉外时，回采方向不受设备井位置限制。当回采巷道垂直走向布置和运输联络道在脉内时，回采方向应向设备井后退。本设计回采巷道垂直走向布置且运输联络道在脉内，因而回采方向不受设备井位置限

22、制。分段之间的回采顺序是自上而下，上分段的回采必定超前于下分段。超前距离的大小，应保证下分段回采出矿时，矿岩的移动范围不影响一分段的回采工作；同时要求上面覆岩落实后再回采下分段。3. 5覆盖岩层的形成为了形成崩落法正常回采条件和防止围岩大量崩落造成平安事故,在崩落矿石层上面必须覆以岩石层。岩石层厚度要满足以下两点要求：第一，放矿后岩石能够埋没分段矿石，否那么形不成挤压爆破条件，使崩下的矿石将有一部落在岩石层之上，增大岩石损失贫化；第二，一旦大量围岩突然冒落时，确定能起到缓冲的作用，以保证平安。根据这个要求一般覆岩厚度取约等于二个分段高度。根据矿体赋存条件和岩石性质的不同，岩石层有多种形成方法。

23、考虑本设计的开采技术条件，采用矿石垫层的方法。我国镜铁山铁矿成功的使用了矿石垫层。该矿一号矿体上部出露地表，用无底柱分段崩落法回采上面23个分段，留有矿石垫层，随着回采工作向下推进，上盘暴露面积增大，最后自然崩落下来，形成了岩石垫层。3.6采矿方法主要技术经济指标采矿主要技术经济指标见表3-lo表3-1无底柱分段崩落法主要技术经济指标序号指标名称单位数额备注1设计开采矿量矿石量万I6284.88品位：CuFe%1.7333全矿平均金属量CuFe万t万t108.72842074.01042采出矿量矿石量万I5298.1538采出矿石品位:CUFe%1.4627.85采出金属量：CuFe万I万t7

24、7.35301748.39083矿山生产能力t/d(万ta)1562.5(50.0)4矿山效劳年限a105.965矿床开拓联合开拓法6采矿方法无底柱分段崩落法7矿山工作制度d/a3208采矿综合损失率%15.79采矿综合贫化率%15.6110采场生产能力t/d75第四章设计总结矿床地下开采课程设计是对我们已学课程采矿学I的复习，是为我们不久的毕业设计打根底，并将我们以前学过的许多课程如采矿学、地质学、测量学、工程制图等联系在了一起，加深了我对这些课程的理解。同时，在做课程设计的过程中我学会了如何使用采矿设计手册，为毕业设计打下了很好的根底。通过此次课程设计让我明白了许多以前不明白的知识点,懂得了做学问要有一个严谨的治学态度，要有耐心。这些收获我会将它们融入在我以后的学习和生活中，时刻提醒自己要不断完善，精益求精。当然，此次设计是我第一次尝试做，肯定有许多缺乏之处，希望老师多多指正，谢谢！参考文献:1宁恩渐.采掘机械1第二版)M.冶金工业出版社.1991.5.2采矿设计手册(2)M.中国建筑工业出版社.1987.3王青.金属地下露天开采M.冶金工业出版社.1976.4刘殿中.工程爆破实用手册M.冶金工业出版社.1999.