1、 目录目录 引言 - 2 - 摘要 - 2 - 第一章 矿区概况 . - 3 - 第一节 地理位置与交通 - 3 - 第二节 地质特征 - 3 - 第三节开采技术条件 - 5 - 第四节 矿区通风方式 - 6 - 第五节 矿区现状 - 6 - 第二章 设计采区地质情况 . - 8 - 第一节 采区相对位置 - 8 - 第二节 地质构造情况 - 8 - 第三节 采区矿层及顶底板情况 - 8 - 第三章 设计采区储量与生产能力 . - 9 - 第一节 采区储量 - 9 - 第二节 采区生产能力服务年限 - 9 - 第四章 采区方案设计 - 10 - 第一节 采区巷道布置方案 - 10 - 第二节
2、方案的技术经济比较 - 13 - 第三节 方案选择 - 14 - 第四节 工作面设备配备 - 14 - 设 备 表 . - 14 - 第五节 采矿工作面生产技术管理 - 15 - 第五章 采区生产系统 - 16 - 第一节 采区工作面运输系统 - 16 - 第二节 采区工作面通风系统 - 16 - 第六章 采区主要技术经济指标表 - 18 - 第一节 采矿工作面技术经济指标 - 18 - 第二节 采区技术经济指标表 7-1-2 . - 18 - 参考文献 . - 20 - 结语 错误错误! !未定义书签。未定义书签。 第 - 2 - 页 共 20 页 - 2 - 引言引言 铁矿石在中国经济社会
3、发展中占有极重要的地位。铁矿发展的快慢，将直接关系到国 计民生。作为采矿专业的一名学生，我很荣幸能够为祖国铁矿事业尽一份力。毕业设计是 毕业生把大学所学专业理论知识和实践相结合的重要环节，使所学知识一体化，是我们踏 入工作岗位的过度环节，设计过程中的所学知识很可能被直接带到马上的工作岗位上，所 以显得尤为重要。 学生通过设计能够全面系统的运用和巩固所学的知识，掌握矿井设计的方法、步骤及 内容，培养实事求是、理论联系实际的工作作风和严谨的工作态度，培养自己的科学研究 能力，提高了编写技术文件和运算的能力，同时也提高了计算机应用能力及其他方面的能 力。 该说明书为自走铁矿 10wt/ a 采区设计
4、说明书，在所收集地质材料的前提下，由指导 教师给予指导，并合理运用平时及课堂上积累的知识，查找有关资料，力求设计出一个高 产、高效、安全的现代化矿井。 本设计说明书从矿井的开拓、开采、运输、通风、及工作面的采矿方法等各个环节进 行了详细的叙述，并进行了技术和经济比较。论述了本设计的合理性，完成了毕业设计要 求的内容。同时说明书图文并茂，使设计的内容更容易被理解和接受。在设计过程中，得 到了指导老师的详细指导和同学的悉心帮助，在此表示感谢。由于设计时间和本人能力有 限，难免有错误和疏漏之处，望老师给予批评指正。 摘要摘要 本次设计是开采自走铁矿1530中段15至18#采场矿体，设计图纸共十张，说
5、明书共六 章。 新平县自走铁矿位于新平县城 120方向，直线距离 29Km，属新平县杨武镇管辖。矿 区距昆（明、打）洛高等级公路 28Km，杨武镇通往鲁奎山麻腊依主矿山的永久性矿山公路 经过矿区附近，公路里程 12Km。矿区内有多条林区简易公路互通，矿区经玉溪往北 80Km 到昆明，交通方便。 采区主要含矿层为昆阳群大龙口条带灰岩中上部，矿体厚 35m，倾角 55 度。矿层：结 构简单、埋藏稳定，直接顶底板为条带灰岩，坚固系数 f8-12 属中等稳固。矿、岩界限清 楚，肉眼即可分辨。 本采区分五个分段，各分段间距8-12米，采用分段凿岩阶段崩落法采矿。 矿井运输采用7吨电机车牵引25个0.75
6、方矿斗运输，矿井通风采用抽出式通风。 关键字：关键字：平硐 分段凿岩阶段崩落法 第 - 3 - 页 共 20 页 - 3 - 第一章第一章 矿区概况矿区概况 第一节第一节 地理位置与交通地理位置与交通 1.1.1 1.1.1 矿区地理、交通外位置矿区地理、交通外位置 新平县自走铁矿位于新平县城 120方向，直线距离 29Km，属新平县杨武镇管辖。 矿区距昆（明、打）洛高等级公路 28Km，杨武镇通往鲁奎山麻腊依主矿山的永久性矿 山公路经过矿区附近，公路里程 12Km。矿区内有多条林区简易公路互通，矿区经玉溪往北 80Km 到昆明，交通方便。 第二节第二节 地质特征地质特征 一、地层 区内地层主
7、要有下昆阳群大龙口组和黑山头组组成。 黑山头组以碎屑岩、 泥质岩为主， 大龙口组为一套薄至中厚层状的石灰岩，两着者呈渐变过度关系，其次还出露有三迭系干 海子组砂页岩。 二、构造 （一）（一） 褶皱褶皱 矿区位于鲁奎山复式向斜的西翼，地层总体走向近于南北，以向东倾斜的单斜构造为 主，次级小褶皱亦较发育，形成次级南北向背斜及向斜。这些次级褶皱主要发育于 F10断层 以东，轴向南北，向西倾斜，与南北向断裂产状基本一致。局部地层有倒转现象，并形成 反 S 形扭曲。 （二）（二） 断裂断裂 矿区内主要断层有东西向的 F7，南北向的 F10、F11，北东向的 F2，北北东向的 F4。其次， 紧邻 F11西
8、侧还有四条近东西向的小横断层（走向长 40200m 不等）及一条北北西向的次 一级的正断层（走向长约 230m，被两条横断层所切割） 。 三、三、矿床矿床特征特征 下昆阳群大龙口组下部之条带状灰岩（Pt1d a1）为矿床内之唯一含矿层位，各矿体 无一例外都赋存于该地层中。含矿层由一套薄至中层石灰岩夹薄层泥质灰岩条带构成， 下部含泥质较重，条带状构造明显，以薄层状为主，向上泥质渐减灰质渐增，单层厚 度逐渐增大，上部递变为较纯净的中厚层状石灰岩，铁矿体即赋存于该层之中上部或 下部。矿体为层状、似层状、透镜状，产状与围岩一致或基本一致，并与围岩成同步 褶曲和错断。在空间上，相邻两条南北向断裂间夹着一
9、个矿体，即 F10与 F11之间分布着 3 号矿体（群）。矿体厚度以中部最大，向两端逐渐变薄，接近断层时矿体即尖灭。3 第 - 4 - 页 共 20 页 - 4 - 号矿体与麻腊衣矿段的 1 号矿体之关系，在平面上呈平行排列，剖面上形如尖灭再现。 矿体空间形态为反 S 形。从麻腊衣矿段的 1 号矿体形态看，矿体北段走向东西，向南 倒转；中段转为南北走向，近于直立；南段逐渐向南东方向弯曲，复转为东西走向。在平 面上矿体呈 S 形扭曲，三维空间上甚似扭麻花状。3 号矿体形态与 1 号矿体相类似，唯扭 曲程度不如 1 号矿体激烈而已。从 1 号和 3 号矿体形态比较可以看出，随着矿体埋深的增 加，矿
10、体的扭曲程度逐渐减弱。 四、四、矿体矿体特征特征 3 号矿体东西分别为 F11和 F10断层所夹持，北边以 42 线为界，南止于-2 线，矿体南 北长 1090m，最大倾斜延伸 400m（40 线） ，最小延伸长度 170m（-1 线） 。矿体埋藏标高在 12381680m 之间，最大垂直埋深 820m（40 线以北） ，最小垂直埋深 300m（0 线以南） ，整 个矿体埋藏在矿区最低浸蚀面以上。 矿体呈层状、似层状、透镜状赋存于条带状灰岩中上部，与条带灰岩顶界距离一 般为 4060m，层间距较定。由于该矿体为隐伏盲矿体，无法直接观察矿体产状与围岩 的关系，然而在岩心编录中仍见矿体界线与围岩层
11、理相平行的现象。 矿体产状特征是： 南北走向， 东西倾斜， 南缓北陡。 3 线以南矿体倾角一般 2550， 3 线至 11 线间倾角一般 5060，11 线以北矿体急剧变陡，局部自立，至 42 线时矿体 向西倒转。综观全貌，矿体空间形态呈反 S 扭曲，与 V1矿体形态相类似，所不同的是 V3a 矿体扭幅度不及 V1矿体大罢了。 矿体厚度特征：北边厚，南边薄、中部厚，两端薄。工程见矿真厚度最大 35.67m， 最小 1.96m，矿体平均厚度 10.60m。经计算，矿体厚度变化系数 79.81，属厚度变化中等 或较大者，且均在可采范围内变化，矿体内部无不可采点和天窗，矿体的联系性是好的。 厚大矿体
12、分布于 7 线以北地段，7 线以南矿体向南逐渐变薄。矿体内部结构较为简单，夹 石较少。 矿体以原生菱铁矿为主，仅 0 线以南有极少量氧化矿石。矿体品位稳定，与矿体厚度 变化无关。 五、五、矿石矿石特征特征 3 号矿体矿石以原生菱铁矿为主，储量占整个矿体的 99.2%，氧化矿则较少，储量仅 占 0.71%。 氧化矿（褐铁矿）中主要矿石矿物为褐铁矿，其次为少量的菱铁矿和赤铁矿。矿石颜 色多呈灰褐色、褐色，局部土黄色；胶状、不规则状和他形粒状结构，网格状、多孔状、 粉状构造。脉石矿物主要有方解石、绿泥石、石英及粘土矿物。主要金属矿物特征如下： 第 - 5 - 页 共 20 页 - 5 - 褐铁矿：褐
13、色、灰褐色、局部土黄色，多呈胶状、不规则状和他形粒状，为菱铁矿经 后期氧化而成，矿石中明显保留菱铁矿假象。常见的褐铁矿构造有多孔状、网格状，少量 土状及粉状。 菱铁矿：呈斑点状、粒状零星分布于褐铁矿中。颗粒表面多为黄褐色、黄色、淡黄色， 新鲜面及颗粒中心为灰白色奶油黄色，里粒径 0.10.5cm 不等。菱铁矿表面多已形成 褐铁矿薄膜，与褐铁矿呈渐变过度关系，为未经充分氧化而残存于氧化矿石中的菱铁矿颗 粒。氧化矿石中菱铁矿所占的比例为 515%左右。 第三节第三节开采技术条件开采技术条件 水文地质水文地质 矿区处于鲁奎山向斜级水文地质单元中，具体处于鲁奎山向斜西翼半山坡；矿区最 高山峰为东部的无
14、名峰，海拨 2260.6m；最低侵蚀基准面为矿区东侧外围的化念河，平均 海拨约 900m；查明矿区主矿体平均顶板标高为 1270m 1690m，斜深最大为 820m。 矿区含水层主要为成层性较好、 岩溶不发育的大龙口组灰质白云岩或灰岩、 泥质灰岩， 间夹少量钙质板岩及板状灰岩，厚度约 700m。潜水稳定水位标高变化大致在 1683.36m 1732.14m；水位埋深在 466.30m284.58m 标高。矿区地下水由降雨补给，沿灰岩中的裂 隙、溶洞运动，最后由山麓河谷地段的泉水排泄。昆阳群黑山头组石英岩、板岩及凝灰岩 组成两翼，为隔水层。由于隔水层的封闭，使鲁奎山为一完整的水文地质单元。 矿体
15、虽然位于裸露灰岩中，但地处分水岭地段，地下水位埋藏深，据鲁奎山第二期井 巷开拓工程实测结果，矿坑内仅见小股沿裂隙和小断裂带涌出的泉水，单位涌水量小于 0.004L/s.m，多数地段为滴状裂隙水流入，含水层富水性弱，矿区地形十分有利于地表、 地下水的排泄，属以岩溶裂隙含水层充水为主、水文地质条件中等偏简单的矿床。 工程地质工程地质 矿石构造为原生菱铁矿石，矿体与围岩界线较清晰，矿体整体稳固性较好。矿体顶底 板围岩均为灰岩，岩石坚硬、完整，地表浅部节理裂隙发育一般。但矿体处于断裂带，裂 隙节理发育，所构成的边坡又易于产生滑坡和崩塌，不良地质现象发育较弱，总体上矿体 顶底板围岩的岩石质量较好，地表允
16、许陷落。 矿体的直接顶板围岩均为条带状灰岩，岩石稳固性中等。氧化矿石破碎，松散不固定； 混合矿及菱铁矿，矿石致密，稳固，矿石无结块性，无自然性。围岩(顶底板为灰岩)的稳 固性较好，菱铁矿矿体致密，稳固性较好。 总之，主矿体顶底板岩层稳固性较好，多属半坚硬一坚硬工程地质岩组，矿体埋藏较 第 - 6 - 页 共 20 页 - 6 - 深。 氧化矿（赤-褐铁矿）矿石平均体重：2.94t/ m 3 ； 原生矿（菱铁矿，包括贫、富矿石）矿石平均体重：3.60t/ m 3 ； 夹石（石灰岩）平均体重：2.62t/ m 3 ； 矿石松散系数：1.6。 矿区地貌矿区地貌 鲁奎山铁矿区（含自走铁矿）北、东、南三
17、面为河流环绕，西面为扬武山间断陷盆地， 地形上四面低凹，中间为雄峰耸立的群山鲁奎山。矿区周围地形陡峻，切割强烈，矿 区北面大开门大桥桥面标高 1156m，西侧扬武旅社标高 1460m，南面河底江大桥为矿区附 近最低侵蚀基准面，标高 980m。l 号矿体埋藏标高为 13701972m，l、2 号矿体浅部可以 露天开采。3 号矿体埋藏标高 12381690m，均在最低侵蚀基准面以上，便于平巷开采。 第四节第四节 矿区通风方式矿区通风方式 根据确定的开拓系统，本矿采用的开拓方式为平硐开拓。1580 m 中段或 1530 m 中段 坑口都为进风口，新鲜风流由中段运输平巷经中段斜坡道和分段平巷进入采场工
18、作面，污 染风流则利用主通风系统的风压排至上中段回风平巷排出地表。因此，矿山通风系统基本 可认为是对角抽出式通风系统。 第五节第五节 矿区现状矿区现状 1、开拓系统 开拓运输方式为平硐方案，设计中段高度50m，每个中段设一条通地表的中段运输平 巷，矿体上部设1630m专用回风道，采用以抽为主的通风方式。 由于矿岩稳固，主要开拓巷道设计考虑20%采用喷射混泥土支护，其余不支护。矿区 现设1580m、1530m、1480 m中段。 2、采矿方法 第 - 7 - 页 共 20 页 - 7 - 选用的采矿方法分别为浅孔留矿法、震动放矿机底结构的分段凿岩阶段崩落法和铲运 机出的无底部结构分段崩落法等。
19、第 - 8 - 页 共 20 页 - 8 - 第二章第二章 设计采区地质情况设计采区地质情况 第一节第一节 采区相对位置采区相对位置 1530 中段 15-18#采场位于矿床中部。开采标高 1530 m 至 1580m 水平之间。采区走向 长度为 60m，两水平垂直标高为 50m。 第二节第二节 地质构造情况地质构造情况 一、地质构造情况 本采区所采矿石全部为原生菱铁矿，根据勘探和揭露来看，构造复杂，对开采有一定 影响。 二、水文地质情况 本采区位于矿床中部，因 1480 中段及 1430 中段的施工，矿区水位已降至 1480 中段， 现 1530 中段以已不再出水，地面无河流等。 第三节第三
20、节 采区矿层及顶底板情况采区矿层及顶底板情况 一、矿层赋存情况 矿层厚 3040m，平均厚 35m。 矿层结构较简单，属稳定矿层，为大部分可采。 矿层倾角 5058，平均 55。 二、矿层顶底板特征 矿层顶底板以灰岩分布为主，矿体与围岩界线较清晰，矿体整体稳固性较好。矿体顶 底板围岩均为灰岩，岩石坚硬、完整。 第 - 9 - 页 共 20 页 - 9 - 第三章第三章 设计采区储量与生产能力设计采区储量与生产能力 第一节第一节 采区储量采区储量 设计范围内保有的资源设计范围内保有的资源/ /储量储量 本次方案设计开采对象为 1530m1580m 标高之间的 15-18#采场。 保有资源/储量见
21、表 11，各中段资源/储量及品位详见表 27。 表 11 设计范围内及设计范围外保有资源/储量汇总表 设计范围 菱铁矿 合 计 矿石量(万 t) 品位(%) 矿石量(万 t) 品位(%) 设计范围 内合计 31.8 39.03 31.8 39.03 第二节第二节 采区生产能力服务年限采区生产能力服务年限 一、1.采区工作面循环生产能力 W=LShrcd =60123.680330 =11.4 万 t/a 式中： W-正规循环生产能力，万 t/a; L-工作面长度，m; S-工作面正规循环推进度，1.6m; h-工作面设计采高，m; r-矿石比重，t /m； c -工作面采出率，% d-实际生产
22、天数 330 天 2.采区服务年限 A1 =工业储量回采率年生产能力 =31.8 万 t80%11.4 万 t/a =2.23 年 第 - 10 - 页 共 20 页 - 10 - 第四章第四章 采区方案设计采区方案设计 第一节第一节 采区巷道布置方案采区巷道布置方案 分段凿岩阶段崩落法（沿走向布置）（沿走向布置） 1）采场布置及结构参数 采场沿矿体走向布置于运矿穿脉之间，运矿穿脉垂直矿体走向布置，间距 50m，采场 长度等于穿脉间距，亦为 50m。在运矿穿脉之间沿矿体走向在底柱内布置装矿巷道与之相 连。中段高 50m，底柱高度 8m，分段高度 9-11m，漏斗间距 6m。 根据矿体厚度不同，
23、分为单排漏斗布置和双排漏斗布置两种方法。即矿体厚度为 5 8m 时在装矿巷道一侧布置单排漏斗，矿体厚度在 815m 时，在装矿巷道两侧交错布置双 排漏斗。 2）采准、切割工作 从穿脉运输巷一侧往上开凿人行、通风和材料井，从人行、通风、材料井开凿联道， 再开凿分段凿岩巷道和装矿巷道。装矿巷道沿矿体走向开凿在矿体下盘围岩中（单侧漏斗 布置） ，或矿体中（双漏斗布置） ，沿装矿巷道一侧或双侧每隔 6m 布置漏斗进路和漏斗颈 （注意：双侧漏斗需交错布置，这样有利于保证装矿巷道的稳定） 。漏斗颈上口需扩大成 喇叭口，以利于顺利放矿。在漏斗颈上方沿矿体走向布置拉底凿岩平巷，从拉底平巷往上 每隔 9-11m
24、 布置分段凿岩平巷。拉底和分段凿岩平巷应根据矿体厚度不同在每个分段上布 置一条或两条，每个分段需布置两条分段凿岩平巷，以便使中孔深度不超过 15m。在矿块 端部掘切割井及切割槽，为爆破落矿提供补偿空间，补偿空间系数为 1520%。标准采场采 切工程量见表 3-4。 表 3-4 标准采场采切工程量表 项 目 采切工程量 长度(m) 断面(m 2) 工程量(m 3) 采准天井 50 4.00 200 装矿巷道 260 6.25 1625 联道 1350 6.25 8581 斗穿 96 1.60 153 漏斗颈 60 4.00 240 拉底及分段凿岩巷道 400 6.25 2500 切割平巷 56
25、7.84 439 切割槽 40 400 16000 第 - 11 - 页 共 20 页 - 11 - 扩漏 208 3 624 总计 2520 - 30362 采切比(m/kt) =2520/318=7.92 矿石总量：318kt 采切比(m 3/kt) =30362/318=95.4 3）回采工艺 回采工艺包括拉底及扩大放矿漏斗，切割槽和凿岩落矿三部份。各分段以切割井为自 由面在矿房全宽上拉开切割槽，作为矿房落矿的自由面。落矿工作是采用YGZ-90中孔凿岩 机在各分段平巷内凿垂直扇形炮孔，采用BQF-100型装药器进行装药，采用非电雷管起爆， 挤压爆破，排距1.6 m，最小抵抗线1.52m。
26、孔底距小于2m。采场爆落矿石通过底部漏斗 采用振动放矿机下放到装矿巷道内0.75m 3矿车装矿。矿石最大块度300mm。 4）采场通风 采场通风主要依靠主扇所形成的风压新鲜风流从底盘沿脉运输巷一侧的采准天井进 入采场工作面。新鲜风流清洗工作面后，污染风流经采场凿岩道排至端部回风井后再排到 上部总回风道抽出地表。 采场工作面局部通风拟选用 5.5kw 局扇，局扇布置在采场工作面附近安全处。 浅孔留矿采矿法浅孔留矿采矿法 1）矿块布置和构成要素 矿块沿矿体走向布置，长 60m，采场宽为矿体厚度。中段高度 50m，矿块间柱 6m， 顶柱高 2m，底柱高 5m，放矿漏斗间距 6m，采场联络道垂距 5m
27、。 2）采准切割 在矿体内靠下盘开掘沿脉装矿巷道，在采场端部矿体下盘开掘穿脉运输巷道与中段运 输巷道相连，在矿块间柱内布置脉内人行材料通风天井通往上中段或地表，在脉内人行材 料通风天井中每隔 5m 高掘进矿房（采场）联络道（断面 22m 2，当矿体较薄时，宽为矿 体厚，高为 1.8m） 。沿中段运输平巷靠矿体下盘一侧间隔 6m 开掘漏斗颈（1.51.5m 2）到 拉底层，在拉底水平开掘一条切割平巷并进行拉底工作和扩漏，底部漏斗口安设放矿木闸 门（或铁闸门） ，控制放矿装车。 4）矿块回采 自拉底层向上分层回采，分层高 8m 左右。矿房回采作业有： （1）凿岩 采用 YSP45 型凿岩机或 YT
28、P26 打眼。炮孔直径 40mm，采用梅花形或棋盘式布置炮 第 - 12 - 页 共 20 页 - 12 - 孔，孔间距 0.7-0.9m，排距 0.6-0.8m，炮孔深度 2.2m，生产中根据矿石坚固性作适当调 整，回采分层高度 2m。 （2）爆破 每一循环的炮孔钻凿完成之后，采用人工装药，非电导爆管起爆。矿石合格块度小于 300mm，大于 300mm 的大块在采场中用人工或炸药进行二次破碎。 （3）采场通风 新鲜风流由地表经中段平硐进入，由矿块一侧人行材料通风天井、联络道到达回采工 作面，洗刷工作面后经矿块另一侧人行材料通风天井上段回到上中段回风平巷，由回风平 巷排出地表。采场天井通地表时
29、，废风则由天井直接排出地表。采场通风主要利用矿井的 主风压进行机械通风，在爆破后或需要加强通风时采用 JK552NO4 局扇通风。 （4）出矿 每循环爆破的矿石，只宜放出爆破矿石量的 1/3，其余 2/3 留在采场中作工作平台。 局部放矿后进行平场和撬毛工作，使矿房爆堆保持平整并和顶板保持在 2.02.2m 之间的 高度，以便下次进行回采作业。 待整个采场采完后，最后放出采场中所有的矿石(称采场最终放矿)。采场在局部放矿 和最终放矿过程中，人员不准进入采场作业，以保证放矿的安全。 （5）矿柱回采 为了保证矿房矿石放矿的质量，减少矿房矿石贫化率，因此矿房矿石的最终放矿应在 顶柱和间柱保护下放出。
30、待采场矿石全部放出回采结束后，再组织矿柱回采。矿柱回采一 般在联络道中向间柱打上向孔爆破；在中段运输平巷中向底柱打上向扇形孔和向底柱打下 向扇形孔。起爆顺序是先爆间柱炮孔，再起爆顶柱炮孔，最后起爆底柱炮孔。靠地表中段 的顶柱，视顶柱矿石的稳固性及安全情况决定是否回采，若可回采，则在间柱中打水平中 深孔回采。 5）地压管理 每次局部放矿后应检查采场顶板浮石，平整场地，做好准备后再进行凿岩，开始下一 个作业循环。在采场上下盘围岩局部稳固性较差的地方采用管缝式（或20 的螺纹钢）锚 杆护顶，锚杆长 1.52.0m，间距 1.0m。必要时可以用铁丝网挂网。 矿块回采完后，应封闭通向采场的各种通道。 第
31、 - 13 - 页 共 20 页 - 13 - 第二节第二节 方案的技术经方案的技术经济比较济比较 一、工程量比较 方案一 优点：回采强度大，劳动生产率高，采矿成本低，回采作业安全，生产系统简单。 缺点：中深孔工程布置多。 方案二 优点：采准工作量小，回采工序与工作组织简单。 缺点：生产和准备之间干扰大，采区平巷、联络巷等要成承受多次采动影响，且维 护长度大，维护时间长，维护费用高。 采区方案技术比较表 4-2-1 项目 方案 方案一 分段凿岩阶段崩落法 方案二 浅孔溜矿法 1、掘进工程量 工程量较小 工程量较大 2、工程难度 一般 较大 3、通风距离 短 较长 4、管理环节 简单 管理环节多
32、 5、巷道维护 维护量少，费用低 维护量大，维护用高 6、工程期 较长时间才能完成采矿 较短时间形成采场出矿 通过两种方案的粗略比较，在技术上都可行，下进行经济比较。 二、方案经济比较 方案一、方案二均属技术上可行，采区服务年限符合要求。两者相比方案二的初期 经济投入较少，投产较快，但后期要进行水平得延伸，费用增加，方案一经济投入少， 生产能力强，后期支护少。因此，两方案需要通过经济比较，才能确定其优劣。经济方 面：经济比较在于巷道工程量耗资的多少。 第 - 14 - 页 共 20 页 - 14 - 优缺点比较 表 42-3 方案 优点 缺点 方案一 1、安全系数高 2、投产时间快 3、运输能
33、力强 1、 服务年限短 2、 生产能力小 3、 石门工程量大 方案二 1、生产能力大 2、服务年限长 3、巷道维护小 1、管理环节多 2、通风要求严 3、运输能力弱 第三节第三节 方案选择方案选择 经过此经济比较的方案，通过综合实际考虑后还是选择方案一确定采区最终的设计 方案。 第四节第四节 工作面设备配备工作面设备配备 设设 备备 表表 序 号 设 备 名 称 规 格 型 号 单位 数量 重 量（t） 备 注 原有 新增 单重 总重 一一 采掘设备采掘设备 1 浅孔凿岩机 YTP-26 台 4 4 0.03 0.24 2 浅孔凿岩机 YSP-45 台 2 0.04 0.08 3 中深孔凿岩机
34、 YGZ-90 台 2 2 0.09 0.36 4 装药机 BF-100 台 2 3 0.32 1.6 5 混凝土喷射机 HPH6 台 1 1 0.8 0.8 6 混凝土搅拌机 JG250 台 1 2.95 2.95 7 电动铲运机 WDJ1.5 台 2 1 8 装岩机 Z30 台 2 3.2 6.4 9 履带式推土机 T-180 台 1 10 局扇 JK55-2No4 台 3 6 0.1 0.9 二二 矿机设备矿机设备 架线式电机车 ZK7-6/250N=20.6KW 台 2 3 7 35 1 矿车 1.2m 3侧卸式矿车 辆 30 52 1 84 2 3 材料车 YLC3(7) 辆 2 3
35、 1.04 3.12 4 5 6 1530m 中段铺轨 22kg/m 米 2800 7 单开道岔 622-4-15 套 8 1 8 8 第 - 15 - 页 共 20 页 - 15 - 9 10 0.75m 3侧卸式矿车卸载曲轨 QJ1.2-6 套 8 2.392 19.136 11 振动放矿机 FZC-2.5/1.4-5.5N=5.5KW 台 26 1.36 35.36 12 13 14 空气压缩机 7L-100/8 台 3 12 36 15 电动机 N=550kw 台 3 16 通风机 DK40-6-No19 台 2 8.63 17.26 三三 电器设备电器设备 1 电力变压器 500kV
36、A 台 2 2 电力变压器 250kVA 台 1 3 电力变压器 160kVA 台 1 4 电力变压器 315kVA 台 1 5 硅整流器 GTA100/275 台 1 6 低压配电屏 JK 台 2 7 动力配电箱 XL21 台 3 8 照明配电箱 PZT 台 3 第五节第五节 采矿工作面生产技术管理采矿工作面生产技术管理 一、劳动组织 劳动力配备表 表 5-6-1 早 班 中 班 下中班 夜 班 合 计 打眼放炮工 5 5 10 铲运工 2 2 4 巷修工 1 1 机修工 3 3 电工 1 1 材料、工具管理工 1 1 出勤人数合计 11 2 5 2 20 注：本劳动组织指直接生产出勤，不包
37、括休息人员。 工 种 班 次 第 - 16 - 页 共 20 页 - 16 - 第五章第五章 采区生产系统采区生产系统 第一节第一节 采区工作面运输系统采区工作面运输系统 一、运矿系统 矿石经采场溜井用振动放矿机将矿石装入 0.75m 3 侧卸式矿车，用 7t 架线式牵引经 1530m 中段将矿石运往地表堆矿场。 二、运料系统 1、运输方式 工作面需要的设备等物资，采用矿车、材料车、拖拉机等，通过 1580m 及 1530m 中段 平巷经斜坡道运至各分层工作面。 2、运输路线 地面平巷斜坡道工作面用料地点(出料：反向) 三、行人系统 地面平巷斜坡道工作面 第二节第二节 采区工作面通风系统采区工
38、作面通风系统 一、工作面通风线路 新鲜风流由中段运输平巷经中段斜坡道和分段平巷进入采场工作面，污染风流则利用 主通风系统的风压排至上中段回风平巷排出地表 即 1530m 水平运输大巷斜坡道/通风井 各分层作业面总回风巷（1630m）地面。 二、采区风量计算采区风量计算 矿井需风量计算方法有：一是排除设备废气，按设备功率及工作系数计算需风量；二 是按工作面排尘风速计算需风量；三是按产尘设备的排尘风量计算需风量。本设计按主要 采掘设备的排尘风量方法计算矿井需风量，需风量乘以漏风系数后为矿井总风量。矿井总 风量计算结果见表 3-13。 表 3-13 矿井总风量计算表 序 作业 设备 规格 工作 同时
39、工排尘 单位需 总需风 1 开拓 浅孔凿岩YTP-26 2 1.00 2.5 2.5 5 2 采切 浅孔凿岩YTP-26 1 1.00 2.5 2.5 2.5 3 凿岩 中孔凿岩YGZ-90 4 1.00 3.5 3.5 14 4 出碴 装岩机 Z-30 2 1.00 1.0 1.0 2 5 出矿 铲运机 WDJ-1.5 2 1.00 4.0 4.0 8 小 计 31.5 1、采区工作面需风量计算 按工作面同时工作的最多人数计算： 第 - 17 - 页 共 20 页 - 17 - Q2=4N =416 =64/min 式中： 4 为每人每分钟所需风量，即 4m 3/min； N 为工作面同时工
40、作的最多人数，即 16 人 按工作面温度计算： Q采=64VSKi =641.531.l =316m 3/min 式中： Q 采为工作面实际需要的风量 m 3/min V 为工作面适宜风速 m/s S 为工作面平均有效断面，按最大和最小控顶有效断面的平均值计 算 m 2 Ki 为工作面长度系数，取 1.1。 。 按炸药使用量的计算 Q 掘=25A 掘 =2515=375 m 3/min 式中：25 为使用 1Kg 炸药的供风量，m 3/min。 A 掘为掘进工作面一次爆破所用最大炸药量。15Kg 3、硐室需风量 井下机电硐室按温度不超过 30，根据经验采区变电所配给 70 m 3/min 风量
41、 第 - 18 - 页 共 20 页 - 18 - 第六章第六章 采区主要技术经济指标表采区主要技术经济指标表 第一节第一节 采矿工采矿工作面技术经济指标作面技术经济指标 表 7-1-1 序号 项目 单位 数量 说明 1 采区工作面走向长度 m 60 2 采矿工作面倾斜长度 m 60 3 矿层厚度 m 40 4 矿层倾角 55 5 回采率 % 80 6 采矿方法 分段凿岩阶段崩落法 7 顶板管理方法 顶班分级管理 8 日循环数 个 1.5 9 进度 循环进度 日 2 日进度 M（日） 1.5 10 工作面日产量 吨（日） 445 11 炸药消耗量 Kg（吨) 0.3 12 雷管消耗量 个（吨)
42、 0.001 13 坑木消耗量 m（吨) 0.001 16 日出勤人数 人 20 17 回采功效 吨（人） 20 18 吨矿成本 元（吨） 83 第二节第二节 采区技术经济指标表采区技术经济指标表 7 7- -1 1- -2 2 项目 单位 指标 采区走向长度 m 60 采区倾斜长度 m 60 矿层厚度 m 40 第 - 19 - 页 共 20 页 - 19 - 工作面人数 个 4 同时生产工作面个数 个 4 采区生产能力 万吨（年） 11.4 采区服务年限 年 2.23 采区巷道工程量 m 1633 万吨掘进率 m（万吨） 0.005 采区回采率 % 80 第 - 20 - 页 共 20 页 - 20 - 参考文献参考文献 1、徐忠义 . 杜前进 .采矿知识问答.冶金工业出版社.2008 2、庙延钢 . 栾龙发 .爆破工程与安全技术.化学工业出版社.2007 3、王玉俊 . 邓洪贵 .采矿手册.冶金工业出版社.2008 4、唐敏康.矿业工程概论.冶金工业出版社.2011 5、陈国山.采矿概论.冶金工业出版社.2008 6、陈国山.王洪胜.矿井通风与防尘.冶金工业出版社.2010 7、王青.任凤玉.采矿学.冶金工业出版社.2013 8、谢振华.安全系统工程.冶金工业出版社.2010
