一 : 采矿工程毕业设计开题报告写作要求
采矿工程毕业设计开题报告写作要求
总体要求
（1）基本格式要求：正文字体、字号、行间距等一致，分段书写，段落开头空两格这是最基本的格式。(www.61k.com)
（2）严禁直接从网上、往届学长处拷贝及抄袭。
（3）开题报告的写作，实在参考、综述前人的文献基础上，根据开题报告书写内容，围绕毕业设计题目及设计和研究内容，独立完成！
（4）开题报告通常在实习完成后1-2周内完成。
（3）同学们在独立完成开题报告初稿后，发给指导教师，指导教师指出错误，同学们修改，如此反复多次（一般不超过3次），直到指导教师同意定稿为止。
开题报告各部分写作要求如下：
一、选题背景及依据
这一部分通常分为四部分书写：
（1）设计部分
分段简述国内外研究现状及生产需求状况
具体写作如下：
第一段总论；
然后分别从石灰石矿山开采理念（无废开采，节能减排）、使用大型化、先进行的开采设备；先进、安全的爆破技术（微差爆破、逐孔起爆、炸药混装车等，靠近居民区及重要建构筑物的矿山，应经常加强爆破振动、冲击波等有害效应的监测与评估）来改善爆破效果，提高安全等级等
（2）专题部分：
围绕任务书所给专题题目及研究设计内容，论述国内外研究现状及存在的问题。
（3）选题目的及意义
1）所做设计和专题的目的及意义
主要从好的设计可以改善矿山安全条件、提高生产效率、简化管理程序等方面分析
采矿工程毕业设计 采矿工程毕业设计开题报告写作要求
2）从对学生个人方面分析选题目的及意义
设计部分锻炼学生综合应用所学知识的能力；
专题部分学生通过围绕某一主题的研究，锻炼和培养学生分析问题的能力，培养学生查阅、分析、综述和引用文献的能力以及写作论文的能力。（www.61k.com）
（4）参考文献
设计部分和专题部分的参考文献合起来写，格式规范，书籍及期刊的参考文献格式必须规范，并在引用位置标注出来。
由于学校要求毕业设计必须引用几篇英文参考文献，同学们如果找得到相关的英文参考文献，可以引用出来。
二、主要研究（设计）内容、研究（设计）思想及工作方法或工作流程
（1）主要研究（设计）内容
1）设计部分的主要设计内容
2）专题部分的主要研究内容
将任务书的内容复制过来即可。
（2）研究（设计）思想
1）设计部分的设计思想：
2）专题部分的研究思想：
这一部分个人根据自己的想法写作。
（3）工作方法或工作流程
根据自己的习惯写，设计部分和专题部分可合起来写，可分开写。
三、毕业设计（论文）工作进度安排
写作原则，就是我开学的时候给大家提的要求，大家可以有小的改动，一般第16周答辩，所以所有的安排必须在这之前完成。
第 周 某年月日-某年月日 完成工作：
第 周 某年月日-某年月日 完成工作：
………
二 : 采矿工程毕业设计
本科毕业设计
某铅锌矿第158至197勘探线
80万t/a开采设计
学院名称
专业名称
学生姓名 学号 环境与资源学院 采矿工程
指导教师
肖鹏程 高工
二〇一三年六月
采矿工程论文 采矿工程毕业设计
西南科技大学本科毕业论文 I
某铅锌矿第158至197勘探线
80万t/a开采设计
摘要：本次毕业设计的任务是湖南宝山铅锌矿床北部158～197勘探线-200m以上矿段矿床开采设计，设计年生产能力为80万t/a。[www.61k.com)
设计的首要任务是将矿区的地质资料、水文资料和勘探线剖面图结合起来对矿体赋存情况进行了解掌握。结合矿山相关地质资料设计开拓系统，应当使矿山开拓系统结构简单化，使基建工程量减少，并且能够达到生产能力，最后通过技术经济分析比较，来实现开拓系统方案和采矿方法的选择。本设计中开拓系统采用的是平硐竖井联合开拓，采矿方法采用的是浅孔留矿法。矿井的通风方式为两翼抽出式，采用集中通风，保证井下通风安全。设计中对井下运输和矿井提升部分，考虑了井下和地面运输功最小原则。设计中所用到的某些参数是采用类似矿山的数据，并以《采矿设计手册》为主，配合其它参考资料的方式进行设计。整个设计均按照了设计标准执行，并采用AutoCAD计算机绘图，满足了规范设计的要求。
关键词：矿床地质；开拓系统；浅孔留矿法；矿井通风；基建计划
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西南科技大学本科毕业论文 II
mine Abstract:The object of this design is to initial an plan for an Hu Nan lead and zinc mining involving the area of its northern explore lines ranged from 154 to197 and from altitude of -30m upwards, its has an anticipant capability of 0.4million t/a.
The design of the main tasks is to mine geological, hydrological data and prospecting line profile based on the geological condition of the ore body to understand. According to the mine geological data design development system, should make the mining development system has the advantages of simple structure, make the capital construction engineering quantity reduction, and can achieve the production capacity, the technical and economic analysis of development, to achieve the system scheme and selection of mining methods. The design of open system is used in the adit shaft joint development, Shallow hole shrinkage method method. Mine ventilation mode for the two wings of draw-out type, the central ventilation, ventilation safety guarantee. Design of the underground transportation and hoisting part, considering the underground and ground transportation work minimum principle. The design used in the some parameters used is similar to mine data, and to" mining design manual", cooperate with other reference way design. The whole design in accordance with the design standards, and adopt AutoCAD computer graphics, to meet the design requirements.
Key words: lead and zinc mining; on system development; level stratified cementation and filling method; mine ventilation system; mine drainage.
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西南科技大学本科毕业论文 III
目 录
前 言 .......................................................................... 1
第1章 总论 .................................................................. 2
1.1 设计任务与依据 ................................................... 2
1.2 矿山概况 ......................................................... 2
1.2.1 矿区位置与交通 ............................................. 2
1.2.2 矿区气候条件 ............................................... 3
1.3 矿山开采现状 ..................................................... 4
第2章矿山地质 ............................................................. 6
2.1 矿区地形特征 ..................................................... 6
2.2 矿区地质 ......................................................... 6
2.3 矿床地质 ......................................................... 9
2.3.1 矿床成因类型与工业类型 ..................................... 9
2.3.2 矿床特征 .................................................. 11
2.3.3 围岩特征 ................................................. 13
2.4 矿床开采技术条件与水文地质条件 .................................. 13
2.4.1 开采技术条件 .............................................. 13
2.4.2 水文地质条件 .............................................. 13
2.5 矿区勘探与储量计算 .............................................. 13
2.5.1 矿区勘探 .................................................. 13
2.5.2 矿区储量计算 .............................................. 14
2.6 生产地质工作 .................................................... 16
2.6.1生产勘探 ................................................... 16
2.6.2生产取样 ................................................... 16
2.7 地质资料评价 .................................................... 17
第3章 矿山生产能力 ....................................................... 19
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西南科技大学本科毕业论文 IV
3.1 矿山工作制度 .................................................... 18
3.2 矿山生产能力验证 ................................................ 18
根据矿山开采年下降速度验证生产能力 ....................... 18
根据经济上合理的服务年限验证生产能力 ..................... 19
第4章 矿床开拓 ............................................................ 21
4.1 开采范围确定 .................................................... 20
4.2 错动界限与保安矿柱圈定 .......................................... 20
错动界限的圈定 ........................................... 20
保安矿柱的圈定 ........................................... 20
4.3 矿床开拓 ........................................................ 20
4.3.1 开拓方式选择 .............................................. 20
4.3.2 开拓方案选择 .............................................. 21
4.3.3 阶段高度确定 .............................................. 25
4.3.4 开拓系统简述 .............................................. 25
4.4 主井位置的确定 .................................................. 27
4.4.1 选择主要开拓巷道位置的原则 ................................ 27
4.4.2竖井位置的确定 ............................................. 28
4.4.3 回风井 .................................................... 28
4.5 确定保安矿柱和绘制开拓系统图 .................................... 28
4.5.1矿区地质 ................................................... 28
4.5.2开拓方案 ................................................... 29
4.6 井田中阶段开采顺序和阶段中矿块开采顺序 .......................... 29
4.6.1 阶段开采顺序 .............................................. 29
4.6.2 阶段中矿块的开采顺序 ...................................... 29
第5章 采矿方法 ............................................................ 31
5.1 矿床开采技术条件 ................................................ 30
5.1.1 矿体赋存要素 .............................................. 30
5.1.2 矿石与围岩的物理力学性质 .................................. 31
5.1.3 矿石的价值、有用组成含量及分布特征 ........................ 32
5.1.4 矿体轮廓及其连续性 ........................................ 32
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西南科技大学本科毕业论文 V
5.1.5 矿石特征及成矿模式 ........................................ 32
5.1.6 地表是否允许陷落 .......................................... 33
5.1.7 加工部门对矿石质量的技术要求 .............................. 33
5.2 采矿方法选择 .................................................... 33
5.2.1 方案初选 .................................................. 33
5.2.2 方案终选 .................................................. 38
5.3 采矿方法概述 .................................................... 39
5.3.1 采矿方法构成要素 .......................................... 39
5.3.2 采准切割 .................................................. 39
5.3.3 回采工作 .................................................. 40
5.4 采准与回采计算 .................................................. 44
5.4.1 矿块采准切割工作量计算 .................................... 44
5.4.3 采准比计算 ................................................ 45
5.4.4 同时工作面数目 ............................................ 46
5.4.5 采准进度计划图标与回采工作循环表 .......................... 49
5.4.6 掘井回采设备及人员表 ...................................... 49
5.4.7 掘进回采主要材料消耗表 .................................... 51
5.4.8 采矿方法技术经济指标 ...................................... 51
5.5 矿床开采技术 .................................................... 53
第6章 井下运输 ............................................................ 55
6.1 运输系统选择 .................................................... 54
6.1.1 阶段运输巷道布置 .......................................... 54
6.1.2 运输方式 .................................................. 54
6.1.3 线路与轨道 ................................................ 55
6.2 运输设备选择与计算 .............................................. 56
6.2.1 运输设备选择 .............................................. 56
6.2.2 列车组成计算 .............................................. 58
6.2.3 机车台数确定 .............................................. 59
6.3 井底车场设计 .................................................... 61
6.3.1 井底车场布置形式 .......................................... 61
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西南科技大学本科毕业论文 VI
6.3.2 井底车场设计 .............................................. 61
6.3.3 井底车场通过能力计算 ...................................... 61
6.3.4 峒室 ...................................................... 61
第7章 矿井提升 .............................................. 63
7.1 提升方式及系统选择 .............................................. 63
7.1.1 提升任务 .................................................. 63
7.1.2 提升方式及提升系统选择 .................................... 63
7.2 提升设备选择 .................................................... 63
7.2.1 提升容器选择 .............................................. 63
7.2.2 提升机选择 ................................................ 68
第8章 矿井排水 ............................................................ 73
8.1 排水方式与排水系统确定 .......................................... 72
8.1.1 排水方式 .................................................. 72
8.1.2 排水系统 .................................................. 72
8.2 排水设备选择 .................................................... 73
8.2.1 选择原则 .................................................. 73
8.2.2 选择计算 .................................................. 73
8.3 水泵房、水仓 .................................................... 77
8.4 排水设备及人员编制 .............................................. 78
第9章 压气设施 .............................................. 79
9.1 压气设备的选择 .................................................. 79
9.1.1 全矿总耗气计算 ............................................ 79
9.1.2 压气机选择 ................................................ 80
9.2 压气管网 ........................................................ 80
9.2.1 压气管道直径 .............................................. 80
9.3压气机耗电计算 .................................................. 81
第10章 井巷断面设计 ........................................ 82
10.1 竖井断面设计 ................................................... 82
10.1.1 主井井筒断面设计 ......................................... 82
10.1.2 罐笼井断面设计 ........................................... 85
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西南科技大学本科毕业论文 VII
10.2 平巷断面尺寸设计 ............................................... 88
10.2.1 巷道断面形状选择 ......................................... 88
10.2.2阶段巷道断面尺寸设计 ...................................... 89
10.2.2 330平窿断面设计 ......................................... 92
10.3硐室设计 ....................................................... 96
10.3.1 水泵硐室 ................................................. 96
10.3.2 中央变电硐室 ............................................. 96
第11章 矿井通风 ............................................. 97
11.1 通风系统选择与风量、负压计算 ................................... 97
11.1.1 通风系统选择 ............................................. 97 11.1.2 矿井需风量计算 .......................................... 100 11.1.3 风量分配 ................................................ 103 11.1.4 负压计算 ................................................ 103 11.2 矿井通风设备的选择 .................................. 107
11.2.1 通风机的选择 ............................................ 107 11.2.2 电动机的选择 ............................................ 109 11.2.3 通风电耗计算 ............................................ 110 11.3 局部通风 ...................................................... 110 11.4 坑内防尘与安全 ................................................ 111
第12章 矿山总平面布置 .................................................. 114
12.1矿山地面运输 .................................................. 113
12.1.1运输系统的选择 ........................................... 113 12.1.2运输方式选择 ............................................. 113 12.2采矿工业场地布置 .............................................. 113
12.2.1布置原则 ................................................. 113 12
12工业建筑数量 ........................................... 113 生活区布置 ............................................. 114
第13章 矿山地质 ......................................................... 117
13.1基建工程量 .................................................... 116 13.2 基建进度计划编制 .............................................. 119
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13.2.1 编制步骤与方法 .......................................... 119 13.2.2 基建进度计划表 .......................................... 119 致 谢 .................................................... 121 主要参考文献 ................................................ 122 附图 ........................................................ 123
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前 言
毕业设计是教学计划的一个有机组成部分，是最后的一个不可缺少的教学环节。［www.61k.com］它具有实践性和综合性，是一种很好的结业形式。
通过毕业设计，能使学生受到工程师所必需的综合训练。学生运用所学基础理论、基础知识和基本技能，分析研究和解决各种采矿技术问题，从而提高调查研究、查阅文献和搜集资料的能力；提高理论分析，制定设计方案的能力；提高设计、计算和绘图的能力；提高技术经济分析和组织工作的能力；提高总结、撰写论文或设计说明书的能力。毕业设计是学生走向工作岗位前的一次“实践演习”，为今后从事采矿专业技术工作打下良好的基础。
由于时间短、内容多、工作量大，毕业设计不能象工业设计那样面面具深，只能在保持章节完整性的基础上重点进行矿床开拓设计，采矿方法设计，以及基建进度计划的编制等。对这些章节中的各项方案选择和技术决定都要进行详细的论证和必要的技术经济比较，其它如提升、运输、压气、通风、排水和供电各章，则主要是作各个系统的确定，设备选型设计，设备、人员表编制，以便进行详细的论证和必要的技术经济计算，也可根据各个年级的具体情况，研究决定删减一些章节。
本设计指导书是对毕业设计大纲较详细的说明，有些章节仍很粗糙，仅供毕业设计过程中参考，在保证大纲要求的前提下，学生可以重新组织章节内容，可不受本指导书的限制，鼓励创造性的运用，切切避免照搬。
毕业设计过程中，学生在指导教师指导下，要充分发挥独立思考正确运用所学理论知识的能力，以地质资料为依据，认真分析现有生产系统和技术方案的利弊，使设计切实做到：生产安全而可靠，技术先进而适用，经济合理而有效益。
设计说明书要简明扼要，书写工整，图纸整洁清晰，符合规范。
设计完成交指导教师评阅认可后再提交答辩。答辩委员会根据指导教师的评语和学生的答辩情况评定。
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第1章 总论
1.1 设计任务与依据
1、设计依据
以地质勘探资料为依据进行设计。[www.61k.com)
2、设计范围
北部财神庙铅锌矿体（158～197线），赋存标高-200 m以上矿段。
3、设计内容
（1）矿床开拓系统设计,
（2）倾角60°标准矿块采矿方法设计,
（3）-200m中段平面开拓设计,
（4）编制矿山基建进度计划（2.5 a）,
（5）通风系统设计,
（6）毕业设计任务书。
1.2 矿山概况
1.2.1 矿区位置与交通
湖南宝山矿业有限责任公司是一个铜钼铅锌银金等多种有色金属矿山，地处湖南省桂阳县城西南郊1公里，东经112°42′29″，北纬25°44′18″。往东有郴资桂高等级公路行程30多公里直达郴州市，往南至黄沙坪铅锌矿8公里，可通蓝山、嘉禾、临武等地，交通方便。有城市公路直达京广铁路、京珠高速、107国道，距离仅28公里。距京珠高速复线5公里，距厦蓉高速仅3公里，距衡武高速40公里。公司在郴州市拥有货物转运站，有铁路专线直通京广铁路，物流通畅，区位值高，可谓“三条高速绕矿过，交通便捷地势优”。
矿区附近主要河流有官溪河、春陵江，桂阳县地形属中高山地带，山峰高度一般在300～400m.交通位置见下图1-1。
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宝山铅锌银矿交通位置图
比例尺图1-2-1
图1-1宝山铅锌银矿交通位置图
1.2.2 矿区气候条件
郴州市位于北纬24°53′~26°50′，属中亚热带季风性湿润气候区。（www.61k.com］因南北气流受南岭山脉综合条件（地貌、土壤、植被、海拔）影响，太阳辐射形成多种类型的立体分布,垂直和地域差异大。具有四季分明,春早多变，夏热期长,秋晴多旱,冬寒期短的特点。多年平均气温17.4℃，多年平均降水量1452.1毫米，比全省平均数多19.7毫米，为全
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国多年平均降水量的2.22倍，为世界大陆多年平均降水量的1.3倍。（www.61k.com]由于气候温暖湿润，郴州山青水秀，风光旖旎，历来被誉为“四面青山列翠屏，山川之秀甲湖南”。正如“郴”字从林从邑，邑在林中，森林和城市融为一个和谐的整体。有诗为证：“郴山郴水，幽香醉人”。宋代诗人阮阅诗云：“万紫千红一径深，胭脂为地粉为林”。
矿区附近主要河流有官溪河、春陵江，桂阳县地形属中高山地带，山峰高度一般在300~400m，气候春夏多雨，秋冬干燥。
1.3 矿山开采现状
1、一期工程简况
宝山一期工程为露天开采，主要开采铜钼综合矿和单铜矿体。矿山于1966年10月破土建设，1972年底竣工建成生产能力：采矿2000吨/日，选矿2500吨/日，机修加工255吨/年，汽车大修100台/年,以及相应的供电、供风、供水系统。露天开采于1995年末闭坑。
2、二期工程简况
根据矿山的实际情况，一期工程露天开采的产量逐步减少，服务年限也在缩短。为了尽快解决好露天转井下的生产衔接，保证矿山生产的持续发展，1987年开始了二期工程建设。按宝山矿田的位置分，先后建设了中部铜钼多金属矿区、西部铅锌银矿区、北部铅锌银矿区。
中部铜钼矿区位于矿田的中部，东西长约800米，南北宽100~380米，矿体走向NE或NEE，倾向NW，属高温热液交代的矽卡岩型矿床。1987年开始建设，设计生产能力为500吨/日，主控工程按1500吨/日建设，采用平硐~明竖井开拓。
西部铅锌银矿区位于矿田的西部，距铜钼矿区西偏北仅300米处，矿体受宝岭倒转背斜东段倒转翼控制，主要产于层间断裂破碎带中，矿体走向NW~EW，倾向NE，属中低温热液充填交代型矿床。1988年采用探采结合方式开始建设，设计生产能力为300吨/日。采用平硐—盲斜井开拓。主要开采50米标高至250米标高的西部铅锌矿体。
北部铅锌银矿区位于矿田的北部，东西长约1400米，南北宽300米，矿体主要受财神庙倒转背斜和断裂破碎带控制，矿体走向EN~ EW和EW,倾向NNW或NNE。属中低温热液充填交代型矿床。1994年开始建设，设计生产能力为300吨/日，采用平硐
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~明竖井~盲斜井联合开拓。（www.61k.com)主要开采-30米至90米标高铅锌矿体。
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第2章
2.1 矿区地形特征 矿山地质
宝山矿山所在的桂阳县位于湖南省郴州市西部，南岭北麓，湘江支流的舂陵江中上流。（www.61k.com]地理坐标为东经112°13′26″至112°55′46″，北纬25°27′15″至26°13′30″。 全县以丘岗地为主，南北高中间低，属丘陵地带。
宝山矿紧挨桂阳县城地表不允许大面积崩落。
2.2 矿区地质
1、矿区地层
宝山矿区主要出露地层为石炭系。矿区内Cu、Pb、Zn等有色金属矿产的主要赋矿层位为：石磴子组灰岩、测水组砂页岩、梓门桥组白云岩。
宝山矿区出露地层有泥盆系上统佘田桥组、锡矿山组，石炭系下统孟公坳组、石磴子组、测水组、梓门桥组，中上统壶天群。其中石磴子组灰岩、测水组砂页岩为本区主要的赋矿层位、岩性。
2、矿区构造
区内构造复杂，主要形成于印支~燕山期，由一系列的倒转背、向斜及压性、压扭性断裂构造所构成。矿区主构造线方向为北东~南西。后期横断层F3将矿区划分为南北两区。现将矿区中与矿床有关的褶皱、断层特征分述如下：
（1）褶皱构造
宝岭倒转倾伏背斜：背斜顶部位于矿区中部露采场，其核部由石磴子组灰岩组成，轴面南倒北倾，倾角约30~45°，轴面走向80~90°。褶皱轴东端向北东转，西端向南西西转，整个背斜向西倾伏延伸。该背斜的东端及南翼被F1、F38破坏，北翼被F0切割。该倒转背斜的轴部和正常翼控制着矽卡岩型铜钼矿床、裂隙充填型铅锌银矿床，倒转翼控制着裂隙充填型铅锌银矿床。
牛心倒转向斜（宝岭北倒转向斜）：位于西部矿床的中部。向斜核部主要由壶天群白云岩组成，轴面走向70~80°，南倒北倾，倾角45~50°。该向斜东扬西沉，倾伏角约30°。该向斜北翼被F21、南翼被F0、东端被F3、西端被F5切割，向斜核部被隐伏的
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F0-1斜切。［www.61k.com］该向斜转折端与F21控制着西部铅锌银矿床。
牛心倒转背斜：位于F21断层上盘。核部由石磴子组灰岩组成，轴面走向70~80°，南倒北倾，倾角50~70°。该背斜北翼被F109、南翼被F21切割。
财神庙倒转背斜：位于F3以北，南翼被F3斜切。核部由石磴子组灰岩组成，轴面走向北东 ，倾向北西，向北东倾伏。该背斜中近东西向的断裂构造（F25、F23）和层间破碎带（C1c与C1sh）及背斜轴部挤压裂隙带是北部铅锌银矿床中的主要赋矿部位。
杉木岭~桂阳~中倒转向斜：位于矿区北部。核部由壶天群白云岩组成，轴面走向北东，倾向北西，向北东倾伏 。
（2）断裂构造
矿区断裂根据其走向可分为北东组和北西组。其中北东组断裂多为早期形成的压扭性走向逆冲断层，倾向北西，倾角60~70°，主要有F109、F21、F0、F1等。北西组断裂为晚期形成的横向平移~旋转张扭性正断层，该组断裂多倾向北东，少数倾向南西，主要有F2、F3、F4、F5等。北东组断裂与成矿较密切。现将矿区中的主要断层特征叙述如下：
F3：位于矿区中北部，为后期横断层，它将矿区分为南北两区，北区为财神庙铅锌银矿床；南区根据控矿构造和矿床位置分为西部铅锌银矿床、中部铜钼矿床、东部铅锌矿床。F3断层是宝山矿区中一条规模较大的张扭性正断层，走向280~300°，倾向北东，倾角65~75°。上盘西端下沉，东端抬升；下盘西端抬升，东端下沉。断层破碎带宽0.5~50米，主要由砂岩、页岩、白云岩、灰岩的碎块经铁锰质、炭质、泥钙质等胶结而成。该断层在地表风化后常呈黑土带。
F0：位于矿区东南部，地表从宝岭倒转背斜的正常翼上通过，为成矿前压扭性逆断层。断层走向10~30°，倾向北西，倾角40~65°。断层破碎带宽0.1~40米，主要由砂、页岩碎块、千枚岩、灰岩角砾经泥、炭质胶结而成。破碎带中普遍见辉钼矿化，局部地段见透镜状铜、钼、铅锌矿体。矿区中部铜钼矿床主要赋存在F0的下盘。
F21：位于牛心倒转背斜与宝岭北倒转向斜之间。东至F3，西到竹子岭，全长约2公里，走向70~ 80°，倾向北西，倾角60~75°。断层破碎带宽0.8~ 30米，主要由砂页岩、灰岩、白云岩、黄铁铅锌矿角砾经泥、炭质物胶结而成。破碎带中普遍见黄铁铅
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锌矿化，局部地段见脉状、扁豆状黄铁铅锌矿体。(www.61k.com)F21为西部铅锌银矿床的主要含矿断裂。
F4：位于北部财神庙铅锌银矿区。为平移正断层，断层走向270~300°，倾向北东，倾角50~80°。断层上部大部分地段被花岗闪长斑岩充填，深部为破碎角砾岩带，局部地段见透镜状铅锌矿体。
F25：位于北部财神庙铅锌银矿区。为张扭性正断层，断层走向北北东~东西，倾向北，倾角35~60°。断层破碎带宽2~25米，主要由破碎角砾岩组成，局部地段见透镜状、囊状铅锌矿体。F25为北部铅锌银矿床的主要含矿断裂。
（3）矿区岩浆岩
宝山矿区的岩浆岩均为燕山早期超浅成中酸性小岩体，其同位素地质年龄为182百万年~ 145百万年。岩石类型主要有：花岗闪长斑岩、微晶花岗闪长斑岩、石英斑岩、英安质凝灰角砾岩、辉绿玢岩。矿区地表出露岩体26个，其中以微粒花岗闪长斑岩为主。矿区中的岩体主要分布在三个北西西向展布的岩带中。
宝山矿区代表性岩体为隐伏于宝岭倒转背斜中的306号花岗闪长斑岩脉，该岩脉已有14个钻孔控制，走向长约400米，倾斜延伸约1200米，倾向北，倾角58°。岩石呈深灰色—烟灰色，斑晶含量20~30%，多为中长石斑晶，具环带构造；少量为更长石、钠长石，多呈自形~半自形晶；其次为正长石、石英、角闪石、黑云母；基质为石英、长石、角闪石。岩石具斑状结构，基质呈细粒花岗结构。整个岩体具钾长石化，岩体上下盘接触带具矽卡岩化，岩体中Cu、Mo、W、Bi、Pb、Zn、Ti、Cr、Ni等元素含量较高。该岩体与成矿关系极为密切，具有相对封闭的环境，岩体所带来的挥发份及金属成矿元素不易扩散，在整个缓慢的分异过程中，逐渐与围岩发生交代反应，形成矽卡岩时期的铜钼矿床和硫化物时期的铅锌银矿床。
宝山矿区是一个与隐伏花岗闪长斑岩有一定成因联系的多金属矿区。矿床正向分带性明显，由隐伏岩体向外依次为高中温岩浆热液矽卡岩型W、Bi、Mo、Cu多金属硫化物矿床→中温热液Cu、Pb、Zn硫化物矿床→中低温热液Pb、Zn、Ag硫化物矿床→低温Ag、Mn矿床。并出现相应的围岩蚀变为矽卡岩化→绿泥石化→大理岩化→铁锰碳酸盐化。
（4）围岩蚀变
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宝山矿区的围岩蚀变主要有：矽卡岩化、云英岩化、萤石黄铁矿化、硅化、黄铁铅锌矿化、大理岩化等。（www.61k.com]
矽卡岩化：主要分布在中部铜钼矿区隐伏的花岗闪长斑岩的外接触带上，矽卡岩的原岩为含泥质较高的C1sh组灰岩和C1c组钙质砂页岩。矿区中的矽卡岩主要呈透镜状不连续产出。矿区中的矽卡岩主要见有黄绿色和浅红色两种，黄绿色的矽卡岩与黄铁矿、黄铜矿的矿化较密切；浅红~浅灰色的矽卡岩则与辉钼矿、白钨矿、辉铋矿的矿化较密切。矽卡岩中的组成矿物主要有：石榴子石、透辉石、绿帘石、绿泥石等。
云英岩化：主要见于矽卡岩外侧蚀变砂页岩中钨铋矿脉两侧，与钨铋矿化密切。 萤石黄铁矿化：主要以细脉状、网脉状、团块状分布于砂页岩和白云岩中。产于矽卡岩外侧蚀变砂页岩裂隙或破碎带中时，常与白钨矿化较密切。产于白云岩裂隙中时，与铅锌矿化有一定的关系。
硅化：产于矽卡岩外侧围岩时，与钨、钼、铋矿化较密切；产于断裂带外侧时，常与铅锌矿化较密切。
黄铁铅锌矿化：主要产于含矿断裂带或层间破碎带及近矿围岩的裂隙中。它是寻找铅锌矿床的直接找矿标志。
大理岩化：主要产于矽卡岩内及外侧围岩，与铜钼矿化关系密切。
2.3 矿床地质
西部铅锌银矿床
宝山矿区西部深部矿体主要赋存在F21断裂破碎带及其下盘的宝岭北倒转向斜、宝岭倒转背斜中。主要由赋存于宝岭倒转背斜核部的矽卡岩中157—173线铜钼矿体和赋存在宝岭倒转背斜核部、倒转翼石磴子组灰岩、测水组砂页岩；宝岭北倒转向斜测水组砂页岩与梓门桥组白云岩、石磴子组灰岩的接触地段；F21断裂破碎带的158～169线铅锌银矿体构成。是公司当前的主要生产区段，也是危机矿山接替资源勘查项目的主要实施区段。目前生产作业已至-190米中段。
2.3.1 矿床成因类型与工业类型
宝山西部矿床类型主要是岩浆期后高中温热液接触交代矽卡岩型铜钼钨铋多金属矿床和中低温热液裂隙充填交代型铅锌银矿床。
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根据地质及各种测试结果研究表明，宝山隐伏花岗闪长斑岩属深源幔壳同熔过渡型花岗岩成矿系列。[www.61k.com］同生含W、MO、Cu、Bi、Pb、Zn、Ag、Au等成矿元素丰度较高，是成矿母岩。宝山矿田各矿床系含矿岩浆沿深大断裂侵入于宝岭复式倒转背向斜而成，矿体亦赋存其中。
矿床的铅同位素组成主要为岛孤铅, 大多数样品落在正常铅演化模式的增长线上, 不同层位中的铅同位素组成基本一致, 证明物流一致。但测水组中黄铁矿中的铅属异常铅, 虽矿体中也有个别样品属异常铅, 但不是主要的; 个别样品落在 5 亿年等时线上, 证明有地层铅的存在, 但样品少, 属污染性质。铅同位素模式年龄经计算( H - H 法、R- F- E法、R- S- F 法) , 平均在 1 3 亿年左右, 岩体年龄与矿体年龄具有一致性。本区矿石中的铅, 主要是由深源岩浆带来的。
包囊体均一温度测定在 140~350 % , 显示了成矿的高、中、低温的多阶段性。 成矿溶液类型西部矿区为 K- Ca- Cl 型; 东部及中部为 K( Na) - Ca- F 型。从岩体到矿体均显示 K> Na。岩体和黑云母微量元素测定所含元素与矿区矿种一致。显示岩体成矿在地球化学上的继承性。矿物中的辉钼矿含铼, 方铅矿中含硒, 闪锌矿中含 In, 伴生金银组分含量高等, 均显示了深源物质特点。矿物中 的某些元 素, 如 闪锌矿 中的 Ca - Ce-Ag、Cd/ Fe、黄铁矿中的 Ca/ Ni 等, 与某些典型火山热液及深源岩浆有关的矽卡岩- 热液矿床相近。综上所述, 本区为与深源岩花岗闪长斑岩有关
本区深部岩浆岩上侵时所带来的大量有用金属元素组份为矿床的形成提供了丰富的物质基础, 而脆性的碳酸盐岩在构造应力作用下形成的断裂破碎带和节理裂隙带为矿液的运移沉淀提供了有利的空间, 其成矿的富集规律主要有以下几点:1 控矿断裂破碎带中常形成脉状、透镜状矿体,并在走向上往往在其呈& S? 形或反& S?形转折部位,在倾向上往往在其倾角变缓的部位形成富厚矿体。
在测水组砂页岩与桥门桥组白云岩下段白云岩、石磴子组上段灰岩接触界面( 或接触带) , 由于岩性上物理性质的差异, 裂隙十分发育, 有利于矿液的运移和沉淀, 常形成似层状、透镜状、囊状矿体, 并在其接触界面与控矿断裂交汇地段形成厚大的富砂包。
控矿主断裂旁侧的节理裂隙, 常形成细脉带状型的楔形矿体, 靠近控矿主断裂矿体富厚。
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层间破碎带、层间剥离空间及倒转背向斜核部, 背向斜的倒转翼有利于矿液的充填交代, 多形成透镜状、脉状矿体。[www.61k.com]
2.3.2 矿床特征
宝山矿体主要赋存在 F21断裂破碎带及其下盘的宝岭北倒转向斜、宝岭倒转背斜中。其中在161- 173 勘探线共探获铜钼矿体 16 个( 单铜矿体 9个、单钼矿体 4 个、铜钼矿体 3 个) ,主要赋存在宝岭倒转背斜核部矽卡岩中, 在 158- 169 勘探线探获铅锌银矿体 19 个, 主要赋存在宝岭倒转背斜核部、倒转翼石磴子组灰岩、测水组砂页岩；宝岭北倒转向斜测水组砂页岩及梓门桥组白云岩、石磴子组灰岩 的接触地段；F21 断裂破碎带。
宝山西部矿区矿石特征
铜钼矿石特征：矿石类型主要有矽卡岩型铜钼钨铋综合矿石、矽卡岩型单钼矿石、矽卡岩型单铜矿石。矿石中主要有用元素为：铜、钼，伴生有益组份为：钨、铋、金、银、硫；有害元素为砷。
矽卡岩型铜钼钨铋综合矿石以石榴子石矽卡岩辉钼矿石为主。矿石中金属矿物主要有：黄铜矿、辉铜矿、辉钼矿、辉铋矿、白钨矿；非金属矿物主要有：石榴子石、方解石、石英、透闪石、绿泥石、绿帘石、绢云母、萤石、磷灰石等。矿石具他形一半自形细粒结构，交代结构，细脉浸染状构造，致密块状构造。
矽卡岩型单钼矿石以石榴子石矽卡岩辉钼矿为主。金属矿物主要有：辉钼矿、黄铜矿、黝铜矿、白钨矿、黄铁矿、褐铁矿等；非金属矿物主要有：石榴子石、方解石、石英、绿泥石、绿帘石、磷灰石等。矿石具磷片状星点浸染构造，块状构造、他形不等粒结构、交代结构。
矽卡岩型单铜矿石以石榴子石矽卡岩黄铜矿为主。金属矿物主要有：黄铜矿、辉铜矿、斑铜矿、黄铁矿、方铅矿、闪锌矿、毒砂等。非金属矿物主要有：石榴子石、方解石、石英、透辉石、透闪石、绿泥石、绿帘石、磷灰石等。矿石具星点浸染状构造、网脉状构造、块状构造，他形中细粒结构。
矿石以原生硫化矿石为主。金属矿物主要有：方铅锌、闪锌矿、铁闪锌矿、黄铁矿；非金属矿物主要有：石英、方解石、白云石、长石、绢云母、萤石。矿石具致密块状构造，浸染状构造，角砾状构造；自形、半自型粒状结构、交代结构。
砂页岩型铅锌矿石：矿石围岩以砂岩为主。多为原生硫化矿，金属矿物主要有：方
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铅锌、闪锌矿、铁闪锌矿、黄铁矿、黄铜矿，非金属矿物主要有：石英、方解石、萤石。[www.61k.com]矿石具致密块状构造、角砾状构造、浸染状构造，自形、半自形中细粒结构、交代结构。
控矿因素
① 岩性对成矿的控制
本区主要的铅锌银矿赋矿围岩是石磴子组灰岩、测水组砂页岩和构造角砾岩，其次是桥门桥组白云岩，而铜钼钨铋矿主要的赋矿围岩是矽卡岩和测水组砂页岩。
② 构造对成矿的控制
? 1、区域性走向大断裂的转折部位有利于找矿。
? 2、压扭性走向断裂构造是本区主要的导矿、容矿构造。
? 3、成矿前扭性断裂构造、节理裂隙及复式倒转背向斜是本区主要的容矿构造。 ? 4、岩浆岩对成矿的控制
本区岩体属深源过液型中酸性岩浆岩，成矿元素主要来自深部岩浆。矿床类型属岩浆期后中低温热液铅锌银矿床和高中温热液接触交代矽卡岩型铜钼钨铋多金属矿床。控矿岩体主要是形成于燕山早期的钾长石化花岗闪长斑岩。
矿化富集规律
本区深部岩浆岩上侵时所带来的大量有用金属元素组份为矿床的形成提供了丰富的物质基础，而脆性的碳酸盐岩在构造应力作用下形成的断裂破碎带和节理裂隙带为矿液的运移沉淀提供了有利的空间，其成矿的富集规律主要有以下几点：
? 1、 控矿断裂破碎带中常形成脉状、透镜状矿体，并在走向上往往在其呈“S”
形或反“S”形转折部位，在倾向上往往在其倾角变缓的部位形成富厚矿体。 ? 2、 在测水组砂页岩与桥门桥组白云岩下段白云岩、石磴子组上段灰岩接触界
面（或接触带），由于岩性上物理性质的差异，裂隙十分发育，有利于矿液的运移和沉淀，常形成似层状、透镜状、囊状矿体，并在其接触界面与控矿断裂交汇地段形成厚大的“富砂包“。
? 3、 控矿主断裂旁侧的节理裂隙，常形成细脉带状型的楔形矿体，靠近控矿主
断裂矿体富厚。
? 4、 层间破碎带、层间剥离空间及倒转背向斜核部，背向斜的倒转翼有利于矿
液的充填交代，多形成透镜状、脉状矿体。
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2.3.3 围岩特征
围岩蚀变与矿化关系：
围岩蚀变较微弱，主要有碳酸盐化、硅化、大理岩化、绢云母化等，在矿床的东南缘靠近中部矿床的地方，局部有矽卡岩化。(www.61k.com)其中在测水组砂页岩中局部见有长石化。而铅锌矿体主要以重结晶作用为主，局部有少量硅化、碳酸盐化。萤石化、大理岩化、矽卡岩化等主要与铜、钼、钨、铋矿化有关。
2.4 矿床开采技术条件与水文地质条件
2.4.1 开采技术条件
矿岩的节理裂隙都是比较发育的，对于开采矿石具有很大的影响，由于矿岩比较破碎，所以矿岩都是不稳固的，矿石的容重为2.94t/m3,矿石的硬度f为4~6，岩石的硬度f为6~8。上盘移动角为60°，下盘65°，端部70°。矿石并无结块性和自然性，氧化性也不是很明显，对于矿体开采基本都没有什么影响，在矿石开采过程中可以不予考虑。矿体中有四条断层，对采矿和井巷的开拓有影响，需要注意，维护巷道的安全。
由于矿岩都较破碎，同时存在断层，因此在开采中井巷的维护就显得特别的重要了，因此，在开采矿石过程中不仅要很好的支护井巷的安全，同时还应加强巷道变形的检测工作，及时发现并解决出现的过大的变形和强烈地压活动问题。
2.4.2 水文地质条件
受地理条件的影响，境内时常遭遇“三寒两雨”（春季寒潮、五月低温、九月寒露风、六月大雨、八月倒秋雨）。内多年年平均降水量为1865.5毫米，最多的2000年为2444.2毫米，最少的1993年为 1572.5毫米。，矿坑总涌水量30l/s~50 l/s 。开拓中心灰岩含水层水位标高已降至60~70m，比上部白云岩含水层水位低226.7~262.94m，白云岩含水层水位井泉流量无明显变化。证实矿区下部含水层富水性弱；砂页岩隔水层隔水性强；上下两含水层地下水水力联系弱。采掘中心水位比桂阳城低240~250 m，桂阳城环境无明显变化,证矿区主要含矿层与桂阳城水力联系微弱,水文地质条件较好。
2.5 矿区勘探与储量计算
2.5.1 矿区勘探
矿区勘探是发现矿床之后，对被认为具有进一步工作价值的对象通过应用各种勘
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探技术手段和加密各种勘探工程的进一步揭露，对矿床可能的规模、形体、产量、质量以及开采的技术经济条件做出评价，从而为矿山开采设计提供依据。(www.61k.com)
勘探的目的
1、在地质勘探工作的基础上，详细查明勘探区段内主要矿体的规模、形态、产状和分布规律；
2、详细查明矿石中主要元素Pb和Zn，共生元素铜，金，银等贵重金属的含量、分布特征和表化规律，固定矿体并进行储量计算；
3、提高勘探区段内地质工作的控制程度和研究程度，提高资源的储量级别，满足矿山开采的需要。
1989年11月～1993年10月，某地勘队与宝山铅锌银矿联合对宝山西部矿段的153线～173线， 170米标高～10米标高的隐伏铅锌银矿床进行了探、采结合的第二期勘探工程。这期间矿山开拓了170米标高中段、130米标高中段、90米标高中段、50米标高中段、10米标高中段，并重点解剖了90米标高中段。本次工作累计完成坑探2800米；水平钻孔16个，计743.29米；基分样2625个；探索性选矿试验样2个；可选性选矿试验样5个；物相分析样452个；组合分析样84个；小块体重样测定145块；大体重样测定4个；坑道放射性检查825米；水样16个；勘探范围内共圈定矿体106个。
2.5.2 矿区储量计算
矿体圈定及储量计算所依据的工业指标一直沿用有色冶金设计总院（69）有设革生字5号文进行，本次设计仍然采用该指标，具体指标内容如下：
原生硫化铅矿矿石： 混合矿石铅：
边界品位： 0.3~0.5% 0.5~0.7%
最低工业品位： 0.7~1.0% 1.0~1.5%
原生硫化锌矿矿石： 混合矿石锌：
边界品位： 0.5~1.0% 0.8~1.5%
最低工业品位： 1.0~2.0% 2.0~3.0%。
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矿体最小可采厚度：假厚度3m
矿体中夹层最大厚度：3m 储量计算所用矿石体重为：矿石体重2.94 t/m 储量计算结果见下表2-1。[www.61k.com]
表2-1储量计算表
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2.6 生产地质工作
2.6.1生产勘探
控制测量：以矿区周边国家四等控制网点为起算点，用全站仪导线布设井下巷道道及图根导线作为井下工作的起点，导线侧角中误差为8″，相对精度为1/4000。［www.61k.com)工程测量：钻孔测量根据钻孔设计坐标在现场定出孔口位置。方向点，钻孔施工完毕后再进行孔口坐标及高程测量，均采用全站仪及坐标法进行测量，个别钻孔采用J6经纬仪视距法正倒镜测量，精度达到测量规范的要求。
地质编录工作及质量评述：
井下钻探岩芯均进行原始地质编录，室内整理，质量均为满足地质综合整理及编图要求，钻探工程资料包括：开孔、终孔通知书、钻孔地质编录、采样分析结果表、钻孔质量验收率和孔口坐标等。
钻孔施工前，地质编录人员在现场核对孔位、方向、倾角确认无误后填写开孔通知书，施工过程中地质人员每天到现场了解施工及孔内情况，与施工人员相互配合，解决施工过程中出现的问题。钻孔终孔后测量孔深并填写终孔通知书，室内统计并填写钻孔质量验收单，收集终孔孔口坐标。
钻孔岩芯，矿芯编录，按钻进回次观察地质现象和描述岩性及记录换层位置。室内根后，对据井下记录，计算岩矿芯采取率，换层位置与见矿深度，建立工程质量台帐。钻孔终孔所有矿芯用全芯取样，质量达到规范要求。
2.6.2生产取样
1、采样工作 矿芯取样：采取全芯法，按不同矿石类型、品级进行取样，样长一般1.5~1.8米。
2、样品加工 样品加工按且乔特公式Q=kd2进行，k值取0.2，分破碎、过筛、拌匀、锁分四个部分进行，样品加工好后保留不小于100克的副样。
3、化验工作 基本分析为铅锌铜为主，极少金银；分析方法：铜用比色法，铅锌用原子吸收法，硫用容量法。
4、化验质量检查
内外检验品抽查及比例：样品抽查兼顾不同的矿石类型和品级，低于边界品位的
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样品不作内部检查按月进行，检查数量为基本分析样品的5~10%，外部检查按季度进行，检查数量为基本分析样品的3~5%，外检验品从内检合格的样品中抽取；外检样品的分析项目为Cu元素。［www.61k.com]
2.7 地质资料评价
矿山探程度中等，由于存在较多断层，对矿体的圈定存在很多的不确定性，同时由于勘探程度没有加密，所以存在小块矿体无法计算储量，需要加密勘探后才能准确计算，由于是毕业设计，时间有限，无法进行精密计算，同时所取的数据根据情况进行了适当修正，充分利用了所给的地质资料，进行初步的储量计算，设计地质资料相对完善。
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第３章 矿山生产能力
3.1 矿山工作制度
说明矿山采用的年工作日数、日工作班数、班工作小时数。［www.61k.com］
年工作日：330天，日工作班数：3班 ，班工作小时数：8小时。
3.2 矿山生产能力验证
矿山生产能力即年产量，一般是根据国家对矿山规定的最终产品产量要求计算年采出矿石量、矿山设计的任务即从技术可能性和经济合理性验证矿山生产能力，毕业设计则是根据指导教师下达的设计任务书验证该矿山生产能力。
年产80万吨开采23年属于中型矿山。
根据矿山开采年下降速度验证生产能力
Aa?20?16000?2.94?0.9VSγη?0.9?1.0?1.0=828313 (3-1) KmKaE=0.921-ρ
式中：Aa—矿山年产量，t/a；
V—矿床开采年下降深度，20m/a；
S—矿床开采面积16000m2；
Υ—矿石体重，2.94t/m3；
η—矿石回收率，90％；
ρ—矿石贫化率，8％；
Ε—地质影响系数，0.7~1.0取0.9；
Km—矿体厚度修正系数取1.0；
Kα—矿体倾角修正系数取1°。
可知，满足80万t/a的生产能力。
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根据经济上合理的服务年限验证生产能力
Aa?18125183?0.9Qη==805961 (3-2) 22?0.92Tj(1-ρ)
式中: Q—矿床可采工业储量（减去永久矿柱损失和地质构造因素引起的矿石损失），t；
η—矿石总回收率，（包括采准、回采、矿柱回采等总的回收率）90％；
ρ—矿石贫化率，8％；
Tj—经济合理的服务年限（一般是下限），计算按下式：
qp
Tj=Tzh+ Tc+TM)
Tc—矿山从投产到产到达产年限；
大型 3~5a
中型 3a
小型 1~3a 2
Tzh—矿山按设计能力正常生产时间；（要求Tzh≮3Tj） N=A
TM—矿山结尾时间。(www.61k.com］
可知，满足80万t/a的生产能力。
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第4章 矿床开拓
4.1 开采范围确定
根据设计要求矿山开采范围为地质勘探线158线~197线。（www.61k.com）
4.2 错动界限与保安矿柱圈定
错动界限的圈定
地下采矿形成采空区以后，由于采空区周围岩层失去平衡，引起采空区周围岩层的变形和破坏，以至大规模移动，使地表发生变形和塌陷，为了使地面建（构）筑物及主要开拓巷道不受地下开采所引起的地表移动的影响，必须圈定地表移动带，其界限应标在总平面图、开拓系统平面图、剖面图及各中段平面图上。
根据矿区内矿岩性质，查设计手册[1]可得：
上盘移动角60°，下盘移动角65°，走向端部70°；
移动带界限见地形地质平面图。
保安矿柱的圈定
由于某些具体条件的限制，井筒和建（构）筑物不能布置在移动带以外，而需要布置在移动带以内时，必须留保安矿柱加以保护，设计中如遇此情况，应进行保安矿柱的圈定。根据矿山具体条件，设计中井筒和建（构）筑物都布置在移动带以外，故不需要留保安矿柱。
4.3 矿床开拓
开拓方式选择
根据矿床赋存条件、地表地形条件、地表设施（选矿厂矿等）分布、矿山企业生产能力等因素，综合考虑到，矿体埋藏较深，部分矿体又需要竖井或者斜井进行下部开采。
所以，选用平硐与明竖井联合开拓方法；平硐与盲竖井联合开拓方法；平硐与盲斜井联合开拓方法。
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开拓方案选择
（1）方案初选
根据矿床赋存条件、地表地形条件（选矿厂等）分布、矿山企业生产能力等因素，在初选开拓方案时，首先考虑分区开拓方案（分为东西两个井田开拓）和集中开拓（东西两个矿体合为一个矿体）。(www.61k.com]
分区开拓方案，由于矿山企业生产能力比较大，必须同时开采两个井田。这就需要两套技术装备，要用两个工业场地，占用大片田地，生产管理分散，选场与矿区的运输线路复杂，在技术经济上明显的不合理。故删去分区开拓方案，而采用集中开拓方案。
综合考虑初步拟定选用三个方案（1）平硐与明竖井联合开拓方法；（2）平硐与盲竖井联合开拓方法；（3）平硐与盲斜井联合开拓方法。
（2）方案初比
第一方案 平硐与明竖井均布置在矿体下盘，明竖井布置在移动带以外20米处，井口标高490米，井深680米，平硐沿矿体走向，硐口标高330米，具体见下图4-1。
图4-1 平硐与明竖井联合开拓图
第二方案 平硐与明竖井均布置在矿体下盘，平硐沿矿体走向，洞口标高330米。明竖井井深680米，盲竖井井深530m用于输送人员设备，明竖井与盲竖井井口与平硐连接。具体见下图4-2。
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图4-2 平硐与盲竖井联合开拓图
第三方案 平硐与盲斜井布置在下盘，平硐沿矿体走向，洞口标高330米。[www.61k.com)矿体走向较长，采用倾斜25°的盲斜井。具体见下图4-3。
图4-3 平硐与盲斜井联合开拓图
开拓方案初步分析比较。明竖井与盲竖井在施工条件，所需主要设备规格，型号上无太大区别，第一方案中，本矿山在一期工程中，采取的是露天开采，形成露天采坑，在采用明竖井后可以把地下开采中的废石用明竖井提升到平台，然后倾倒入露天采坑中，可以减少运输废石费用同时还可以使运输能力留有余地。但是明竖井掘进工程量增加因此费用增加。第二方案中，工程量较少，工程进度快，基建费用少。第三
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方案，由于下部矿床变化较大，还受到甩车道的限制，但是基建初级投资小，下部盲斜井开拓可以使运输能力留有余地，同时可以使深部找矿工作顺利进行。（www.61k.com]（矿石价值高）
由于三个方案各有各有优缺点，难于判断优劣，需要进行技术经济分析比较评价。见下表4-1。 （3）方案综比
表4-1 各开拓方案技术经济比较表
项目内容
开拓方案Ⅰ
开拓方案Ⅱ
开拓方案Ⅲ
备注
平硐与明竖井联合开拓
方案内容简介
方法
联合开拓方法
拓方法
平硐与盲竖井
平硐与盲斜井联合开
平硐长830m 平均断面11m
竖井深680m井筒
直径φ5.6m 共计：25870m
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平硐长830m 平均断面11m 盲竖井深530m 井筒直径φ5.6 共计：22177m 卷扬机房硐室，地
32
平硐长830m 平均断11m盲斜井长1230m 平均断面14m 共计：26350 m
322
盲斜井倾角 25°
工 程 量
地下水泵房和水
下水泵房和水仓，
仓，地下变电所，
地下变电所，地下
地下炸药库等等
炸药库等等其他辅
其他辅助硐室
助硐室
卷扬机房硐室，地下水泵房和水仓，地下变电所，地下炸药库等等其他辅助硐室
环形底车场 环形底车场 环形井底车场
优 点
明竖井直通地表， 便于倾倒废石进入露天坑，同时形成自然通
工程量少，初期投资少
下部盲斜井开拓可以使运输能力留有余地，运输能力符合要
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风井 求的同时可以使深部
找矿工作顺利进行
工程量大，基建费用
需要重新打进风井 高，通风能力差需要
点 工程多
重新打进风井 初期投资少，但是
虽然明竖井初期投资
结
论 大，工程量多，但是综合成本小，减少废石运送费用，避免另
外掘通风井 长期来看，产品矿石成本高，由于需投入太大不符合经济要重新掘进通风副效益因此此方案删除 井，增加废石运输费用，因此此方案
删除 缺 掘进工程量大，辅助
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阶段高度确定
阶段高度的确定直接关系到矿山开拓方式和开采工艺的效益，我国矿山阶段高度一般偏低，特别是急倾斜矿山，阶段高度一般为50~60m，国外矿山由于机械化程度和无轨开采工艺的采用，正向高阶段发展。[www.61k.com)阶段高度确定的主要影响因素有：矿床开采技术条件如矿体厚度、倾角、矿岩稳定性、矿体底板平整性，矿石品位、矿石粉碎程度等，均直接影响采矿工艺和阶段高度的选择。我国现行矿山缓倾斜矿床阶段高度一般为20~30m，急倾斜矿体为40~60m。国外矿山阶段高度一般为60~120m，个别矿山阶段高度可达200m以上。根据本矿区的：①采矿技术条件：围岩一般性稳定f=10~12，矿体倾角60，厚度9m。②采矿方法：本次开采设计的属于中厚矿体，且离县城距离较近，环境保护要求严格，废石尽量不运出地面等要求，所以采用浅孔留矿法嗣后充填采矿，矿块沿矿体走向布置。因此由于这些因素等决定阶段高度为40m。
开拓系统简述
1、 提升运输系统
本次矿山设计中矿石、废石和人员设备通过平硐-明竖井运输，各分层的矿石由阶段溜井下放到阶段运输平巷，再由电机车运输至主井附近的集中溜井中进行破碎和装载，最后由罐笼提升至平硐的矿仓，用矿车通过平硐运输送到选矿厂。设备、人员、材料则由明竖井负责运输到各个阶段。
明竖井井口标高为490米，井底标高为-200米，全长830米。
主平窿标高为330米，是井下矿石、人员、材料运输的主要通道。井下连接明竖井。
2、通风、排水、充填方式及系统
（1）通风系统
矿山通风采用中央对角式通风方式，中央主井和充填井作为进风井，风流通过地下运输系统进入各个矿块清洗工作面，再由回风巷道将污风输送到东、西回风井，最后用回风井排出地表。
（2）排水系统
此次矿山设计采用集中排水，将-200m中段以上的涌水和废水统一引流到-200m中
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段的水仓。[www.61k.com］然后进行集中排放到+330m平硐的水仓，最后由平硐水沟排至地表。
（3）充填系统：
①正常充填 采场充填一般以充填井位中心，采用进路式充填，一次充填高度为4m。采用胶结充填需养护5天，再进行下一分层的凿岩工作。
②当第一分层的充填时候，为了给顶底柱回采提供方便，做一个人工假顶。
③接顶充填：采场最后一个分层充填，要尽量接近假顶。可在第一次充填基本接顶后停24小时再回充第二次。
在每两分层采完矿石出矿后，清理地板上的矿粉并及时进行充填。先充填的一侧，需要预制人行顺路天井、溜井模板。充填料浆水灰比为l：1.3，水泥、砂、碎石的配比为l：3：6，井下废石提升到地面充填料制备室，由充填井自重下溜到回采中段，再由电耙耙到回采矿房上部中央充填回风天井下溜到采场充填。
3、矿山工业场地位置、工业建筑物配置与主要开拓井巷关系
本次设计采用下盘开拓，主井，平硐均布置在下盘又由于本矿山的西南部地区地势较为平坦，因此将矿山的选场和冶炼厂、生活区等设施均布置在下盘移动界限以外，矿区通过公路与外界相连。
4、废石场
在本矿山一期开采为露天开采，经过几十年的开采已经形成一个露天坑，因此可以利用露天坑作为废石场，节省矿山投资。
5、主要开拓工程
主要的开拓工程有：主井、东风井和西风井，平硐，其坐标和深度等见下表4-2所示。
6、 井底车场
由于采用的是底部阶段集中出矿，因此在底部矿阶段设置井底车场，矿山的生产能力大于30万t/a，因此井底车场采用环形布置以适应较大的运输能力。井底车场设有两个水仓，水仓就设置在副井的旁边，阶段巷道坡度取3，以利于排水[1]。
7、开拓系统评价
选择平硐-明竖井联合开拓的原因主要是矿体的赋存相对标高较深，设计主井提升
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采用罐笼提升，效率较高，能满足生产要求。［www.61k.com)
表4-2 主要开拓工程坐标
4.4 主井位置的确定
4.4.1 选择主要开拓巷道位置的原则
主要开拓巷道是矿井生产的咽喉，是联系井下与地面运输的枢纽，是通风、排水、
压气及其动力设施由地面导入地下的通路。井口附近也是其他各种生产和辅助设施的布置场地。
矿山设计要求是运输功最小，基建与生产费用最小，尽可能不留保安矿柱，更方便、安全和布局合理的工业场地，掘进作业条件良好，井巷使用安全可靠。其具体影响因素有：
1、矿区地形、地质构造和矿体埋藏条件。 2、矿山岩石性质和水文地质条件。 3、矿床的勘探程度、储量及远景。 4、矿井生产能力及井巷服务年限。
5、巷道出口的标高应在历年最高洪水位3m以上。
6、应保证井巷出口位置及有关构筑物不受山地滚石、山崩和雪崩等的危害。 7、应考虑地表和地下运输联系方便，应使运输功最小，工程最小。
8、井筒位置应尽量位于岩层移动带外，距地面移动界线的最小距离应大于20m，
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否则应留保安矿柱。（www.61k.com)
9、井巷出口位置应有足够的工业场地，以便布置各种建筑物，调车场、废石场等，同时应尽可能少占或不占农田[1]。
4.4.2竖井位置的确定
竖井位置确定的基本原则：首先应充分考虑断层的影响，同时要求基建与生产费用最小，尽量不留保安矿柱，有方便、安全和布局合理，掘进作业条件好，使用安全可靠。
其影响因素有：
1、地区地形、地质构造和矿体埋藏条件。
2、井硐尽量位于岩层移动带外20m。
3、矿井生产能力和井巷服务年限。
4、矿山岩石性质和水文地质条件。
5、矿床勘探程度、储量及远景。
6、应考虑地表与地下运输联系方便，应使运输功最小[1]。
4.4.3 回风井
各中段之间在每个矿房内设有充填回风天井，总回风井出口布置在地表。在两总回风井井口各安装抽出式通风机一台，在回风侧形成高负压和较高的压力梯度，使各作业面的污风迅速向回风道集中，快速排出地表。
4.5 确定保安矿柱和绘制开拓系统图
4.5.1矿区地质
本矿矿体的主要围岩围岩蚀变比较弱，主要有碳酸盐化等，在矿床的东南缘靠近中部矿床的地方，局部有矽卡岩化。其中在测水组砂页岩中局部见有长石化。而铅锌矿体主要以重结晶作用为主，局部有少量硅化、碳酸盐化。矿区西部深部矿体主要赋存在F21断裂破碎带及其下盘的宝岭北倒转向斜、宝岭倒转背斜中。主要由赋存于宝岭倒转背斜核部的矽卡岩中157—173线铜钼矿体和赋存在宝岭倒转背斜核部、倒转翼石磴子组灰岩、测水组砂页岩；宝岭北倒转向斜测水组砂页岩与梓门桥组白云岩、石
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磴子组灰岩的接触地段；F21断裂破碎带的158—169线铅锌银矿体构成。[www.61k.com）
4.5.2开拓方案
竖井的保护等级为Ⅰ级，因此竖井布置在下盘地表移动带之外20m，然后分别在-200m、-190m、-150m、-110m、-70m、-30m、10m、50m、90m、130m、170m、210m、250m、290m标高开掘阶段石门通达矿体。
根据上述的矿岩性质与开拓方案，在矿山提供的地形地质图上所圈定地表陷落移动带来判断，矿山主要的开拓巷道都避开断层、破碎带和陷落移动带的影响。
4.6 井田中阶段开采顺序和阶段中矿块开采顺序
4.6.1 阶段开采顺序
阶段回采顺序垂直方向自上而下，矿房内自下向上分层回采，即上向水平充填式开采。由于该矿床赋存条件较为清楚，上向式回采在逐步回采工程中，上向充填密实采空区，有利于维护围岩的稳定，可防止发生大规模的岩层移动，减少地表下沉量，上向式开采基建时间长，初期投资大，可以在回采工程中对周边进行探矿，可以避免资源浪费。
4.6.2 阶段中矿块的开采顺序
采用后退式开采，阶段运输巷道掘进到井田边界后，从井田边界的矿块开始，向主要开拓巷道方向依次回采。其优点是减少了采准巷道的维护费用，缺点是矿井初期基建时间长。
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第5章 采矿方法
5.1 矿床开采技术条件
5.1.1 矿体赋存要素
宝山矿区西部深部矿体主要赋存在F21断裂破碎带及其下盘的宝岭北倒转向斜、宝岭倒转背斜中。[www.61k.com)主要由赋存于宝岭倒转背斜核部的矽卡岩中157—173线铜钼矿体和赋存在宝岭倒转背斜核部、倒转翼石磴子组灰岩、测水组砂页岩；宝岭北倒转向斜测水组砂页岩与梓门桥组白云岩、石磴子组灰岩的接触地段；F21断裂破碎带的158—169线铅锌银矿体构成。全长1600余米，平均厚9m。倾角60°左右，埋藏深度800m左右。矿体形态复杂，变化较大。
2、矿体厚度、品位及其变化情况（见下表5-1）
3、矿体倾角及其变化情况
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矿体呈似层状的隐伏矿体，产状与超基性岩体下部产状基本一致，倾角60°左右，西部较陡，东部稍缓。[www.61k.com）
4、矿体轮廊及其连续性
矿区虽然有几个较大的断层，但是大断层都没有通过此次设计范围内的矿体，因此矿体的连续性是比较好的，在沿矿体走向上没有较大的变化，这对于矿床开采十分的有利。
5.1.2 矿石与围岩的物理力学性质
1、矿岩的稳固性
围岩蚀变较微弱，主要有：矽卡岩化、云英岩化、萤石黄铁矿化、硅化、黄铁铅锌矿化、大理岩化等。在矿床的东南缘靠近中部矿床的地方，局部有矽卡岩化。其中在测水组砂页岩中局部见有长石化。而铅锌矿体主要以重结晶作用为主，局部有少量硅化、碳酸盐化。萤石化、大理岩化、矽卡岩化等主要与铜、钼、钨、铋矿化有关。矿岩的节理裂隙都是中等发育的，对于开采矿石没有特别大的影响，矿石和围岩中等稳固，矿石的容重为2.94t/m3，矿石的坚固系数f为8~12，岩石的坚固系数f为8~12。上盘移动角为60°、下盘65°、端部70°。矿石并无结块性和自然性，氧化性也不是很明显，对于矿体开采基本都没有什么影响，在矿石开采过程中可以不予考虑。
2、矿石和岩石的重度及松散系数
储量计算所用矿石体重为：贯入型特富矿石：4.02t/m3、超基性岩型矿石：3.03t/m3、超基性岩型贫矿：2.99t/m3、交代型富矿：3.16t/m3、交代型贫矿：3.04t/m3。
3、矿石的凿岩爆破性
由于矿岩相对较稳固，因此，矿石的凿岩爆破性相对比较困难。
4、矿石的结块、自燃与含水性
矿区的矿石相对稳固，矿石并没有结块性和自燃性，因此在矿石开采过程中可以不予考虑。同时，矿区水文地质条件简单，加之矿区地地表并无河流等经过，因此矿石的含水也是较小的。
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5.1.3 矿石的价值、有用组成含量及分布特征
铅锌金属都是有色金属矿石，是我国紧缺的矿种之一。(www.61k.com)近年来，我国经济发展较快，铅锌的用量也比较大。该矿床矿石工业价值高，有用组分：黄铁铅锌银矿石、原生硫化矿石、混合矿石、氧化矿石，矿石中的主要有用元素为：Pb、Zn、Ag，伴生有益组份为：Au、Cu、S。从地质资料当中看出，此次设计的矿体绝大多数都是富矿体，只有在矿岩接触的地方有过渡性的贫矿存在。
5.1.4 矿体轮廓及其连续性
根据矿山的地质勘探结果可知，矿体埋藏较深，连续性较好，矿体轮廓见图5-1。
图5-1 矿体轮廓
5.1.5 矿石特征及成矿模式
矿石主要类型有：灰岩型原生铅锌矿石、砂页岩型铅锌矿石、白云岩型混合铅锌矿石，白云岩型氧化铅锌矿石。矿石中主要有用组份为：铅、锌、银；伴生有益组份为：硫、金、镉、铜；有害元素为砷；脉石主要成份为：CaO、MgO、SiO2、Ai2O3。宝山西部矿床类型主要是岩浆期后高中温热液接触交代矽卡岩型铜钼钨铋多金属矿床和中低温热液裂隙充填交代型铅锌银矿床。
根据地质及各种测试结果研究表明，宝山隐伏花岗闪长斑岩属深源幔壳同熔过渡型花岗岩成矿系列。同生含W、MO、Cu、Bi、Pb、Zn、Ag、Au等成矿元素丰度较高，是成矿母岩。宝山矿田各矿床系含矿岩浆沿深大断裂侵入于宝岭复式倒转背向
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斜而成，矿体亦赋存其中。［www.61k.com）
5.1.6 地表是否允许陷落
由于矿区位于县城郊外且距离生活区比较近，地表移动带范围以内，有公路，地表不允许崩落。
5.1.7 加工部门对矿石质量的技术要求
采出的矿石，经过选厂加工成高品位的精矿之后，才进入冶炼厂冶炼。要求进入选厂的矿石块度小于400 mm。
5.2 采矿方法选择
矿体地质条件、开采技术经济条件和加工技术要求是采矿方法选择的主要影响因素。
1、矿床地质条件对于才采矿方法选择有直接的影响，起控制作用，因此必须具备充分可靠的地质资料，才能进行采矿方法选择。矿床地质条件一般包括：矿石和围岩的物理力学性质、矿体产状、品位及价值、有用矿物在矿床和围岩中的分布、矿体赋存深度、矿石和围岩的自然性和结块性。
2、开采技术经济条件主要包括地表是否允许陷落、加工部门对于矿产品的技术要求、技术装备与材料供应、采矿方法所要求的技术管理水平。
5.2.1 方案初选
首先矿石和围岩稳固，采空区在一定时间内，允许有较大的暴露面积，故可以选用空场采矿法。而本次设计的矿体属于急倾斜、中厚矿体，所以排除全面采矿法、房柱采矿法和阶段矿房法。
由于矿区位于县城郊外且距离生活区比较近，地表移动带范围以内，有公路，地表不允许崩落，所以排除崩落采矿法。
充填采矿法里面：单层充填采矿方法适用于水平或缓倾斜薄矿体、顶板围岩不允许崩落的矿体，而本次设计矿体厚度较大，且属于急倾斜矿体，故可以排除此开采方法；下向分层充填采矿法，用于开采矿石很不稳固或矿石和围岩很不稳固，矿石品位很高或价值很高的有色金属或稀有金属矿体，所以排除；分采充填采矿法适用于矿体厚度很小、急倾斜和极薄矿体，故也可以排除分采充填采矿方法。由于单层崩落法适
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用于顶板围岩不稳固、厚度一般小于3m的缓倾斜矿层。(www.61k.com）故也可以排除此类采矿方法。分层崩落法由于产量太低，没法满足矿山的生产能力，故也可以排除。详细见下表5-2。
表5-2 采矿方法选择
1、浅孔留矿法[2] （1）矿块结构和参数
阶段高度为40m，矿块长度为60m，宽度为矿体水平厚度；顶柱厚3m，底柱高5m，间柱宽5m，顶柱厚3m。具体的开采布置见图5-2。
（2）采准和切割工作
在矿房中每隔6m，设置一个漏斗。为了减少平场工作漏斗应该尽量靠近下盘。由于采用浅孔落矿，一般不设二次破碎水平，少量大块直接在采场工作面进行破碎。拉
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底高度设置为2～2.5m，拉底宽度等于矿体厚度。［www.61k.com)
（3）回采工作
留矿法的回采工作包括：凿岩、爆破、通风、局部放矿、撬顶平场、大量放矿等。 回采工作自上而下分层进行，分层高度一般为2～3m。
图5-2 浅孔留矿法图
（3）评价
适用于围岩和矿石均稳固，矿体厚度为薄或者极薄，倾角为急倾斜。
① 优点：留矿法具有结构和生产工艺简单，管理方便，可利用矿石自重放矿，采准工程量小等优点。
② 缺点：留矿法开采中厚以上矿体，矿柱矿量损失贫化大；工人在较大暴露面下作业，安全性差；平场工作繁重，难于实现机械化，积压大量矿石，影响资金周转。
2、分段矿房法
（1）矿块结构和参数
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阶段高度40m，分为两个分段，分度高度20m。[www.61k.com）每个分段划分为矿房和间柱，矿房沿走向长度为40m，间柱宽度8m。分段间留斜顶柱，其厚度为6m。具体布置见图5-3。
（2）采准和切割工作
参照设计方和案图，从阶段运输巷道掘进斜坡道联通各个下盘分段运输平巷1，以便行驶无轨设备车辆。沿矿体走每隔40m 掘进一条放矿溜井，并通往各分段运输平巷。
在每个分段水平上，掘下盘分段运输平巷1，在此巷道沿走向每隔12m 掘装运巷道2，通到靠近矿体下盘的堑沟平巷3，在靠近上盘接触面掘进凿岩平巷4。
在矿房的一侧掘进切割横巷6，联通凿岩平巷4 与矿柱回采平巷5，从堑沟平巷3 到分段矿房的最高处掘切割天井9，接着在切割横巷6 中钻环形深孔，以切割天井为自由面爆破并形成V 型切割槽。
图5-3 分段矿房法采矿方法图
（3）回采工作
从切割槽向矿房另一侧进行回采工作。凿岩平巷4 中钻环形深孔，爆破，落矿。
崩下的矿石由铲运机由装运巷道运到分段运输平巷最近的溜井，并溜到阶段运输巷道
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装车运出。[www.61k.com］
当一个矿房回采结束时，立即回采一侧的间柱和斜顶柱。回采间柱的深孔凿岩洞室布置在切割巷道靠近下盘的侧部。回采斜顶柱的深孔凿岩洞室在矿柱回采平巷的一侧，对应于矿房的中央部位。间柱和斜顶柱的深孔布置如图Ⅲ-Ⅲ所示，回采矿柱的顺序是：先爆破间柱并将崩下的矿石放出，然后再爆破顶柱，顶柱崩落的大部分矿石溜到V 型堑沟内放出。
（4）评价
该矿体属围岩稳固性好，中厚急倾斜矿体，矿山品位高，使用分段矿房法开采可大量高效的使用无轨设备，回采强度也加大，大幅度提高了生产率。同时此方法允许在矿房采完后立即回采矿柱和处理采空区，这样既提高了矿柱的矿石回采率又处理了采空区，为下分段回采创立了良好条件。适合于年产量要求较高的矿山。
分段法的缺点在于采准工作量大，即每个分段都需掘进分段运输平巷、切割巷道、凿岩平巷等巷道，所以在做设计的时候尽量要减少这些巷道的掘进量。
3、上向水平分层胶结充填采矿法
（1）矿块结构和参数
阶段高度为40m，矿块长度为40m，宽度为矿体水平厚度；顶柱厚4m，底柱高5m。具体的开采布置见图5-4。
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图5-4 上向水平分层胶结充填采矿方法图
（2）采准和切割工作
阶段运输巷道采用沿脉布置，阶段运输巷道布置在下一阶段移动带以外的岩石中，垂直矿体走向打穿脉巷道，穿脉巷道间距40m。（www.61k.com)在每个矿块的穿脉巷道中心打溜井。
（3）回采工作
回采方式采用巷道回采，矿房的长轴沿走向布置。用浅孔崩矿，回采分层高为2～3m。崩落矿石后，用电耙出矿。
（4）回采工作
充填采矿方法最突出的优点，是矿石损失贫化小；但是效率低，劳动强度大。应用胶结充填技术，以及回采工作使用无轨自行设备，使普通充填采矿方法提高到新的水平，进入到高效率采矿方法行列，使用范围补短扩大，而且有进一步发展的趋势。
但是胶结充填充填成本高、充填系统复杂、阶段间矿柱回来困难。 5.2.2 方案终选
对初选的几种采矿方法，列出各自的优缺点，进行初步技术经济比较见下表5-3。
表5-3 采矿方法初步分析比较表
初比常用的指标有：矿块生产能力、采准工程量、矿石损失率、贫化率、劳动生
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产率、主要材料消耗等，如表5-3。(www.61k.com）这些指标可参照类似条件矿山实际资料选取。如实在查不到，可进行部分回采计算。比较这些指标的同时，还要分析安全与劳动条件，工艺过程繁简，以及与采矿方法有关的基建工程量、投资与时间。比较要分清主次，以期取得更好的经济效益。一般按表5-3初比即能确定采用的方法，仅少数情况下，剩余两三个难分优劣的方案需要进行综合分析比较。
综上所述，根据经济比较，浅孔留矿法相对与其他两个方法经济上更为合理，故采用浅孔留矿法开采。
5.3 采矿方法概述
留矿采矿法的特点是：将阶段划分为矿块，矿块再分为矿房和矿柱二次回采。矿房自下而上分层回采，每次崩落的矿石放出三分之一左右，其余的储存于矿房中作为继续上采的工作台，待矿房采完以后再放出。矿房采完后回采矿柱和处理采空区。
5.3.1 采矿方法构成要素
矿房沿矿体走向布置，阶段高度为40m，矿块长度为60m，宽度为矿体水平厚度9m；顶柱厚3m，底柱高5m，间柱宽8m，顶柱厚3m。矿房与间柱相间布置。
5.3.2 采准切割
1、采准方式选择
采准方案设计应考虑的因素有：（1）采矿方法；（2）开拓工程布置；（3）矿体及围岩稳固性；（4）基建工期及施工技术。综合考虑矿岩稳固性、采矿方法及采掘设备、开拓系统、基建施工条件及工作等方面的因素。
根据矿体的赋存条件及选厂的位置综合考虑，将采准工程布置在矿体的下盘。
2、采准工作
采准工作主要是掘进阶段运输巷道、先进天井（作为行人、通风之用）、联络道、拉底巷道和漏斗颈等。
阶段运输平巷的布置与矿体厚度有关。本设计矿体厚度为中厚矿体，故阶段运输平巷布置于矿体下盘的接触线的围岩中。
矿块人行通风天井通常设置在间柱内。在中厚以上矿体中，可将天井设在间柱水平断面的中央。天井从阶段运输平巷起向上掘进，直至上阶段运输平巷即本阶段的回
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风平巷。(www.61k.com)天井的断面为2～3×1.5～2m2，本设计取2.5×2.5m2。
联络道位于间柱内，用于连通两侧矿房。联络道由天井开掘，断面为2×2m2，上下相邻两联络道的垂直距离一般为4～6m，取6m。
漏斗颈是在沿脉运输巷道内向上掘进。
拉底巷道高度一般为2～2.5m，取2m。拉底巷道宽度取2m。
3、切割工作
以拉底巷道为自由面，形成拉底空间和辟漏。拉底高度为2m，拉底宽度等于矿体厚度，它的作用是为回采工作开辟自由面，并为爆破创造有利条件。
因矿体厚度大于2.5～3.0m，采用有底柱拉底和辟漏同时进行的切割方法，其步骤是：
⑴ 在阶段运输平巷的一侧以40°—50°倾角，打第一次上向炮孔，其下部炮孔高度距巷道底板1.2m，上部炮孔在巷道顶角线上与漏斗侧的钢轨在同一垂直面上。
⑵ 爆破后站在矿堆上，一侧以70°倾角打第二次上向孔。第二次爆破后将矿石运出，架设工作台再打 第三次上向孔。装好漏斗后爆破并将矿石运出，继续打第四次上向孔，爆破后漏斗颈高可达4m左右。
⑶ 在漏斗颈上部以45°倾角向四周打炮孔，扩大斗颈，最终使相邻斗颈相通，同时完成劈漏和拉底工作。
5.3.3 回采工作
回采工作自下而上地分层进行，分层高度一般为3m。回采工作面多为梯段形布置，但梯段数目不宜过多，一般为1～3个，否则将增加平场工作量，梯段工作面长度一般为10～15m，本设计矿房沿走向长度为60m，分4个梯段回采，平均每个梯段沿走向长为15m。长梯段的工作面，可减少平场和撬顶的时间，并便于回采工作组织。高度为3m，落矿使用浅孔。
回采工作包括凿岩、爆破、通风、局部放矿、平场及顶板检查与二次破碎、最终放矿等。
1、凿岩
凿岩是在崩落的矿堆上进行。
凿岩设备选择：根据矿石的坚固性系数和采矿方法，选用7655气腿式凿岩机，起主要技术指标如表5-4。
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西南科技大学本科毕业论文 表5-4 7655凿岩机技术指标
2、爆破
采用浅孔落矿，爆破参数见表5-5。［www.61k.com］
表5-5 爆破参数表 表5-6 炸药单耗
根据矿石的坚固性系数f=4～6,所以取0.3kg/m3。 炮孔布置和起爆方法：
炮眼排列方向为向上眼，倾角75°。，因为交错排列具有爆破效果好，大块率底等优点，所以炮眼采用交错排列。因为导爆管非电起爆法具有不受外界电源干扰，较安全、操作简单，使用方便、成本较低，导爆管爆音小，可用于多段微差爆破等优点，采用导爆管非电起爆法。
为保证每次崩矿高度为2 m，炮孔超深0.2 m，总炮孔深度取2.2 m，炮孔采用平行交错布置，向侧面崩矿，抵抗线W=（0.25~30）D ，取1m，孔距a=W，取1 m。
堵塞长度
l堵
=0.5 W=0.5 m。选用岩石抗水铵锑炸药，装药密度0.78 kg/m3。每
次崩两排炮孔，每次崩矿量[1]为48m3。炮孔布置见下图5-5。 （1）每米炮孔崩矿量 每米炮孔崩矿量：
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西南科技大学本科毕业论文 q=Wa?0?= 1×1×0.9×=2.7t/m
1??11?8%
图5-5 炮孔布置图
式中?0—炮孔利用率[1] ，取0.9
?—矿石的体重，2.94t/m3
K—损失率，6%
?1—贫化率，8%
a—炮孔孔距，1m
（2）凿岩机台数的确定： N?式中N—凿岩机台数
A—每一工作循环的落矿量 q—每米炮孔崩矿量
p—凿岩机台班效率
N=1.85台，取整数为1台，备用1台，共2台。（www.61k.com］ A141.12==1.1 取整为2台 (5-2) qp2.7?50
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（4）装药、爆破
落矿用的炸药为乳状铵油炸药，人工装药，起爆药包置于孔底起第二个药包处，炮眼中的装药系数不宜太小，最好能达到60—70%。[www.61k.com)由导爆管和硝铵筒状药卷做成的起爆药包装在孔口，并用木楔塞紧固定，最后用炮泥堵塞20cm。
每循环装药时间： T=KV (5-3) a
0.3?48
= 1
=14.4min 取为15min
式中K—炸药单耗量[1]，0.3kg/m2；
V—每循环崩矿量；
a—装药速度[1]，1.0kg/min；
3、通风
爆破以后要加强通风，使炮烟和粉尘能迅速排出工作面。工作面的风量应当保证满足排尘，排烟的需要。为此，要求在采掘工作面，空气的含氧量不低于20%，风速不应低于0.15m/s。矿房的通风系统，一般是从上风流方向的天井进入新鲜空气，通过矿房工作面后，有下风流方向的天井排到上部回风巷道。本设计采用的通风线路为：中段平巷→沿脉运输巷道→上风流方向天井→联络道→采场→联络道→下风流方向天井→上阶段回风巷道。
4、出矿
由于本次设计矿体倾角为60°，采用重力放矿。
为减少平场工作量，各漏斗的放矿量应力求均衡。在放矿过程中，要仔细观察各漏斗上部矿石堆表面的下降情况是否与放矿量相适应，以便及时发现并设法防止留矿堆内形成空洞。若发现留矿堆内形成了空洞，必须及时加以处理，否则将有可能危及生产安全。
5、平场及撬顶与二次破碎
为便于工人在留矿堆上进行落矿的凿岩爆破作业，在局部放矿之后应将留矿堆表
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面整平。（www.61k.com］在平场之前或同时，要进行顶板检查，撬落矿房顶板及两帮已松动但未脱落的矿石（或围岩），以保证后续作业的安全。落矿产生的大块与撬顶（包括两帮）落下的大块，要在平场过程中进行二次破碎，以免放矿时堵塞漏斗及在留矿堆内形成空洞。
6、最终放矿（或大量放矿）和矿房残留矿石的回收
矿房采完后，应及时组织最终放矿，也叫大量放矿，即放出存留在矿房内的全部矿石。放矿时，应避免存留矿石中出现空洞和悬拱现象。所以应尽量保持每个漏斗放矿量均匀。放矿时，应及时处理漏斗堵塞等，以提高放矿强度，防止围岩片落，减少二次贫化。
放矿时，由于矿房底板粗糙不平，常积存一部分散体矿石和粉矿不能完全放出，为降低矿石损失，应加强残留矿石的回收，一般采用水力冲洗法把残存在矿房顶板的散体矿石和粉矿冲洗下来。
5.4 采准与回采计算
5.4.1 矿块采准切割工作量计算
根据采矿方法标准布置图，按表5-7计算。
表5-7 矿块采准切割工作量计算表
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矿石体重矿=2.94 t/m3 岩石体重岩=2.91 t/m3
5.4.3 采准比计算 采准比：
L??L?R?
Z
Q
Tto
?1000 (5-4)
=
356
?1000
86570.9
=4.11m/kt
式中R—千吨采准比，m/kt； T—矿块中采出总原矿量，t；
∑LZ、∑LQ―采准、切割巷道总长度，m。[www.61k.com）
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矿块内采出矿量计算如下表
表5-8 矿块内采出矿量计算表
考虑巷道断面积不同，可用采准、切割巷道总体积除以标准断面积4m2来求取，即：
R=V+∑V∑ZQ
Tto1000 (5-5) 4
=1927.61000× 86570.94
= 5.57m/kt
式中R—千吨采准比，m/kt
Tto—矿块中采出总原矿量，t；
∑VZ、∑VQ—采准、切割巷道总体积，m3。[www.61k.com]
5.4.4 同时工作面数目
1、班产量
（1）正常生产时期班产量
AS=Aa (5-6) tdts
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= 330?3
=808t/班
式中Aa—矿山年产量,ｔ/班；
td—年工作日数，d；
ts—日工作班数，d。(www.61k.com]
（2）按同时回采矿块数校正
NR?
=ASKRqR/ts (5-7) 808?0.526 =6.3 取整为 6个
式中qR—矿房回采日生产能力， 200 t/d；
NR—同时回采矿块数；
KR—矿房采出矿石量占矿块采出矿石量的比重，%。
按化整后的矿块数,重新计算班产量﹑年产量；
A's?NRqsR6?50 ==570t/班 (5-8) 0.526KR
330×3=564300t/a (5-9) A'a?A's?td?ts =570×
式中qsR—矿房平均班产量，50 t/班。
2、班产量分配
（1）采准出矿量Asz ：Asz=55.02 t/班
（2）切割出矿量AsQ ：AsQ=67.6t/班
（3）矿房出矿量AsR ：AsR=300 t/班
（4）矿柱出矿量AsP ：AsP=176.2t/班
式中KZ、KQ, 、KR, 、KP分别为采准、切割、矿块回采采出矿石占采出总原矿量比
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重，见表5—6。[www.61k.com）
3、同时生产矿块数
（1）同时回采矿房数
NR?AsR300==6 (5-10) qsR50
式中NR—同时回采矿房数，个，备用10%—30%；
qsR—矿房平均班产量，50 t/班。
经计算，同时回采的矿房数 NR=6个，按30%备用，总的矿块数为8个。
（2）同时回采矿柱数
NAsP
q=176.2
P?=3.52个 取整4个
sP50
式中qsP—矿柱平均班产量，50t/班。
4、同时采准工作面数
（1）同时采准工作面数
N?RZ
z?A's
V?570?0.0085=2.6 取整为3个 Z?S2?6.04
式中RZ―采准比（万t采准体积），m3/ t；
R=∑VZ
ZT ?739.6
to86570.9=0.0085m3/ t
式中VZ―采准工作面平均班进尺，2 m/班；
S―标准矿块采准巷道平均断面积，6.04 m2。
（2）同时切割工作面数
NA's?RQ570?0.014
Q?vQ?S?2?4=0.9975 取整为1个
式中RQ―采准比（万t切割体积），m3/t；
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(5-11) (5-12) (5-13) (5-14)
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RQV=TtoQ?1188=0.014 m3/t (5-15) 86570.9
式中VQ―切割工作面平均班进尺，2m/班[1]；
S―标准矿块切割巷道平均断面积[1]，4 m2。（www.61k.com]
（3）开拓工作面数Nd和生产探矿工作面数
Nd?Aa?Rd80?3.7==0.16 取整为1个 (5-16) 330?3?2tdtsvd
式中RQ―万吨矿石开拓，3.7 m/万t；
Vd―开拓巷道平均进尺，2 m/班；
Aa―矿山设计年产量，80万t/a。
5.4.5 采准进度计划图标与回采工作循环表
矿床开采步骤中，开拓、采准、切割和回采是按编定的采掘技术计划进行的。在矿山生产初期，上述各步骤在时间是依次进行的；到正常生产时期，则下阶段的开拓、上阶段的采准与再上阶段的切割和回采同时进行。
为了保证矿山持续地均衡进行生产，按照我国矿山历年所积累的经验，在矿山生产 管理中，各个开采步骤互为超前的关系实际上是用获得一定的储量来实现的。因此将矿石储量按开采准备到程度划分为开拓储量、采准储量和备采储量。按照我国现行规定的三级储量的保有期选择开拓储量定额为3年，采准储量定额为1年，备采储量
[1]定额为6个月。
此次设计的回采顺序采用后退式回采，根据采准和备采矿量保有时间，计算出采准切割工作量（各种巷道长度），根据采用的矿床回采工作方式（后退式，双翼开采），同时工作面数，掘进速度，计算出掘进时间，安排施工顺序，如表5-8编制采准进度图表所示，从而确定矿量准备时间和准备速度[1]。
根据回采工作循环的组成及各项作业时间，参照表5-9编制回采工作循环图表。
5.4.6 掘井回采设备及人员表
1、掘进回采设备表
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现将采掘是的设备列于下表，其中包括开拓、生探、采准、切割、矿房回采、矿柱回采的凿岩、装运、出矿设备。［www.61k.com）详细见下表5-10。
表5-10 掘进回采设备表
2、掘进回采人员表
确定掘进，回采工作组织，编制人员，汇总成表5-11。
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西南科技大学本科毕业论文 表5-11 掘进回采人员编制表
5.4.7 掘进回采主要材料消耗表
将掘井回采主要材料（包括炸药、钎钢、硬合质合金、木材）消耗汇总成表5-12。[www.61k.com]
表5-12 掘进回采主要材料消耗表
5.4.8 采矿方法技术经济指标
、按表5-13计算列出采矿方法技术经济指标。
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西南科技大学本科毕业论文 表5-13 采矿方法技术经济指标表
2、主要指标的计算 (1)矿块回采生产能力
q?TC
ttsN
c
=140
3×3×1
=140t/d
式中q—矿块回采生产能力，t/d ；
Tc—工作面一个回采循环落矿量，t；
tc—工作面一个回采循环时间，班；
N —矿块中同时回采工作面数，个；
ts—日工作班数，班。(www.61k.com）
(2)劳动生产率计算：
采矿量
凿岩机采矿总台班数
=140
0.93
=150.5t/工班
采矿量
掌子面工班数
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(5-17) (5-18) (5-19)
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= 3
=47t/工班
3、主要材料消耗
（1）炸药单耗
一个循环炸药消耗量 (5-20) 一个循环采下矿石量
=24.96 140/2.94
=0.524 kg/m3
(2)雷管单耗
每吨矿石消耗雷管数=
=一个循环消耗雷管数 (5-21) 一个循环崩矿量45 140
=0.32发/t
(3)锚杆消耗量
每吨矿石消耗锚杆数=一个循环消耗锚杆数 (5-22) 一个循环崩矿量
=0.0285根/t
5.5 矿床开采技术
矿柱回收后的采空区，主要是用强度稍低的充填料和废石充填，既能减少废石场占地，又能处理采空区，保护地表形态。（www.61k.com）
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第6章 井下运输
6.1 运输系统选择
井下运输是地下矿山采掘生产中的重要环节，其工作范围包括采场运搬及巷道运输，它是连接采场、掘进工作面及地下矿仓、充填采空区或地面矿仓与废石场的运输渠道。[www.61k.com)
井下的机车运输，具有运量大、用途广、清洁节能、维修简单等优点，在长距离运输中显示出技术经济方面的优势。至今在许多矿山运输中，机车运输仍占相当比重。
阶段运输巷道布置
影响阶段运输平巷位置的因素主要是：
1、矿脉和两盘岩石的性质；
2、矿脉的厚度及矿石的工业价值；
3、围岩的矿化情况；
4、平巷的支护方法；使用年限以及平巷运输矿量的大小。
当矿体比较深时，阶段运输平巷一般布置在矿体中并靠下盘接触线处；当开采中厚以上矿体时，运输平巷可以掘进在下盘岩石中。采用脉外采准时，使运输巷道比较平值，有利于运输工作。尤其当运输繁忙时，更显示出它的优越性等。
本设计矿体厚度为中厚，故阶段运输巷道布置在下盘围岩中，距矿体边界一定距离。
运输方式
地下矿山运输系统和运输方式一般在进行矿床开拓设计中确定。确定的原则应考虑矿床的赋存条件、开拓系统、采矿方法、开采规模及生产服务年限，以及运输设备的发展现状及企业的管理水平等项。要做到技术上先进可靠、经济上合理可行、运转安全、管理方便、能耗小、投资省。
当前我国地下矿山巷道运输主要为机车轨道运输。故结合我国现状及轨道运输的优缺点比较之后，本设计优选运输方式为轨道运输。
轨道运输的优点： 用途广、生产量大（由机车数量而定）、运距不受限制、经济性好、调度灵活、能沿分叉线路分别运输多种矿石。
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缺点：其运送是间断性的，生产效率依赖于工作组织水平；适用的巷道坡度有局限性（一般为3‰～5‰），线路过大时难以保证运输安全。［www.61k.com)
1、矿石、废石的运输方式及路线
矿房中的矿体开采下来以后，矿石沿漏斗下方放到矿车中，电机车牵引的矿车经脉外沿脉巷道运出，直接运送到阶段溜井溜到底部中段，经破碎硐室破碎后经过箕斗装载硐室装入箕斗再提升到+330平硐。用矿车运出，送到工业场地。各阶段的废石在各阶段经石门运到罐笼提到+490平台，再运到废石场。
2、人员、材料、设备的运输方式
各种设备、材料和人员均是由副井通过罐笼下放到各个阶段，经过阶段石门通往阶段运输巷道，再由沿脉巷道到顺路人行天井进入采场。
线路与轨道
矿山运输干线、站线以及适用年限在3a以上的其他路线属固定线。本矿山各中段均为运输干线，服务年限在10～40a，生产能力800kt/a,故为固定线路。根据《采矿手册5》P20表25-12选择线路等级为Ⅱ等固定线路。
轨道由钢轨、联结配件、轨枕、道床、防爬设备等组成。
钢轨有轻轨、重轨之分。地下矿山主要采用轻轨，根据《采矿手册5》P131～P133，选择钢轨型号为30kg/m轻轨。
轨枕有木质、钢筋混凝土和金属三种。为了节省木材和金属，矿山大部分推广适用钢筋混凝土轨枕。其主要参数参照《采矿手册5》P133表26-9。
道床材料必须坚硬，不潮解，不积水。最好的道床材料是碎石。碎石粒度为20～40mm。在水平及倾角小于10°的巷道内，轨枕下面道床厚度不得小于150mm，道床上部的宽度应超过轨枕50～100mm。
轨距根据矿山运输量选择为600 mm。
1、轨枕
轨枕的作用是承受钢轨传来的载荷，并将它传递到大面积的道渣上；固定钢轨，保持准确的轨距、位置及方向，阻止钢轨横向、纵向移动；缓冲行车的震动，保证车辆平稳而安全的运行。随着我国社会主义建设飞速发展，木材供不应求。为了节省木材，目前矿山已经推广使用钢筋混凝土轨枕。这种轨枕的优点是：强度大、坚固耐磨、
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稳定性好；使用时间长，维修费用少；不怕矿坑水的腐蚀；取材和制造均方便，其主要规格见表[1]6-1。［www.61k.com）
表6-1 轨枕规格表
2、道岔 列车由一条线路顺利地转向另一条线路，必须在两条线路的联结处，设置道岔。道岔的选型主要取决于线路布置的需要。在决定具体的标号时，还要考虑轨距、轨型、车辆轴距和运行速度等。该矿在沿脉巷道到穿脉巷道采用单开道岔，选用4号道岔。 3、弯道曲率半径
在矿山实际生产中，运输线路不可能总是平直的，至少在进入穿脉处存在着弯道。最小转弯半径应根据车辆的运行速度和轴距的大小来确定。当转角小于90°时，车辆的运行速度小于1.5m/s，最小弯道半径不得小于轴距的7倍；运行速度大于1.5m/s，最小弯道半径不得小于轴距的10倍；运行速度大于3.5m/s，最小弯道半径不得小于轴距的15倍。当转角大于90°时，最小弯道半径均按大于轴距的10~15倍考虑。列车运行时，以机车或矿车的最大轴距来计算最小弯道半径。
4、线路坡度
线路坡度一般应按等阻坡度来选择，这样可以是机车在重列车下坡和空列车上坡时，同样能充分发挥机车的牵引性能。同时线路坡度的设计也应该着重考虑巷道排水的需求，使井下水能自流排出坑外。本次设计中巷道的坡度为3~5‰，因此线路坡度为3‰。
6.2 运输设备选择与计算
运输设备选择
机车与矿车的选择应根据矿石的阶段运量、运距、装车方式等选择，具体匹配关系如下表6-2。
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西南科技大学本科毕业论文 表6-2 矿车匹配关系表
本次设计矿山年产量为80万t/年，且阶段运输距离相对较长，结合上表，选择ZK10-7/250架线式电机车，矿车选用侧卸式矿车，型号[1]为：YCC 2(6) 矿车容积为2m3 ，轨型为30kg/m，轨距为600mm，矿车参数见表6-4。(www.61k.com］
本次矿山废石年产量约为12万t/年，由于矿石运输轨型为30 kg/m，轨距为600mm，废石也选着相同的轨型和轨距。废石选择ZK7-7/250电机车，电机车参数见表6-5。废石由副井罐笼直接提升至地表。本设计矿车选取YGC0.5（6）型固定车箱式矿车，矿车容积为1.2m3，矿车参数见表6-6。
表6-3 ZK10-7/250电机车参数表
表6-4 YCC2（6）型侧卸式矿车性能参数表
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西南科技大学本科毕业论文 表6-5 ZK7-7/250电机车参数表
表6-6 YGC0.5(6)型固定车箱式矿车性能参数表 列车组成计算 1、车组重量计算
本次设计中线路坡度为3‰，电机车型号为ZK10/250，电机车粘着质量为10t，矿车选取YCC2（6）型侧卸式矿车，矿车容积为2m3。[www.61k.com］按重列车上坡起动条件计算出Q1为60.5t，按重列车上坡弯道起动条件计算Q1为82.9t。两者比较取小值60.5t。
2、列车组成计算，按下式计算每列车矿车数。
n=
Q160.5
==8.5 取9 （6-1）
Q2+Q31.83+5
式中：n—每列车矿车数，9个；
Q1—车组重量，60.5t； Q2—每个矿车自重，1.83t； Q3—每个矿车有载重量，5t。
58
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机车台数确定
按机车循环时间，完成运输任务所需循环次数计算机车工作台数，并按规定确定备用台数。（www.61k.com)
1、矿石运输机车台数确定
按机车循环时间，完成运输任务所需循环次数计算机车工作台数，并按规定确定备用台数。
（1）电机车往返一次的时间T(min)
T=T1+t
=38.2min
式中 t—在井底车场和采区车场调车、装卸、让车的时间，取20min。
T1—总运行时间，min. T1值可用下式近似计算：
T1=2L
60×0.75v
zh
=2×1400
60×0.75×3.5
=18.2min
L—加权平均运输距离，1400m。
（2）一台电机车每班可完成的往返次数n1
n60tb
1=T
=60×6.5
38.2
=10.20
式中tb—电机车每班工作小时数，取6.5h。
（3）完成每班出矿量需要往返的次数m（次）：
m=cAb
ZG
z
=1.2×383
9×5
59 6-2）6-3）6-4）6-5） （ （ （ （
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式中 Ab—每阶段的班平均出矿量383t
c—运输不平衡系数，一般取1.2~1.3，此处取[1]1.2；
G—辆矿车的有效载重量；
Z1—车组的矿车数目。[www.61k.com)
（4）每班运输废石、人员、材料、设备等所需的往返次数m1值可按各个矿山具体情况而定，但是本次设计废石和材料的运输有另外的电机车负责运输，因此这里取m1值取0。
（5）需要的电机车台数N1（台）
N1=m+m1×2 （6-6） n1
=11×2 10.2
≈2台
式中 m—完成每班出矿量所需机车循环次数；
m1—每班运输废石、人员、材料设备等所需循环次数；
n1 —台机车每班可完成的循环次数。
2、废石、材料运输机车台数确定
（1）电机车往返一次的时间T(min)
T=T1+t （6-7）
=38.2 min
式中 t—在井底车场和采区车场调车、装卸、让车的时间，取20min。
T1—总运行时间。
T1值可用下式近似计算：
T1=2L （6-8） 60×0.75vzh
60
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= 60×0.75×3.5
=13min
式中 L-加权平均运输距离。(www.61k.com］
机车备用量数一般按照工作机车的台数的20~30%选取，其不足一辆的按照一辆计算，故备在本次设计中备用一台ZK14/250电机车，它们即可作为矿石电机车的备用车辆，也可用作废石、材料电机车的备用车辆，所以电机车数目为ZK14/250型号3台，ZK7/250型号1台。
6.3 井底车场设计
井底车场布置形式
根据生产能力、提升容器类型、运输设备及调车方式、井筒数量及硐室布置及地面生产系统等因素选择结构简单、工程量小、管理方便、生产安全可靠的井底车场形式。
井底车场设计
确定井底车场线路结构，布置出车线路，行车线路及各段线路长度和坡度。限于时间关系，可不进行线路闭合与车场坐标计算。见下图6-1。
井底车场通过能力计算
计算井底车场通过能力，注意使井底车场通过能力保留30%~35%的储备。
峒室
机选择井底车场各硐室位置，确定各硐室形式及尺寸、支护材料。详细情况
61
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见第11章井巷断面设计。［www.61k.com）
62
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第7章
7.1 提升方式及系统选择 矿井提升
多绳摩擦式提升机和单绳缠绕式提升机相比，具有适于深井重载提升，钢绳直径小，设备重量轻，投资少，耗电少，安全可靠等优点。（www.61k.com）多绳摩擦式提升机宜用于深度300~1400m的矿井。由于设计的矿山年生产能力为80万t，为中型矿山，而且矿体赋存深度较深，因此，主井采用单箕斗提升，副井选用双罐笼提升，提升设备选择多绳摩擦式提升机。
提升任务
此次设计采用一个箕斗主井提升矿石，年生产能力为80万t的矿山年工作330d，所以每个矿井的每天提升矿石量为2424.24t。人员每日从主井上、下三次，设备、材料的提升完全在副井当中提升。
7.1.2 提升方式及提升系统选择
根据开拓井筒形式，提升物品种类，提升工作任务，考虑矿井深度和提升水平数目，力求基建建设资小，提升效率高而费用低，地面布置及地面运输系统简单，从而确定经济合理的提升系统。
由于此次设年产量为80万t，年产量较大，最好采用主井箕斗，副井罐笼的方式。主井采用箕斗提升。其提升能力大，质量小，便于实现自动化。矿石破碎后块度控制在350mm以下再进入箕斗运出地表，采用底卸式箕斗提升。副井采用罐笼提升。罐笼可对矿石、废石、人员、材料和设备进行提升，灵活性大，但容器质量大，提升能力小，矿山年产量大。
主井为单箕斗加平衡锤互为配重运送矿石。副井采用双罐笼互为配重，提升废石和运送材料、人员等。
7.2 提升设备选择
提升容器选择
（1）小时提升量
Ah=cAa （7-1） tdth
63
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= 330?19.5
=142.97 t/h
式中：Ah—小时提升量，t/h；
Aa—矿山年产量，800000/a；
td—年工作日数；330天
th—日工作时数。［www.61k.com］箕斗提升：一种矿石取19.5时，两种矿石取18时；罐笼提升：作主副井时取18时，仅作副井取19.5时[2]；
C—不均衡系数。箕斗提升，取C=1.15；罐笼提升，提矿石取C=1.2，兼作副提升取C=1.25。
（2）提升速度
①最大提升速度：据调查统计，实际最大提升速度可按如下公式计算：
vmax?0.4H （7-2） =0.4620
=10.0m/s
式中：v—提升速度，m/s；H—提升高度，620。
H=H0+h1＋h2 （ 7-3）
=570+25+25
=620m
式中 H0—竖井最低开采阶段的深度，570m；
h1—卸载水平与井口水平的高差，取25m；
h2—装载水平与井底车场水平的高差，25m。
②平均提升速度
vp?
?vmax （7-4） a10.0 1.2
=8.3 m/s
64
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式中：a—速度乘数，对于一般交流电动机拖动的提升设备[2]，a＝1.2。(www.61k.com)
（3）一次提升量 ①双容器提升
Q=
AhK
(3.H+μ+θ) （7-5）
3600γCm
=
142.97?1.5
3.03620?10?10）
3600?2.94?0.9
=2.15m3；
其中：Q—一次提升量，m3；
Ah—小时提升量，142.97t/h；
Cm—装满系数[2]，取C满=0.9～0.95取0.9； γ—矿石的实体重，2.94t/m3；
μ—箕斗在曲轨上减速和爬行附加时间[2]，取10s，罐笼提升时为0； θ—装卸时间；8～20s，取10s；
K—矿石的松散系数，取1.5～1.6，取1.5。 根据Q选定提升容器的大小及规格。
参照文献[1]第五卷主井单箕斗选取底卸式箕斗DJS 1/2-3.2（7），参数见表7-1。
表7-1 DJS 1/2-3.2（7）箕斗参数表
（4）提升容器的有效提升量Qs
提升容器的有效提升量Qs，按下式计算。
V?Cm
Qs? （7-6）
K
65
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= 1.5
=5.644t
式中 Qs—提升容器的有效提升量，t；
Cm—装满系数，取C满=0.9~0.95，取0.9； γ—矿石的实体重，2.94t/m3；
V—矿车或箕斗的容积，3.2m3；
K—矿石的松散系数，取1.5～1.6，取1.5。［www.61k.com]
（5）一次提升循环时间T′，按下式计算：
T'=
?3600Qs （7-7） Ah3600?5.644 142.97
=142.11s
（2）副井提升设备选择
（1）小时提升量
Ah?cAa （7-8） tdth
1.2?120000= 330?19.5
=22.377（t/h）
式中 Ah—小时提升量，t/h；
Aa—矿山年产量，罐笼提升时应考虑10%-30%的废石量，取12万t/a； td—年工作日数，330d；
th—日工作时数，罐笼作主副井时取18h，仅作副井取19.5h，设计取19.5h； C—不均衡系数,罐笼提升时C=1.2。
（2）提升速度
①最大提升速度
据调查统计，实际最大提升速度可按如下公式计算。
vmax?0.4H （7-9） =0.4680
=10.43m/s
66
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式中 vmax—最大提升速度，m/s；
H—提升高度，680m。[www.61k.com］
②平均提升速度
vp?vmax （7-10） a
10.43? 1.2
?8.69m/s
10.43? 1.2
?8.69m/s
式中 a—速度乘数，对于一般交流电动机拖动的提升设备，a＝1.2。
（3）一次提升量
双罐笼提升
Q?AhK(3.H????) （7-11） 3600?Cm
22.377?1.5??(3.03680?20) 3600?2.94?0.9
=0.35m3
其中 Q—一次提升量，m3；
Ah—小时提升量，22.377t/h；
Cm—装满系数，取0.9；
γ—废石的实体重，2.94t/m3；
θ—装卸时间，取20s；
K—矿石的松散系数，取1.5。
由于运输废石的矿车为YGC0.5（6）型固定车箱式矿车。参照文献[11]第四卷选取2#单层罐笼，其型号为YMGG-1.8-1-Z3（6）。罐笼具体参数见表7-2。
(4）提升容器的有效提升量Qs
提升容器的有效提升量Qs，按下式计算。
Qs?V?Cm （7-12） K
0.5?2.94?0.9? 1.5
?0.882t
67
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西南科技大学本科毕业论文 表7-2 YMGG-1.8-1-Z3（6）罐笼参数表
式中 Qs—提升容器的有效提升量，t；
Cm—装满系数，取0.9； γ—矿石的实体重，2.94t/m3； V—矿车，0.5m3；
K—矿石的松散系数，取1.5～1.6，取1.5。(www.61k.com） （5）一次提升循环时间T′
一次提升循环时间T′，按下式计算。
T'?
3600Qs
（7-13） Ah
3600?0.882?
22.377 ?141.895s
式中 Qs—提升容器的有效提升量，0.882t；
Ah—小时提升量，22.377t/h。 7.2.2 提升机选择
（1）主井提升设备的确定
68
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由于本设计主井深度为680m，所以选择多绳摩擦式提升。［www.61k.com）多绳摩擦式提升机有落地和塔式两种。此设计提升系统选为竖井多绳摩擦塔式提升。
1）卷筒直径D的确定
塔式多绳提升机有导向轮必须满足D/d≥100（其中卷筒直径D，钢丝绳直径d）的关系。
根据DJS 1/2-3.2（7）箕斗提升，钢丝绳的直径为38.5mm，因此可以算出卷筒直径约为3.85m。
2）卷筒宽度B的确定
主井采用双卷筒，缠绕2层时，每个卷筒宽度B计算如下。
H?L?(3?4)?DB?()(d??) （7-14） n'?Dm
620?20?(3?4)??3.85)(38.5?3) =(2???3.8885
=1231.45mm
式中 B—卷筒宽度，mm；
L—试验长度，L=20m；
n'—卷筒上缠绕层数，设计取2；
D—卷筒直径，m；3.85m
Dm—多层缠绕时的平均直径，Dm?D?(n'?1)d，m；3.8885m
H—提升高度，m，根据提升容器处设计，箕斗井取620m；
d—钢丝绳直径，mm；38.5mm
ε—钢绳两圈间的间隙，取ε=2~3mm。
2、3、4等数字表示钢丝绳摩擦圈数，两绳间隔圈数和每月移绳备用圈数。
3）提升机选择
根据卷筒宽度为1231.45mm、卷筒直径为3.85m，最大提升速度10.0m/s和矿井日提升能力参考文献[11]第四卷，选择洛阳矿山机器厂生产的JKM- 4/4(Ⅰ)型塔式多绳提升机。其主要技术参数如下表7-4。
69
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（2）副井提升设备的确定
此设计副井提升系统依然选为多绳摩擦塔式提升。（www.61k.com) 1）卷筒直径D的确定
塔式多绳提升机有导向轮必须满足D/d≥100（其中卷筒直径D，钢丝绳直径d）的关系。
根据YMGG-1.8-1-Z3（6）罐笼提升，钢丝绳的直径为22mm，因此可以算出卷筒直径约为2.2m。
2）卷筒宽度B的确定
副井也采用双卷筒，缠绕2层时，每个卷筒宽度B计算如下。
H?L?(3?4)?DB?()(d??) （7-15）
n'?Dm
680?20?(3?4)??2.2
)(22?3) =(
2???3.372
=883.5mm 式中 B—卷筒宽度，mm；
L—试验长度，L=20m； n'—卷筒上缠绕层数，设计取2； D—卷筒直径，m；2.2m
Dm—多层缠绕时的平均直径，Dm?D?(n'?1)d，m；3.872m H—提升高度，m，设计取680m； d—钢丝绳直径，22mm；
ε—钢绳两圈间的间隙，取ε=2~3mm。
2、3、4等数字表示钢丝绳摩擦圈数，两绳间隔圈数和每月移绳备用圈数。 3）提升机选择
70
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根据卷筒宽度为883.5mm、卷筒直径为2.2m，最大提升速度10.43m/s和矿井日提升能力参考文献[11]第四卷，选择洛阳矿山机器厂生产的JKM- 2.25/4(Ⅰ)型塔式多绳提升机。［www.61k.com)其主要技术参数如下表7-5。
表7-5 JKM- 2.25/4(Ⅰ)型提升机具体参数表
71
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第8章 矿井排水
8.1 排水方式与排水系统确定
8.1.1 排水方式
几乎所有的矿山，特别是岩溶充水矿床地带，不管是地下还是露天矿，都不同程度地存在防排水问题。（www.61k.com］这问题如解决不好，不近生产成本增高，经济效益降低，引起设备人生事故，而且会危机矿山的寿命；反之，如果解决得好，不仅能促进生产，确保安全，将排出的水综合利用，变害为利，还可以收到很大的经济效益。
受地理条件的影响，境内时常遭遇“三寒两雨”（春季寒潮、五月低温、九月寒露风、六月大雨、八月倒秋雨）。内多年年平均降水量为1865.5毫米，最多的2000年为2444.2毫米，最少的1993年为 1572.5毫米。矿坑总涌水量30l/s～50 l/s 。开拓中心灰岩含水层水位标高已降至60～70m，比上部白云岩含水层水位低226.7～262.94m，白云岩含水层水位井泉流量无明显变化。证实矿区下部含水层富水性弱；砂页岩隔水层隔水性强；上下两含水层地下水水力联系弱。采掘中心水位比桂阳城低240～250 m，桂阳城环境无明显变化,证矿区主要含矿层与桂阳城水力联系微弱,水文地质条件较好。
地下矿排水，在有条件的地方应该尽可能的采用自流排水。自流排水又节省投资，经营费用少，管理简单和上产可靠等明显特点，因而在地形条件允许的情况下，即使在自流排水的投资明显高于机械排水时，单考虑到常年经营费用的节省和生产的方便可靠，也应优先采用自流排水。
此次矿山设计，由于矿井深度不是很大，水文地质条件好，故可采用集中排水。
8.1.2 排水系统
由于矿床位于基准面之下，产生的涌水必须采用动力排水方式。当开采日久，阶段向下延深，排水水平下降时，考虑分段接力排水与一般直接排水的方案比较，直接排水和接力排水系统的优缺及适用条件见表8-1。
根据比较，本次设计矿山虽涌水量不大，但是矿井深680m左右，分段较多，故分段接力集中排水。设置两个水仓，分别为40m水仓和-200m水仓。40水平以上的生产废水，地下涌水统一排至40m阶段水仓；40m阶段以下的排水，自流至-200水平，通过副井用泵抽至40mm阶段水仓，40m阶段以上的水经副井统一抽到地表。
72
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表8-1 直接排水和接力排水系统比较表
8.2 排水设备选择
8.2.1 选择原则
1、雨季长、涌水量大的矿井，主排水设备应为三台同类型水泵，一台工作能在20小时内排出矿井正常涌水量，两台同时工作能在20小时内排出矿井最大涌水量。(www.61k.com)如最大涌水量大于2倍正常涌水量，则除一台备用外，其余能在20小时内排出最大涌水量。
2、雨季短的地区，矿井最大涌水量小于2倍正常涌水量且正常涌水量小于50m3/t时，主排水设备可安两台同类型水泵，一台工作，一台备用，能在20小时内排出矿井昼夜正常涌水量。
3、涌水量大、水文地质条件复杂的矿井，泵房应适当增大，以便安设临时排水设备。
8.2.2 选择计算
1、水泵流量
QZ (8-1) 20
3600 = 20
=180m3/h Q1=
式中Q1—按正常涌水量确定的水泵流量，m3/h；
QZ—矿井正常涌水量，m3/d。
73
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2、水泵扬程
H1=K(Hj+5.5) (8-2)
=1.08?（680+5.5）
=740.34m
式中 H1—水泵扬程，m；
Hj—井筒深度，m；
5.5—吸水深度，m；
K—扬程损失系数[2]，竖井K=1.08～1.1，斜井K=1.2~1.35。[www.61k.com］
（1）在满足扬程H的前提下，应尽可能的选择高效率、大流量的水泵以节约资源，较少水泵太熟，增加排水的可靠性[5]；
（2）应注意所选水泵的“允许吸上真空高度”或“必须汽蚀余量NPSH”，使之能够满足水仓和泵房在拍之上的需要[6]。
根据Q1与H1，初选水泵型号为D300-150?5，查表[1]确定水泵型号为D300-150?5的流量Q为360m3/h，其扬程H为800m。
4、水泵台数
正常涌水量情况下工作台数n按下式计算：
Q n?1 (8-3) Q
180 = 270
=0.67 取整为1台
式中n—正常涌水量情况下，水泵工作台数，台；
Q1—按正常涌水量确定的排水设备排水能力，m3/h；
Q—初选一台水泵的排水能力，m3/h；
由于采用的是井底集中出水，故只需选用一台水泵，为保证矿山安全正常工作，因此备用一台水泵 ，共2台。
5、水泵工作时间
正常涌水量情况下一昼夜内水泵工作时间T，按下式计算：
Q T?Z (8-4) nQ
3600= 1?270
=13.33h
74
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式中各符号含义同前。［www.61k.com)
6、排水管直径
dp'?4Q (8-5) 3600??vp
=4?270 3600?3.14?1.8
= 0.23m
式中 dp’—排水管直径，m；
Vp—排水管中流速[2]，一般vp=1.2~2.2m/s。 根据dp’选取标准管径[2]dp为0.25m。
7、排水管中实际流速
v4Q
p=360π0d2
p
?4?270
3600?3.14?0.252
=1.53m/s
8、吸水管直径di′（吸水管直径一般比水泵出口直径大25～50mm） di'?dp?50
=250+50
=300mm
根据di′，选取标准管径[2]di=250mm。
9、吸水管中实际流速
v4Q
i=360π0d2
i
?4?270
3600?3.14?0.32
=1.06m/s
式中 Vi—吸水管中流速[2]，一般Vi=1.0~1.5 m/s。
10、管道中扬程损失
2
H2L
ps+His=RTQ=λvp
d
p2g
=0.0234401.532 0.32×9.8
75
(8-6) (8-7) (8-8) (8-9)
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=4.03m
式中L—管道计算长度，m，系实际长度加管件折合的等值长度，后者可查表；
λ—管壁摩擦阻力系数，可查表，或按下式计算：
0.0018 (8-10) λ?0.02?vp?dp
=0.02+
=0.023
11、水泵总扬程 0.0018.53×0.25
HZ=HP+K(HPS+HiS) (8-11)
=440.5+1.7×4.03
=445.361m
式中Hp—水泵中心至排水管地面出水口高差，Hp=h2-h'+Hj=1-0.5+440=440.5m；
h2—管子超出井口水平的高度，m；
h'—水泵房地板超过井底车场轨面的高度[2]，一般h'=0.5m；
Hj—井筒深度，m；
K—考虑排水管内壁淤积而是=使阻力增加的系数。（www.61k.com）此系数随各矿水质和净化效果的不同，出入颇大，一般较浑浊的矿水，可取K=1.7；对于清水，可取K=1；其余符号同前。
12、按产品目录和样本选择水泵
根据以上计算扬程等结果，选取水泵扬程，应比计算值大5%～8%（备用扬程）。选取水泵为多级分段式离心泵，其型号为D300-150?5。其最大的扬程为800m，有足够的备用扬程。
（1）求水泵级数
H445.36 n级=z==0.56 取整数为1级 (8-12) 800H0
式中H0—所选水泵一级的额定扬程，800 m。
（2）确定水泵工作点 管道阻力：R=HzHc (8-13) 2Qn级
式中Hc—吸水口至排水口测量高差：Hc=Hp
76
Hx=430m；
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经计算，管道阻力[2]R= 0.006。(www.61k.com)
13、水泵轴功率
N轴=Q工H工γ水102×3600×η工=590 w (8-14)
式中Q工—工况点对应的水泵工作流量，m3/h；
H工—工况点对应点水泵工作扬程，m；
?工—工况点对应的水泵工作效率；
。 ?水—矿井的水的密度，kg/m3
14、电动机功率
N电?KN轴?传590=1.1=676w (8-15) 0.96
式中K—富裕系数[2]，Q>300 m3/s，K=1.1。
?传—传动效率[2]，直联?传=1， 联轴节?传=0.95～0.98。
15、年耗电量
W=Q工H工×365×24×γ水
3600×102×η工×η电机×η电网 (8-16)
式中?电机—电动机的效率：大电动机?电机=0.90～0.94
小电动机?电机=0.82～0.9
?电网—电网的效率，?电网=0.95
经计算，水泵的年耗电量大致为6214kw/h。
8.3 水泵房、水仓
井下采用的是卧式离心泵，水泵位于水仓的上部，故采用吸入式（普通）泵房。由于井底水仓一处都设有两个水仓，这样做的目的就是为了清淤方便，当清理一个水仓时便使用另一个，也就是说两个水仓轮流工作，轮流清理。
水仓的长度为104.5m，纵断面积为16.97m2
因此一个水仓的容积为1173.4m3，两个水仓的总体容积为2346.8m3。
井底水窝则设置两台流量为10～30m3/h的小型离心泵进行排水（一台工作，一台备用），井底水窝采用自动控制排水系统。
77
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8.4 排水设备及人员编制
具体情况见下表8-2。（www.61k.com］
表8-2 排水工作人员编制
78
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9章 压气设施
压缩空气是在矿山开采工作中的用途非常广泛。（www.61k.com)在凿岩爆破和装卸等作业中，有许多设备是用压缩空气驱动的。此外，还供应维修用的气动工具用气。由于气动机械具有结构简单、紧凑、重量轻、牢固、过载能力大、不怕潮湿等特点，并且输送管道维修和延长简单等多方面优点，使压缩空气在矿山生产中的作用越来越大。
9.1 压气设备的选择
9.1.1 全矿总耗气计算
1.绘制全矿压气用户分布示意图，标明用气设备型号、工作地点。
图9-1 全矿气压分布图
井下总耗气量见表9-1。
表9-1 井下总耗气量
全矿最大耗气量Qmax：
79
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Qmax=1.05KiKhQ (9-1)
式中Qmax—全矿最大耗气量，m3/min；
1.05—考虑压气机效率及未计入的小量用气系数； Ki—管网漏气系数，1.15； Kh—高原修正系数，1.23；
Q—同时工作机器总耗气量，114.5 m3/min； 代入数据，得：
Qmax=1.05×1.15×1.23×114.5=170 m3/min
9.1.2 压气机选择
选择原则：
(1) 一般以全矿最大耗气量作为计算供气量。[www.61k.com]按用气负荷分布和供气量大小，确定空压机型号和台数；
(2) 压气站内尽可能选用同型号，同制造厂设备。
(3) 站内压气机数量不宜超出6台，备用量为计算供气量的20%～50%，但不少于1台。
根据矿山压气消耗量，选用的压气机型号为L8-60/8，为满足压气供应量，选择3台压气机，备用一台，共4台，具体的参数见表9-2。
表9-2 压气机参数表
9.2 压气管网
9.2.1 压气管道直径
d?Q (9-2)
式中Q—通过支气管的压气量，60 m3/min；
代入数据，得：
80
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d?60?154mm
所以压气管道直径取200mm。[www.61k.com］
9.3压气机耗电计算
一台压气机年耗电量为：
Wta?
式中 Wta—一台压气机年耗电量，；
Ns—压气机轴功率，kw;
td—年工作日数；
th —日工作时数； Nstdth?e?w?c?0.8K?0.2? (9-3)
K—压气机负载系数（为所需压气量与压气机最大排气量之比），为0.95； ηe—电动机效率 ，ηe＝0.9～0.92；
ηw —电网效率，ηw＝0.95～0.98；
ηc—传动效率，直联取ηc=1，三角支节ηc＝0.95。
代入数据，得：
Wta?300?330?18??0.8?0.95?0.2?=2000842.1kWh 0.9?0.95?1
81
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第10章 井巷断面设计
10.1 竖井断面设计
10.1.1 主井井筒断面设计
（1）井筒断面形状的选择
竖井按照断面形状分为圆井和方井。[www.61k.com］井筒断面形状的选择主要依据井筒用途、服务年限、通过岩层的性质、支护材料等来确定。由于本次设计矿山为金属矿山，服务年限在15年以上，所以选择圆形断面。
（2）井筒断面装备
由于主井采用的是双箕斗提升，提升高度大，井筒提升能力大，因此采用刚性钢轨罐道和工字钢罐道梁。钢轨型号为38kg/m。
（3）井筒断面布置
井筒断面主要根据提升容器类型，数量与井筒装备类型等来决定的。设计采用双箕斗DJS 1/2-3.2（7） 底卸式箕斗提升。主井布置梯子间，便于主井的检修。选用双侧罐道。
（4）井筒断面尺寸的确定
1）井筒断面布置形式
该井筒选用DJS1/2-3.2（7）底卸式单箕斗提升，并布置梯子间，选用双侧罐道。
2）初选罐道梁、罐道和梯子梁型号和尺寸
根据提升容器及布置形式，初选38kg/m钢轨罐道；I32a型钢作主罐道梁，I28a型作辅罐道梁；梯子梁选I14。
3）井筒各构件间平面尺寸的计算。
L?m0?2h?b0 （10-1） ?1346+2×134+203 =1817mm
1x?(L?A) 2
1=?（1817+1214） 2
=1515.5mm
式中 L—箕斗两侧罐道梁中心线间的距离，mm；
82
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m0—箕斗两罐道间的间距，1346mm；
h—罐道的高度，134mm；
b0—两罐道底面的间距，为罐道梁的宽度加上两个连接垫板的厚度，203mm； x—罐道梁中心线至箕斗外边缘的距离，mm；
A—箕斗宽度，1214mm。(www.61k.com]
4）梯子间尺寸计算。
M=1200+m+b3/2 （10-2）
=1200+100+60/2
=1330mm
S=H-d （10-3）
=1500-400
=1100mm
式中 M—梯子间短边梁中心线与井壁的交点至梯子主梁中心线间距，mm； m—梯子间安全隔栏的厚度，100mm；
b3—梯子主梁或罐道梁的宽度，60mm；
H—梯子间短边次梁中心线间距，即梯子间长度，取>1400mm；
S—梯子间短边次梁中心线至井筒中心线的距离，mm；
d—梯子间另一侧短边次梁中心线至井筒中心线的距离，考虑方便安装应不小于300mm。
5）解析法确定井筒直径。
R2=（M+
2b2+Δ1+B-e）2+S2 （10-4） 2
x2+（C+e）2=（R-Δ2）2 （10-5）
1515.52+（1520+e）2=（R-150）2
式中 b2—梯子梁的宽度，100mm；
Δ1—箕斗最突出部分距离梯子梁内边的安全距离，150mm；
B—罐道中心线距离箕斗一端的距离，1520mm；
e—井筒中心线至罐道中心线的距离，mm；
R—井筒近似净半径，mm；
C—罐道中心线距离箕斗另一端的距离，1520mm；
Δ2—箕斗最突出部分与井壁的安全距离，150mm；
83
100R=（1365++150+1520-e）2+11002 2
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其他符号同前。(www.61k.com］
解得：e=511mm；R=2015mm。
由于井筒的断面的直径是以500mm向上进位的，因此，井筒断面直径取4500mm,为了安装方便e值取500mm。箕斗井断面图，如图10-1。
图10-1 箕斗井断面图（单位：mm）
（5）断面施工图
参照文献[1]第二卷，井筒净直径在4.5~5m井筒混凝土壁厚为300mm，故井筒掘进直径为5100mm。 3.14?4.52?15.896 m2 44
?3.142?5.12?20.418 m2 井筒掘进断面积：S掘??D掘?44
每米井筒混凝土量：v壁?(S掘?S净)?1?20.418?15.896?4.5 m3 井筒净断面积：S净???D净?2
84
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10.1.2 罐笼井断面设计
（1）井筒断面形状的选择
竖井按照断面形状分为圆井和方井。［www.61k.com)井筒断面形状的选择主要依据井筒用途、服务年限、通过岩层的性质、支护材料等来确定。由于本次设计矿山为金属矿山，服务年限在15年以上，所以选择圆形断面，整体浇筑混凝土支护。
（2）井筒断面装备
根据所选矿车规格，选择4#单层罐笼提升矿石，罐笼型号YMGG1.8-1-Z3(6)，并为双罐笼提升，绳端荷载重，因此采用刚性罐道和罐道梁。以钢轨作罐道，工字钢作罐道梁。
根据提升容器及布置形式，初选38kg/m的钢轨作为罐道，具有强度大、使用年限长的优点。选用I25a型钢作主罐道梁，I25a型作辅罐道梁；梯子梁选I22a。
3. 井筒布置
井筒划分为提升间、梯子间和管缆间。
(1) 梯子间
有时因停电或井下发生突然事故而中断或破坏了提升设备，在这种情况下，人员可以通过梯子间上到地面。
梯子间由梯子、梯子梁和梯子平台组成。布置在井筒的一侧，梯子间并列式布置。梯子间安装倾角为80°，相邻两个梯子平台的距离为6m，平台梯子口尺寸为0.6m×0.7m，梯子上端延伸出平台1m，梯子宽度为0.4m，脚踏的间距为0.3m。
(2) 管缆间
地面的压风管、供水管和井下的排水管都经过主井。管缆间布置在主井井筒内。管子是用U型卡固定在梯子主梁上。
4. 井筒断面尺寸的确定
副井断面尺寸主要根据提升容器数量和大小、井筒装备、井筒布置以及各种安全间隙等确定。
(1) 罐道梁间水平中心间距：
?L1?E1?B1?E2 (10-6) ??L?E3?B2?E4
式中 L、L1—两相邻罐道梁水平中心距离，mm；
E1、E2、E3、E4—罐道与罐道梁连接部分尺寸，E1=E2=E3=E4=196mm；
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B1、B2—两侧罐道之间的距离，B1=B2=1230mm。［www.61k.com）
代入数据，得：
mm?L1?196?1230?196?1622 ?mm?L?196?1230?196?1622
(2)梯子间尺寸计算：
M=1200+m+b3/2 (10-7)
=1200+100+110/2=1355mm
S=H-d=1500-400 (10-8)
=1100mm
式中 M—梯子间短边梁中心线与井壁的交点至梯子主梁中心线间距，mm； m—梯子间安全隔栏的厚度[2]，100mm；
b3—梯子主梁或罐道梁的宽度[2]，110mm；
H—梯子间短边次梁中心线间距，即梯子间长度[2]，取>1400mm；
S—梯子间短边次梁中心线至井筒中心线的距离，mm；
d—梯子间另一侧短边次梁中心线至井筒中心线的距离，考虑方便安装应不小于300mm。
(3) 井筒直径D：
222???e?N??C??R??2?r? (10-9) ?222???L?e?M??S?R
式中 M—梯子间短边梁中心线与井壁的交点至梯子主梁中心线间距，mm；
?2—罐笼最突出部分与井壁间的安全距离，mm；
e—井筒中心线至罐道梁中心线的距离，mm；
N—罐道梁中心线至罐笼收缩尺寸?y处的距离，mm；
C—井筒中心线至罐笼短边收缩尺寸?x处的距离，mm；
R—井筒半径，mm；
r—罐笼收缩半径，mm；
L—相邻罐道梁水平中心距离，mm；
S—梯子短边次梁中心线至井筒中心线的距离，mm；
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代入数据，得：
222???e?1509??1470??R?150?180? ?222???1925?e?1306??1200?R
解方程组，得：
R=2435mm，e=804mm
所以，主井井筒直径取为5m，罐笼井井筒断面图，如图10-2。（www.61k.com）
图10-2 罐笼井断面图 单位（mm）
（4）断面施工图
参照文献[1]第二卷，井筒净直径在4.5~5m井筒混凝土壁厚为300mm，故井筒掘进直径为5600mm。 井筒净断面积：S净??4?D净?23.142?5?19.625m
2 4
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?5.62?24.618m2
44
每米井筒混凝土量：v壁?(S掘?S净)?1?24.618?19.625?5.0 m3 井筒掘进断面积：S掘?
?D掘?
2
10.2 平巷断面尺寸设计
平巷断面设计包括平硐、主运输巷道、阶段运输巷道、沿脉运输巷道、穿脉运输巷道、专用通风巷道等等。[www.61k.com］此次毕业设计期间只完成主运输巷道和阶段运输巷道断面设计。
10.2.1 巷道断面形状选择
常见的巷道断面形式有梯形、半圆形、三心拱、圆弧拱、圆形、椭圆形和马蹄形等。这些巷道的主要特征及适用范围如下表10-2。
表10-2 各种断面巷道特征表
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根据以上各个因素再结合本铅锌矿山的实际情况，最终平巷断面形状选择三心拱，双轨运输，巷道比较宽，故选三心拱。（www.61k.com)
10.2.2阶段巷道断面尺寸设计
(1) 运输设备宽度(b)：
根据该运输巷道所通过的运输设备类型，查表得，ZK10-7/250型架线式电机车的轨距为600mm，长4500mm，宽为1060mm，高为1550mm；曲轨侧卸式矿车YCC2-6为：容积为2 m3，长3000mm，宽1250mm，高为1300mm，轨型为30 kg/m轨距为600mm。废石选择ZK7-7/250电机车，长4500mm，宽1060mm，高1550mm；矿车选取YGC0.5
（6）型固定车箱式矿车，长1200mm，宽850mm，高1000mm，矿车容积为0.5m3。
两者比较，取最大值。所以通过巷道运输设备的宽为b=1250mm，高为h=1550mm。
(2) 人行道的设置及宽度(b2)：
该巷道通过的是10t的电机车，查表得人行道的宽度要大于或等于800mm，所以取人行道宽度为800mm。
（3）双轨运输两对开列车通过时，安全距离b1 =300mm，运输设备车体间隙查表
[7]取m=300mm时，轨道中心线间距为F=b+m=1550mm。ZK10-7/250型电机车为600mm轨距。
4）结合以上诸尺寸，计算巷道净宽度：
B0=b+F+b2+b1 （10-10）
=1250+1550+800+300=3900mm
式中 b—运输设备最大宽度，1250mm；
m—运输设备之间的安全间隙[7]，300mm；
b1—运输设备与支护之间的安全间隙[2]，300mm；
b2—人行道宽度[2]，800mm。
(5)采用喷射混凝土支护，根据巷道宽3.9米，穿过中等稳固岩层，服务年限时间长等条件，经资料得，喷射厚层T=50mm，两次喷射第一次喷100 mm，第2次喷150mm 故支护厚度为T=300mm。
(6)参考课本[5]，ZK10-7/250型电机车选用30kg/m钢轨，采用钢筋混凝土轨枕，参考课本[7]中查得，巷道铺轨结构尺寸：h6=400mm，h5=250mm， h4?h6?h5=150mm。
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(7)三心拱高：
f0=B0/3=1300mm，
大圆弧的半径：R?0.629B0?0.692?3900?2699mm，
小圆弧的半径：r?0.261B0?0.261?3900?1018mm
(8)巷道底板到拱基线高度（即墙高）h3，按下列三种情况确定：
① 按架线要求确定墙高
2h3?H1?h6?r?250）?（r?a?K)2 (10-11)
式中 h3—圆弧拱巷道墙高，mm；
H1—巷道轨面至导电弓子的高度，2080mm；
h6—巷道底板至轨面的高度，400mm；
K—电机车导电弓子宽度之半，400mm；
a—轨道中心线至墙距离，mm；
b1250a??b1??300=925mm 22
r——圆弧半径，1018mm；
代入数据，得： h3?2080?400?1018?2502?1018?925?4002=1891mm
②按照管道架设要求计算墙高
Bb39001250Z2?0??b2???800=525mm 2222
三心拱双轨运输巷道按下式计算：
2??B??h3?1800?h5?n?r2??r??0?Z2?k?300?D1??????2
??3900???1800?250?250?2??1018???525?400?300?100???2???
?1361mm
③ 按行人要求确定巷道墙高
h3?1800?h5 -r22 (10-12) r-1002 (10-13)
(1018-100)2=1610mm =1800+250-2
通过上面三种方法计算出的结果后，取最大值1891，按10mm的倍数向上选取，
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则墙高h3=1900mm。[www.61k.com]
(9) 巷道净高度H0：
H0?f0?h3?h5?1300?1900?250?2950mm (10-14) 式中 H0—巷道净高度，mm；
f0—拱高，1300mm；
h3—半圆拱巷道墙高，1900mm；
（10）风速验算
主平硐和主井共同作为入风井口通风风量Q= 50m3/s，
巷道净断面：
S0=(h2+0.393?B0)?B0=（1.65+0.2363?3.9）?3.9=10.44m2
Q由表1-10查得，v允=6 m/s，平硐通过风速：v==50/10.44=4.79m/s <V允,满足通S0
风要求不需要修改断面尺寸[1]。
（11）计算各部分尺寸：
巷道净高度： H0=h3+f0-h5=1900+1300-250=2950mm；
巷道掘进高度：H=h3+f0+ d0=1900+1300+300=3500mm；
巷道掘进宽度：B=B0+2?T=3900+2?300=4500mm；
巷道净断面： S0=(h2+0.263?B0)?B0=（1.65+0.263?3.9）?3.9=10.44m2；
拱部面积： Sd?1.33( B0?T)d =1.33?(3.9?0.3)2?0.3=7.04m2；
边墙面积： ST=2?h3?T =2?1.9?0.3=1.14m2；
墙基面积： Sj=(0.25?0.5)?T=（0.25+0.5）?0.3=0.23 m2；
道渣面积： Sz= h5?B0=0.25?3.9=0.98 m2；
水沟面积： Sg=0.18 m2；
巷道掘进断面面积：Sn= S0+ Sd+ ST+ Sj+ Sz+ Sg
=10.44+7.04+1.14+0.23+0.98+0.18=20.01m2。
（12）水沟设计及管揽布置 水沟的坡度和巷道的一致，采用3，选择Ⅲ型水沟。水沟断面[7]根据涌水量100 m3/h，参考表1-9选取上宽310mm，下宽280mm，深度250mm，水沟净断面积0.08 m2；每米水沟混凝土消耗0.13m3，水沟采用混凝土盖板，厚50mm，宽为530mm。管子布置在人行道一侧，采用管子托架架高敷设，可以减小巷道净宽。托架上设压风管，下
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边悬挂供水管。（www.61k.com）动力电缆设于非人行道一侧，通讯电缆与照明电缆设于人行道一侧。电缆悬挂全部采用挂钩悬挂在支护侧墙上。巷道断面图，如图10-3。
图10-3 阶段运输巷道断面图 （单位：mm）
10.2.2 330平窿断面设计
由于该巷道主要用于地下采出矿石运出的主要巷道，基本承担着整个矿山的运输量，双轨运输，巷道较宽，故选三心拱，支护方式选用喷射混凝土支护。
(1) 运输设备宽度(b)：
根据该运输巷道所通过的运输设备类型，查表得，ZK14-7/500型架线式电机车的轨距为762mm，长4900mm，宽为1350mm，高为1550mm；曲轨侧卸式矿车YCC4
（7）为：容积为24m3，长3900mm，宽1400mm，高为1650mm，轨型为30 kg/m轨距为762mm。
两者比较，取最大值。所以通过巷道运输设备的宽为b=1400mm，高为h=1650mm。
(2) 人行道的设置及宽度(b2)：
该巷道通过的是14t的电机车，查表得人行道的宽度要大于或等于800mm，所以取人行道宽度为800mm。
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（3）双轨运输两对开列车通过时，安全距离b1 =300mm，运输设备车体间隙查表
[7]取m=300mm时，轨道中心线间距为F=b+m=1700mm。[www.61k.com]ZK14-7/500型电机车为762mm轨距。
（4）结合以上诸尺寸，计算巷道净宽度：
B0=b+F+b2+b1 （10-15）
=1400+1700+800+300=4200mm
式中 b—运输设备最大宽度，1400mm；
m—运输设备之间的安全间隙[7]，300mm；
b1—运输设备与支护之间的安全间隙[2]，300mm；
b2—人行道宽度[2]，800mm。
(5)采用喷射混凝土支护，根据巷道宽4.2米，穿过中等稳固岩层，服务年限时间长等条件，经资料得，喷射厚层T=50mm，两次喷射第一次喷100 mm，第2次喷150mm 故支护厚度为T=300mm。
(6)参考课本[5]，ZK14-7/500型电机车选用30kg/m钢轨，采用钢筋混凝土轨枕，参考课本[7]中查得，巷道铺轨结构尺寸：h6=400mm，h5=250mm， h4?h6?h5=150mm。
(7)三心拱高：
f0=B0/3=1400mm，
大圆弧的半径：R?0.629B0?0.692?4200?2906mm，
小圆弧的半径：r?0.261B0?0.261?4200?1096mm
(8)巷道底板到拱基线高度（即墙高）h3，按下列三种情况确定：
① 按架线要求确定墙高
2h3?H1?h6?r?250）?（r?a?K)2 (10-16)
式中 h3—圆弧拱巷道墙高，mm；
H1—巷道轨面至导电弓子的高度，2080mm；
h6—巷道底板至轨面的高度，400mm；
K—电机车导电弓子宽度之半，400mm；
a—轨道中心线至墙距离，mm；
b1400a??b1??300=1000mm 22
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r——圆弧半径，1096mm；
代入数据，得： h3?2080?400?1096?2502?1096?100?4002=1795mm
②按照管道架设要求计算墙高
Bb42001400Z2?0??b2???800=600mm 2222
三心拱双轨运输巷道按下式计算：
2??B??h3?1800?h5?n?r2??r??0?Z2?k?300?D1??????2
??4200???1800?250?250?2??1096???600?400?300?100???2???
?1278mm
④ 按行人要求确定巷道墙高
22 h3?1800?h5 ?r2?r?100 (10-17)
=1800+250-2?(1096-100)2=1593mm
通过上面三种方法计算出的结果后，取最大值1795，按10mm的倍数向上选取，则墙高h3=1800mm。［www.61k.com)
(9) 巷道净高度H0：
H0?f0?h3?h5?1400?1800?250?2950mm (11-14) 式中 H0—巷道净高度，mm；
f0—拱高，1400mm；
h3—半圆拱巷道墙高，1800mm；
（10）计算各部分尺寸：
巷道净高度： H0=h3+f0-h5=1800+1400-250=2950mm；
巷道掘进高度：H=h3+f0+ d0=1800+1400+300=3500mm；
巷道掘进宽度：B=B0+2?T=4200+2?300=4800mm；
巷道净断面： S0=(h2+0.263?B0)?B0=（1.55+0.263?4.2）?4.2=11.15m2； 拱部面积： Sd?1.33( B0?T)d =1.33?(4.2?0.3)2?0.3=8.08m2；
边墙面积： ST=2?h3?T =2?1.8?0.3=1.08m2；
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墙基面积： Sj=(0.25?0.5)?T=（0.25+0.5）?0.3=0.23 m2；
道渣面积： Sz= h5?B0=0.25?4.2=1.05 m2；
水沟面积： Sg=0.18 m2；
巷道掘进断面面积：Sn= S0+ Sd+ ST+ Sj+ Sz+ Sg
=11.15+8.08+1.08+0.23+1.05+0.18=21.77m2。［www.61k.com］
（11）水沟设计及管揽布置
水沟的坡度和巷道的一致，采用3，选择Ⅲ型水沟。参考表1-9选取上宽310mm，下宽280mm，深度250mm，水沟净断面积0.08 m2；每米水沟混凝土消耗0.13m3，水沟采用混凝土盖板，厚50mm，宽为530mm。管子布置在人行道一侧，采用管子托架架高敷设，可以减小巷道净宽。托架上设压风管，下边悬挂供水管。动力电缆设于非人行道一侧，通讯电缆与照明电缆设于人行道一侧。电缆悬挂全部采用挂钩悬挂在支护侧墙上。巷道断面图，如图10-4。
图10-4 330平窿运输巷道断面图 （单位：mm）
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10.3硐室设计
10.3.1 水泵硐室
1. 位置：靠近主井20m处。(www.61k.com）
2. 尺寸：参照类似矿山，尺寸选取宽度为5m，长度为25m，高度为4m。
4. 硐室型式：采用普通式硐室，特征是水泵房与变电硐室、井底车场巷道高差较小，水泵采用吸水井吸水。优点是与车场连接方便，施工较简单，通风条件较好，硐室工程量小，可以采用简易防水闸门防水。。
5. 支护：采用喷锚网联合支护。
6. 硐室工程量为500m3。
7. 管子斜道：倾角为30°，人行台阶宽度为600mm，踏步高度为300mm。宽度为2m，高度为2m，斜长为23.9m，工程量为95.6 m3。
10.3.2 中央变电硐室
1. 位置：靠近主井20m处。
2. 尺寸：参照类似矿山，尺寸选取宽度为3m，长度为15m，高度为4m。
3. 通道：通道规格满足最大设备的运输要求，宽度取2.5m，高度取3m。
4. 支护：采用喷锚网联合支护。
5. 硐室工程量为180m3。
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第11章 矿井通风
11.1 通风系统选择与风量、负压计算
矿床开拓与矿井通风系统密切相关。[www.61k.com］通风设计应该遵循的一些规定：
（1）采掘工作面与进风井巷的进风流含尘量不得大于0.5mg/m3。对粉尘中游离SiO2含量大于10%的新建矿山，禁止用混合井或箕斗井作进风井。现已作进风井的混合井或箕斗井，必须采取防尘的措施，使进风流含尘量达到上述要求；
（2）禁止串联通风，否则必须有空气净化措施；
（3）采矿场、二次破碎巷道应尽可能利用贯穿风流通风，电耙司机应位于上风侧；
（4）矿井有效风量率应在60%以上；
（5）井下破碎酮室和炸药库，必须设有独立排风道；
（6）采空区和不用的井巷，必须及时封闭，未经安全防尘部门允许，不得打开；
（7）主要排风井不得作为人行道，井口进风不得受矿尘和有毒有害气体污染，井口排风不得造成公害；
（8）主扇应有反风装置，并保证在10min内改变风向，每年至少要进行一次反风试验。反风必须经矿领导批准；
（9）密闭、风门、风硐、风桥等通风构筑物，必须建立验收和维护制度，保持完好。
11.1.1 通风系统选择
在拟定矿井通风系统时，应该严格遵循安全可靠、通风基建费、经营费最低和便于管理的原则，即：
(1)矿井通风网路结构合理：集中进、回风线路短，通风阻力小，多阶段同时作业时，相邻分支风路的压差要小，主要人行运输坑道和工作地点上的污风不串联。
(2)风量分配调节应易于满足生产需要，内外部漏风少。
(3)通风构筑物饿风流调节设施、辅扇、局扇要少，并便于维护管理。
(4)充分利用一切可以利用以通风的井巷，使专用通风井巷工程量小。
(5)通风动力消耗少、通风费用低。
由于矿体埋藏较深，走向长度为2000m左右，分布比较集中，且连通地面的老硐、采空区和崩落区等漏风通道都没有，因此此次设计采用集中通风。
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按照全矿统一通风与分区通风系统的进风和回风井相对位置的不同布置形式，可分为对角式（对角单翼式和对角双翼式）、中央式（中央并列式、端部并列式和中央分列式）、混合式三种布置形式。(www.61k.com）其使用条件见表11-1。
表11-1 风井布置形式表
综合考虑设计矿山的矿体赋存条件，矿床赋存较深，走向上长度并不是很长且矿体主要集中在中央，因此设计矿山选用两翼对角式通风，通风方式布置为将副井作为
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入风井，并在矿体走向两端掘东风井、西风井作为排风井。[www.61k.com）
矿井通风方式有压入式、抽出式和混合式三种，三种通风方式的优缺点和适用条件比较如下表所示：
表11-2 各种通风方式
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根据矿体的实际条件,以及各种通风方法的不同点，最终选择抽出式通风系统。(www.61k.com］ 结合所采用的浅孔留矿采矿法，最终选择对角两翼式的通风网路。利用上部已经结束的生产阶段运输平巷作为总回风道，下部各生产阶段沿走向每隔一定距离（60m）布置人行通风天井，回采工作利用上一阶段已采区的运输巷道回风，用阶段石门与副井连通。
具体的通风线路上：新鲜风流从副井进入井下，通过阶段石门进入各个阶段的下盘沿脉运输巷道，再沿矿块的人行天井最终进入采场，清洗工作面以后通过抽风机排入人行通天井，再进入上阶段的阶段沿脉巷道、最终通过东、西风井排出地表，具体通风网路布置见通风网络系统图和通风系统示意图。
图11-1 通风网络系统图
11.1.2 矿井需风量计算
1、矿井风量估算
按矿井年产量和年产万吨耗风量估算总风量，如下式：
Q?Aaq (11-1)
=80?2.2
=176 m3/s
式中Q—矿井所需总风量，m3/s；
Aa—矿井年产量，80万t/a；
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q—年产万吨耗风量，m3/s，参照表11-3选取。(www.61k.com］
表 11-3 年产万吨耗风量
2、矿井风量计算
回采工作面需风qh计算：
(1)按排尘风量确定回采工作面需风量
工作面类型为巷道型作业面，采用轻型凿岩机凿岩，按照表确定qh=2.0m3/s。5个矿块同时回采时，回采工作面需风量
(2)按照排尘风速计算回采工作面需风量
qh=sv (11-2)
=18?0.3
=5.4m3/s
式中s—工人和产尘设备所在位置的回风断面，m2；
v—作业面排尘风速，m3/s；即作业面产尘设备所在位置的平均风速。巷道型（<12m2）工作面v=0.25~0.5m/s；硐室型（>20m2）作业面，当s<30~40m2时，v=0.15m/s；当s>30~40m2时，v>0.06m/s；
(3)按排除炮眼计算回采工作面需风量
Nqh?ALyS (11-3) t
25.5 =??30?18 1800
=1.275m3/s
式中N—风流交换系数，取N=25.5；
t—爆破后排烟通风时间，s；对于采场一般取1200~2400；
A—采场一次爆破的炸药量，kg；
Ly—采场爆破后炮烟中心至采场回风道的距离，一般可取采场长度的一半；
S—采场过风断面面积，m2；
综上几种计算，qh应选择较大者，因此qh=5.4m3/s。
准备工作面风量：对于可简单密闭的回采工作面，取回采工作面风量的二分之一，
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对于难以密闭的备用工作面，如电耙群和凿岩天井等安回采工作面需风量配风。［www.61k.com]因此，准备工作面风量取回采工作面风量的二分之一，q=2.7m3/s。
掘进工作面风量：矿井总体设计对于掘进工作面的数量和分布，一般根据采掘比大致确定，掘进工作面需风量可按[1]表2-16-16选取，该表已经考虑了巷道断面大使用设备多等因素和局部通风的必备风量。按表选取掘进工作面风量qj=2.5m3/s。
各种硐室需风量见表11-4。
表11-4 各硐室需风量（单位：m3
矿井总风量为各采掘工作面、需独立通风的硐室与其它需风量以及矿井漏风量之总和，可按下列公式计算。
Q?k1k2(?qh??qj??qd??qt) （11-4）
=1.2×1.1×（32.4+10+20+5）
=88.968m3/s
式中Q—矿井所需总风量，m3/s；
Σqh—各回采工作面(包括备用采场)所需风量和，m3/s；同时开采矿房数为6个，
备用2个，同时开采的矿柱数4个，故回采工作面总书目为12个。
Σqj—各掘进工作面所需风量和，m3/s；
Σqd—各要求独立风流硐室所需风量和，m3/s；
Σqt—其它工作面（如装卸矿点、喷锚支护工作面）所需风量和，m3/s；
k1—矿井外部漏风系数；
k2—矿井内部漏风系数
按下式（排尘风速）校核：
Q??Sliv1i??S2iv2i (11-5) =6×18×0.35+4×4.84×2.5
=86.2<88.968m3/s
式中S1i、S2i—分别为同时工作的采场断面及掘进巷道断面，m2；
v1i，v2i—分别为采场及掘进工作面要求的最小排尘风速，m/s。
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11.1.3 风量分配
矿井的需风网按照用风地点的需风量强制分风，进风网和回风网按照自然分风。[www.61k.com）由于矿井漏风点的位置、漏风量（或漏风风路风阻）难以确定，故用漏风系数和矿井主要漏风地段的方法来估算矿井漏风量和进风网、需风网、回风网的通过风量。一般情况下，压入式通风系统中，主要漏风地点在进风段；抽出式通风系统中，主要漏风地点在回风段。考虑到这种情况，故对压入式的漏风系数仅在进风网考虑，对于抽出式的漏风系数主要在回风网考虑。各个作业地点需风量计算：
采场工作面需风量：Q1=k1k2Q’=1?1.05?5.4=5.67 m3/s；
准备工作面需风量：Q2=k1k2Q’=1?1.05?2.7=2.835 m3/s；
掘进工作面需风量：Q3=k1k2Q’=1?1.05?2.5=2.625m3/s；
大型变电硐室需风量：Q4=k1k2Q’=1?1.05?4.5=4.725 m3/s；
井下水泵硐室需风量：Q5=k1k2Q’=1?1.05?4.0=4.2m3/s；
装卸矿硐室需风量：Q6=k1k2Q’=1?1.05?2.0=1.785 m3/s；
卷扬机硐室需风量：Q7=k1k2Q’=1?1.05?2.0=2.1 m3/s；
充电配电硐室需风量：Q8=k1k2Q’=1?1.05?4.0=4.2 m3/s；
电机车库需风量：Q9=k1k2Q’=1?1.05?1.5=1.05m3/s；
炸药库需风量：Q10=k1k2Q’=1?1.05?2.0=2.1 m3/s；
机修硐室需风量：Q11=k1k2Q’=1?1.05?2.0=2.1 m3/s；
喷锚支护工作面需风量：Q12=k1k2Q’=1?1.05?5.0=5.25m3/s；
11.1.4 负压计算
按通风最容易和最困难两个时期（初期和末期）各选一通风线路，分段累计计算矿井通风总阻力。
通风摩擦阻力计算：
巷道通风摩擦阻力按下式计算
h?RQ2 R=α
式中h—巷道通风摩擦阻力，Pa；
R—巷道摩擦风阻，N·S2/m8；
Q—通过该段巷道的风量（包括备用风量），m3/s； LP (11-6) 3S
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L—巷道长度（指通过同一风量的相同断面和支护类型相同的巷道长度），m； P—巷道通风断面的周长，m； α—巷道通风摩擦阻力系数，N·S2/m4。[www.61k.com） 矿井摩擦阻力计算：
通风容易时期就是开采最上一个阶段的最顶分段的时候，此时风路最短。初期风从主井到达280m水平后通过石门进入沿脉运输巷道，再进入人行通风天井，从联络道进入采场清洗工作面以后，进入联络道，再由人行通风天井，到最上一个分段沿脉运输巷道，再通过石门排到西回风井在排出地表。容易时期矿井进风系统网路图如图11-2所示，根据通风网路图简化原则，在通风网路图中省去。
按表11-5计算的井巷百米阻力，按11-3计算各巷道通风摩擦阻力。
表11-5 井巷百米风阻计算表
1、通风容易时期风阻计算
从矿体的通风图与开拓图可以看出：当回采240m中段时，风流直接从副井进入240m阶段运输平巷到达各个工作面，清洗工作面后就直接进入回风井而排出地表。从整个线路来看是最短的，所以这段线路为通风最容易的，此时，通路路线如图11-2，矿井的通风阻力见表11-6。
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图11-2 通风容易时期风路图
表11-6 摩擦阻力计算表
各巷道通风摩擦阻力总和后加上局部阻力即为计算矿井通风总阻力。（www.61k.com)局部阻力一般为矿井通风摩擦总阻力的10%~20%。
矿井的局部阻力按摩擦阻力的15%计算，因此矿井总阻力为：
hm=（1+0.15）hf (11-7)
=1.15×601.77
=692 pa
2、通风困难时期风阻计算
通风困难时期就是在开采最后一个阶段的时候，这时风路最长。当回采-200m
中
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段时，风流直接从副井进入-200m阶段运输平巷到达各个工作面，清洗工作面后就直接进入回风井而排出地表。［www.61k.com］此时，通路路线如图11-3，矿井的通风阻力见表11-7。
图11-3 通风困难时期风路图 表11-7 摩擦阻力计算表
各巷道通风摩擦阻力总和后加上局部阻力即为计算矿井通风总阻力。局部阻力一般为矿井通风摩擦总阻力的10%~15%。
矿井的局部阻力按摩擦阻力的10%计算，因此矿井总阻力为：
hm=（1+0.15）hf (11-8) =1.15×
2076.4
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=2387 pa
11.2 矿井通风设备的选择
11.2.1 通风机的选择
由于通风困难时期和容易时期矿井的通风总阻力相差很大，因此在选择风机的时候矿井的总风阻采用困难时期较大者计算。(www.61k.com)
1、通风机的风量
Q=Kq (11-9)
=1.1?130
=143 m3/s
式中q—通风机风量，m3/s；
Q—矿井所需风量，m3/s；
K—通风机装置漏风系数，一般K=1.1～1.15
2、通风机压力
（1）容易时期
Hj=h+ΔH (11-10)
=1022+150
=1172 Pa
式中Hj—通风机静压，Pa；
h—坑内通风阻力，Pa；
ΔH—通风装置阻力之和，一般ΔH=150～200Pa
（2）困难时期
Hj=h+ΔH (11-11)
=2388+150
=2538Pa
3、通风机选择
根据通风困难和容易两个时期（初期与末期）的两组风量和风压值按风机特性曲线选用62A14—11轴流式通风机，其具体参数见表11-8。
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表11-8 通风机参数表
4、确定风机的工况点
通风机的实际工作点不仅取决于本身的性能曲线，同时也取决于坑内通风网络的特性曲线。(www.61k.com］
（1）通风容易时期
如图所示，通风网路公共段风阻为R=0.02576 N·S2/m8，西回风一侧风阻为R2=0.08118 N·S2/m8，东回风一侧风阻为R1=0.14476 N·S2/m8，根据两翼对角式扇风机并联作业的作图方法求出风机的工况点为M1和m2。
图11-4 通风机风压特性曲线
此时风机的效率为0.82，风量为66 m3/s，通风压力为692Pa。 （2）通风困难时期
通风困难时期矿井的井巷连接方式和容易时期的大致相当，不同的只有井巷的长度，如图所示，通风网路公共段风阻为R=0.06818 N·S2/m8，西回风一侧风阻为R2=0.30551N·S2/m8，东回风一侧风阻为R1=0.3696 N·S2/m8，根据两翼对角式扇风机并联
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作业的作图方法求出东西风机的工况点为M1和M2。[www.61k.com］
图11-5通风机风压特性曲线
此时风机的效率为0.75，风量为71m3/s，通风压力为2260Pa。 11.2.2 电动机的选择
按下式计算电动机功率
N?k
式中N—电动机功率，kw； qwHw (11-12) 102??c
k—电动机备用系数，轴流式1.1～1.2，离心式1.2～1.3； qw—通风机工况点风量，m3/s；
Hw—通风机工况点压力。轴流式用静压，离心式用全压，毫米水柱； η—通风机效率，轴流式为静压效率，离心式为全压效率； ηc—传动效率，直联取1，联轴节取0.98，三角皮带取0.92 采用两翼抽出式通风，代入相关数据，得：
容易时期电动机功率：
N1?1.15?66?69 =65.65kW (11-13) 102?0.82?0.92
困难时期电动机功率：
N1?1.15?71?226.1 =262.3kW (11-14) 102?0.75?0.92
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初期和末期负压相差很大，所以分两期选择电动机，初期电动机型号为JR2—355S1-4异步电动机，额定功率为112kW。（www.61k.com）末期电动机型号为JR2—355 M2-4，额定功率为320kW。
11.2.3 通风电耗计算
通风电耗计算，按下式：
?a?
式中N—电动机功率，kW； N?td?th (11-15) ?e??b??l
ηe、ηb、ηl—分别为电动机、变压器、输电线路效率，一般ηe=0.9～0.95，ηb=0.8，
ηl=0.95；
td，th—分别为年工作日数与日工作时数
容易时期通风电耗为：
120?330?8 0.95?0.8?0.95?a?2?
=877562kW·h
困难时期通风电耗为：
320?330?8 0.95?0.8?0.95?a?2?
=2340166kW·h
11.3 局部通风
此次设计的开采工作面是巷道进入式回采，因才也相当于巷道的独头掘进，因此也需要局部通风，局部通风选择局扇通风，局扇通风分为压入式、抽出式和混合式。考虑到各方通风方式的具体情况选择混合式通风。混合式通风又可分为长压短抽和长抽短压式，具体的优缺点见表11-9。
110
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表11-9 混合式通风布置方案的优缺点比较
通过以上的比较，在后续开拓、采准和回采工作面上采用局扇通风,局部通风采用混合式通风，新鲜风流采用压入式，污风采用抽出式,及前压后抽。[www.61k.com］
由于采场巷道的需风量为5.6m3/s，因此局扇选择JK55-1No5型局扇。具体的技术性能见表11-10。
表11-10 JK55-1No5局扇风机主要技术性能
由于同时开采的工作面数目为13个，因此总共需要26台，掘进工作面2个，4台局扇，开拓工作面2个，4台局扇，总共34台局扇风机。
11.4 坑内防尘与安全
一般矿井防尘的措施有：通风、湿式作业、密闭抽尘净化和个体防护等。
111
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（1）保护矿井入风质量
《冶金矿山安全规程》的规定，入风流达到标准，需考虑以下问题：
1)入风井地点选择时，应让入风口与产生灰层的地方一定距离或者有一定防护地带，避免尾矿场、排弃场、充填料堆放、破碎厂和运输作业对风源的污染。(www.61k.com］并且入风井口不要靠近主要公路等；
2)当进风井为罐笼井时，在罐笼井运送水泥、砂石等灰层比较大的材料需采取一定的防尘措施；
3）主溜井不设置在主要入风风路中，以避免冲击风流和装卸粉尘污染；
4）坑内溜破系统应单独设立的通风除尘系统；
5）由于金川地区存在沙尘天气，对入风流含尘量较多，需采取入风流净化措施。
（2）湿式作业
矿山湿式作业有洗壁、湿式凿岩、水封爆破、水幕净化和在产尘点喷雾洒水。
（3）风流净化
井下柴油设备多，所以在柴油机驱动设备废气的净化装置，采用氧催化净化器。
（4）溜井防尘
溜井中设有专门的回风井，使其风压小于溜井各个地方的风压，使其通过溜井井筒排入回风巷，来达到防尘的作用。另外，溜井口设置闸门，当没有使用溜井，关闭闸门，来防止空气的污染。
（5）破碎硐室除尘
破碎硐室采取密闭防尘措施。破碎硐室可采用机械通风方法。采用主扇和辅扇联合通风，主进风流分风给破碎硐室，污风用辅扇抽出，最终排入回风道，也可适量的喷雾洒水。
（6）装卸点防尘
在装卸点安装喷头，对装卸的矿岩进行喷雾洒水，但需控制洒水量。
112
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西南科技大学本科毕业论文
第12章 矿山总平面布置
12.1矿山地面运输
12.1.1运输系统的选择
包括内部运输与外部运输。［www.61k.com)
矿石运往破碎厂、贮矿场或选矿厂，废石运往废石厂，还有材料运送、爆破材料运送、职工通勤运送等，这是内部运输，是设计考虑的重点。
外部运输指矿山向用户运送产品（矿石或精矿）以及从外部运入生产材料、设备等。
应尽量选择生产安全，方便可靠，转运次数少，装卸和械化水平高、投资省、经营费用低的简化运输系统。
12.1.2运输方式选择
外部运输方式有准、窄轨铁路运输、汽车运输、架空索道及水路运输等，根据地理交通、地形条件及矿山规模、年限等确定。
内部运输方式，一般有窄轨铁路、皮带、架空索道、钢绳运输和汽车运输等，根据矿山生产能力、矿石加工工艺流程、运输距离、地形条件、及主、副井布置方式等因素来确定。必要时，应进行各方案的技术经济比较。
12.2采矿工业场地布置
12.2.1布置原则
采矿工业场地包括机修车间、锻钎房、卷扬机房、压风机房、通风机房、矿仓、废石场、材料仓库、油料仓库、木材加工厂、堆木场及行政福利设施（即矿井办公室、浴室、保健站、食堂）等。
注意：围绕井口布置，利用地形，减少工程量，减少占地面积，同时还要考虑发展，留有余地。 12工业建筑数量
矿工业场地包括机修车间、锻钎房、卷扬机房、压风机房、通风机房、矿仓、废
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西南科技大学本科毕业论文
石场、材料仓库、油料仓库、木材加工厂、堆木场及行政福利设施（即矿井办公室、浴室、保健站、食堂）等。(www.61k.com］
对于机修车间、锻钎房、材料、油料、木材加工厂、堆木场以及行政 福利设施这些都布置在生活办公区，这些工业场地大多都没有什么污染，而且加工后的材料肯定比原材料的运输量要小得多，这样也可以减少矿山的材料运输成本，最终减少矿石的开采成本。
卷扬机房布置在各个井筒的井口位置，主、副井的井口位置各布置了一个矿仓储存主井中箕斗提升上来的矿石、副井提升上来的废石，以保证箕斗、罐笼运输的连续性和地表运输的连续性达到一个很好的连接。
整个矿区的用电量是比较大的，因此必须考虑从外部接入高压电缆，再由厂区的变电所进行变压，变压后再通往各个用电场所。
对于具体的工业场地布置位置见附图矿山总品面布置图布置平面图。图中的生活办公区、冶炼厂和选厂等所在的位置在矿体的上盘，此处地势非常的平坦，对于布置工业场地十分的有利。 12生活区布置
生活区应尽可能靠近工业场地布置，并使之有较好的水电供应条件和卫生安全条件（在主导风向上风侧，在地表移动线外，不占农田，不受山崩、滑波威胁）。
生活区还必须设商店、粮站、文化娱乐场所等。
民用建筑标准（面积与造价）可参照类似矿山资料选取。
布置图见附图6。
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第13章 基建工程量与进度计划
为了保证矿山按计划有步骤的投入生产，投产后能继续均衡的进行生产，设计中必须编制基建及进度计划。(www.61k.com）基建进度计划一般是从矿山基建井巷工程掘进破土那一年开始，一直编制到投产或矿山达到设计规模时（投产到达产之间需要掘进部分基建井巷）为止。采掘进度计划一般从矿山投产那年开始，一直编制到矿山达到设计规模以后3~5年为止。
据我国矿山企业多年来的生产经验，非金属矿山各级矿量储备期限为：开拓储量保有期限为3年，采准储量为1年，备采储量为6个月。
(1) 开拓储量Qk：
计算如下：
Qk?Atk(1?r) (13-1) K
式中 A—矿井年产量，800000 t/a；
tk—开拓储量的保有期限，3a；
r—废石混入率，8%；
K—矿石回采率，94%。
代入数据，得：
Qk?
(2) 采准储量Qz：
计算如下：
Qz?Atz(1?r) (13-2) K800000?3?(1?0.08)= 2348936t 0.94
式中 A—矿井年产量，400000t/a；
Tz—开拓储量的保有期限，1a；
r—废石混入率，8%；
K—矿石回采率，94%。
代入数据，得：
Qz?800000?1?(1?0.08)= 782979t 0.94
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西南科技大学本科毕业论文
(3) 备采储量QB：
计算如下：
QB?AtB(1?r)(13-3) K?12
式中 A—矿井年产量，400000 t/a；
TB—开拓储量的保有期限，0.5a；
r—废石混入率，8%；
K—矿石回采率，94%。［www.61k.com)
代入数据，得：
QB?800000?0.5?(1?0.08)= 391489t 0.94
为了缩短基建时间，达到早投产的目的，矿山最初可先完成-80m水平以下的开拓工程，所有的井筒均延伸到设计深度后，首先开掘-200阶段运输巷道以及阶段回风巷道，使进风副井与东西风井贯通。形成矿山初期的完善的提升运输、通风、排水、供电及压气系统，使矿山投入生产。以后，在生产的同时，再进行剩下阶段的开拓工程。基建工程也包括地面的辅助建筑以及井下的辅助设施。
13.1基建工程量
1. 开拓工程量
开拓要完成的主体工程有主井、副井、东回风井、西回风井。另外，根据三级矿量要求，开拓工程还有330平硐、-80中段石门和沿走向回风道，-120m中段石门和运输巷道，以及-160中段石门和沿脉运输巷道，井底车场，硐室。按三级矿量保有期限，对矿体进行采准、切割工作。
2. 采准切割工程量
根据回采的分层数和三级矿量要求，基建期需完成的采准切割工程有-160中段人行通风天井、联络道、拉底巷道。
投产时的生产能力应完成的采准、切割工程量应符合表13-1。
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表13-1 投产时的生产能力应完成的采准、切割工程量关系
基建工程量汇总见表13-2。[www.61k.com）
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西南科技大学本科毕业论文 表13-2 基建工程量表
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13.2 基建进度计划编制
13.2.1 编制步骤与方法
1. 确定施工顺序：以连锁工程为主来安排，即先掘主、副井筒，尽快贯通，迅速构成提、运、通、排、压等系统。[www.61k.com]
2. 排列工程项目：主体工程在前，然后按开采顺序，排列其它，中段内先开拓，后采切。
3. 计算工程量：按投产及达产要求分别计算投产、达产时的井巷工程量。
4. 计算各工程建设时间：根据工程量和掘进速度求取。
5. 编制进度计划表：按各井巷施工顺序及时间，以格线画在各年月的栏内。 13.2.2 基建进度计划表
基建进度计划见表13-3。
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表14—3基建进度计划表
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致 谢
经过半年的忙碌和努力，本次毕业设计已经接近尾声，由于经验的匮乏，难免有许多考虑不周全的地方，如果没有导师的督促指导，以及一起设计的同学们的支持，想要完成这个设计是难以想象的。[www.61k.com)
在毕业设计过程中，得到了肖鹏程老师的亲切关怀和耐心的指导。您严肃的科学态度，严谨的治学精神，精益求精的工作作风，深深地感染和激励着我。从课题的选择到项目的最终完成，肖老师都始终给予我细心的指导和不懈的支持。多少个日日夜夜，肖老师在学业上给我以精心指导，除了敬佩肖老师的专业水平外，他的治学严谨和科学研究的精神也是我永远学习的榜样，并将积极影响我今后的学习和工作。在此谨向肖老师致以诚挚的谢意和崇高的敬意。
在论文即将完成之际，我的心情无法平静，从开始进入课题到论文的顺利完成，有多少可敬的师长、同学、朋友给了我无言的帮助，在这里请接受我诚挚的谢意!最后我还要感谢培养我长大含辛茹苦的父母，谢谢你们!
最后我还要感谢我的母校—西南科技大学这些年来对我的栽培。
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采矿工程论文 采矿工程毕业设计
西南科技大学本科毕业论文
主要参考文献
[1］采矿设计手册[M].中国建筑工业出版社，1998
［2］费子文、张济中、王绍良编．采矿手册 [M]．冶金工业出版社，1990,4
［3］武汉建筑材料工业学院编．非金属矿床床地下开采．中国建筑工业社，1984,12
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[ 5 ] 周昌达等编. 井巷工程[M]. 北京：冶金工业出版社，1979.
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[ 7 ]宁恩渐编.采掘机械[M]．北京：冶金工业出版社，2008,10
[ 8 ]地质学 徐九华等编[M] 北京：冶金工业出版社，2008,8
[ 9 ]爆破工程 王玉杰编 [M] 武汉：武汉理工大学出版社，2010.7重印
[10] 于润仓等编. 采矿工程师手册（下册）[M]. 北京：冶金工业出版社，2009，3.
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[16]MchdiHeydari,RacdAliHelal,KhairilImranGhauth.AGraph-BasedWchUsageMiningMcthod ConsideringClientSideDatel[C]. International Conferenceon Electrical Enggineeringang Imfor.Matics Selangor.Malaysia,2009.
[17] Wang Conglu et al. Mine ventilation and system reliability. Metallurgical Industry Press, 2005.
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采矿工程论文 采矿工程毕业设计
西南科技大学本科毕业论文
附图
附图1：开拓系统纵投影图
附图2：-200中段开拓平面布置图
附图3：-200中段第X矿块采矿方法图
附图4：通风系统图
附图5：矿山总平面布置图
附图6： 基建进度计划表
附图7：主要开拓井巷断面图
123
三 : 采矿工程毕业设计论文
山东科技大学学士学位论文 摘要
摘 要
北皂煤矿20多年的开采造成煤炭资源储量稀少，近年来井田周边经济
快速增长、城镇建设扩张等造成了“三下”压煤量的逐年增加，加剧了煤
炭资源量不足的局面。为扩大矿井后备资源量，有效延长矿井服务年限，
保持企业平稳发展，北皂煤矿有必要在海域进行煤炭开采。
海域为北皂煤矿陆地地层向北部的自然延伸，东与柳海煤矿相邻，西
北至煤4露头，南至渤海海岸线，地理坐标：东经120°19?45?— 120°27?33?，
北纬37°41?32?—37°48?02?，面积5.786Km2。
延伸水平的主要可采煤层为煤2，煤层平均厚度4.44m，煤层倾角平均
10°左右，地质储量33.13 Mt，可采储量20.35 Mt。延伸水平设计生产能
力为90Mt，延伸水平服务年限为16.2年。年工作日为330d，工作制度为
三、八制，两班生产，一班检修，每天净提升时间为16h。
在井田开拓延深设计中，经过方案比较后，确定采用三条暗斜井的延
深方式，并将海域划分成三个采区开采。对二带区的设计中，经过方案比
较，最终确定采用倾斜长壁后退式采煤法开采海域煤2，回采工艺为综合机
械化采煤，工作面顶板管理方法为全部垮落法。带区划分充分利用带区中
沿煤层倾向的三条大断层（HF-23、SF-12、HF-22）为边界将带区划分为四
个分带。带区工业资源量为318万吨，设计可采储量296万吨，设计生产
能力90万吨，服务年限3.3年
北皂煤矿现采用两翼对角式通风方式，中央副井进风，东西部边界的
东风井和西风井回风,矿井采用机械抽出式通风方法。北皂煤矿主暗斜井提
升系统，目前全部采用皮带机运输方式。轨道暗斜井主要负担提矸、排水、下放材料、升降设备、行人、进风等任务。
关键词：储量计算；水平延深；方案比较；巷道布置；采区设计；支
护方法
山东科技大学学士学位论文 摘要
ABSTRACT
20 years of the beizao coal mining caused by the scarcity of coal resources
and reserves in recent years, mine field surrounding the rapid economic growth,
urban construction and expansion of the "three under" coal volume increased
year by year, increased the amount of coal resourcessituation. In order to expand
the mine reserve resources, effectively extending the service life of mine, to
maintain the stable development of enterprises beizao coal necessary for coal
mining in the sea.
Sea areas for Beizao coal land strata to the north of the natural extension,
coal mine adjacent to east and Liu Hai, northwest to the coal outcrop, south
Bohai Sea coastline, geographical coordinates: longitude 120°19′45″—
120°27′33″north latitude and 37°41′32″—37°48′02″, an area of 5.786Km2.
An extension of the level of the main coal layer of coal, coal seam average
thickness of 4.44m, the average coal seams dip about 10 °, the geological
reserves of 33.13 the Mt of recoverable reserves of 20.35 the Mt. Extension of
the level of design production capacity of 90Mt, an extension of the level of the
service life of 16.2 years. Of working days for the 330d, the system of work for
three to eight systems, two classes of production, maintenance intervals, daily
net increase for 16h.
In mine field development deepening design, through comparison of these
schemes, determined using three internal inclined shaft deepening method. The
design of the two stripe, after the program finalized inclined longwall retreat
mining method in mining sea areas coal mining technology for mechanized coal
face roof management methods for breaking down all France. Division of bands
take full advantage of the tendency of the three band along the seam tomography
(HF-23, SF-12, HF-22) will take the boundary is divided into four sub-band.
With the Industrial resources, design recoverable reserves of 2.96 million tons to
四 : 采矿工程毕业设计
本科毕业设计
某铅锌矿第158至197勘探线
80万t/a开采设计
学院名称
专业名称
学生姓名 学号 环境与资源学院 采矿工程
指导教师
肖鹏程 高工
二〇一三年六月
西南科技大学本科毕业论文 I
某铅锌矿第158至197勘探线
80万t/a开采设计
摘要：本次毕业设计的任务是湖南宝山铅锌矿床北部158～197勘探线-200m以上矿段矿床开采设计，设计年生产能力为80万t/a。
设计的首要任务是将矿区的地质资料、水文资料和勘探线剖面图结合起来对矿体赋存情况进行了解掌握。结合矿山相关地质资料设计开拓系统，应当使矿山开拓系统结构简单化，使基建工程量减少，并且能够达到生产能力，最后通过技术经济分析比较，来实现开拓系统方案和采矿方法的选择。本设计中开拓系统采用的是平硐竖井联合开拓，采矿方法采用的是浅孔留矿法。矿井的通风方式为两翼抽出式，采用集中通风，保证井下通风安全。设计中对井下运输和矿井提升部分，考虑了井下和地面运输功最小原则。设计中所用到的某些参数是采用类似矿山的数据，并以《采矿设计手册》为主，配合其它参考资料的方式进行设计。整个设计均按照了设计标准执行，并采用AutoCAD计算机绘图，满足了规范设计的要求。
关键词：矿床地质；开拓系统；浅孔留矿法；矿井通风；基建计划
西南科技大学本科毕业论文 II
mine Abstract:The object of this design is to initial an plan for an Hu Nan lead and zinc mining involving the area of its northern explore lines ranged from 154 to197 and from altitude of -30m upwards, its has an anticipant capability of 0.4million t/a.
The design of the main tasks is to mine geological, hydrological data and prospecting line profile based on the geological condition of the ore body to understand. According to the mine geological data design development system, should make the mining development system has the advantages of simple structure, make the capital construction engineering quantity reduction, and can achieve the production capacity, the technical and economic analysis of development, to achieve the system scheme and selection of mining methods. The design of open system is used in the adit shaft joint development, Shallow hole shrinkage method method. Mine ventilation mode for the two wings of draw-out type, the central ventilation, ventilation safety guarantee. Design of the underground transportation and hoisting part, considering the underground and ground transportation work minimum principle. The design used in the some parameters used is similar to mine data, and to" mining design manual", cooperate with other reference way design. The whole design in accordance with the design standards, and adopt AutoCAD computer graphics, to meet the design requirements.
Key words: lead and zinc mining; on system development; level stratified cementation and filling method; mine ventilation system; mine drainage.
西南科技大学本科毕业论文 III
目 录
前 言 .......................................................................... 1
第1章 总论 .................................................................. 2
1.1 设计任务与依据 ................................................... 2
1.2 矿山概况 ......................................................... 2
1.2.1 矿区位置与交通 ............................................. 2
1.2.2 矿区气候条件 ............................................... 3
1.3 矿山开采现状 ..................................................... 4
第2章矿山地质 ............................................................. 6
2.1 矿区地形特征 ..................................................... 6
2.2 矿区地质 ......................................................... 6
2.3 矿床地质 ......................................................... 9
2.3.1 矿床成因类型与工业类型 ..................................... 9
2.3.2 矿床特征 .................................................. 11
2.3.3 围岩特征 ................................................. 13
2.4 矿床开采技术条件与水文地质条件 .................................. 13
2.4.1 开采技术条件 .............................................. 13
2.4.2 水文地质条件 .............................................. 13
2.5 矿区勘探与储量计算 .............................................. 13
2.5.1 矿区勘探 .................................................. 13
2.5.2 矿区储量计算 .............................................. 14
2.6 生产地质工作 .................................................... 16
2.6.1生产勘探 ................................................... 16
2.6.2生产取样 ................................................... 16
2.7 地质资料评价 .................................................... 17
第3章 矿山生产能力 ....................................................... 19
西南科技大学本科毕业论文 IV
3.1 矿山工作制度 .................................................... 18
3.2 矿山生产能力验证 ................................................ 18
根据矿山开采年下降速度验证生产能力 ....................... 18
根据经济上合理的服务年限验证生产能力 ..................... 19
第4章 矿床开拓 ............................................................ 21
4.1 开采范围确定 .................................................... 20
4.2 错动界限与保安矿柱圈定 .......................................... 20
错动界限的圈定 ........................................... 20
保安矿柱的圈定 ........................................... 20
4.3 矿床开拓 ........................................................ 20
4.3.1 开拓方式选择 .............................................. 20
4.3.2 开拓方案选择 .............................................. 21
4.3.3 阶段高度确定 .............................................. 25
4.3.4 开拓系统简述 .............................................. 25
4.4 主井位置的确定 .................................................. 27
4.4.1 选择主要开拓巷道位置的原则 ................................ 27
4.4.2竖井位置的确定 ............................................. 28
4.4.3 回风井 .................................................... 28
4.5 确定保安矿柱和绘制开拓系统图 .................................... 28
4.5.1矿区地质 ................................................... 28
4.5.2开拓方案 ................................................... 29
4.6 井田中阶段开采顺序和阶段中矿块开采顺序 .......................... 29
4.6.1 阶段开采顺序 .............................................. 29
4.6.2 阶段中矿块的开采顺序 ...................................... 29
第5章 采矿方法 ............................................................ 31
5.1 矿床开采技术条件 ................................................ 30
5.1.1 矿体赋存要素 .............................................. 30
5.1.2 矿石与围岩的物理力学性质 .................................. 31
5.1.3 矿石的价值、有用组成含量及分布特征 ........................ 32
5.1.4 矿体轮廓及其连续性 ........................................ 32
西南科技大学本科毕业论文 V
5.1.5 矿石特征及成矿模式 ........................................ 32
5.1.6 地表是否允许陷落 .......................................... 33
5.1.7 加工部门对矿石质量的技术要求 .............................. 33
5.2 采矿方法选择 .................................................... 33
5.2.1 方案初选 .................................................. 33
5.2.2 方案终选 .................................................. 38
5.3 采矿方法概述 .................................................... 39
5.3.1 采矿方法构成要素 .......................................... 39
5.3.2 采准切割 .................................................. 39
5.3.3 回采工作 .................................................. 40
5.4 采准与回采计算 .................................................. 44
5.4.1 矿块采准切割工作量计算 .................................... 44
5.4.3 采准比计算 ................................................ 45
5.4.4 同时工作面数目 ............................................ 46
5.4.5 采准进度计划图标与回采工作循环表 .......................... 49
5.4.6 掘井回采设备及人员表 ...................................... 49
5.4.7 掘进回采主要材料消耗表 .................................... 51
5.4.8 采矿方法技术经济指标 ...................................... 51
5.5 矿床开采技术 .................................................... 53
第6章 井下运输 ............................................................ 55
6.1 运输系统选择 .................................................... 54
6.1.1 阶段运输巷道布置 .......................................... 54
6.1.2 运输方式 .................................................. 54
6.1.3 线路与轨道 ................................................ 55
6.2 运输设备选择与计算 .............................................. 56
6.2.1 运输设备选择 .............................................. 56
6.2.2 列车组成计算 .............................................. 58
6.2.3 机车台数确定 .............................................. 59
6.3 井底车场设计 .................................................... 61
6.3.1 井底车场布置形式 .......................................... 61
西南科技大学本科毕业论文 VI
6.3.2 井底车场设计 .............................................. 61
6.3.3 井底车场通过能力计算 ...................................... 61
6.3.4 峒室 ...................................................... 61
第7章 矿井提升 .............................................. 63
7.1 提升方式及系统选择 .............................................. 63
7.1.1 提升任务 .................................................. 63
7.1.2 提升方式及提升系统选择 .................................... 63
7.2 提升设备选择 .................................................... 63
7.2.1 提升容器选择 .............................................. 63
7.2.2 提升机选择 ................................................ 68
第8章 矿井排水 ............................................................ 73
8.1 排水方式与排水系统确定 .......................................... 72
8.1.1 排水方式 .................................................. 72
8.1.2 排水系统 .................................................. 72
8.2 排水设备选择 .................................................... 73
8.2.1 选择原则 .................................................. 73
8.2.2 选择计算 .................................................. 73
8.3 水泵房、水仓 .................................................... 77
8.4 排水设备及人员编制 .............................................. 78
第9章 压气设施 .............................................. 79
9.1 压气设备的选择 .................................................. 79
9.1.1 全矿总耗气计算 ............................................ 79
9.1.2 压气机选择 ................................................ 80
9.2 压气管网 ........................................................ 80
9.2.1 压气管道直径 .............................................. 80
9.3压气机耗电计算 .................................................. 81
第10章 井巷断面设计 ........................................ 82
10.1 竖井断面设计 ................................................... 82
10.1.1 主井井筒断面设计 ......................................... 82
10.1.2 罐笼井断面设计 ........................................... 85
西南科技大学本科毕业论文 VII
10.2 平巷断面尺寸设计 ............................................... 88
10.2.1 巷道断面形状选择 ......................................... 88
10.2.2阶段巷道断面尺寸设计 ...................................... 89
10.2.2 330平窿断面设计 ......................................... 92
10.3硐室设计 ....................................................... 96
10.3.1 水泵硐室 ................................................. 96
10.3.2 中央变电硐室 ............................................. 96
第11章 矿井通风 ............................................. 97
11.1 通风系统选择与风量、负压计算 ................................... 97
11.1.1 通风系统选择 ............................................. 97 11.1.2 矿井需风量计算 .......................................... 100 11.1.3 风量分配 ................................................ 103 11.1.4 负压计算 ................................................ 103 11.2 矿井通风设备的选择 .................................. 107
11.2.1 通风机的选择 ............................................ 107 11.2.2 电动机的选择 ............................................ 109 11.2.3 通风电耗计算 ............................................ 110 11.3 局部通风 ...................................................... 110 11.4 坑内防尘与安全 ................................................ 111
第12章 矿山总平面布置 .................................................. 114
12.1矿山地面运输 .................................................. 113
12.1.1运输系统的选择 ........................................... 113 12.1.2运输方式选择 ............................................. 113 12.2采矿工业场地布置 .............................................. 113
12.2.1布置原则 ................................................. 113 12
12工业建筑数量 ........................................... 113 生活区布置 ............................................. 114
第13章 矿山地质 ......................................................... 117
13.1基建工程量 .................................................... 116 13.2 基建进度计划编制 .............................................. 119
西南科技大学本科毕业论文 VIII
13.2.1 编制步骤与方法 .......................................... 119 13.2.2 基建进度计划表 .......................................... 119 致 谢 .................................................... 121 主要参考文献 ................................................ 122 附图 ........................................................ 123
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前 言
毕业设计是教学计划的一个有机组成部分，是最后的一个不可缺少的教学环节。它具有实践性和综合性，是一种很好的结业形式。
通过毕业设计，能使学生受到工程师所必需的综合训练。学生运用所学基础理论、基础知识和基本技能，分析研究和解决各种采矿技术问题，从而提高调查研究、查阅文献和搜集资料的能力；提高理论分析，制定设计方案的能力；提高设计、计算和绘图的能力；提高技术经济分析和组织工作的能力；提高总结、撰写论文或设计说明书的能力。毕业设计是学生走向工作岗位前的一次“实践演习”，为今后从事采矿专业技术工作打下良好的基础。
由于时间短、内容多、工作量大，毕业设计不能象工业设计那样面面具深，只能在保持章节完整性的基础上重点进行矿床开拓设计，采矿方法设计，以及基建进度计划的编制等。对这些章节中的各项方案选择和技术决定都要进行详细的论证和必要的技术经济比较，其它如提升、运输、压气、通风、排水和供电各章，则主要是作各个系统的确定，设备选型设计，设备、人员表编制，以便进行详细的论证和必要的技术经济计算，也可根据各个年级的具体情况，研究决定删减一些章节。
本设计指导书是对毕业设计大纲较详细的说明，有些章节仍很粗糙，仅供毕业设计过程中参考，在保证大纲要求的前提下，学生可以重新组织章节内容，可不受本指导书的限制，鼓励创造性的运用，切切避免照搬。
毕业设计过程中，学生在指导教师指导下，要充分发挥独立思考正确运用所学理论知识的能力，以地质资料为依据，认真分析现有生产系统和技术方案的利弊，使设计切实做到：生产安全而可靠，技术先进而适用，经济合理而有效益。
设计说明书要简明扼要，书写工整，图纸整洁清晰，符合规范。
设计完成交指导教师评阅认可后再提交答辩。答辩委员会根据指导教师的评语和学生的答辩情况评定。
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第1章 总论
1.1 设计任务与依据
1、设计依据
以地质勘探资料为依据进行设计。
2、设计范围
北部财神庙铅锌矿体（158～197线），赋存标高-200 m以上矿段。
3、设计内容
（1）矿床开拓系统设计,
（2）倾角60°标准矿块采矿方法设计,
（3）-200m中段平面开拓设计,
（4）编制矿山基建进度计划（2.5 a）,
（5）通风系统设计,
（6）毕业设计任务书。
1.2 矿山概况
1.2.1 矿区位置与交通
湖南宝山矿业有限责任公司是一个铜钼铅锌银金等多种有色金属矿山，地处湖南省桂阳县城西南郊1公里，东经112°42′29″，北纬25°44′18″。往东有郴资桂高等级公路行程30多公里直达郴州市，往南至黄沙坪铅锌矿8公里，可通蓝山、嘉禾、临武等地，交通方便。有城市公路直达京广铁路、京珠高速、107国道，距离仅28公里。距京珠高速复线5公里，距厦蓉高速仅3公里，距衡武高速40公里。公司在郴州市拥有货物转运站，有铁路专线直通京广铁路，物流通畅，区位值高，可谓“三条高速绕矿过，交通便捷地势优”。
矿区附近主要河流有官溪河、春陵江，桂阳县地形属中高山地带，山峰高度一般在300～400m.交通位置见下图1-1。
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宝山铅锌银矿交通位置图
比例尺图1-2-1
图1-1宝山铅锌银矿交通位置图
1.2.2 矿区气候条件
郴州市位于北纬24°53′~26°50′，属中亚热带季风性湿润气候区。因南北气流受南岭山脉综合条件（地貌、土壤、植被、海拔）影响，太阳辐射形成多种类型的立体分布,垂直和地域差异大。具有四季分明,春早多变，夏热期长,秋晴多旱,冬寒期短的特点。多年平均气温17.4℃，多年平均降水量1452.1毫米，比全省平均数多19.7毫米，为全
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国多年平均降水量的2.22倍，为世界大陆多年平均降水量的1.3倍。由于气候温暖湿润，郴州山青水秀，风光旖旎，历来被誉为“四面青山列翠屏，山川之秀甲湖南”。正如“郴”字从林从邑，邑在林中，森林和城市融为一个和谐的整体。有诗为证：“郴山郴水，幽香醉人”。宋代诗人阮阅诗云：“万紫千红一径深，胭脂为地粉为林”。
矿区附近主要河流有官溪河、春陵江，桂阳县地形属中高山地带，山峰高度一般在300~400m，气候春夏多雨，秋冬干燥。
1.3 矿山开采现状
1、一期工程简况
宝山一期工程为露天开采，主要开采铜钼综合矿和单铜矿体。矿山于1966年10月破土建设，1972年底竣工建成生产能力：采矿2000吨/日，选矿2500吨/日，机修加工255吨/年，汽车大修100台/年,以及相应的供电、供风、供水系统。露天开采于1995年末闭坑。
2、二期工程简况
根据矿山的实际情况，一期工程露天开采的产量逐步减少，服务年限也在缩短。为了尽快解决好露天转井下的生产衔接，保证矿山生产的持续发展，1987年开始了二期工程建设。按宝山矿田的位置分，先后建设了中部铜钼多金属矿区、西部铅锌银矿区、北部铅锌银矿区。
中部铜钼矿区位于矿田的中部，东西长约800米，南北宽100~380米，矿体走向NE或NEE，倾向NW，属高温热液交代的矽卡岩型矿床。1987年开始建设，设计生产能力为500吨/日，主控工程按1500吨/日建设，采用平硐~明竖井开拓。
西部铅锌银矿区位于矿田的西部，距铜钼矿区西偏北仅300米处，矿体受宝岭倒转背斜东段倒转翼控制，主要产于层间断裂破碎带中，矿体走向NW~EW，倾向NE，属中低温热液充填交代型矿床。1988年采用探采结合方式开始建设，设计生产能力为300吨/日。采用平硐—盲斜井开拓。主要开采50米标高至250米标高的西部铅锌矿体。
北部铅锌银矿区位于矿田的北部，东西长约1400米，南北宽300米，矿体主要受财神庙倒转背斜和断裂破碎带控制，矿体走向EN~ EW和EW,倾向NNW或NNE。属中低温热液充填交代型矿床。1994年开始建设，设计生产能力为300吨/日，采用平硐
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~明竖井~盲斜井联合开拓。主要开采-30米至90米标高铅锌矿体。
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第2章
2.1 矿区地形特征 矿山地质
宝山矿山所在的桂阳县位于湖南省郴州市西部，南岭北麓，湘江支流的舂陵江中上流。地理坐标为东经112°13′26″至112°55′46″，北纬25°27′15″至26°13′30″。 全县以丘岗地为主，南北高中间低，属丘陵地带。
宝山矿紧挨桂阳县城地表不允许大面积崩落。
2.2 矿区地质
1、矿区地层
宝山矿区主要出露地层为石炭系。矿区内Cu、Pb、Zn等有色金属矿产的主要赋矿层位为：石磴子组灰岩、测水组砂页岩、梓门桥组白云岩。
宝山矿区出露地层有泥盆系上统佘田桥组、锡矿山组，石炭系下统孟公坳组、石磴子组、测水组、梓门桥组，中上统壶天群。其中石磴子组灰岩、测水组砂页岩为本区主要的赋矿层位、岩性。
2、矿区构造
区内构造复杂，主要形成于印支~燕山期，由一系列的倒转背、向斜及压性、压扭性断裂构造所构成。矿区主构造线方向为北东~南西。后期横断层F3将矿区划分为南北两区。现将矿区中与矿床有关的褶皱、断层特征分述如下：
（1）褶皱构造
宝岭倒转倾伏背斜：背斜顶部位于矿区中部露采场，其核部由石磴子组灰岩组成，轴面南倒北倾，倾角约30~45°，轴面走向80~90°。褶皱轴东端向北东转，西端向南西西转，整个背斜向西倾伏延伸。该背斜的东端及南翼被F1、F38破坏，北翼被F0切割。该倒转背斜的轴部和正常翼控制着矽卡岩型铜钼矿床、裂隙充填型铅锌银矿床，倒转翼控制着裂隙充填型铅锌银矿床。
牛心倒转向斜（宝岭北倒转向斜）：位于西部矿床的中部。向斜核部主要由壶天群白云岩组成，轴面走向70~80°，南倒北倾，倾角45~50°。该向斜东扬西沉，倾伏角约30°。该向斜北翼被F21、南翼被F0、东端被F3、西端被F5切割，向斜核部被隐伏的
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F0-1斜切。该向斜转折端与F21控制着西部铅锌银矿床。
牛心倒转背斜：位于F21断层上盘。核部由石磴子组灰岩组成，轴面走向70~80°，南倒北倾，倾角50~70°。该背斜北翼被F109、南翼被F21切割。
财神庙倒转背斜：位于F3以北，南翼被F3斜切。核部由石磴子组灰岩组成，轴面走向北东 ，倾向北西，向北东倾伏。该背斜中近东西向的断裂构造（F25、F23）和层间破碎带（C1c与C1sh）及背斜轴部挤压裂隙带是北部铅锌银矿床中的主要赋矿部位。
杉木岭~桂阳~中倒转向斜：位于矿区北部。核部由壶天群白云岩组成，轴面走向北东，倾向北西，向北东倾伏 。
（2）断裂构造
矿区断裂根据其走向可分为北东组和北西组。其中北东组断裂多为早期形成的压扭性走向逆冲断层，倾向北西，倾角60~70°，主要有F109、F21、F0、F1等。北西组断裂为晚期形成的横向平移~旋转张扭性正断层，该组断裂多倾向北东，少数倾向南西，主要有F2、F3、F4、F5等。北东组断裂与成矿较密切。现将矿区中的主要断层特征叙述如下：
F3：位于矿区中北部，为后期横断层，它将矿区分为南北两区，北区为财神庙铅锌银矿床；南区根据控矿构造和矿床位置分为西部铅锌银矿床、中部铜钼矿床、东部铅锌矿床。F3断层是宝山矿区中一条规模较大的张扭性正断层，走向280~300°，倾向北东，倾角65~75°。上盘西端下沉，东端抬升；下盘西端抬升，东端下沉。断层破碎带宽0.5~50米，主要由砂岩、页岩、白云岩、灰岩的碎块经铁锰质、炭质、泥钙质等胶结而成。该断层在地表风化后常呈黑土带。
F0：位于矿区东南部，地表从宝岭倒转背斜的正常翼上通过，为成矿前压扭性逆断层。断层走向10~30°，倾向北西，倾角40~65°。断层破碎带宽0.1~40米，主要由砂、页岩碎块、千枚岩、灰岩角砾经泥、炭质胶结而成。破碎带中普遍见辉钼矿化，局部地段见透镜状铜、钼、铅锌矿体。矿区中部铜钼矿床主要赋存在F0的下盘。
F21：位于牛心倒转背斜与宝岭北倒转向斜之间。东至F3，西到竹子岭，全长约2公里，走向70~ 80°，倾向北西，倾角60~75°。断层破碎带宽0.8~ 30米，主要由砂页岩、灰岩、白云岩、黄铁铅锌矿角砾经泥、炭质物胶结而成。破碎带中普遍见黄铁铅
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锌矿化，局部地段见脉状、扁豆状黄铁铅锌矿体。F21为西部铅锌银矿床的主要含矿断裂。
F4：位于北部财神庙铅锌银矿区。为平移正断层，断层走向270~300°，倾向北东，倾角50~80°。断层上部大部分地段被花岗闪长斑岩充填，深部为破碎角砾岩带，局部地段见透镜状铅锌矿体。
F25：位于北部财神庙铅锌银矿区。为张扭性正断层，断层走向北北东~东西，倾向北，倾角35~60°。断层破碎带宽2~25米，主要由破碎角砾岩组成，局部地段见透镜状、囊状铅锌矿体。F25为北部铅锌银矿床的主要含矿断裂。
（3）矿区岩浆岩
宝山矿区的岩浆岩均为燕山早期超浅成中酸性小岩体，其同位素地质年龄为182百万年~ 145百万年。岩石类型主要有：花岗闪长斑岩、微晶花岗闪长斑岩、石英斑岩、英安质凝灰角砾岩、辉绿玢岩。矿区地表出露岩体26个，其中以微粒花岗闪长斑岩为主。矿区中的岩体主要分布在三个北西西向展布的岩带中。
宝山矿区代表性岩体为隐伏于宝岭倒转背斜中的306号花岗闪长斑岩脉，该岩脉已有14个钻孔控制，走向长约400米，倾斜延伸约1200米，倾向北，倾角58°。岩石呈深灰色—烟灰色，斑晶含量20~30%，多为中长石斑晶，具环带构造；少量为更长石、钠长石，多呈自形~半自形晶；其次为正长石、石英、角闪石、黑云母；基质为石英、长石、角闪石。岩石具斑状结构，基质呈细粒花岗结构。整个岩体具钾长石化，岩体上下盘接触带具矽卡岩化，岩体中Cu、Mo、W、Bi、Pb、Zn、Ti、Cr、Ni等元素含量较高。该岩体与成矿关系极为密切，具有相对封闭的环境，岩体所带来的挥发份及金属成矿元素不易扩散，在整个缓慢的分异过程中，逐渐与围岩发生交代反应，形成矽卡岩时期的铜钼矿床和硫化物时期的铅锌银矿床。
宝山矿区是一个与隐伏花岗闪长斑岩有一定成因联系的多金属矿区。矿床正向分带性明显，由隐伏岩体向外依次为高中温岩浆热液矽卡岩型W、Bi、Mo、Cu多金属硫化物矿床→中温热液Cu、Pb、Zn硫化物矿床→中低温热液Pb、Zn、Ag硫化物矿床→低温Ag、Mn矿床。并出现相应的围岩蚀变为矽卡岩化→绿泥石化→大理岩化→铁锰碳酸盐化。
（4）围岩蚀变
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宝山矿区的围岩蚀变主要有：矽卡岩化、云英岩化、萤石黄铁矿化、硅化、黄铁铅锌矿化、大理岩化等。
矽卡岩化：主要分布在中部铜钼矿区隐伏的花岗闪长斑岩的外接触带上，矽卡岩的原岩为含泥质较高的C1sh组灰岩和C1c组钙质砂页岩。矿区中的矽卡岩主要呈透镜状不连续产出。矿区中的矽卡岩主要见有黄绿色和浅红色两种，黄绿色的矽卡岩与黄铁矿、黄铜矿的矿化较密切；浅红~浅灰色的矽卡岩则与辉钼矿、白钨矿、辉铋矿的矿化较密切。矽卡岩中的组成矿物主要有：石榴子石、透辉石、绿帘石、绿泥石等。
云英岩化：主要见于矽卡岩外侧蚀变砂页岩中钨铋矿脉两侧，与钨铋矿化密切。 萤石黄铁矿化：主要以细脉状、网脉状、团块状分布于砂页岩和白云岩中。产于矽卡岩外侧蚀变砂页岩裂隙或破碎带中时，常与白钨矿化较密切。产于白云岩裂隙中时，与铅锌矿化有一定的关系。
硅化：产于矽卡岩外侧围岩时，与钨、钼、铋矿化较密切；产于断裂带外侧时，常与铅锌矿化较密切。
黄铁铅锌矿化：主要产于含矿断裂带或层间破碎带及近矿围岩的裂隙中。它是寻找铅锌矿床的直接找矿标志。
大理岩化：主要产于矽卡岩内及外侧围岩，与铜钼矿化关系密切。
2.3 矿床地质
西部铅锌银矿床
宝山矿区西部深部矿体主要赋存在F21断裂破碎带及其下盘的宝岭北倒转向斜、宝岭倒转背斜中。主要由赋存于宝岭倒转背斜核部的矽卡岩中157—173线铜钼矿体和赋存在宝岭倒转背斜核部、倒转翼石磴子组灰岩、测水组砂页岩；宝岭北倒转向斜测水组砂页岩与梓门桥组白云岩、石磴子组灰岩的接触地段；F21断裂破碎带的158～169线铅锌银矿体构成。是公司当前的主要生产区段，也是危机矿山接替资源勘查项目的主要实施区段。目前生产作业已至-190米中段。
2.3.1 矿床成因类型与工业类型
宝山西部矿床类型主要是岩浆期后高中温热液接触交代矽卡岩型铜钼钨铋多金属矿床和中低温热液裂隙充填交代型铅锌银矿床。
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根据地质及各种测试结果研究表明，宝山隐伏花岗闪长斑岩属深源幔壳同熔过渡型花岗岩成矿系列。同生含W、MO、Cu、Bi、Pb、Zn、Ag、Au等成矿元素丰度较高，是成矿母岩。宝山矿田各矿床系含矿岩浆沿深大断裂侵入于宝岭复式倒转背向斜而成，矿体亦赋存其中。
矿床的铅同位素组成主要为岛孤铅, 大多数样品落在正常铅演化模式的增长线上, 不同层位中的铅同位素组成基本一致, 证明物流一致。但测水组中黄铁矿中的铅属异常铅, 虽矿体中也有个别样品属异常铅, 但不是主要的; 个别样品落在 5 亿年等时线上, 证明有地层铅的存在, 但样品少, 属污染性质。铅同位素模式年龄经计算( H - H 法、R- F- E法、R- S- F 法) , 平均在 1 3 亿年左右, 岩体年龄与矿体年龄具有一致性。本区矿石中的铅, 主要是由深源岩浆带来的。
包囊体均一温度测定在 140~350 % , 显示了成矿的高、中、低温的多阶段性。 成矿溶液类型西部矿区为 K- Ca- Cl 型; 东部及中部为 K( Na) - Ca- F 型。从岩体到矿体均显示 K> Na。岩体和黑云母微量元素测定所含元素与矿区矿种一致。显示岩体成矿在地球化学上的继承性。矿物中的辉钼矿含铼, 方铅矿中含硒, 闪锌矿中含 In, 伴生金银组分含量高等, 均显示了深源物质特点。矿物中 的某些元 素, 如 闪锌矿 中的 Ca - Ce-Ag、Cd/ Fe、黄铁矿中的 Ca/ Ni 等, 与某些典型火山热液及深源岩浆有关的矽卡岩- 热液矿床相近。综上所述, 本区为与深源岩花岗闪长斑岩有关
本区深部岩浆岩上侵时所带来的大量有用金属元素组份为矿床的形成提供了丰富的物质基础, 而脆性的碳酸盐岩在构造应力作用下形成的断裂破碎带和节理裂隙带为矿液的运移沉淀提供了有利的空间, 其成矿的富集规律主要有以下几点:1 控矿断裂破碎带中常形成脉状、透镜状矿体,并在走向上往往在其呈& S? 形或反& S?形转折部位,在倾向上往往在其倾角变缓的部位形成富厚矿体。
在测水组砂页岩与桥门桥组白云岩下段白云岩、石磴子组上段灰岩接触界面( 或接触带) , 由于岩性上物理性质的差异, 裂隙十分发育, 有利于矿液的运移和沉淀, 常形成似层状、透镜状、囊状矿体, 并在其接触界面与控矿断裂交汇地段形成厚大的富砂包。
控矿主断裂旁侧的节理裂隙, 常形成细脉带状型的楔形矿体, 靠近控矿主断裂矿体富厚。
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层间破碎带、层间剥离空间及倒转背向斜核部, 背向斜的倒转翼有利于矿液的充填交代, 多形成透镜状、脉状矿体。
2.3.2 矿床特征
宝山矿体主要赋存在 F21断裂破碎带及其下盘的宝岭北倒转向斜、宝岭倒转背斜中。其中在161- 173 勘探线共探获铜钼矿体 16 个( 单铜矿体 9个、单钼矿体 4 个、铜钼矿体 3 个) ,主要赋存在宝岭倒转背斜核部矽卡岩中, 在 158- 169 勘探线探获铅锌银矿体 19 个, 主要赋存在宝岭倒转背斜核部、倒转翼石磴子组灰岩、测水组砂页岩；宝岭北倒转向斜测水组砂页岩及梓门桥组白云岩、石磴子组灰岩 的接触地段；F21 断裂破碎带。
宝山西部矿区矿石特征
铜钼矿石特征：矿石类型主要有矽卡岩型铜钼钨铋综合矿石、矽卡岩型单钼矿石、矽卡岩型单铜矿石。矿石中主要有用元素为：铜、钼，伴生有益组份为：钨、铋、金、银、硫；有害元素为砷。
矽卡岩型铜钼钨铋综合矿石以石榴子石矽卡岩辉钼矿石为主。矿石中金属矿物主要有：黄铜矿、辉铜矿、辉钼矿、辉铋矿、白钨矿；非金属矿物主要有：石榴子石、方解石、石英、透闪石、绿泥石、绿帘石、绢云母、萤石、磷灰石等。矿石具他形一半自形细粒结构，交代结构，细脉浸染状构造，致密块状构造。
矽卡岩型单钼矿石以石榴子石矽卡岩辉钼矿为主。金属矿物主要有：辉钼矿、黄铜矿、黝铜矿、白钨矿、黄铁矿、褐铁矿等；非金属矿物主要有：石榴子石、方解石、石英、绿泥石、绿帘石、磷灰石等。矿石具磷片状星点浸染构造，块状构造、他形不等粒结构、交代结构。
矽卡岩型单铜矿石以石榴子石矽卡岩黄铜矿为主。金属矿物主要有：黄铜矿、辉铜矿、斑铜矿、黄铁矿、方铅矿、闪锌矿、毒砂等。非金属矿物主要有：石榴子石、方解石、石英、透辉石、透闪石、绿泥石、绿帘石、磷灰石等。矿石具星点浸染状构造、网脉状构造、块状构造，他形中细粒结构。
矿石以原生硫化矿石为主。金属矿物主要有：方铅锌、闪锌矿、铁闪锌矿、黄铁矿；非金属矿物主要有：石英、方解石、白云石、长石、绢云母、萤石。矿石具致密块状构造，浸染状构造，角砾状构造；自形、半自型粒状结构、交代结构。
砂页岩型铅锌矿石：矿石围岩以砂岩为主。多为原生硫化矿，金属矿物主要有：方
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铅锌、闪锌矿、铁闪锌矿、黄铁矿、黄铜矿，非金属矿物主要有：石英、方解石、萤石。矿石具致密块状构造、角砾状构造、浸染状构造，自形、半自形中细粒结构、交代结构。
控矿因素
① 岩性对成矿的控制
本区主要的铅锌银矿赋矿围岩是石磴子组灰岩、测水组砂页岩和构造角砾岩，其次是桥门桥组白云岩，而铜钼钨铋矿主要的赋矿围岩是矽卡岩和测水组砂页岩。
② 构造对成矿的控制
? 1、区域性走向大断裂的转折部位有利于找矿。
? 2、压扭性走向断裂构造是本区主要的导矿、容矿构造。
? 3、成矿前扭性断裂构造、节理裂隙及复式倒转背向斜是本区主要的容矿构造。 ? 4、岩浆岩对成矿的控制
本区岩体属深源过液型中酸性岩浆岩，成矿元素主要来自深部岩浆。矿床类型属岩浆期后中低温热液铅锌银矿床和高中温热液接触交代矽卡岩型铜钼钨铋多金属矿床。控矿岩体主要是形成于燕山早期的钾长石化花岗闪长斑岩。
矿化富集规律
本区深部岩浆岩上侵时所带来的大量有用金属元素组份为矿床的形成提供了丰富的物质基础，而脆性的碳酸盐岩在构造应力作用下形成的断裂破碎带和节理裂隙带为矿液的运移沉淀提供了有利的空间，其成矿的富集规律主要有以下几点：
? 1、 控矿断裂破碎带中常形成脉状、透镜状矿体，并在走向上往往在其呈“S”
形或反“S”形转折部位，在倾向上往往在其倾角变缓的部位形成富厚矿体。 ? 2、 在测水组砂页岩与桥门桥组白云岩下段白云岩、石磴子组上段灰岩接触界
面（或接触带），由于岩性上物理性质的差异，裂隙十分发育，有利于矿液的运移和沉淀，常形成似层状、透镜状、囊状矿体，并在其接触界面与控矿断裂交汇地段形成厚大的“富砂包“。
? 3、 控矿主断裂旁侧的节理裂隙，常形成细脉带状型的楔形矿体，靠近控矿主
断裂矿体富厚。
? 4、 层间破碎带、层间剥离空间及倒转背向斜核部，背向斜的倒转翼有利于矿
液的充填交代，多形成透镜状、脉状矿体。
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2.3.3 围岩特征
围岩蚀变与矿化关系：
围岩蚀变较微弱，主要有碳酸盐化、硅化、大理岩化、绢云母化等，在矿床的东南缘靠近中部矿床的地方，局部有矽卡岩化。其中在测水组砂页岩中局部见有长石化。而铅锌矿体主要以重结晶作用为主，局部有少量硅化、碳酸盐化。萤石化、大理岩化、矽卡岩化等主要与铜、钼、钨、铋矿化有关。
2.4 矿床开采技术条件与水文地质条件
2.4.1 开采技术条件
矿岩的节理裂隙都是比较发育的，对于开采矿石具有很大的影响，由于矿岩比较破碎，所以矿岩都是不稳固的，矿石的容重为2.94t/m3,矿石的硬度f为4~6，岩石的硬度f为6~8。上盘移动角为60°，下盘65°，端部70°。矿石并无结块性和自然性，氧化性也不是很明显，对于矿体开采基本都没有什么影响，在矿石开采过程中可以不予考虑。矿体中有四条断层，对采矿和井巷的开拓有影响，需要注意，维护巷道的安全。
由于矿岩都较破碎，同时存在断层，因此在开采中井巷的维护就显得特别的重要了，因此，在开采矿石过程中不仅要很好的支护井巷的安全，同时还应加强巷道变形的检测工作，及时发现并解决出现的过大的变形和强烈地压活动问题。
2.4.2 水文地质条件
受地理条件的影响，境内时常遭遇“三寒两雨”（春季寒潮、五月低温、九月寒露风、六月大雨、八月倒秋雨）。内多年年平均降水量为1865.5毫米，最多的2000年为2444.2毫米，最少的1993年为 1572.5毫米。，矿坑总涌水量30l/s~50 l/s 。开拓中心灰岩含水层水位标高已降至60~70m，比上部白云岩含水层水位低226.7~262.94m，白云岩含水层水位井泉流量无明显变化。证实矿区下部含水层富水性弱；砂页岩隔水层隔水性强；上下两含水层地下水水力联系弱。采掘中心水位比桂阳城低240~250 m，桂阳城环境无明显变化,证矿区主要含矿层与桂阳城水力联系微弱,水文地质条件较好。
2.5 矿区勘探与储量计算
2.5.1 矿区勘探
矿区勘探是发现矿床之后，对被认为具有进一步工作价值的对象通过应用各种勘
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探技术手段和加密各种勘探工程的进一步揭露，对矿床可能的规模、形体、产量、质量以及开采的技术经济条件做出评价，从而为矿山开采设计提供依据。
勘探的目的
1、在地质勘探工作的基础上，详细查明勘探区段内主要矿体的规模、形态、产状和分布规律；
2、详细查明矿石中主要元素Pb和Zn，共生元素铜，金，银等贵重金属的含量、分布特征和表化规律，固定矿体并进行储量计算；
3、提高勘探区段内地质工作的控制程度和研究程度，提高资源的储量级别，满足矿山开采的需要。
1989年11月～1993年10月，某地勘队与宝山铅锌银矿联合对宝山西部矿段的153线～173线， 170米标高～10米标高的隐伏铅锌银矿床进行了探、采结合的第二期勘探工程。这期间矿山开拓了170米标高中段、130米标高中段、90米标高中段、50米标高中段、10米标高中段，并重点解剖了90米标高中段。本次工作累计完成坑探2800米；水平钻孔16个，计743.29米；基分样2625个；探索性选矿试验样2个；可选性选矿试验样5个；物相分析样452个；组合分析样84个；小块体重样测定145块；大体重样测定4个；坑道放射性检查825米；水样16个；勘探范围内共圈定矿体106个。
2.5.2 矿区储量计算
矿体圈定及储量计算所依据的工业指标一直沿用有色冶金设计总院（69）有设革生字5号文进行，本次设计仍然采用该指标，具体指标内容如下：
原生硫化铅矿矿石： 混合矿石铅：
边界品位： 0.3~0.5% 0.5~0.7%
最低工业品位： 0.7~1.0% 1.0~1.5%
原生硫化锌矿矿石： 混合矿石锌：
边界品位： 0.5~1.0% 0.8~1.5%
最低工业品位： 1.0~2.0% 2.0~3.0%。
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矿体最小可采厚度：假厚度3m
矿体中夹层最大厚度：3m 储量计算所用矿石体重为：矿石体重2.94 t/m 储量计算结果见下表2-1。
表2-1储量计算表
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2.6 生产地质工作
2.6.1生产勘探
控制测量：以矿区周边国家四等控制网点为起算点，用全站仪导线布设井下巷道道及图根导线作为井下工作的起点，导线侧角中误差为8″，相对精度为1/4000。工程测量：钻孔测量根据钻孔设计坐标在现场定出孔口位置。方向点，钻孔施工完毕后再进行孔口坐标及高程测量，均采用全站仪及坐标法进行测量，个别钻孔采用J6经纬仪视距法正倒镜测量，精度达到测量规范的要求。
地质编录工作及质量评述：
井下钻探岩芯均进行原始地质编录，室内整理，质量均为满足地质综合整理及编图要求，钻探工程资料包括：开孔、终孔通知书、钻孔地质编录、采样分析结果表、钻孔质量验收率和孔口坐标等。
钻孔施工前，地质编录人员在现场核对孔位、方向、倾角确认无误后填写开孔通知书，施工过程中地质人员每天到现场了解施工及孔内情况，与施工人员相互配合，解决施工过程中出现的问题。钻孔终孔后测量孔深并填写终孔通知书，室内统计并填写钻孔质量验收单，收集终孔孔口坐标。
钻孔岩芯，矿芯编录，按钻进回次观察地质现象和描述岩性及记录换层位置。室内根后，对据井下记录，计算岩矿芯采取率，换层位置与见矿深度，建立工程质量台帐。钻孔终孔所有矿芯用全芯取样，质量达到规范要求。
2.6.2生产取样
1、采样工作 矿芯取样：采取全芯法，按不同矿石类型、品级进行取样，样长一般1.5~1.8米。
2、样品加工 样品加工按且乔特公式Q=kd2进行，k值取0.2，分破碎、过筛、拌匀、锁分四个部分进行，样品加工好后保留不小于100克的副样。
3、化验工作 基本分析为铅锌铜为主，极少金银；分析方法：铜用比色法，铅锌用原子吸收法，硫用容量法。
4、化验质量检查
内外检验品抽查及比例：样品抽查兼顾不同的矿石类型和品级，低于边界品位的
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样品不作内部检查按月进行，检查数量为基本分析样品的5~10%，外部检查按季度进行，检查数量为基本分析样品的3~5%，外检验品从内检合格的样品中抽取；外检样品的分析项目为Cu元素。
2.7 地质资料评价
矿山探程度中等，由于存在较多断层，对矿体的圈定存在很多的不确定性，同时由于勘探程度没有加密，所以存在小块矿体无法计算储量，需要加密勘探后才能准确计算，由于是毕业设计，时间有限，无法进行精密计算，同时所取的数据根据情况进行了适当修正，充分利用了所给的地质资料，进行初步的储量计算，设计地质资料相对完善。
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第３章 矿山生产能力
3.1 矿山工作制度
说明矿山采用的年工作日数、日工作班数、班工作小时数。
年工作日：330天，日工作班数：3班 ，班工作小时数：8小时。
3.2 矿山生产能力验证
矿山生产能力即年产量，一般是根据国家对矿山规定的最终产品产量要求计算年采出矿石量、矿山设计的任务即从技术可能性和经济合理性验证矿山生产能力，毕业设计则是根据指导教师下达的设计任务书验证该矿山生产能力。
年产80万吨开采23年属于中型矿山。
根据矿山开采年下降速度验证生产能力
Aa?20?16000?2.94?0.9VSγη?0.9?1.0?1.0=828313 (3-1) KmKaE=0.921-ρ
式中：Aa—矿山年产量，t/a；
V—矿床开采年下降深度，20m/a；
S—矿床开采面积16000m2；
Υ—矿石体重，2.94t/m3；
η—矿石回收率，90％；
ρ—矿石贫化率，8％；
Ε—地质影响系数，0.7~1.0取0.9；
Km—矿体厚度修正系数取1.0；
Kα—矿体倾角修正系数取1°。
可知，满足80万t/a的生产能力。
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根据经济上合理的服务年限验证生产能力
Aa?18125183?0.9Qη==805961 (3-2) 22?0.92Tj(1-ρ)
式中: Q—矿床可采工业储量（减去永久矿柱损失和地质构造因素引起的矿石损失），t；
η—矿石总回收率，（包括采准、回采、矿柱回采等总的回收率）90％；
ρ—矿石贫化率，8％；
Tj—经济合理的服务年限（一般是下限），计算按下式：
qp
Tj=Tzh+ Tc+TM)
Tc—矿山从投产到产到达产年限；
大型 3~5a
中型 3a
小型 1~3a 2
Tzh—矿山按设计能力正常生产时间；（要求Tzh≮3Tj） N=A
TM—矿山结尾时间。
可知，满足80万t/a的生产能力。
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第4章 矿床开拓
4.1 开采范围确定
根据设计要求矿山开采范围为地质勘探线158线~197线。
4.2 错动界限与保安矿柱圈定
错动界限的圈定
地下采矿形成采空区以后，由于采空区周围岩层失去平衡，引起采空区周围岩层的变形和破坏，以至大规模移动，使地表发生变形和塌陷，为了使地面建（构）筑物及主要开拓巷道不受地下开采所引起的地表移动的影响，必须圈定地表移动带，其界限应标在总平面图、开拓系统平面图、剖面图及各中段平面图上。
根据矿区内矿岩性质，查设计手册[1]可得：
上盘移动角60°，下盘移动角65°，走向端部70°；
移动带界限见地形地质平面图。
保安矿柱的圈定
由于某些具体条件的限制，井筒和建（构）筑物不能布置在移动带以外，而需要布置在移动带以内时，必须留保安矿柱加以保护，设计中如遇此情况，应进行保安矿柱的圈定。根据矿山具体条件，设计中井筒和建（构）筑物都布置在移动带以外，故不需要留保安矿柱。
4.3 矿床开拓
开拓方式选择
根据矿床赋存条件、地表地形条件、地表设施（选矿厂矿等）分布、矿山企业生产能力等因素，综合考虑到，矿体埋藏较深，部分矿体又需要竖井或者斜井进行下部开采。
所以，选用平硐与明竖井联合开拓方法；平硐与盲竖井联合开拓方法；平硐与盲斜井联合开拓方法。
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开拓方案选择
（1）方案初选
根据矿床赋存条件、地表地形条件（选矿厂等）分布、矿山企业生产能力等因素，在初选开拓方案时，首先考虑分区开拓方案（分为东西两个井田开拓）和集中开拓（东西两个矿体合为一个矿体）。
分区开拓方案，由于矿山企业生产能力比较大，必须同时开采两个井田。这就需要两套技术装备，要用两个工业场地，占用大片田地，生产管理分散，选场与矿区的运输线路复杂，在技术经济上明显的不合理。故删去分区开拓方案，而采用集中开拓方案。
综合考虑初步拟定选用三个方案（1）平硐与明竖井联合开拓方法；（2）平硐与盲竖井联合开拓方法；（3）平硐与盲斜井联合开拓方法。
（2）方案初比
第一方案 平硐与明竖井均布置在矿体下盘，明竖井布置在移动带以外20米处，井口标高490米，井深680米，平硐沿矿体走向，硐口标高330米，具体见下图4-1。
图4-1 平硐与明竖井联合开拓图
第二方案 平硐与明竖井均布置在矿体下盘，平硐沿矿体走向，洞口标高330米。明竖井井深680米，盲竖井井深530m用于输送人员设备，明竖井与盲竖井井口与平硐连接。具体见下图4-2。
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图4-2 平硐与盲竖井联合开拓图
第三方案 平硐与盲斜井布置在下盘，平硐沿矿体走向，洞口标高330米。矿体走向较长，采用倾斜25°的盲斜井。具体见下图4-3。
图4-3 平硐与盲斜井联合开拓图
开拓方案初步分析比较。明竖井与盲竖井在施工条件，所需主要设备规格，型号上无太大区别，第一方案中，本矿山在一期工程中，采取的是露天开采，形成露天采坑，在采用明竖井后可以把地下开采中的废石用明竖井提升到平台，然后倾倒入露天采坑中，可以减少运输废石费用同时还可以使运输能力留有余地。但是明竖井掘进工程量增加因此费用增加。第二方案中，工程量较少，工程进度快，基建费用少。第三
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方案，由于下部矿床变化较大，还受到甩车道的限制，但是基建初级投资小，下部盲斜井开拓可以使运输能力留有余地，同时可以使深部找矿工作顺利进行。（矿石价值高）
由于三个方案各有各有优缺点，难于判断优劣，需要进行技术经济分析比较评价。见下表4-1。 （3）方案综比
表4-1 各开拓方案技术经济比较表
项目内容
开拓方案Ⅰ
开拓方案Ⅱ
开拓方案Ⅲ
备注
平硐与明竖井联合开拓
方案内容简介
方法
联合开拓方法
拓方法
平硐与盲竖井
平硐与盲斜井联合开
平硐长830m 平均断面11m
竖井深680m井筒
直径φ5.6m 共计：25870m
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平硐长830m 平均断面11m 盲竖井深530m 井筒直径φ5.6 共计：22177m 卷扬机房硐室，地
32
平硐长830m 平均断11m盲斜井长1230m 平均断面14m 共计：26350 m
322
盲斜井倾角 25°
工 程 量
地下水泵房和水
下水泵房和水仓，
仓，地下变电所，
地下变电所，地下
地下炸药库等等
炸药库等等其他辅
其他辅助硐室
助硐室
卷扬机房硐室，地下水泵房和水仓，地下变电所，地下炸药库等等其他辅助硐室
环形底车场 环形底车场 环形井底车场
优 点
明竖井直通地表， 便于倾倒废石进入露天坑，同时形成自然通
工程量少，初期投资少
下部盲斜井开拓可以使运输能力留有余地，运输能力符合要
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风井 求的同时可以使深部
找矿工作顺利进行
工程量大，基建费用
需要重新打进风井 高，通风能力差需要
点 工程多
重新打进风井 初期投资少，但是
虽然明竖井初期投资
结
论 大，工程量多，但是综合成本小，减少废石运送费用，避免另
外掘通风井 长期来看，产品矿石成本高，由于需投入太大不符合经济要重新掘进通风副效益因此此方案删除 井，增加废石运输费用，因此此方案
删除 缺 掘进工程量大，辅助
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阶段高度确定
阶段高度的确定直接关系到矿山开拓方式和开采工艺的效益，我国矿山阶段高度一般偏低，特别是急倾斜矿山，阶段高度一般为50~60m，国外矿山由于机械化程度和无轨开采工艺的采用，正向高阶段发展。阶段高度确定的主要影响因素有：矿床开采技术条件如矿体厚度、倾角、矿岩稳定性、矿体底板平整性，矿石品位、矿石粉碎程度等，均直接影响采矿工艺和阶段高度的选择。我国现行矿山缓倾斜矿床阶段高度一般为20~30m，急倾斜矿体为40~60m。国外矿山阶段高度一般为60~120m，个别矿山阶段高度可达200m以上。根据本矿区的：①采矿技术条件：围岩一般性稳定f=10~12，矿体倾角60，厚度9m。②采矿方法：本次开采设计的属于中厚矿体，且离县城距离较近，环境保护要求严格，废石尽量不运出地面等要求，所以采用浅孔留矿法嗣后充填采矿，矿块沿矿体走向布置。因此由于这些因素等决定阶段高度为40m。
开拓系统简述
1、 提升运输系统
本次矿山设计中矿石、废石和人员设备通过平硐-明竖井运输，各分层的矿石由阶段溜井下放到阶段运输平巷，再由电机车运输至主井附近的集中溜井中进行破碎和装载，最后由罐笼提升至平硐的矿仓，用矿车通过平硐运输送到选矿厂。设备、人员、材料则由明竖井负责运输到各个阶段。
明竖井井口标高为490米，井底标高为-200米，全长830米。
主平窿标高为330米，是井下矿石、人员、材料运输的主要通道。井下连接明竖井。
2、通风、排水、充填方式及系统
（1）通风系统
矿山通风采用中央对角式通风方式，中央主井和充填井作为进风井，风流通过地下运输系统进入各个矿块清洗工作面，再由回风巷道将污风输送到东、西回风井，最后用回风井排出地表。
（2）排水系统
此次矿山设计采用集中排水，将-200m中段以上的涌水和废水统一引流到-200m中
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