地下矿山坑探工程安全专篇最新大纲Word格式.docx
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3.GB12801-2008《生产过程安全卫生要求总则》;
4.GB50187-2012《工业企业总平面设计规范》;
5.GB50070-2009《矿山电力设计规范》;
6.GB14161-2008《矿山安全标志》;
7.DZ/0141-1994《地质勘查坑探规程》
8.GB50054-2011《低压配电设计规范》;
9.GB5749-2006《生活饮用水卫生标准》;
10.GB50053-2013《20KV及以下变电所设计规范》;
11.GB50187-2012《工业企业总平面设计规范》;
12.GB50016-2014《建筑设计防火规范》;
13.GB50034-2013《建筑照明设计标准》;
14.GB6441-1986《企业职工伤亡事故分类》;
15.GB/T8196-2003《机械安全防护装置固定式和活动式防护装置设计与制造一般要求》;
16.GB/T25295-2010《电气设备安全设计导则》;
17.GBJ22-1987《厂矿道路设计规范》;
18.GBZ1-2010《工业企业设计卫生标准》;
19.GBZ/T192.1-2007《作业场所空气中粉尘测定第一部分:
总粉尘浓度》;
20、GB20181-2006《矿井提升机和矿用提升绞车安全要求》;
21、GB/T13908-2002《固体矿产地质勘查规范总则》
22、AQ2004-2005《地质勘探安全规程》。
1.4前期开展勘查工作所获取的相关资料、勘查方案以及其他设计依据
1、2006年3月,xxx省有xxxxxxxx提交的《xxx省xx县xxxxx矿资源/储量核查报告》;
2、xxx省xxxxxx矿业开发总院对xxxxx矿于2009年5月提交了《xxx省xx县xxxxx矿2008年资源储量监测报告》
3、xxx省第x地质勘察院对xxxxx矿于2010年12月提交了《xxx省xx县xxx矿业有限公司xxxxx矿资源储量动态监测年度报告(2010年度)》
4、xxx省第x地质勘查院对xxxxx矿于2011年12月提交了《xxx省xx县xxx矿业有限公司xxxxx矿资源储量动态监测年度报告(2011年度)》。
2.项目概述
2.1
探矿权设置以及探矿权人、勘查单位基本情况
2.1.1探矿权设置
受采矿权人xxxxx矿业有限责任公司委托,依据xxxxxx矿业勘查开发有限公司提供的《xxx省xxxxx矿业有限责任公司xxxxx矿生产勘查实施方案》,我公司编制了《xxx省xxxxx矿业有限责任公司xxxxx矿生产勘查坑探工程设计说明书》。
本次坑探工程目的是利用坑探工程,通过坑内取样、测量,基本查明矿床控矿因素,估算矿床资源储量,提交生产勘查报告,为矿山生产提供基础资料。
预计通过本次生产勘探,扩大资源储量,使矿山生产规模达到1.5万吨/年的最低生产规模。
xxxxx矿业有限责任公司,采矿区面积0.7164平方公里,开采矿种:
金矿,采矿许可证号:
Cxxxxxxxx;
开采方式:
地下开采;
生产规模:
0.3万吨/年。
2.1.2探矿权人情况介绍
xxxxx矿业有限责任公司为民营企业,行政区域隶属xx县xxxx镇管辖。
2.1.2勘查单位基本情况
勘查单位名称:
xxx省有色金属地质勘察研究总院;
单位性质:
事业单位;
业务范围:
从事有色金属、黑色金属和贵金属找矿为主的综合性地质勘查;
勘查资质:
固体矿产勘查甲级;
2.2探矿区位置、探矿区范围及前期已开展的地质勘查工作情况
2.2.1探矿区位置、探矿区范围
矿区位于xxxxx岭北坡,北沟林场境内,xxx水系中游,隶属于xx县管辖,中心地理坐标:
东经xxxx°
53'
40"
,北纬xxx°
23'
30"
,采矿区面积0.7164平方公里。
探矿区范围见下表:
xxxxx矿业有限责任公司采矿权范围及拐点坐标
表1-1
拐点
北京54-6度坐标系
转换后西安80-3度坐标系
X
Y
1
2
3
4
开采深度:
由xxx米至0米(相当于标高xxx米至188米)。
2.2.2前期已开展的地质勘查工作情况
矿区在1958-1986年期间先后有xx地质考察队、xxx省地质局xx队、xxx省xx区调队、xxxx队、xxxx地质三队在矿区进行过普查找矿工作,并发现了xx金矿点(即xxx金矿)。
1991-1993年xxxx队在前人工作的基础上,在xxx金矿,进行了大量的地质勘探工作,最后于1991年11月提交了《xx县xxxxx矿勘探报告》。
提交矿石量448.97千吨,金金属含量8059千克,其中表内矿矿石量442620吨,金金属量8038千克,表外矿矿石量6.35千吨,金金属量21千克。
地质勘探工作持续到1991年年底,矿床累计提交C+D级矿石量426.97千吨,平均品位17.65克/吨,金属量总计7535千克。
2006年3月,xxx省有xxxxxxxx对本矿进行资源/储量核实工作。
并提交《xxx省xx县xxxxx矿资源/储量核查报告》。
核实资源储量为2382.8千克,剩余52.26千克,并在xxx省国土资源厅备案,备案文号为黑国土资储备字【2006】182号。
备案剩余金金属量62.26千克。
2008年xxx省xxxxxx矿业开发总院对xxxxx矿进行了资源储备监测,于2009年5月提交了《xxx省xx县xxxxx矿2008年资源储量监测报告》估算资源储量为2384.26千克,剩余62.26千克。
2010年xxx省xx勘查院对xxxxx矿进行可用资源量动态监测,于2010年12月提交了《xxx省xx县xxx矿业有限公司xxxxx矿资源储量动态监测年度报告(2010年度)》。
报告提交矿区保有矿石量:
该矿区保有的控制和推算内蕴经济(332+333)级金矿石量9668t;
其中:
保有的控制内蕴经济332级矿石量7273t,保有的推断内蕴经济333级矿石量2395t,矿区金属量:
保有的控制和推算内蕴经济(332+333)级金金属量62.63Kg。
保有的控制内蕴经济332级金金属量40.21Kg,保有的推断内蕴经济333金金属量22.05Kg。
2011年xxx省xx勘查院对xxxxx矿进行可用资源量动态监测,于2011年12月提交了《xxx省xx县xxx矿业有限公司xxxxx矿资源储量动态监测年度报告(2011年度)》。
由于2011年矿山停采,报告中所提交的矿区内保有矿石量、金金属量与2010年底相同。
2.3探矿区气象水文、地貌等自然地理情况及交通运输等基础设施条件。
2.3.1探矿区气象水文、地貌等自然地理情况
矿区山势低缓,海拔标高200m—700m,相对标高30m—200m。
属老年期中低山地形,四周环山,杂草丛生,灌木丛密集,多生松、桦、柞次生林。
与林区接壤。
矿区水系发育,东部xx河,xxxx河为xxx水系支流。
矿区西部的汤旺河属松花江水系支流。
该矿区河流为中xxxx河,属大xxxx河主要支流,发源于633高低,经矿区注入大xxxx河,大xxxx河在矿区南侧成蛇曲状通过,该河发源于北沟附近途径xxxx金矿流入xxx,全长68km。
中xxxx河最小流量为0.024m/s,最大流量为1.28m/s。
历年平均气温-13℃,矿区受山地影响,夏季主导风向东南风,冬季主导风向西北风。
年最大降雨量500毫米左右。
最大积雪深度38厘米,最大冻土深度2.1米,无霜期120天左右,地震烈度VI度。
2.3.2矿区交通位置及行政划属
矿区位于xxx岭北坡,北沟林场境内,xxx水系中游,隶属于xx县管辖,中心地理坐标:
东经xxx°
,xxx金矿距乌拉圭金矿32公里,xx—xx客运公路在矿区西南侧通过,xxx至xx火车站有公路相通,距离约40km,交通尚为方便。
2.4坑探工程概述
2.4.1设计方案
在原有采矿工程基础上,进行深部探矿工程。
利用原有巷道,继续进行采掘开拓,在294m及244m中段形成探矿工程,在294m中段设计两条穿脉CM294-1、CM294-2,长度分别为100m和85m,244m中段设计一条穿脉CM244-1,长度100m,进行系统取样进行基本分析,确定矿脉位置,布置沿脉巷道追索、控制矿体分布情况。
(坑探工程巷道具体位置见附件各中段工程布置图)
2.4.2探矿巷道参数
CM294-1、CM294-2,长度分别为100m和85m,244m中段设计一条穿脉CM244-1,长度100m,探矿坑道断面为三心拱形,规格2.080×
2.293m2,底板坡度≤3‰,正向坡度,有利于行车及坑内排水等。
2.4.3探矿井巷的施工方法
平巷施工采用一次爆破成巷施工。
(1)主要设备
施工采用的凿岩设备为YT-27凿岩机,矿车为YFC0.5(6)型翻斗式矿车、装岩设备为LWL-80型履带式挖斗装载机。
(2)掘进工艺流程
巷道掘进主要包括凿岩爆破、通风与防尘、装渣及运输、巷道支护、供水及排水等环节。
其他环节叙述如下:
a)通风及防尘
各坑探坑道均为独头掘进,坑道距离长,因此对通风的要求较高。
设计各个工作面均采用局扇压抽混合式通风,污风由抽出式风机排出坑口。
探矿期间主通风机使用K40-6-No12型通风机,电机功率15KW,风压111-510Pa,风量9.9-21.7m3/s。
局扇选用FBD№5.6/2×
11型对旋通风机,电机功率11KW,风压1100-3950Pa,风量295-230m3/min,转速2930转/分。
抽出式局扇风筒到工作面距离一般为5m。
风筒必须吊挂平直,接口要密封,经常检查,发现漏风及时处理。
为防尘降尘,要求采用湿式凿岩,爆破后装渣前要喷雾洒水。
b)装渣及运输
巷道掘进过程中产生的废石装入矿车,然后矿车由提升机提升至地表废石场。
c)巷道支护
探矿掘进工程,所有井巷工程尽量布置在矿岩稳固性较好地段,可不支护;
若遇岩石稳固性较差地段时及时采用木支护。
d)供水及排水
生产用水由抽至井口200m3高位水池内的井下涌水提供,满足掘进用水。
坑内供水管自高位水池引出,沿竖井向各工作面铺设,采用D50×
3.5mm焊接钢管。
在244m中段盲竖井井底车场设有水泵房和水仓,水泵房设有两个出口,水泵房底板标高高出中段车场0.5m以上。
井下涌水由水泵房经盲竖井、斜井一段排水至地表200m³
高位水池。
水仓容积40m3。
排水管路采用两条φ83×
4mm无缝钢管,沿斜井和盲竖井敷设,一条工作,一条备用。
2.4.4爆破方案和参数
(1)基本要求
钻眼爆破应达到以下四项要求:
a)炮眼利用率要高,材料消耗少,成本低而掘进速度快;
b)巷道断面应符合设计要求,不超挖也不欠挖,而且巷道的方向与坡度均符合设计规定;
c)对巷道围岩的震动和破坏要小,以利于巷道的安全和支护;
d)块度均匀,爆堆集中,以利于提高装岩效率和钻眼与装岩工作的平行作业。
(2)爆破参数选择
爆破参数主要有炮眼直径、炮眼深度、炮眼间距、装药量和炮眼数目等。
炮眼直径38~40mm,炮眼深度2000~2300mm。
采用垂直桶形掏槽,掏槽眼对称布置,空孔1个,孔深1300mm。
辅助眼间距取0.6~0.7m;
周边眼间距0.6~0.7m,周边眼孔口距巷道轮廓线0.1~0.3m。
(3)爆破器材选择
设计采用2井岩石炸药,若遇断层,炮孔渗水量较大时,可采用防水炸药,改善爆破效果。
采用激发针起爆。
(4)炮眼布置
一般情况下,工作面布置18~20个炮眼。
岩石坚硬时用直线掏槽,一般情况下可用楔形掏槽,炮眼一般5~7个,两两对称地布置在巷道断面中央偏下的位置上,炮眼与工作面夹角大致在65~75°
之间,槽口宽度根据眼深和倾角,一般1~1.5m,掏槽眼的排距约0.3~0.8m。
另外,各对槽眼应同在一个水平上,两眼底部之间距一般在200mm左右,眼深要比一般炮眼加深300mm。
辅助眼和周边眼要布置均匀。
(5)装药量及爆破控制方式
起爆采用激发针起爆。
炸药消耗量与断面大小、岩石坚固性系数有关,可按有关技术资料中的有关表格选取。
药卷直径32~35mm,一般掏槽眼装药量和装填系数为0.75~0.85,单孔装药量为1.0~1.4kg;
其它炮眼为0.6~0.8,单孔装药量为0.9~1.4kg。
炮眼数目等依实际情况而定,要使炮眼利用率不小于85%为宜。
经计算,掘进时一次进尺消耗炸药14~18kg。
经研究和试验证明,先将起爆药包装入眼底,再装被动药包。
而装药之前必须用高压水冲洗炮眼,将眼中的岩粉吹洗干净。
炮眼填塞要用1:
3的泥沙混合炮泥,湿度为18~20%。
2.4.5井巷通风系统
为了保证巷道内空气新鲜,避免污风经巷道排除,采用压入抽出混合式机械通风,压入式局扇风筒出口设在巷道内距工作面5m处,抽出式局扇安装在巷道内距工作面10m处,另设一台局扇备用,风筒直径400mm,风筒采用柔性阻燃风筒。
⑴风量计算
①按同时工作的最多人数计算Q
Q=KVpM
式中K—风量备用系数,取K=1.2
Vp—工作面内每人每分钟所需风量,Vp=4m3/min
M—工作面内同时工作时的最多人数,M=16
Q=1.2×
4×
16=76.8m3/min=1.28m3/s
②按照排出炮烟量计算:
局扇通风有效射程:
Lx=4
=4
=8.5(m)
通风风量:
Qp=
最大距离的通风风量:
=
=2.35(m3/s)
(注:
t-通风时间,一般取1800s;
A-一次爆破炸药消耗量,kg;
Lr-最大送风距离,取200,S-巷道断面积,4.5m2)
③按照排尘风速计算:
Q=uS,m3/s(u-排尘风速,掘进巷道不小于0.25m/s;
S-巷道断面积,取4.86m2)
则:
Q=0.25×
4.5=1.15(m3/s)
④按风速验算
风速=2.35/4.5=0.52>
0.25m/s(规程要求最低风速)。
根据计算取以上1、2、3式中最大值进行计算,即:
2.6m3/s。
局扇选型计算
⑴通风阻力计算
1风筒通风阻力计算
本次局扇通风巷道为CM294-1、CM244-1工作面的最大通风距离为200m,CM294-2工作面的最大通风距离为170m。
风筒接头采用钢圈捆扎连接,风筒的风阻包括摩擦风阻与接头、拐弯等局部阻力,本次仅对通风最大送风距离200进行计算。
a.沿程摩擦阻力计算
R摩=6.5aL/d5
=6.5×
0.0038×
200/0.45=482.4
R摩-风筒的沿程摩擦阻力,N·
s2/m8;
α-风筒的摩擦阻力系数,取0.0038kg·
S2/m4;
L-风筒全长,m;
D-风筒直径,取0.4m;
b.接头局部风阻计算
接头局部风阻:
R接=n×
ξ×
γ/(2×
g×
S2)
=67×
0.09×
1.2/(2×
9.8×
0.1256)
=2.94
R接-风筒接头风阻,N·
ξ-与其相对应的局部阻力系数,取0.09Kg·
n-接头个数,取67(按3m一个计);
γ-空气相对密度,取1.2kg/m3;
S-风筒断面,取0.1256m2;
g-重力加速度,9.8m/s2;
c.弯头局部阻力计算
R弯=n×
=2×
1.25×
=1.2
R弯-风筒弯头风阻,N·
ξ-与其相对应的弯头局部阻力系数,取1.25kg·
n-弯头个数2个;
γ-空气相对密度,1.2kg/m3;
S-风筒断面,0.1256m2;
d.出口阻力计算
R出=0.818γ/(g×
D4)
=0.818×
1.2/(9.8×
0.44)
=7.8
R出-出口阻力;
N·
S2/m8;
γ-空气相对密度;
1.2kg/m3;
g-重力加速度;
9.8m/s2;
D-风筒直径;
0.4m;
R总风筒=R摩+R接+R弯+R出
=482.4+2.9+1.2+7.8
=494.3N·
S2/m8
2巷道阻力计算
R巷=(α×
L×
P/S3)×
K
=(0.011×
200×
8.392/4.53)×
1.2
=0.24N·
R井筒-风筒的阻力,N·
α-摩擦阻力系数,0.011;
L-巷道长度,200m;
P-巷道周长,8.392m;
S-巷道的净断面,4.5m2;
K-风压系数,包括局部阻力等因素,取1.2。
③通风总阻力为:
R总=R巷+R总风筒
=0.24+494.3
=494.54N·
⑵局部通风机的实际需要风量计算
1漏风系数
φ=
=1.14(P-风筒百米长漏风率,柔性风筒取0.06;
L-风筒总长度,取200,局扇风机的有效射程为8.5m)。
2局部通风机所需风量
局扇供风量:
Q局=φQ出=1.25m3/s(φ-漏风风量备用系数;
Q出-风扇末端风量,取1.1m3/s)。
3压入式局扇的工作风压计算
H局扇全压=R总×
Q局2
=494.54×
(1.25)2
=772.7Pa
⑶风机选择
根据风量、风压计算结果,局扇选用FBD№5.6/2×
11型对旋通风机(电机功率11KW,风压1100-3950Pa,风量295-230m3/min,转速2930转/分)即可满足探矿期通风要求,为了保证巷道内空气新鲜,避免污风经巷道排除,采用压入抽出混合式机械通风,压入式局扇风筒出口设在巷道内距工作面5m处,抽出式局扇安装在巷道内距工作面10m处,另设一台局扇备用,风筒直径400mm,风筒采用柔性阻燃风筒。
风筒应吊挂平直,牢固,接头严密,避免车碰和炮崩,并应经常维护。
⑷局扇选择可靠性分析
按排尘风速计算,掘进巷道应不小于0.25m/s;
运输巷道最高风速不得大于6m/s进行验算,则:
即0.25m/s<0.52m/s<6m/s
通风系统采用局扇压抽混合式通风,局扇使用FBD№5.6/2×
11型对旋通风机(电机功率11KW,风压1100-3950Pa,风量295-230m3/min,转速2930转/分)即可满足探矿工程通风要求。
平巷施工为独头作业,人员进入独头工作面之前,应开动局扇进行通风,确保空气质量满足作业条件。
局扇通风方式依照节气变化可以灵活采用压入或抽出。
风筒吊挂平直、牢固,接头严密,避免车碰和炮崩,并应经常维护,以减少漏风,降低阻力。
为保证矿井的空气质量,凿岩采用湿式作业,装卸矿及其它产尘点采用喷雾洒水以净化风流。
巷道壁及时清洗,建立完善的通风防尘监测系统。
每次爆破后,要有足够的时间通风,避免炮烟中毒等事故发生。
2.5矿山现状
2.5.1开拓系统
矿山基建基本完成,现采用明斜井和盲竖井开拓,斜井井口标高为+410.12m,当地最高洪水位高度321.15m,满足大于当地最高洪水位1m的规定。
斜井井口距中xxxx河约1.5km,斜井内设行人台阶,斜井与平硐作为安全出口,两安全出口间距49m,盲竖井井筒净断面2.2×
3.1m,喷砼支护,支护厚度100m。
盲竖井内设梯子间规格为1.5×
1.38m,采用钢直梯布置,梯子的倾角不大于80°
,上下相邻两个梯子平台的垂直距离为4m,上下相邻平台的梯子孔错开布置,平台梯子孔的长和宽,分别不小于0.7m和0.6m,梯子上端高出平台1m,梯子宽度不小于0.4m,梯蹬间距不大于0.3m,梯子间与提升间采用玻璃纤维防腐涂层钢丝格网隔开。
斜井延伸至334m标高,334m至244m采用盲竖井开拓,现形成244m、294m、334m、374m中段,采用明斜井与盲竖井提升矿石、废石、人员、材料。
本次坑探工程所在244m、294m中段的污风可由回风井通过414m平硐排出,井下涌水汇集至244m中段水仓,由水泵房经盲竖井、斜井排至地表,坑探工程采出的矿石和废石可经平巷由明斜井与盲竖井提升运出。
2.5.2井巷排水系统
(1)井下涌水量及排水方案
根据提供的水文地质资料显示,水文地质条件为简单型
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