采矿方法课程设计大纲与指导书 918Word格式.docx
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按1:
500比例尺绘制以下图纸:
1.采矿方法草图(三视图);
2.采准、切割巷道横剖面图(包括:
人行通风天井、溜矿井、回风天井、切割天井、设备井)。
3.采准、切割平面图(包括:
分段凿岩巷道、拉底巷道、电耙巷道或无轨设备出矿巷道、联络平巷及横巷、凿岩峒室及阶段运输巷道等)。
6采准工程量及矿石损失贫化计算
一、采准工程量计算
按表2-1格式计算采准工程量。
二、矿石损失率、废石混入率及各种工作的采出矿石量计算
按表2-2格式计算矿块矿石损失率、废石混入率及各种工作的采出矿石量。
表2-1采准工程量计算表
序号
巷道名称
巷道数目
巷道长度(m)
巷道
断面(m2)
工程量(m3)
矿石中
岩石中
矿岩合计
合计
单长
总长
一
采准巷道
1
运输平巷
2
矿块天井
小计
二
切割巷道
切割天井
拉底巷道
三
矿块合计
表2-2矿块采出矿石量计算表
工作阶段
矿石储量(吨)
回收率(%)
废石混入率(%)
采出储量(吨)
采出矿量(吨)
采出矿量比值(%)
备注
(1)
(2)
(3)
(4)
(5)
(6)
(7)
(1)×
(4)/[1-(3)]
(5)/Σ(5)
采准工作
Q准
K准
r准
Q‘准=K准×
T准=Q准/(1-r准)
c准=T准/T块
切割工作
Q切
K切
r切
Q‘切=K切×
T切=Q切/(1-r切)
c切=T切/T块
拉底平巷
矿房回采
Q房
K房
r房
Q‘房=K房×
T房=Q房/(1-r房)
c房=T房/T块
四
矿柱回采
Q柱
K柱
r柱
Q‘柱=K柱×
T柱=Q柱/(1-r柱)
c柱=T柱/T块
顶柱
Q块=Σ
(1)
K块=Q‘块/Q块
r块=(T块-Q‘块)/T块
Q‘块=Σ(4)
T块=Σ(5)
c块=1
三、采准工作量计算
采准系数k1及k2分别按下式计算
[m/Kt]
(1)
[m3/Kt]
(2)
式中:
—采准巷道和切割巷道总长度,[m];
—采出矿石总量,[t](见表2-2);
—由采准巷道和切割巷道中采出的矿石量,[m3],(见表2-1)。
7采出矿石品位和金属回收率计算
一、计算采出矿石品位
—采出矿石品位,[%];
a—工业储量矿石品位,[%];
—混入的废石品位,[%];
—岩石混入率,[%];
二、计算金属回收率
,[%]
E—金属回收率,[%];
—矿块工业储量,[%];
—采出矿石总量,[%];
a及a,,含意同上。
第三章矿房回采工作
对所选定的采矿方法按下列步骤进行回采计算,并作简要论述。
1矿房回采工艺过程
简述矿房回采的各生产工艺过程及其相互间的联系。
2矿房落矿工作
1.选择凿岩设备及工具,确定同时工作的凿岩机台数及凿岩中心高度。
2.确定落矿参数(包括炮孔直径、最小抵抗线、孔底线、炮孔排距等)
3.按类似矿山条件,确定单位炸药消耗。
4.确定炮孔布置形式,并绘制炮孔布置草图。
(课程设计时针对于中深孔或深孔,可布置一个有代表性的排面做炮孔布置设计,其余排面折算成标准排面计算。
矿山生产施工设计时,应对每排孔绘出设计草图。
)
按表3-1格式填写和计算一排炮孔的装药量。
炮孔编号
炮孔倾角
(度)
炮孔长度
(m)
炮孔装药长度
炮孔装药量
(kg)
3
…
合计
Σl1
Σl2
Σq
5.简述装药及起爆方法
确定装药方式,选择装药设备,简述装药工作组织,装药方法及起爆方法等。
6.计算一个循环落矿量(T)。
7.计算一个循环落矿消耗的炸药量(Q)。
8.计算单位炸药消耗量(q1),
9.计算每米炮孔崩矿量(Tm)
10.简述二次破碎方法,并计算出炸药单耗量。
3采场选择
1.确定采场运搬设备,确定采场运搬设备台数。
2.计算采场出矿生产率。
4采场地压管理
简述采场地压管理方法
§
5方框漏口闸门
选择方框漏口形式,并简述选择的主要依据。
§
6采场通风
简述采场通风方式及通风制度(包括电耙巷道独立通风系统)。
7回采工作组织及编制回采循环图表
1.简述回采工作组织(工作制度、工人劳动组织形式等)。
2.计算回采凿岩、装药爆破、爆破后通风及出矿的时间(如是留矿法需分别计算出局及大量放矿所需的时间)。
3.编制回采循环图表
回采循环图表格式如表3-2所示。
表3-2回采循环图表
序
号
工作项目
工作时间(h)
第一班
第二班
第三班
4
5
6
7
8
凿岩
4
装药爆破
2
通风
┋
8编制采准、切割进度计划图表
1.确定采准、切割巷道施工速度(按类似矿山条件选择)。
2.按表3-3格式编制采准、切割进度计划图表。
表3-3采切进度计划图表
工程项目
工程量
(m或m3)
施工速度(m/月或m3/月)
施工时间(日或旬)
施工顺序与日期(日、或旬)
50m
60m/月
20.8日
人行通风天井
65m
┋
凿岩峒室
45m3
ΣT
[注]月工作日数按25.5天计算。
9采矿方法技术经济指标
汇总设计采矿方法主要技术经济指标。
主要指标包括;
1.采场出矿生产率,[t/台日];
2.矿石回采率,[%];
3.矿石贫化率,[%];
4.采准系数,[m/Kt];
5.一次单位炸药消耗量,[kg/t];
第四章矿柱回采及空区处理
一、简述矿柱回采方法及其选择的主要依据。
二、简述空区处理方法及其选择的主要依据。
课程设计工作量表
设计内容
设计图纸
设计说明书页数
设计时间
(天数)
图纸名称
图纸张数
面会及抄写设计所需原始资料
阶段平面图
剖面图
1
第一章采矿方法选择
3-4
2.5
第二章矿块采准工作与切割工作
人行通风天井剖面图
溜矿井剖面图
回风天井剖面图
切割天井剖面图
设备天井剖面图
分段凿岩水平平面图
出矿水平平面图
拉底巷道平面图
运输巷道平面图
凿岩峒室平面图
切割立槽草图
7-11
8-10
5.5
第三章矿房回采工作
采矿方法草图(三面图)炮孔布置草图
7-9
1.5
0.5
抄写设计说明书
19-24
12
第一章上机运算时间20学时,第二章上机时间30学时。
第二篇采矿方法课程设计指导书
第一章设计任务及内容
采矿方法课程设计采取标准矿块设计与施工设计相结合的方式进行。
本设计要求既绘制采矿方法三面图(草图),同时所布置的采准、切割巷道绘制出有关的横剖面图及平面图,通过切剖面的方法,反映出设计的各种巷道位置及结构情况。
标准矿块设计是设计部门经常采用的采矿方法设计方式,它是按设计矿体的平均倾角、平均厚度综合考虑后作出的采矿方法设计。
矿块施工设计又称采矿方法单体设计,它是按矿体的实际倾角和厚度所进行的采矿方法设计。
矿块施工设计是矿山采矿技术人员的一项经常性技术工作,是完成矿山产量任务的重要技术保证。
一、矿块施工设计的任务
1.确定采矿方法矿块布置方式,矿块构成要素,矿块采准、切割与回采工作的进行方法。
2.确定采准、切割巷道的数目、类型、断面尺寸、支护方法及其空间配置。
3.确定矿块的落矿方式与方法,进行凿岩爆破设计。
4.计算采准、切割工程量和采准比,矿石损失、贫化,采矿直接成本等技术经济指标。
二、矿块施工设计的内容
(1)通过计算机选择采矿方法。
(2)将设计说明书中的全部表格,用计算机打印出来。
第二章采矿方法选择
一、矿体倾斜角分类
《采矿设计手册》、《采矿手册》及《金属矿床地下开采》教材对矿体倾角分类情况列于表2-1中。
表2-1矿体倾角分类表
矿体倾角类别
矿体倾角范围
《采矿设计手册》
《采矿手册》
《金属矿床地下开采》教材
水平和微倾斜矿床
0°
~3°
~5°
缓倾斜矿床
3°
~30°
5°
倾斜矿床
30°
~50°
~55°
急倾斜矿床
>
50°
55°
二、矿体厚度分类
矿体厚度分类如表2-2所示。
表2-2矿体厚度分类表
矿体厚度类别
矿体厚度范围(m)
极薄矿脉
<
0.8
<
薄矿脉
0.8~5
0.8~4
中厚矿床
5~15
4~(10-15)
5~(15-20)
厚矿床
15~50
(10-15)~40
15-20~50
极厚矿床
>
50
40
三、矿岩允许暴露面积
矿岩允许暴露面积如表2-3所示。
表2-3矿岩稳固性分类表
允许暴露面积
类别
允许暴露面积范围(m2)
极不稳定矿床
顶板不允许暴露
不允许有任何暴露要求及时支护
不允许暴露,需超前支护
不稳定矿床
10m2长时间暴露仍需支护
50m2
中等稳定矿床
200m2
200~250m2
50~200m2
稳定矿床
500m2
200~1000m2
200~800m2
很稳定矿床
500~1000m2
极稳定矿床
1000m2
800m2
四、阶段矿房法允许暴露面积
阶段矿房法允许暴露面积见表2-4。
表2-4国内金属矿山阶段矿房法矿岩允许暴露面积
岩体暴露位置
矿岩稳定程度
矿岩均稳定
矿石很稳固
岩石稳固
岩石均很稳固
上盘岩石
1500~2000
2000~2500
2500~5000
矿石顶板
≤800
800~1000
1500~1800
五、采矿方法选择参考表
根据矿岩稳固性、矿体厚度和倾角,可能采用的采矿方法,可参考表2-5选取。
根据矿岩稳固性、矿体厚度和倾角,可能采用的采矿方法。
表2-5采矿方法分类
矿
体
倾
角
厚
度
矿体稳固性
矿石稳固
围岩稳固
围岩不稳固
矿石不稳固
缓
斜
薄、
极
薄
全面法、房柱法
单层崩落法,垂直分条充填法
垂直分条充填法,全面法,单层崩落法
垂直分条充填法,单层崩落法
中
分段矿房法、房柱法、全面法
分段阶段矿房法,分层崩落法,有底柱分段崩落法,分层充填法,锚杆房柱法
分段矿房法,上向进路充填法,垂直分条充填法
有底柱分段崩落法,分层崩落法,垂直分条充填法
和
极厚
阶段矿房法,分段、阶段崩落法,上向分层充填法
分段、阶段崩落法,上向分层充填法
上向进路充填法,分段崩落法,阶段崩落法
分段、阶段崩落法,分层崩落法,下向充填法,上向进路充填法
全面法,房柱法
垂直分条充填法,上向分层充填法,单层崩落法
上向进路充填法,分段矿房法,分段崩落法,全面法
分层崩落法,上向进路充填法,下向分层充填法,分段崩落法
分段矿房法
有底柱分段崩落法,上向分层充填法
上向进路充填法,分段矿房法,有底柱分段崩落法
有底柱分段崩落法,下向分层充填法,上向进路充填法,分层崩落法
阶段矿房法,分段矿房法
上向进路充填法,分段矿房法,分段、阶段崩落法,下向分层充填法
分层崩落法,上向进路充填法,下向分层充填法,分段、阶段崩落法
急
削壁充填法,留矿法
削壁充填法
上向进路充填法,下向分层充填法
下向分层充填法,上向进路充填法
留矿法,分段、阶段矿房法
上向分层充填法,分层崩落法,分段崩落法
上向进路充填法,分层崩落法,分段崩落法,分段矿房法
上向进路充填法,下向分层充填法,分层崩落法,分段崩落法
分段矿房法,阶段矿房法,分段崩落法
分段矿房法,上向分层充填法,分段崩落法
上向进路充填法,下向分层充填法,分层崩落法,分段崩落法,分段矿房法
下向分层充填法,上向进路充填法,分层崩落法,分段、阶段崩落法
阶段矿房法,分段、阶段崩落法
分段矿房法,分段、阶段崩落法,上向分层充填法
上向进路充填法,下向分层充填法,分层崩落法,分段,阶段崩落法
分段,阶段崩落法,下向分层充填法,上向进路充填法,分层崩落法
第三章采矿方法设计的基本原则及要求
1、采准巷道布置原则
1.布置采准巷道要考虑矿体倾角和厚度的变化,以满足顺利放矿和凿岩落矿的要求。
2.要考虑矿体的地质构造和矿石与围岩的物理力学性质,所有巷道应尽量避开断层,实在避不开时,也应尽可能使巷道直交或斜交断层。
3.采准巷道的布置要考虑矿石损失和贫化的合理性。
4.凿岩巷道的布置和数目应以所采用的凿岩机的有效工作深度为依据。
常用的集中凿岩机的凿岩深度见表3-1.
5.布置采准巷道要保证工作人员的安全和良好的通风条件。
2、采准、切割巷道的规格确定原则
采准、切割巷道的规格主要根据其用途和采、装、运设备的规格来确定,同时还应满足通风的要求。
表3-1常用气动凿岩设备钻孔深度
凿岩机型号
最大凿岩深度(m)
有效凿岩深度(m)
YT-26
7655
YSP-44
YSP-45
3
向上孔
YG-40
YGZ-90
YG-80
BBC-120F
15
30
20
12
18
钻孔0°
-90°
~90°
9
10
YQ-100A
KQG-165型
钻凿角0°
-360°
向上孔,向下孔横向45°
【注】表3-1中有效凿岩深度供课程设计中参考,一般情况下,凿岩深度超过有效深度后,凿岩速度降低明显。
1.运输巷道——主要根据运输设备的外形尺寸,支护形式,架设高度,安全间隙,人行道宽度,轨道的敷设要求等因素决定。
2.凿岩巷道及凿岩硐室——根据凿岩设备的外形尺寸及工作尺寸确定。
常用的凿岩设备及它所要求的凿岩巷道及硐室规格见表3-2。
表3-2凿岩巷道及凿岩硐室规格
凿岩设备型号
长(米)
宽(米)
高(米)
YG-40型FJZ-25型支架
2.2~2.5
2.5
01-38型凿岩机配雪橇式圆盘支架
2.3
YGZ-80型配雪橇式圆盘支架
YQ-100A型凿岩机(钻水平及向下孔)
3.5
2.5~3.2
2.2
YG-80配台架
2.8
3.0
YQ-100
3.2(上向孔)
3.2(向上孔)
Φ3.2-3.5(水平孔)
2.5(水平孔)
TJ25钻架(作业范围360°
环形)
2.5~3
FJY27B(作业范围360°
2.5-3
3.切割天井——对于崩落采矿法,切割天井式作为用深孔开辟切割槽时的自由面,故宽度较大。
常用的切割天井规格为:
2.5-3m,断面规格为:
(1.8~2.0)mx(2.5×
3.0)m。
4.采场溜井——采场溜井的倾角应大于60度,只有短流经才允许稍小一些,但也应大于55°
。
溜井的直径或方溜井的短边长度为:
D=(5-8)d
D-圆溜井直径或方溜井的短边长度;
d-最大块度尺寸。
溜井的下口,即接近运输巷道处,一般应开凿长约3m,倾角约45°
的倾斜巷道,以免因矿石冲击砸坏闸门。
5.通风天井——一般是根据风量、风速和掘进工艺确定。
低于15m/s的风井,其断面一般为1.5×
2.0m2;
大于15m/s的风井,断面一般为1.5×
2.5m2。
6.电耙巷道及电耙巷道底部结构。
电耙巷道底部结构的主要参数有:
底部结构的高度,电耙道间距,电耙道及斗穿和斗颈的规格,电耙道的长度,漏斗间距等。
(1)采矿方法为崩落法时,由于是在覆岩下放矿,故要求漏斗与堑沟的坡面角一般为60°
~70°
非崩落法时,漏斗坡面角一般为45°
(2)漏斗间距一般为5-7m,视矿岩稳固性及放矿要求而定。
(3)电耙道断面尺寸取决于电耙道中运行的耙斗规格,电耙道的结构形式及放矿对耙道的要求等因素。
电耙道高度一般为2-2.5m,宽为耙斗宽度的2.2~2.3倍。
耙斗宽度与耙道宽度的关系尺寸见表3-3。
表3-3电耙道宽度与耙斗宽度的关系尺寸
电耙绞车功率(瓦)
耙斗容积(米3)
耙斗宽度(米)
电耙巷道宽度(米)
14~20
0.2
1.0
2~2.2
28(30)
0.3
1.1
45~55
0.5~0.6
1.25
2.5~3.0
斗穿和斗颈断面尺寸通常为1.8×
1.8m2~2.5×
2.5m2,其最小断面尺寸应大于要求矿石块度的3倍,并应考虑施工的方便性。
最大断面尺寸视底部结构的稳定性而定。
斗颈轴线与电耙道中心线距离一般为2.5~4.0m,其距离主要决定于斗穿高度,松散矿岩的自然安息角和电耙道要求的矿石堆积宽度。
较大的中心距可提高桃形矿柱的稳固性,故矿岩稳固性差时,可适当加大中心距。
从电耙道的工作条件考虑,一般要求电耙道中松散矿石的堆积宽度为:
b-电耙道中松散矿岩
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