铁矿矿床地下开采课程设计.docx
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铁矿矿床地下开采课程设计
目录
一、铁矿设计资料3
二、采矿方法的选择3
三、采矿方法设计7
1、矿块结构参数7
2、采准工作7
3、切割工作7
4矿块工业储量的计算9
5.矿块采出矿量的计算9
6.回采工作10
7.警戒信号:
12
8.绘制炮孔布置示意图13
9.回采工艺循环图表14
10.矿石运搬14
11、采场地压管理15
12.采矿方法主要的技术经济指标计算15
13、矿房回采的技术经济总表18
某铁矿矿床地下开采设计
一、铁矿设计资料
此次设计的矿床主要是大厚度的矿体,矿体为本矿床主矿体,水平投影形态为不规则矩形,长轴方向总体呈290°展布。
长2188m,宽最小190m(0线),最大为783m(22线),宽度平均512m。
埋藏在-268.07m—-507.41m标高内。
(1)矿体产状:
总体走向略呈弧形变化;倾角变化比较稳定,一般15—20°。
垂直厚度一般为20—40m,最厚63.58m,最薄2.61m,平均为27.07m。
(2)矿岩物理力岩性质:
根据矿床岩矿物理力学测试资料,分别换算矿体及顶底板围岩普氏硬度f系数值:
顶板均值为11,矿体均值为7,底板为13,少量角岩化地段力学强度偏高,f系数可达20左右,局部松软蚀变(强绿泥石化、水云母、高岭土化)岩石力学强度偏底,f系数为5左右。
矿石体重平均3.98t/m3,其中东区为4.08t/m3,西区为3.89t/m3。
围岩体重为2.7t/m3。
根据类比暂定岩矿松散系数为1.6,自然安息角45°,采出矿石湿度2%。
二、采矿方法的选择
1、方案初选:
根据矿体的厚度、倾角、以及围岩的稳定性,初选房柱法和有底柱分段崩落法。
2、对初选方案作技术设计:
(1)房柱法:
A、矿块布置:
矿房和矿柱的长轴一般沿矿体倾斜方向布置,工作面沿顺倾斜方向推进;B、构成要素.用电耙出矿阶段高度为15-25m,矿块斜长,主要受出矿设备的影响,用电耙出矿时,一般为30-60m,矿房的宽度根据矿体的厚度及顶板岩石的稳定性而定,一般为8-12m,若采用锚网支护,宽度可达18-20m,矿柱分连续和间断的两种,连续的主要用在矿石厚度大,矿石和顶板围岩不太稳定的条件下,连续矿柱宽度一般为4-6m,间断矿柱一般用在矿体较薄,矿石和顶板围岩比较稳固的条件下,矿柱一般为圆形或方形,圆形直径为3-7m,方形多为3*3m,矿柱间距多为5-8m;顶柱宽度为3-5m,底柱宽度为3-7m.C:
采准与切割:
在矿体的底板围岩中掘进脉外平巷,在每个矿房的中心线处,自脉外运输平巷掘进矿石溜井,在矿房下部的矿柱中,掘进电耙绞车硐室,在溜井上部沿矿体走向掘进切割平巷,将切割平巷往矿体两侧扩展,形成拉底空间。
沿矿房中心线,在矿体中,从矿石溜井紧贴矿体底板,掘进切割上山,该上山和上部回风巷相通,以供行人、通风和回采时作切割自由面用。
D回采:
(1)回采顺序矿块的回采顺序,沿倾斜从下往上逆倾斜推进,
(2)落矿采用深孔落矿,首先在矿房的顶板下面进行切顶,然后在矿房的一端开掘切割槽,形成下向正台阶的工作面。
切顶层的高度根据所采用落矿方法和设备高度而定,一般为3.8m以上,切顶空间下部的矿石采用下向深孔凿岩机,用电耙出矿。
(2)水平深孔落矿有底柱分段崩落法:
A、矿块布置厚度大于15-20m,矿块一般垂直走向布置,B、构成要素:
阶段高度一般为40-60m,分段高度,若走向布置电耙道或铲运机运输联络巷时,一般为10-15m;矿块长度,采用电耙出矿时,一般为30-40m,采用铲运机出矿时,为80-100m,矿块宽一般为10-15m,底柱高度取决于矿石稳固性和受矿巷道形式,采用漏斗底部结构时,每个阶段上分段的底柱高度一般为5-7m,最下分段因设有储矿的放矿溜井,底柱高度为11-13m,若采用铲运机出矿嵌沟式结构时,底柱高度一般为12-15m.C、采准和切割:
阶段运输平巷采用环形运输系统,出矿溜井布置在阶段运输平巷之上,放矿溜井多采用垂直的,每个矿块布置一套行人、通
风和运送材料井,用联络道与各分段的电耙巷道或铲运机运输巷连通,应用电耙出矿底部较多;用电耙出矿的主要切割工程主要是开掘补偿空间和辟漏两项工作。
D、回采回采顺序是自上而下进行,落矿通常是水平扇形深孔,KQJ系列潜孔钻机孔径80-120mm,孔深向下30m,向上60m;放矿多用电耙出矿,通风原则上采用压入式,以减少漏风。
深孔房柱法简图
水平深孔分段崩落法简图
顺序
指标项目
计算单位
第1方案
房柱法
第2方案
崩落法
1
2
3
4
5
6
7
矿块生产能力
矿块劳动生产率
采准切割比
矿石损失率
矿石贫化率
主要消耗材料
坑木
炸药
水泥
采出矿石的直接成本
吨/日
吨/工班
米/千吨
%
%
米3/吨
公斤/吨
公斤/吨
元/吨
600
14
8
22
7
0.00008
0.5
1200
21
14.3
13.7
0.00024
0.834
2.15
顺序
指标项目
计算单位
第1方案
房柱法
第2方案
崩落法
从上表可知第一方案的矿石损失率太高,不利于资源的有效利用,而且矿块的生产能力太小,不适合大规模矿山,第二方案的贫化率虽然高,但是损失率不大,且机械化程度高,所以初步选定水平深孔有底柱分段崩落法。
三、采矿方法设计
1、矿块结构参数
由于矿体是缓倾斜的厚大矿体,阶段高度取60m,每个阶段分为3个分段,每个分段取20m。
矿块沿走向布置,矿块宽50m,矿块斜长100m,四条电耙道为一个矿块,垂直走向布置电耙道,分段底部结构为6m,阶段底部高度为11m。
2、采准工作
阶段运输巷道采用上下盘沿脉巷道加穿脉布置,矿石溜井,各分段运输平巷,各个矿块的电耙巷道,凿岩天井,联络道,行人、通风天井,凿岩硐室3.5*3.5*3.0m.(附图1)
3、切割工作
切割工作是指开掘补偿空间和辟漏,各分段形成补偿空间。
立槽的形成步骤有两种:
一种是形成立槽之后再进行回采爆破。
它的优点是能直接观察立槽的开挖质量,并能及时采取补救措施。
缺点是对矿石稳固性要求高,故实际使用不多;第二种是形成立槽与回采落矿同次分段爆破。
它的优缺点恰与第一种相反,因此对切割深孔凿岩爆破质量要求应更为严格。
这在矿山实际生产中使用较多。
下面计算采准切割的巷道量:
采准切割工程量(表一)
工程名称
矿块中的数量
巷道长度
巷道断面
(m2)
工程量
占比例%
矿石中
岩石中
矿石中
岩石中
合计
单长
总长
单长
总长
一采准工程
穿脉运输巷道
3
500
1500
16
24000
24000
43
行人通风天井
8
50
400
8
3200
3200
5.7
放矿溜井
12
40
480
9.6
4608
4608
8.3
耙矿巷道
9
40
360
9
3240
3240
5.8
凿岩天井
9
20
180
8
1440
1440
2.5
联络道
27
5
135
8
1080
1080
1.9
凿岩硐室
27
3
54
9
810
810
1.4
分段运输平巷
9
50
540
16
8640
8640
15.5
分段进风巷道
6
100
600
8
4800
4800
8.6
二切割工程
切割巷道
9
40
360
8
2880
2880
5.2
拉底空间
9
1080
1080
2.1
小结
55778
100
三回采出矿量(t)
4矿块工业储量的计算
P=a*b*c*r
P=50m*100m*60m*2.7*37.61%=336700t
P--------矿块的工业储量
a--------矿块的走向长度
b--------矿块的宽度
r---------矿石的容重
5.矿块采出矿量的计算
工程项目
矿石工业储量(t)
回收率
贫化率(%)
采出纯矿石量(t)
采出矿量(t)
废石量
占矿块总采出矿量的比重(%)
1
2
3
4
5
6
7
8
1、采准工程
2、切割工程
3、回采
51000
4000
265000
15.9
1.25
82.8
8
7
14
46920
3720
227900
17360
1376
84323
29560
2344
143577
15.9
1.25
82.8
合计
320000
95
103059
175481
95
注释1.采准、切割巷道工业储量=采准、切割工程的总工程量×矿石容重
2.采出的工业储量=工业储量×回收率
3.采出的矿石量=采出的工业储量÷(1-贫化率)
4.回采率总计=采出工业储量总计÷工业储量总计
5.贫化率总计=(采出矿石量总计-采出工业储量总计)÷采出矿石量总计
6.急倾斜矿体矿块工业储量=矿块长×矿体水平厚度×阶段高度×矿石比重
7.缓倾斜矿体矿块工业储量=矿块斜长×矿块长(宽)×矿体垂直厚度×矿石比重
8.矿块工业储量总计=采准工业储量+切割工业储量+回采工业储量+矿柱工业储量
6.回采工作
本法落矿常用扇形深孔自由空间爆破方式,深孔常用YQ-100钻机钻凿。
1、确定凿岩爆破参数:
(1)最小抵抗线为3m。
(2)炮眼孔深为15m,
(3)炮孔直径为110mm,
(4)炮孔密集系数为0.6.
(5)单位炸药消耗量0.21kg/吨
2、选择爆破方案
包括爆破器材:
导爆管雷管,导爆管线,乳化炸药(35mm直径,0.2kg,0.2m长)
炮孔装填结构的选择:
反向装药,如图
起爆方法:
导爆管起爆法
起爆顺序:
减轻地震波伤害,由底部向上分段爆破,五段爆破,每段8排炮孔
一次爆破规模的确定:
矿块长的一半25m长度,阶梯式开采
安全技术措施:
1、领炸药和雷管时,要两个人分开分领,并且前后拉开2m-3m的距离行走。
进入巷道前,全副武装,应佩戴好安全帽、口罩、手套、照明灯,穿好工作服,穿硬底的鞋子,不能带火进入。
2、进入巷道后,仔细观察工作面是否有浮石、冒顶片帮等现象,有要及时处理。
在进入巷道中应观察出口,找好逃生通道,以便发生事故时能及时逃离。
进入坑道后,要注意避开运输车辆,注意两翼顶板的浮石,有浮石要及时从侧面撬下来。
3、装药、连线、填塞中应注意各种可能发生的安全问题,如装药前要先把炮孔清理干净,防止有细沙和石子堵塞炮孔,降低爆破效果和产生盲炮,孔底剩药。
起爆雷管和药包要连接好,所用雷管要能引爆起爆药包。
连接导爆管时认真检查导爆管是否有磨损和开裂的地方,有应及时更换。
检查雷管合格后,用胶带把相同段别的导爆管雷管脚线捆绑起来以便分开整理。
网络连接时应严格按照爆破连接方向连接,采用串联连接,接导爆管人员在接线时应该擦净手上的泥污。
填塞长度应满足填塞要求(>40cm)。
填塞料应用专用的填塞料,在填塞料中不能有石子,填塞后填塞料不能松散。
4、处理浅眼爆破的盲炮可采用下列方法;
①经检查确认炮孔的起爆线路完好时,可重新起爆;
②打平行眼装药爆破。
平行眼距盲炮孔口不得小于0.3m。
对于浅眼药壶法,平行眼距盲炮药壶边缘不得小于0.5m。
为确定平行炮眼的方向允许从盲炮孔口起取出长度不超过20cm的填塞物;
③用木制竹制或其他不发生火星的材料制成的工具,轻轻地将炮眼内大部分填塞掏出,用聚能药包诱爆;
④在安全距离外用远距离操纵的风水喷管吹出盲炮填塞物及炸药,但必须采取措施,回收雷管;
⑤盲炮应在当班处理,当班不能处理或未处理完毕,应将盲炮情况(盲炮数目、炮眼方向、装药数量和起爆药急位置,处理方法和处理意见)在现场交接清楚,由下一班继续处理。
测仪器的使用情况、瓦斯浓度的测量及爆破的全过程。
7.警戒信号:
爆破前必须发出音响或视觉信号,是危险区的人员都能清楚听到或看到。
第一次信号—预告信号,是指所有与爆破无关的人员应立即撤离到危险区以外,或撤离至指定的安全地点。
第二次信号—起爆信号,是指当具备安全起爆条件时,准许爆破员起爆的信号。
第三次信号—解除警戒信号,是爆破工作人员检查确认安全可进入范围的信号。
(注:
放炮后最少要两人巡视放炮地点,检查处理危岩、支架、瞎炮、残炮。
)
8.绘制炮孔布置示意图
水平深孔落矿有底柱分段崩落法是崩落围岩来实现地压管理的,采用深孔炮孔,需要布置一个合理的炮孔布置,否则矿石的贫化会相当大,影响矿石的质量,菱形炮孔布置会减少矿石的贫化。
见下图菱形图。
9.回采工艺循环图表
表3
工序名称
所需时间
1日
2日
3日
早班
中班
夜班
早班
中班
夜班
早班
中班
夜班
凿岩
装药爆破
通风
松石及大块处理
矿石运搬
采空区支护
7
2
0.2
1
7
6
7h
2h
0.2h
1h
7h
6h
10.矿石运搬
①矿石运搬:
运搬方法:
使用电耙将矿石从落矿点耙到底部小溜井
设备类型及数量:
电耙1个,电耙绞车一个
劳动力:
4人
动力:
矿用电缆
时间:
7小时
②工作面松石处理:
注意观察,有松动岩石要先把它撬下来
二次破碎方法:
针对大块矿石,选用人工的方法用锤子敲碎,或者继续打小炮孔装药爆破。
所需的设备数;YQ-100潜孔钻机1台
劳动力:
4人
动力:
空气压缩机1台
主要材料:
炸药,雷管
时间的计算:
1小时
11、采场地压管理
确定地压管理方法:
崩落围岩填充空区管理地压
支护形式:
利用支柱和密集支柱在长壁式工作面推进一定距离进行支撑
规格:
7m³/kt
支柱工:
2人
时间:
6小时
12.采矿方法主要的技术经济指标计算
(1)采切比K=
ΣL/T*1000m/kt
K=4009/55778=7.2m/kt
式中ΣL-------一个矿块中采准巷道和切割巷道的总长度
T---------矿块的采出矿量,t.
(2)计算达产所需的采切矿块数
N=A/a
N=5000/1200=4
N--------达产所需的矿块数
A---------矿山日产量
A---------矿块日生产能力;
(3)矿块回采总时间的概算
矿块回采时间=矿块采出矿石量÷矿块平均日产量
=910000/1200=758
(4)矿房回采直接成本计算
矿房回采每吨矿石直接成本n:
由每吨矿石材料费n1、每吨矿石劳动力费用n2、每吨矿石燃料动力消耗费用n3组成,即:
n=n1+n2+n3
4.1每吨矿石材料消耗费n1用下式计算
式中:
S1——每循环材料消耗费用(元),如表4
T循——每循环采出矿石量(吨)。
每循环材料消耗费用(S1)表4
材料名称
计量单位
材料消耗
单价
每吨矿石
材料费
备注
一个循环
一吨矿石
炸药
雷管
导爆管
钎钢
木料
公斤
个
米
个
立方米
211.6kg
340
4360
5
0.21
0.34
4.3
0.0007
0.001
2.8
2
1.1
200
250
0.588
0.68
4.73
0.14
0.25
未计入材料费,约占上述15%
0.957
合计
7.337
4.2每吨矿石劳动力消耗费用n2用下式计算
式中:
S2—每循环劳动力消耗费用(元),用表5进行计算
每循环劳动力消耗费用(S2)表5
工种
名称
平均
级别
日工资率
(元/工.班)
每循环所需工班数(工.班)
每循环基本
工资(元)
工资附加费
(元)
每循环工资
总额(元)
凿岩工
爆破工
运输工
修理工
杂工
6
7
5
7
5
3.84
4.43
3.29
4.43
3.29
2462
374
3861
1296
1500
9454
1657
12703
5724
4931
3025
530
4065
1832
1579
12479
2187
16768
7556
6514
总计
9489
34473
11031
45504
4.3每循环燃料动力消耗费用n3用下式计算
式中:
S3—每循环燃料动力消耗费用(元),用表6进行计算
每循环燃料和动力消耗费用(S3)表6
设备名称
使用动力
设备使用时间
单位时间消耗动力
消耗量
每吨矿石动力费
名称
单价
单位
台班数
纯工作
时间数
一个
循环
一吨
矿石
凿岩机
压气
水
55
0.5
Km³
m³
48
211
0.72
0.72
0.99
0.009
55kw电耙
电
0.15
kwh
1128
4963.2
35
173712
1.246
0.187
合计
1.236
注:
1.燃料和动力消耗应按设备的实际纯开动时间进行计算。
一般设备的纯开
动时间为班作业时间的40%—55%。
4.4矿房回采每吨矿石直接成本:
n回=n1+n2+n3
4.5计入采切矿量矿房采出每吨矿石直接成本:
n'=T房×n回÷(T准+T切+T房)
式中:
T准、T切、T房——矿房采准、切割、回采阶段采出矿石量。
4.6每吨矿石回采与采切费用
n=n'+n采切
13、矿房回采的技术经济总表
序号
指标名称
单位
数值
序号
指标名称
单位
数值
1
2
3
4
5
6
7
8
9
矿块平均生产能力
矿块采出矿石量
矿块回采时间
矿块回采采切比
每吨矿石采切费用
矿块回采率
矿块贫化率
工人劳动生产率
每吨矿石劳动力消耗
t
t
h
%
元
%
%
%
%
1200
910000
450
7.2
95
14
10
11
主要材料及动力消耗
炸药
雷管
导爆索
钢钎
合金头
坑木
压气
电力
水
每吨矿石直接成本
kg
个
米
个
M³
千m³
千瓦时
M³
元
211.6
340
4360
5
7
7.337
采矿方法技术经济指标总表7
一个回采循环各工序计算汇总表表8
工序名称
工作量
设备类型
设备工效
设备台数
所需时间
每台设备工人数
总工班数
凿岩
装药爆破
通风
松石及大块处理
矿石运搬
采空区支护
┅┅┅
28h
8h
0.2h
1h
7h
6h
YQ-100
人工
鼓风机
人工
15kw电耙
人工,木材
30m/h
47孔/人.h
7h/797.3t
4
4人
1台
4人
7小时
2小时
0.2小时
1小时
7小时
6小时
4人
4
1
4
4
4
61班
总计
23.2h
21人
487.2h
参考资料:
《金属矿床地下开采》
《凿岩爆破工程》
《采矿技术手册》
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- 关 键 词:
- 铁矿 矿床 地下开采 课程设计