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矿床地下开采课程设计
学院: 国土资源工程学院专业: 采矿工程 指导老师:郭忠林 学号: [1**********]3 姓名: 杨忠茹 日期: 20100914
目 录
1 开采技术条件 ........................................................................................ 3 2 采矿方法的选择 .................................................................................... 3
2.1开采技术条件..................................................................................................... 2.2采矿方法选择..................................................................................................... 2.2连续回采的阶段自然崩落法..................................................................
3 矿块的结构参数 .................................................................................... 3 4 绘制三面视图 ...................................................................................... 4 5 开拓采准 .............................................................................................. 4 6 采场切割 .............................................................................................. 4 7 回采工艺 .............................................................................................. 5 8 顶板管理。 .......................................................................................... 6 9 经济技术指标计算 .............................................................................. 6
9.1采切费用计算:............................................................................................... 6 9.2 采准系数的计算.............................................................................................. 7 9.3采切比的计算................................................................................................... 8 9.4 采切工程量及施工进度计划表9-3 ............................................................. 8 9.5落矿参数........................................................................................................... 9 9.6 劳动组织形式和作业循环图表...................................................................... 9 9.7矿房回采时间................................................................................................. 11 9.8 矿房回采进度计划........................................................................................ 11 9.9 回采工作的主要技术经济指标计算............................................................ 12
参考文献 .................................................................................................. 15
1 开采技术条件
某铁矿,平均品位42%,矿体不稳固,围岩中等稳固,f=8~10,水平厚度56米,倾角75°,矿石体重3.5t/m3,地表允许崩落。
2采矿方法选择
2.1 开采技术条件
矿石不稳固,矿体厚度大,倾角较大
2.2采矿方法选择
连续回采的阶段自然崩落法
2.3连续回采的阶段自然崩落法
为了增大同时回采的采场数目,可将阶段划分为较大的分区,按分区进行回采。在分区的一端眼宽度反向掘进切割巷道,再沿长度方向拉底,拉底到一定面积后矿石便开始自然崩落,随着拉底不断向前扩展矿石自然崩落范围也随之向前推进。
3 矿块的结构参数
根据矿体的倾角75和矿体厚度56m, 垂直走向布置。根据矿体厚度不同矿块布置方式有两种,矿体厚度小于或等于30m 时,矿块沿走向布置矿块长度为30m--45时,矿块宽度等于矿体厚度。第二种是矿体厚度大于40时,矿体垂直走向布置,矿体长度及宽度都取30——50,当矿体倾角较缓时取40——50m ,矿体倾角较陡时取60——70m, 一般为50——60m, 在矿体稳固性较差时,应更大
些。本题中矿体厚度56m ,倾角75度,且矿石中等稳固,所以取阶段高度70 m 宽度40, 长度60m 。
4 绘制三面视图
(图纸)
5 开拓采准
运输水平包括溜井放矿系统,一般布置在崩落区外一定的距离, 避开高应力范围,巷道布置根据赋寸条件和采用设备确定,盘曲巷到平行布置,其间距围40——60m 。
溜矿井系统是从运输巷道装载站的两侧按55——63度向上开凿转运溜矿井系统,到格筛失电耙道水平,其高度为18——22m, 每个转运溜井在2——15处分叉,使一队溜井可供四个放矿点使用。
生产水平位于运输水平之上,其高度取决于出矿方式,巷到的规格取决于采用的设备和出矿方式。在生产水平开凿放矿口,放矿口的间距取决于采用的设备和出矿方式,间距回影响二次爆破炸药的消耗量和损失贫化。
拉底水布置止在生产水平之上,起高度按出矿方式确定,在拉底水平沿矿块边界或引导矿体底部进行横向切割,促使矿块崩落,拉底方式应采用对角线式后退,布置扇形炮孔,孔深为3——4m, 炮孔间距视矿体强度变化确定。排距为1.5——2.0m, 采用大直径炮孔,爆破后,矿块下部拉底巷道间的矿体崩落,矿石通过放矿口防出
6 采场切割
在矿体厚达部位垂直矿体走向切割立槽。切割槽的树木,要综合考虑矿体储
存条件,损失贫化,爆破方案,切割工程等多方面的因素,在一个出矿单元内,如果用限制空间挤压爆破,则布置两个,如果用逐次挤压爆破,则布置一个,本方案采用挤压爆破,不知一个。
拉槽穿脉规格2.5×2.5m 。拉槽切割井高在10m 以下,其断面规格为2.5×1.6㎡。切割槽的开凿多采用到“丁”字形,缺点是,部分槽穿要打到底盘破碎带中,掘进和中深孔施工都较困难,还有切割较多的底盘废石。为此,把倒“丁”字的垂直井改成沿矿体底盘边界的斜井,这样,克服了上述缺点,完成在脉内平穿里凿岩。干改进的缺点是在靠近斜槽井的2~3排拉槽孔为束状孔。爆破时因不易分段,保证不了爆破质量。因此,当拉槽孔深在6.0m 以上时,仍采用直井式“丁”字形。切割槽宽2.5m ,排距1.6m 。
7 回采工艺
用垂直扇形中深孔落矿,最小抵抗线为1.8~2.0m ,眼底距离0.9~1.1m 。用YG-90型外回转凿岩机凿岩。由于用炮棍装药,孔深一般在12.0m 以下。钎头直径为65~72㎜。为改善爆破质量,空场法也采用挤压爆破落矿。在具体应用,可分为限制空间挤压爆破和向相邻松散介质挤压爆破落矿两种方案。在三向视图中,第一炮是同时爆连个切割槽,每个槽承担10m 左右,除槽本身外,槽两边爆2~4排。补偿系数为空/实=16~20%。以后各炮采用逐次挤压爆破或两种方案联合使用。逐次挤压要在前次爆破松动出矿30~60%后进行,一次可爆3~7排,即8~12m ,补偿系数或松动出矿量小了。容易产生“过挤”而出现棚拱现场。大爆破工作多数仍用人工组合跑棍进行装填。
为减少大块产出率,适当减小凿岩爆破参数,在崩矿步距处以及爆破方向改变处设计加强排,不合格炮孔严格要求重打。强化一次凿岩爆破,提高出矿效率,改善了劳动条件。电耙道多数用混凝土支护,出矿用28或30千瓦电耙绞车,0.3立方米耙斗。出矿过程中,爆破手经常用炮棍将炸药顺漏斗举到堑沟的位置上爆破,初期这种爆破增加了矿石的流动带,晚期可以把堆集在底盘靠自重不易流下来的矿石震下来。
8 顶板管理
根据顶盘能允许的爆漏面积,为保证空场出矿,留部分永久矿柱。永久矿柱分两种;一种是,因阶段之间衔接时间较长,下阶段爆破矿出矿时,上阶段的顶盘已崩落,所以,必须在采场顶部留规则的完整的永久矿柱,顶柱厚度即矿体斜长,4~6米,另一种是,在采场内选择矿体内有夹石,又外表矿或凿岩爆破不安全的地方,不规则地留部分矿柱,这种矿柱大小不等,一般为4~8米,它把盘区较大的爆漏面分成较小的几块,这不仅保证了空场的出矿条件,而且对防止坑内大面积崩落造成的危害也是必要的。
9 经济技术指标计算
表9-1分段矿房法矿块出矿量计算表
9.1采切费用计算:
沿脉巷道 2.5×2.5×8×120×150=900000元 电耙巷道 2.5×2.5×120×160=120000元 放矿溜井 2.5×2.5×2×25×210=65625元
回风井 2.5×2.5×2×25×150=93750元 穿脉巷道 2.5×2.5×2×7×180=15750元 垂直切割天井 2.5×1.6×1.5×210×10=12600元 斜切割天井 2.5×1.6×7×210=5880元 具体的经济指标见下表9-2
经济表9-2
一吨矿石的采切成本为:
C=∑S/T出=1234605÷110611=11.2元/t
9.2 采准系数的计算
矿体的工业储量: Q1 =7×120×50×3.2=134400(吨)
采切巷道总长度: ∑L 总=120×8+120+2×25+2×50+2×7+1.5×10=1176 m 采切巷道矿石总体积:
∑V 总采切=6000+312.5+625+750+87.5+60+28 =7862.8 m3 脉内采切巷道矿石总体积:
∑V 总=312.5+625+750+87.5+60+28 = 2178 m3 用长度表示采准系数:
采准系数:K1= ∑L 总/(Q1-∑V 总矿r 矿)×1000
=1176000÷(134400-7862.8×3.2) =10.77 m/kt
用体积计算采准系数:
采准系数:K1= ∑V 总/(Q1-∑V 总矿r 矿)×1000
=2178000÷(134400-7862.8×3.2) =19.94 m3/kt
9.3采切比的计算
1)用长度表示采切比:
采切比:K2= ∑L 总/ T出×1000=10.63m/kt 2)用体积计算采准系数:
采切比:K1= ∑V 总/ T出×1000=2178000÷110611=19.69 m3/kt T 出—采场采出矿石量 t
9.4 采切工程量及施工进度计划表9-3
表9-3 采切工程量及施工进度计划
9.5落矿参数
根据矿岩的物理力学性质及矿体情况的采矿方法,采用YG-90型外回凿机凿岩,垂直扇形中深孔落矿,炸药采用2号岩石炸药或粉状铵油炸药,药卷长度0.2m ,药卷质量0.2kg ,用火雷管非电导爆系统。 具体参数如下:
表9-4
每个炮孔装药量
Q孔=ЛR 2lrp=3.14×70×70×7×0.8×0.9 =7.75kg
R=孔半径 70mm L=孔深 7m r-装药系数 0.8 p-装药密度0.9g/cm3
9.6 劳动组织形式和作业循环图表
1. 循环各项回采时间
凿岩时间t 一次可爆破3~7排,即8~12 m。 T2=nl/mv=20×7÷3÷10=4.67=0.58班 2. 每循环准备时间
T1=30min=0.0625(班) 3. 装药、联线、爆破实际测得 T3=4=0.5班 4. 通风时间 T4=2=0.25班
5出矿、用28或30KW 电耙绞车0.3m 3耙斗
采用电耙绞车出矿,耙斗0.3 m3耙斗,电耙的出矿效率为330吨/台. 日 T 出矿=sl k1/np=10×7×7×0.8×1.5÷330=1.78(日)=5.35(班) 循环的时间为T 出矿+ T1=5.35+0.0653=5.4(班)
采用综合工作队的劳动组织形式,一个分段的工作面有80人组成,分段的每个小分段各有一台YG-90行外回凿岩机,凿岩机工为9名。每台配两个人,装药工为24名,管线的铺设和通风等工人和其他的技术人员等为72人。
表9-5 作业人数表
表9-6回采作业循环表
9.7矿房回采时间 A 房=T循出/T循环 t/d; T 房=Q房/A房, 日
式中:A 房—矿房日平均生产能力, t/d; T循出—一个循环采出矿石量, t; A房--回采所需要的时间,日;
Q 房--矿石储量 t;
T 循环—一个循环所需的时间 日; 计算得;
A 房=T循出/T循环=7×18×10×3.2÷1.08=3733 t T 房=Q房/A房=7×18×120×3.2÷3733=12.96(天)
9.8 矿房回采进度计划
见表9-7
表9-7
9.9 回采工作的主要技术经济指标计算
一吨矿石所摊销的工人工资。见表9-8
表9-9 每吨矿石的主要材料消耗和费用表
表9-10 每吨矿石的电力消耗费用
每吨矿石的压气消耗费用计算为G=8.3元/吨 一吨矿石的回采直接成本为:
G回= G资+G 材+G 电+G 压=12.92+8.0+6.3+8.3=35.52元 所以一吨矿石的总成本为:
G= G回+G 采=35.52+11.2=46.72元/t
参考文献
1. 采矿设计手册,冶金工业出版社,1983,11 2. 金属矿床地下开采,冶金工业出版社,1982