武汉大学采矿工程本科毕业设计.doc 70页

'武汉科技大学本科毕业设计武钢金山店铁矿张福山采区年产180万吨地下开采设计摘要此次毕业设计是以金山店现有地质勘探资料为依据，根据毕业设计说明书的要求，完成金山店铁矿张福山采区年产180万吨地下开采设计。主要设计内容有金山店采矿方法的选择，开拓系统的确定，采矿设备的选型，主要工程断面的设计，通风排水系统，矿山辅助工艺，总图运输，矿山安全卫生与土建设计。根据设计说明书要求的年产量，确定矿石的提升量和采运设备的运输量，然后选用合适的提升设备和转运设备。在设计中，采用双箕斗井提升，通过铲运机转运矿石至溜井，然后在各运输阶段，由电机车牵引矿车将矿石运到卸矿仓，放矿到主溜井至破碎硐室破碎，由主井提升至地面。设计中的主要运输巷道断面根据运输设备的外形尺寸确定，包括双轨运输断面和单轨运输断面、斜坡道断面等。在采矿方法的选择和开拓方案的确定中，通过技术经济比较，最后选用无底柱分段崩落法和不留矿柱的中央集中式开拓方案。通风系统采用中央对角式，然后根据风量和风压选取风机。根据正常涌水量和设计扬程选取水泵和排水方式。矿山的辅助工艺主要设计了矿山的鼓风系统和供电系统。矿山安全主要是防水、防火、降尘和安全用电等。矿山的土建主要设计了井塔和地表矿石与废石的运输。关键词：金山店铁矿；地下开采；设计；52 武汉科技大学本科毕业设计52 武汉科技大学本科毕业设计1总论1.1设计任务、依据及原则本设计是以金山店现有地质勘探资料为依据，以导师下达的毕业设计任务书为指导。设计年产量（矿石或金属量）180万吨的铁矿矿山。所设计矿山为新建工程。此次毕业设计的设计依据为：(1)1969年12月，由冶金部中南地质勘查局609大队提交的《湖北大冶金山店矿区张福山矿床地质勘探报告》。(2)1986年9月，由中南地质勘查局606大队提交的《湖北省大冶县张福山矿床东部详细勘探地质报告》。(3)1967年10月，中南冶金地质勘探公司609队提交的《湖北大冶余华寺矿区地质勘探报告》。(4)1974年7月提交，中南冶金地质勘探公司609队的《湖北大冶余华寺矿床补充地质勘探报告》。金山店铁矿的设计可以根据以上地质勘查报告做初步设计，但是这两份报告距现在时间比较长，所以在基建过程中还要进一步补充勘查。此次毕业设计的设计原则为：(1)金山店铁矿原矿品位低，应采用高效率、低成本的采矿工艺，降低损失、贫化指标。(2)结合该矿储量大的特点，适度加大规模，体现规模效益。(3)采用新技术和新设备，以提高劳动生产率。采用液压凿岩台车凿岩、电动铲运机出出矿。1.2矿区概况1.2.1矿区交通位置金山店铁矿矿区隶属于湖北省大冶市金山店镇。东经114°31′-115°20′,北纬29°。矿区的交通运输比较便利，临近黄石市、黄冈市、和武汉市等几大城市，矿内铁路与外运专线铁路相连，精矿可通过铁路运往武钢的大型冶炼厂，也可以通过陆路运往临近县市的冶炼厂。1.2.2矿区建设条件1.2.2.1矿区气候条件介绍矿区位于低山丘陵区，地表为走向北西西的山间洼地。地面标高最高为245.6m。山间洼地标高一般20～50m52 武汉科技大学本科毕业设计，零星分布有大小水塘。矿区东部才成溪经关山向南汇入大冶湖，流量0.3m3/s。矿区年平均气温17℃，最高40.1℃，最低-10℃。年降水量974～1889.3mm，平均1444.5mm。每年4～7月为雨季。最大日降水251.5mm，最大小时降雨90.7mm。最长连续降雨16日，降雨量240.3mm。年均蒸发量1528.6mm。1.2.2.2矿区生产辅助设施金山店铁矿建有完整的辅助生产设施、公用设施和生活福利设施。具有机、电、汽修能力。外部运输建有外运专线与金山店车站接轨。公路运输也极其方便。当地矿业发达，具备良好的外部协作条件。1.2.2.3矿区供水与供电矿区周边建有保安湖泵站和余华寺加压泵站，供水能力为1760m3/h。矿山有双回路供电，电源分别引自下金线、铁金线，双电源互为备用。引用金山店现有供电设备，矿山采用2台主变压器，2号变压器为主要供电变压器，20000KVA，容量比为20000/13400/20000；1号变压器备用，25000KVA，容量比为25000/16750/25000。1.3设计矿山可行性分析根据设计要求，本次设计为年产180万吨铁矿的金山店铁矿地下开采工程（不含选矿部分），本次设计开采对象为张福山矿区0m到-500m的所有已探明的可采界限内矿体。设计通过分析矿山的地质构造条件，矿石的种类，矿石的价值以及现有矿山开采技术，可以得出此矿山在开采条件上是技术上可行的，然后再根据矿山的基建，设备的选型，人员的配备以及资金的来源进行经济上的分析比较，可以得出此矿山的运营在经济上是合理的。1.4主要设计方案简介1.4.1工作制度和矿山生产能力简介本次设计维持矿山目前采用的工作制度，即间断工作制，年工作330d，每天3班，每班8h。根据设计任务书的要求，矿山生产能力为180万t/a。1.4.2设计方案概述1.4.2.1开拓系统本设计采用下盘中央开拓方式，主井担负全部矿石和废石提升任务，矿石和废石混合提升。井筒中心坐标：x=35419.95；y=78170.86，井口标高+107.00m，井筒净直径Φ5.0m，井底标高为-550m，井筒深657m(+107.0m～-550m)。钢丝绳罐道，内配6m3底卸式双箕斗，JKM-4×6多绳塔式提升机，4200kw交流电动机。一般在阶段的最低点进行回收矿石。粉矿回收设在-550m。矿石经现有溜破系统破碎后，下放到-550m装矿水平，经主井提升到地表矿仓。废石从各中段车场经废石溜井直接下放到-550m52 武汉科技大学本科毕业设计装矿水平，经主井提到地表。中央副井服务到-500标高。人员、材料、设备的提升由中央副井承担，并兼作进风井，管缆也布置在该井中。井筒直径为6.0m，井口标高+107m，井底标高为-500m，井深607m，副井采用多绳罐笼提升。各阶段标高为：50m，0m、-50m、-100m、-150m、-200m、-250m、-300m、-350m、-400m、-450m、-500m。阶段运输巷道采用环形布置形式。开拓系统图祥见附图JSD_XC1、JSD_XC2。1.4.2.2采矿方法根据金山店铁矿矿床开采技术条件，结合该矿已经取得的科研成果，借鉴国内外类似条件下的采矿工艺，综合考虑目前采矿方法的优缺点，本次设计预设采用无底柱分段崩落法。阶段高度为50m，分段高度为12.5m，进路间距为16m。采用低贫损放矿，不用截止品味法放矿。回采工艺中凿岩采用SimbaH252凿岩台车，凿岩效率550kt/台.a，钻孔深度33m。出矿采用TORO400E型，斗容为3.8m3的电动铲运机。采矿方法图见JSD_XC3和JSD_XC4。1.4.2.3矿井通风矿区采用中央对角式通风方式，采用进风井、中央副井进风，东、西风井出风的两级压抽结合通风系统，矿区总需风量为270m3/s。1.4.2.4溜破系统-500m以上生产时，矿石经过现有溜破系统破碎后，下放到-550m装矿水平，经主井提到地表矿仓，废石从各中段车场废石溜井直接下放到-550m装矿水平，经主井提到地表。1.4.2.5坑内排水矿山涌水量大，采用集中排水方式排水。在-500m中段中央副井旁设计中央水泵房及变电所排水。-500m中段以上的涌水通过泄水井放到-500m中段，用水泵经敷设在中央副井中的排水管排至地表。1.4.2.6设备选型设备型号和数量根据年生产能力来选择，所选设备必须保证采矿工程的顺利进行。此次设计目的是设计一座现代化的大型铁矿山，设备选型在满足采场尺寸要求的前提下，尽量选用高效率、先进的设备。1.4.2.7矿山基建矿山的基建主要包括：主井、副井、主井装矿系统、废石车场、矿废石卸载站、矿仓、运输大巷、斜坡道、硐室、采切等工程。开拓基建总工程量约为263647.3m3，采切工程量约为26029.25m3，开拓基建工期为38个月，投产工期约为48个月。1.4.2.8环保与安全卫生52 武汉科技大学本科毕业设计本工程安全卫生设计按照国家有关规定进行。生产中应严格执行《金属非金属地下矿山安全规程》和《爆破安全规程》（GB6722-2003）,以及其他有关规程、规范和规定。2技术经济2.1概述金山店铁矿位于湖北省大冶市金山店镇。金山店铁矿设计规模为180万t/a矿石。本次设计为年产180万吨铁矿的金山店铁矿地下开采工程（不含选矿部分），本次设计开采对象为张福山矿区0m以下所有已探明的可采界限内矿体。金山店铁矿全矿主要技术经济指标见表2.1。表2.1综合技术经济指标表指标名称单位数量备注1地质1.1地质储量本次设计范围1.1.1矿石量万t125381.1.2平均品位%42.001.1.3金属量万t49551.2矿体赋存条件最大长度m3500赋存标高m111~-1000倾角度50~85平均厚度m34.21.3矿岩物理力学性质矿石体重t/m33.48岩石体重t/m32.7矿石松散系数1.46矿石抗压强度Mpa68~98岩石抗压强度Mpa42~2002采矿2.1矿山生产能力t/a18000002.2基建开拓工程量m3264332.3352 武汉科技大学本科毕业设计2.3矿山基建时间a2.172.4开拓方式下盘中央竖井2.5采矿方法所占比重2.6采矿贫化率%222.7采矿损失率%18.82.8生产掘采比m3/万t454.92.9工作制度d/a3302.10出矿品位Fe%35.283选矿达产年平均3.1精矿品位铁精矿含Fe%70硫精矿含S%353.2选矿回收率铁精矿含Fe%81.0硫精矿含S%42.53.3精矿产量铁精矿t/a1220984硫精矿t/a1001794供电采矿4.1用电设备安装功率kw231304.2计算负荷kw105004.3年总用电量万kwh/a58755劳动5.1采矿车间定员人9185.2采矿车间劳动生产率t/人.a32686投资新增利用原有资产6.1总投资万元1498937781其中：建设投资万元149893344352 武汉科技大学本科毕业设计流动资金万元43386.2资金来源6.2.1自有资金万元14989377816.2.2流动资金借款万元7成本费用达产年平均7.1总成本费用万元/a272487.2经营成本万元/a238357.3单位矿石成本费用元/t90.83其中：采矿成本元/t44.59选矿成本元/t27.85管理费用元/t12.69销售费用元/t5.70财务费用元/t8销售收入、税金及利润达产年平均8.2销售税金及附加万元/a18118.3利润总额万元/a39968.4所得税万元/a13038.5税后利润万元/a26939经济效益指标总量新增投资9.1全投资内部收益率%6.2221.129.2投资回收期a12.716.729.3全投资净现值(i=6%)万元23829.4投资利润率%7.579.5投资利税率%15.549.6自有资金净利润率%5.102.2劳动组织及定员本次设计仅为地下开采工程，地表辅助设施和选矿等不在本次设计范围，因此只对采矿车间劳动定员进行编制。本次设计采用的工作制度：主要生产工段实行间断工作制，年工作330天，每天352 武汉科技大学本科毕业设计班，每班8小时；管理及部分辅助生产工段，年工作251天，每天1班，每班8小时。本次设计根据采矿生产工艺流程以及《劳动法》的相关规定，按照精干高效的原则重新编制采矿车间劳动定员。各工种的在册人员系数选取如下：一般生产工人为1.33，少数连续生产制生产工人为1.51，非生产人员（管理及服务人员）为1。经编制，采矿车间定员为660人，见表2.2。按照上述定员计算的采矿车间全员劳动生产率为2727t矿石/人·a。本次设计从以下几个方面提高劳动生产率：（1）选用高效采矿方法；（2）改用铲运机出矿，提高出矿效率；（3）按照精干高效原则，部分岗位实行并岗。为实现劳动生产率的提高，企业应加强职工技术培训，使部分岗位职工能够掌握多个工种技能。人员只需在企业内部培训，使其技能得以提高满足生产需要而不需外委培训。只有部分工程技术人员和生产工人需要到相关企业进行培训，以熟悉掌握铲运机出矿工艺。表2.2劳动定员表序号工作单位及工种作业班次合计在册人员系数在册人员数1231回采工段4040401201591.1凿岩工252525751.331001.2装药爆破工666181.33241.3铲运机司机666181.33241.4辅助工464141.33191.5工段长11131.3342掘进工段3045301051392.1凿岩爆破工203020701.33942.2出渣工999271.33362.3支护工888241.33322.4测量工8882.5工段长11131.3343提升运输工段20202060803.1坑内运输101010301.33403.2卷扬机司机22261.511052 武汉科技大学本科毕业设计3.3信号工777211.51323.4皮带工555151.51233.5中段电梯工444121.51183.6粉矿回收13151.3373.7工段长11131.554辅助工段20302070704.1无轨设备维修888241.33324.2井下调度22261.5194.3炸药库666181.33244.4材料运输及供应444121.33164.5电钳工33391.33124.6管道修理工33391.33124.7井下变电所22261.5194.8井下破碎站22261.3394.9通风防尘22261.5194.10空压机站22261.5194.11井底水泵22261.5194.12安全检查22261.5194.13机修4444.14工段长11131.5155车间管理人员10301050505.1主任5555.2工程技术及管理1010105.3坑口福利111335.4服务人员61863050采矿车间合计15223514553266052 武汉科技大学本科毕业设计2.3总成本费用2.3.1成本计算说明生产成本及费用包括采矿制造成本、选矿制造成本、管理费用、财务费用和销售费用。采矿制造成本根据设计采用的生产工艺流程，参照矿山的实际生产成本，并结合当地的各种材料价格进行估算确定。选矿成本参照矿山目前成本水平并考虑生产规模扩大的规模效益按27.85元/t矿石计算。管理费用包括管理人员工资、修理费、折旧费、摊销费、资源补偿费、劳保费、工会及教育经费、办公费等。本次设计管理费用参照矿山目前水平固定费用保持不变，可变费用相应增加，年管理费用为3796万元。各种材料、燃料和电的价格为不含增值税价格，计算的成本为不含增值税成本。工人工资及福利费按企业目前总工资额计算，每年为5951万元。电价按0.342元/kWh计。固定资产修理费按固定资产原值的4%计，年修理费为2576万元。采矿车间的维简费按9元/t矿石计提。折旧费：除提取维简费的固定资产外，其余资产按建构物和设备分类提取折旧费，建构筑物的折旧年限按20年计，机器设备的折旧年限按15年计，固定资产残值率均按5%计；经计算项目的年均折旧费为592万元。无形及递延资产按10年摊销。资源补偿费按原矿销售收入的2%计（本次评价按精矿销售收入的0.8%计提）。财务费用包括长期贷款和流动资金贷款的利息以及汇兑损益等；本项目所需资金均按自筹计算，因此财务费用为零。2.3.2总成本费用按照上述说明计算，项目达到设计生产能力的年平均总成本费用为27248万元（不含增值税和资源税），折合单位矿石成本90.83为元/t，扣减硫精矿副产后的单位铁精矿成本为218.81元/t。项目的总成本费用计算见表2.3和表2.4。表2.3的采矿制造成本为矿山达产年平均成本。根据前后期装矿点以及排水泵房的差异分别估算的采矿车间制造成本前期为43.59元/t矿石，后期为45.29元/t矿石，前期采矿车间制造成本以及作业成本估算详见附表2.1至附表2.4。表2.3总成本费用（制造成本法）序号成本项目年总成本（万元）单位成本（元/t）备注1制造成本2173272.44采矿制造成本1337744.5952 武汉科技大学本科毕业设计选矿制造成本835527.852管理费用380612.693销售费用17095.704总成本费用2724890.83其中：折旧费5921.97维简费27009.00摊销费1210.405经营成本2383579.45表2.4总成本费用（要素成本法）序号成本项目年总成本（万元）单位成本（元/t）备注1原辅材料455115.172燃料及动力406613.553工人工资及福利595119.844修理费25958.655财务费用6摊销费用1210.407折旧费用5921.978维简费27009.009其它费用667222.2410总成本费用2724890.8311经营成本2383579.4552 武汉科技大学本科毕业设计3矿床地质特征金山店铁矿田位于淮阳山字型构造的前弧西翼与幕阜山为主体的杨子纬向构造带的过渡地带，处在新华夏系第二隆起带的次级构造鄂城～大磨山主体复合隆起带与上述过渡地带的复合部位。金山店铁矿由张福山和余华寺两个矿床组成，其中张福山矿床位于矿田的中部，金山店侵入杂岩体的南缘中段，为大型硅卡岩型铁矿床。余华寺矿床属矿卡岩型铁矿床，现已探明地质储量A+B+C级1257.6万吨，D级187.6万吨，累计探明储量1445.2万吨。其中I号矿体1414.31万吨，占探明总储量的97.86%，3～7号矿体合计30.89万吨，仅占探明总储量的2.14%。3.1矿区地质概况3.1.1矿区底层系统及地质构造3.1.1.1矿区地层矿区地层主要为上、中三叠统和部分侏罗系地层，第四系也比较发育。第四系(Q)：主要为残、坡积物，广泛分布于矿区低洼、冲沟、山坡和山麓等地。厚0～20m。中～下侏罗统武昌组(J1—2W)，分布于矿区南部，由石英砂岩、石英砂岩夹页岩组成，呈假整合覆盖于三叠系地层之上，厚360～435m。上三叠统鸡公山组：断续分布于矿区南部，由浅灰色页岩、砂质页岩夹薄到中厚层细粒砂岩、粉砂岩组成，厚0～5m。中～上三叠统蒲圻群：分布于矿区南部，为角岩和变余砂岩，厚616～922m。是矿床的直接顶板围岩。中三叠统灰岩组或嘉陵江灰岩(T2)：被交代为薄到厚层状白云质大理岩、白云石大理岩、硅卡岩或磁铁矿体。厚12～18m，为本矿床主要控矿层位。下三叠统大冶群：分布于矿区北部，为控矿重要层位，岩性为中到厚层白云质灰岩，灰岩夹灰质白云岩，厚30～70m。3.1.1.2矿区构造矿区处于大冶复式向斜北翼，保安背斜南翼之次级构造-金山店背斜南翼。金山店背斜：张福山矿床位于该背斜南翼中段的单斜构造上，地层走向为NWW向至EW向，倾向170°～215°，倾角为45°～85°，呈西陡东缓、北陡南缓及上陡下缓的变化规律。太婆山复合背斜：张福山矿床位于太婆山复合背斜与NWW向岩体南缘接触断裂带的复合部位，背斜南北长4.5～5km，东西宽4.5～5km，长短轴比接近1∶1。背斜构造走向NE18°～20°。52 武汉科技大学本科毕业设计矿区主要断裂构造：包括NWW向到近EW向断裂和NNE向断裂。NWW向到近EW向断烈主要包括F1、F2、F3和F4，主要为岩体南缘接触断裂带的一部分，基本平行排列。F1断裂分布于1～12线间以及32～52线间岩体接触带内侧，在45线附近被NNE向F46断层错断。1～12线间断裂大致呈NWW向延伸，东西长约720m，走向北偏西70°，倾向南，倾角70°～80°，为一正断层。F2断裂分布于19～45线间I号、Ⅱ号矿体南侧，大致沿NWW或近EW向延伸，在45线附近被NNE向F46断层错断，断裂长约1600m。其产状为25线以西走向NW55°，倾向SW，倾角65°～75°；向东走向近EW，倾向南，倾角65°～75°，为一平推正断层。F3断裂位于26～47线I、Ⅱ号矿体之间，在45线附近被NNE向F46断层错断。断层倾向南，倾角上陡下缓，为55°～90°。断层南盘上升东移，垂直断距为300～500m，水平错距50～100m，为逆断层。F4断层位于岩体南缘接触带外侧蒲圻群下部地层中，大致与F3断层平行排列，纵贯全区。在45线附近被NNE向F46断层错断，断层倾向南，倾角为55°～85°，上陡下缓。垂直断距为400～600m，水平错距大于100m。NNE向断裂主要有F111、F112、F113、F114、F46和F44等。其中F46规模最大，它位于45线附近的蒲圻群和武昌组地层中，走向NE15°～20°，倾向SE，倾角65°～75°，长度大于1500m，垂直断距约60m，水平断距为100～120m。矿体的分布与构造具有密切的关系，NNE向断裂常常构成矿体的边界，背斜构造轴线与岩体南缘接触断裂带相交部位常成为主矿体的厚大富集地段，岩体南缘接触断裂带严格控制矿体的形态、产状与规模。成矿后断裂主要发育NNE向断裂，相对发育程度较低。3.1.1.3岩浆岩矿区岩浆岩属于金山店侵入杂岩体南缘中段的一部分，为燕山中晚期岩浆岩。矿区岩浆岩主要有石英闪长岩、二长花岗岩、闪长岩和花岗闪长岩，它们构成矿体的直接下盘围岩。3.1.1.4变质和蚀变作用及其变质岩矿区主要发生了热力变质作用和接触交代变质作用；围岩蚀变有硅卡岩化、透辉石化、金云母化、蛇纹石化、黄铁矿化、磁铁矿化、硬石膏化、钠长石化等，形成了角岩、变余砂岩、大理岩、镁硅卡岩、透辉石硅卡岩、金云母硅卡岩以及蛇纹石硅卡岩等。3.1.2矿床成因类型、矿床工业类型、顶底板围岩与矿体的接触关系张福山矿床中矿体主要由块状及浸染状、粉状、角砾状、硅卡岩-磁铁矿等磁铁矿矿石组成。不同的矿石其稳固性不同。块状及浸染状磁铁矿矿石结构致密坚硬，节理裂隙不发育，属中等稳固性矿石；角砾状磁铁矿矿石及硅卡岩-52 武汉科技大学本科毕业设计磁铁矿矿石结构不甚紧密，节理裂隙发育，属稳固性差的矿石；粉状磁铁矿矿石结构松散，强度极低，属稳固性极差的矿石。矿体的主要顶底板岩石中，石英闪长岩、花岗岩致密坚硬，节理裂隙不甚发育，属稳固性好的岩石；变余砂岩、角岩结构致密，但节理发育，属稳固性中等的岩石；硅卡岩岩性软硬不均，节理裂隙发育，属稳固性差的岩石。区内构造接触带(侵入体和围岩的接触带)岩石破碎，岩性松软，地下水活动较强，岩石稳固性显着降低，是矿床的软弱带。矿床中的另一软弱带是粉状矿石，呈透镜状和不规则状夹于块状矿石之中形成软弱夹层。张福山铁矿床西起罗咸益第3勘探线，东经张福山至李道士52勘探线，东西长3500m，南北宽1000m，面积约3.5km2。在此范围内，分布有一百多个矿体，其中Ⅰ、Ⅱ号矿体是张福山矿床的两个主要矿体，为此次初步设计的主要对象，矿体形态似层状或脉状，呈北西西至东西向平行展布，倾向南南西，倾角57°～89°，由西向东、矿体有向东侧伏的趋势。张福山矿区以25勘探线为界，划分为东西两个矿区。3.1.3矿床地质张福山矿床位于金山店侵入岩体南缘罗咸益、张福山和罗同云一带。矿化范围西起3线，东至48线，长3500m，南北宽100～600m，共分布大小100个矿体，其中规模较大的有Ⅰ、Ⅱ、Ⅲ、Ⅳ、Ⅴ和Ⅵ号矿体，Ⅰ和Ⅱ号矿体占矿床探明储量的90%以上。本次设计范围内只有Ⅰ、Ⅱ号主矿体，其地质特征叙述如下。（1）号矿体特征Ⅰ号矿体西起3线以西，东至44线，东西长2690m，走向NE77°～SE126°，倾向SE172°～SW203°，倾角50°～85°。矿体产于F3断层南盘大冶群(T1dy7)和蒲圻群(T2)地层分界线附近，受碳酸盐岩的发育程度、岩体与大冶群(T1dy7)接触构造、层间滑动破碎带及F3、F4断层等因素的控制。赋存标高为110～-1100m。矿体形态较简单，在平面上呈条带状展布，剖面上呈似层状，部分为脉状，矿体的头、尾及东西尖灭部位有时出现分叉，局部有天窗。矿体厚0.18～83.96m，平均24.79m。矿体富集的厚大部位主要分布于14～23线的-100～-500m标高之间和32～42线的-300～-700m标高之间。Ⅰ号矿体上盘围岩主要为硅卡岩、泥质黑云母角岩、变余粉砂岩、英长角岩，其次为闪长玢岩、石英闪长岩和大理岩；下盘围岩主要为石英闪长岩、大理岩、硅卡岩，其次为二长花岗岩、闪长玢岩、泥质黑云母角岩等。围岩一般和矿体接触界线清楚。矿体中的夹石主要有磁铁矿化硅卡岩和硅卡岩，其次为闪长玢岩。夹石一般厚度为0.5～2m，占51.17%，厚度为2～5m的夹石，占32.36%，厚度大于5m的夹石，占16.47%，夹石在矿体中所占厚度为13.86%。Ⅰ号矿体主要由磁铁矿石和少量磁铁-赤铁矿石构成。磁铁矿石分为块状及浸染状矿石、粉状矿石和硅卡岩矿石。块状磁铁矿石多分布在矿体厚大富集部位，而且多分布于矿体的中下部；浸染状磁铁矿石一般在矿体的头部、尾部、东西边部及厚大部位的两侧较发育，剖面上多分布于矿体上、下部位紧靠围岩地段；粉状磁铁矿石厚0.32～42.02m52 武汉科技大学本科毕业设计，主要分布于10～16线10～-340m标高、21～23线60～-300m标高和24～40线-180～-690m标高，它与块状磁铁矿有明显的相依性，是矿体厚大部位，且多位于矿体的中下部。硅卡岩-磁铁矿矿石在矿体中多呈零星分布，在相邻工程和剖面间一般均不能对比，多分布于矿体尖灭部位、夹石两侧，与浸染状磁铁矿石及磁铁矿化硅卡岩呈渐变过渡。菱铁-磁铁矿石仅在矿体东段零星分布。（2）Ⅱ号矿体特征Ⅱ号矿体的规模在矿床中仅次于I号矿体，位于I号矿体东段北侧，两者相距15～120m，分布于26～43线之间，东西长1020m。Ⅱ号矿体产于F3断层北盘蒲圻群(T2-3pg)与灰岩组(T2)及大冶群(T1dy7)地层分界线附近，受碳酸盐岩的发育程度、岩体与大冶群(T1dy7)接触构造、层间滑动破碎带及F2、F1断层等因素的控制。走向近东西，一般倾向南，倾角50°～81°，中部和西部-350m标高以上部分地段矿体向北倾。矿体赋存于70～-719m标高，在26～34线间出露地表。矿体明显向东南侧伏，倾伏角为67°，矿体形态为大透镜状到脉状，端部分支复合现象明显，矿体矿化连续性良好，矿体厚度为0.76～131.31m，平均厚26.36m，具有上薄下厚、东厚西薄变化特征，其中36～40线为矿体厚大富集部位，厚1.01～131.31m，平均58.01m。Ⅱ号矿体上盘围岩主要为硅卡岩、泥质黑云母角岩、变余粉砂岩，其次为大理岩、闪长岩、石英闪长岩；下盘围岩主要为石英闪长岩、大理岩、二长花岗岩、硅卡岩，其次为闪长玢岩、磁铁矿条等。围岩一般和矿体接触界线清楚。矿体中的夹石主要有磁铁矿化硅卡岩、泥质黑云母角岩，其次为硅卡岩、辉绿玢岩等。夹石一般厚度为0.5～2m，占52.68%，厚度为2～5m的夹石，占28.31%，厚度大于5m的夹石，占19.01%，夹石在矿体中所占厚度为20.07%。Ⅱ号矿体主要由磁铁矿石和少量磁铁-赤铁(或褐铁)矿石构成。磁铁矿石分为块状及浸染状矿石、粉状矿石、硅卡岩矿石和菱铁-磁铁矿石等。块状磁铁矿石多分布在矿体厚大富集部位，而且多分布于中下部；浸染状磁铁矿石和粉状贫磁铁矿石一般分布于块状和块状磁铁矿石中两侧；粉状磁铁矿石部分厚0.67～30.63m，它与块状磁铁矿有明显的相依性，是矿体厚大部位，且多位于矿体的中下部。硅卡岩-磁铁矿矿石在矿体东部及边部较发育，以矿体顶底盘附近分布较多;与浸染状磁铁矿石及磁铁矿化硅卡岩呈渐变过渡。菱铁-磁铁矿石主要在矿体36～40线-200～-490m标高，分布于矿体中下部。（3）Ⅰ、Ⅱ号矿体相对关系Ⅱ号矿体相对Ⅰ号矿体来说规模要相对小，埋藏也较浅，矿体位于Ⅰ号矿体的北方，主要储量在张福山东区。Ⅱ号矿体的规模在矿床中仅次于I号矿体，位于I号矿体东段北侧，两者相距15～120m3.1.4矿石特征3.1.4.1矿石类型52 武汉科技大学本科毕业设计矿石自然类型：根据矿石结构及矿物成分等特征矿石可划分为块状磁铁矿石、粉状磁铁矿石、浸染状磁铁矿矿石、斑块状磁铁矿矿石、条带状磁铁矿矿石及硅卡岩磁铁矿矿石等自然类型。矿石工业类型：按矿石工业指标可划分为块状富矿、块状贫矿、粉状富矿、粉状贫矿以及表外矿五种类型。3.1.4.2矿石物质组成矿石矿物成分中金属矿物主要为磁铁矿，其次为黄铁矿、赤铁矿、黄铜矿及少量磁黄铁矿、菱铁矿、辉铜矿、闪锌矿等。非金属矿物主要有碳酸盐、石膏，其次为金云母、透辉石、绿泥石、石英、绿帘石、黝帘石等，锆石、蛇纹石、角闪石及榍石等比较少见。矿石物相分析结果表明，铁主要以磁性铁形式存在，其次为赤（褐）铁及硫化铁，碳酸铁及硅酸铁含量很少。张福山西区-340～-410m阶段生产勘查报告提供的矿石铁物相分析结果见表3.1。本次开采设计范围内矿石属于高硫低磷原生磁铁矿矿石，张福山矿床不同矿石类型主要化学组分平均含量见表3.2。表3.1张福山西区铁物相分析结果样品编号磁性铁(mFe)(%)碳酸铁(CFe)(%)赤(褐)铁(OFe)(%)硫化铁(SfFe)(%)硅酸铁(SiFe)(%)141.200.405.603.200.00228.700.503.902.700.11335.700.423.782.800.50表3.2张福山矿床不同矿石类型主要化学组分平均含量矿石类型矿体号TFe(%)S(%)SiO2(%)Al2O3(%)CaO(%)MgO(%)P(%)Cu(%)Co(%)块状Ⅰ52.803.4688.912.407.423.420.1350.0180.015Ⅱ48.983.279.403.806.465.350.0320.0150.013粉状Ⅰ54.693.999.022.874.383.650.1030.0200.013Ⅱ50.373.36311.793.4055.235.970.0650.0190.016浸染状Ⅰ34.963.4313.813.9011.385.600.1350.0190.014Ⅱ35.932.91314.114.2610.247.430.0390.0220.013粉状贫矿Ⅰ35.443.66917.954.757.897.520.0700.0150.014Ⅱ36.543.2714.465.217.928.180.0270.0200.013硅卡岩型Ⅰ23.913.17726.896.9311.26.890.240.0210.015Ⅱ24.882.44322.797.049.549.850.0400.0110.00952 武汉科技大学本科毕业设计3.2矿床开采技术条件3.2.1矿体及顶底板围岩的稳固性张福山矿床中矿体主要由块状及浸染状、粉状、角砾状、硅卡岩——磁铁矿等磁铁矿矿石组成。不同的矿石其稳固性不同。块状及浸染状磁铁矿矿石结构致密坚硬，节理裂隙不发育，属中等稳固性矿石；角砾状磁铁矿矿石及硅卡岩——磁铁矿矿石结构不甚紧密，节理裂隙发育，属稳固性差的矿石；粉状磁铁矿矿石结构松散，强度极低，属稳固性极差的矿石。本次开采设计范围内-340～-410m阶段矿床西区主要为块状矿石，粉状矿石含量很少。矿体的主要顶底板岩石中，石英闪长岩、花岗岩致密坚硬,节理裂隙不甚发育，属稳固性好的岩石；变余砂岩、角岩结构致密,但节理发育，属稳固性中等的岩石；硅卡岩岩性软硬不均，节理裂隙发育，属稳固性差的岩石。区内构造接触带（侵入体和围岩的接触带）岩石破碎，岩性松软，地下水活动较强，岩石稳固性显着降低，是矿床的软弱带。矿床中的另一软弱带是粉状矿石，呈透镜状和不规则状夹于块状矿石之中形成软弱夹层。3.2.2矿、岩物理力学性质《张福山矿床西区-340～-410m阶段生产勘查报告》对西区矿石体重值未重新测定，仍沿用地勘时期体重值，本次设计也采用该体重值，见表3.3。表3.3张福山矿床西区-340～-410m阶段体重值表矿石类型符号体重值备注矿状富磁铁矿矿石Fe13.90矿状贫磁铁矿矿石Fe33.58粉状富磁铁矿矿石Fe23.21粉状贫磁铁矿矿石Fe42.91表外矿矿石Fe53.05张福山铁矿矿石体重原有两套数据，分别为1969年的地质勘探测定的数据和1986年东区详细勘探测定的数据，本次设计依旧依据这两套数据，西区6～25线以外及东区矿石体重值见表。3.3矿区水文地质条件及防水措施3.3.1矿区水文地质条件矿区地处低山丘陵区，地表为走向北西西的山间洼地。地面标高最高为245.6m。山间洼地标高一般20～50m，零星分布有大小水塘。矿区东部才成溪经关山向南汇入大冶湖，流量0.3m3/s。表3.4张福山矿区矿石体重表52 武汉科技大学本科毕业设计西区(025线以西、6～25线以外)TFe含量分级(%)矿石类型体重样个数加权平均值体重(t/m3)TFe(%)>50块状富磁铁矿矿石284.2555.4945～50块状富磁铁矿矿石243.9047.4140～45浸染状贫磁铁矿矿石243.7642.3735～40浸染状贫磁铁矿矿石263.5838.1530～35浸染状贫磁铁矿矿石233.3532.43粉状磁铁矿矿石3.2454.68粉状贫磁铁矿矿石2.9135.3625～30表外矿203.1627.3720～25表外矿222.9522.90东区(025线以东)TFe含量分级(%)矿石类型体重样个数加权平均值体重(t/m3)TFe(%)>50块状富磁铁矿矿石643.7354.8645～50块状富磁铁矿矿石433.6647.9140～45浸染状贫磁铁矿矿石543.4242.3935～40浸染状贫磁铁矿矿石523.2837.3430～35浸染状贫磁铁矿矿石473.2032.16粉状磁铁矿矿石3.2454.68粉状贫磁铁矿矿石2.9135.3625～30表外矿453.1027.6720～25表外矿232.9122.64表3.5矿石和围岩的物理力学性质项目阶段块状磁铁矿粉状磁铁矿浸染状磁铁矿石英闪长岩硅卡岩大理岩角岩松散系数生产1.51.41.51.51.51.51.5勘探1.461.56抗压强度(kg/cm2)生产700～1000<505001000～400300～600800～1200800～1100勘探700～102650139～1230532～1528660～824649～1363433～2098弹性模量(kg/cm2×105)生产2.877.384.114.575.795.28勘探5.28～6.230.76～17.4111.671.45～1.586～12.314～14.7052 武汉科技大学本科毕业设计泊桑比生产0.200.330.270.300.35勘探0.27～0.390.18～0.250.230.3～0.370.22～0.340.14～0.31矿区年平均气温17℃，最高40.1℃，最低-10℃。年降水量974～1889.3mm，平均1444.5mm。每年4～7月为雨季。最大日降水251.5mm，最大小时降雨90.7mm。最长连续降雨16日，降雨量240.3mm。年均蒸发量1528.6mm。矿区出露地层有第四系、侏罗系武昌组——三叠系蒲圻群砂页岩和三叠系下统大冶群灰岩。第四系广泛分布于地表沟谷和山麓地带。厚度0～20m，岩性以粘土夹碎石为主。蒲圻群砂页岩分布于矿区南部，厚度600～900m，构成矿区南部分水岭。大冶群灰岩分布于矿区北部，厚度40～80m，构成矿区北部分水岭。矿区主要含水层有浅部的风化裂隙－第四系含水层以及深部的接触带含水层。部分矿体呈粉状，含有一定的地下水静储量。风化裂隙含水层厚15～30m。在山麓地带为第四系坡积物、洪积物，谷底有厚0.5～3m的亚砂土、亚粘土含水层，含水性较弱。其下部有3～5m的青灰色粘土隔水层。闪长岩和蒲圻群的接触带裂隙发育，构成深部的含水带。该带两侧为隔水的闪长岩和蒲圻群角岩化砂页岩，只有西部与大理岩含水带相连。在矿区中部含水带宽度200～300m，向两端宽度减到100m以下。局部的大理岩含水体和粉状矿体也为该带的一部分。含水带富水性中等，单位涌水量q=0.406L/s·m，平均渗透系数k=0.411m/d。该带与矿床北部的大理岩裂隙溶洞含水层没有直接的水力联系。矿区浅部300m以上，地下水化学类型为HCO3－SO4型水，矿化度0.33g/L。300m以下为SO4-HCO3型水，矿化度0.8～0.9g/L，H2S含量增高。3.3.2-500m设计涌水量由于矿区较强含水层的空间分布有限，地下水位降深较大。矿坑地下水涌水量不会随开拓深度和平面范围的增加而大幅度增加。本矿床采用崩落法开采为主，大气降水是矿床充水的主要因素。降水渗入总量将会随着开采深度和面积的增加而相应增大。但另一方面，地表陷落区的发育与矿山基建和生产相比有一个滞后期。下一个水平建设时，本水平崩落区还没有充分发育。因此，本水平涌水量应小于全矿最终的设计涌水量。本次采用全矿最终的设计涌水量为(包括余华寺矿区水量)。旱季正常涌水量5500m3/d雨季正常涌水量14000m3/d一般暴雨涌水量50000m3/d50年一遇，连续三日暴雨水量229900m3/3d。根据气象资料该地区曾出现过小时降雨量达到90.7mm的降雨。当出现超过5052 武汉科技大学本科毕业设计年一遇暴雨或短期特别强的降雨时，可能会出现排水设施短期内能力紧张的情况。此时采用防水门挡水以保证排水设施的安全。上述50年一遇，连续三日暴雨水量可用于估计关闭防水门的情况下可能的淹没程度。水害对矿山开采的主要威胁包括：基建期间揭露含水带时发生突水事故、特大暴雨时暴雨洪水沿崩落区涌入、矿体及近矿围岩裂隙发育，地下水使矿岩稳定性变差。供水设施建有保安湖泵站和余华寺加压泵站，生活用水取自保安湖，澄清、消毒处理后水质符合《生活饮用水卫生标准》GB5749-85。3.3.3防水措施（1）接触带内的局部大理岩体和粉状矿石中含有相当多的地下水静储量。由于接触带和粉状矿体的工程性质很差，这部分地下水对矿山基建有较大影响，应尽量提前开展疏干工作。基建期的疏干范围为18线-42线，重点是36线-42线。疏干方式采用中段运输穿脉配合水平放水孔放水降压。为保证能尽早开始疏干，施工进度安排上应首先掘进需要施工放水降压钻孔的穿脉。在这些穿脉掘进到矿体下盘20-30m左右时停止掘进，施工水平放水孔并开始放水降压。西区-410m水平生产探矿证实粉状矿石的比例有所减小，相应地疏干难度有所减小。本次设计5个放水钻窝。其中三个位于Ⅰ号矿体下盘，主要针对粉状矿石进行降压疏干。另外两个位于Ⅱ号矿体下盘，主要针对局部存在的大理岩体和F3断层带的降压疏干。探放水孔终孔孔径不小于75mm。由于顶板围岩较破碎，放水孔穿过矿体后应继续钻进5～10m以加强对顶板的疏干。揭露矿体的孔段应取样分析，进一步确认矿体边界位置。暂定每个钻窝两个钻孔。当已施工的放水孔水量较大，或矿/岩稳定性较差时，应适当增加疏干孔的个数。建议基建探矿孔尽量在本水平施工，达到探矿和放水共享的目的。（2）余华寺矿区闭坑后必须及时封闭两矿之间的联系巷道，以减少本矿的排水量。（3）矿区邻近地区曾记录到最大一小时90.7mm的降雨，此类短历时高强度降雨可能导致短期的涌水量超过排水能力。必须设置井下防水门，必要时关闭防水门以保护重要设施的安全。（4）主要崩落区位于盆地中部，应作好崩漏区外围的地面截水。025线以东矿体形态复杂，矿头标高变化大。有可能出现筒状陷落。当洪水沿筒状陷落空区直接灌入井下，而不是通过崩落体的裂隙渗入井下，对矿山安全威胁较大。因此东部区域尤其应随着崩落区的发育，作好地表截水工程。（5）应重视矿区的降雨量观测工作。出现特殊降雨时能及时提供防洪的警报信息。大暴雨期间加强观测矿坑涌水量。掌握不同历时暴雨的入渗系数及暴雨对井下涌水的影响。3.4矿床勘探和储量计算3.4.1矿床勘探金山店铁矿采用100×10052 武汉科技大学本科毕业设计的网孔参数勘探。随着矿山的生产的持续，勘探工作还将继续，孔网参数将会缩小到50×50，勘探密度增大。在开拓和采准过程中也应该有在巷道里面的生产探矿。3.4.2基础储量张福山矿床的储量计算在所建立的矿床模型的基础上进行统计，以80～120m×80～140m工程网度控制的基础储量为探明的基础储量，以300～450m×150～250m工程网度控制的基础储量为控制的基础储量进行储量级别划分，并按照采矿中段划分进行储量统计，计算结果见表3.6。此基础储量表作为本次设计的依据。需要说明的是，本次设计标高为0m～-500m。表3.6矿石储量计算表阶段水平矿体体积（m3）走向长度（m）矿体重量（百万t）0~-50m2.2044x10612357.9336-50~-100m2.56x10614049.2134-100~-150m2.30x10616018.2777-150~-200m2.4275x10617468.7366-200~-250m2.5573x10618669.2037-250~-300m3.3805x106192912.1664-300~-350m4.9755x106204717.9068-350~-400m4.9773x106217617.9133-400~-450m4.5725x106224316.4564-450~-500m4.8823x106232517.5709合计34.83712x106125.37893.4.3矿体折算厚度的计算计算各阶段矿块折算平均厚度：m=Q/Lhγ式中，m——折算厚度（m）Q——阶段矿量（t）L——矿体走向长度（m）h——阶段高度（m）γ——矿石体重（t/m3）经过计算：m1=7933600/(1235×50×3.4)=37.8mm2=9213400/(1404×50×3.4)=38.6mm3=8277700/(1601×50×3.4)=30.4mm4=8736600/(1746×50×3.4)=29.4mm5=9203700/(1866×50×3.4)=29.1mm6=12166400/(1929×50×3.4)=37.1m52 武汉科技大学本科毕业设计m7=17906800/(2047×50×3.4)=51.5mm8=17913300/(2176×50×3.4)=50.4mm9=16456400/(2243×50×3.4)=43.1mm10=17570900/(2325×50×3.4)=44.5m52 武汉科技大学本科毕业设计4采矿4.1开采范围及矿床开采技术条件4.1.1开采范围根据本次设计提供的勘探线资料，本次设计对张福山矿区8号到45号勘探线的范围进行设计，设计深度是从0m至-500m。主要开采对象是Ⅰ号和Ⅱ号矿体，其它的矿体可兼顾开采，由于Ⅰ号矿体赋存比较深，探明的矿体达到了-1000m，因此此次设计作为一期工程，在设计开拓井巷和采矿方法时要考虑到深部开采可以利用已有的工程进行开采。4.1.2矿床开采技术条件张福山矿床属于岩浆期后接触交代—热液型磁铁矿床。该矿床共有大小约100个矿体，Ⅰ、Ⅱ号矿体规模最大，为主矿体，占区内探明储量的90%以上，为本次设计对象。(1)矿体矿床内块状及浸染状磁铁矿石结构致密坚硬，节理裂隙不发育，属中等稳固性的矿石；角砾状磁铁矿石及硅卡岩--磁铁矿石结构不甚紧密，节理裂隙发育，属稳固性的矿石；粉状磁铁矿石结构松散，强度极低，属稳固性极差性的矿石。(2)围岩上盘围岩是硅卡岩、变质粉砂岩和泥质黑云母角岩，中等稳固；下盘围岩是石英闪长岩、二长花岗岩、大理岩和硅卡岩，稳固性较好。由矿体及近矿围岩组成的含矿蚀变带稳固性差至极差。Ⅰ、Ⅱ号矿体间为石英闪长岩、砂质页岩。矿体与围岩界线一般清楚。矿体中的夹石厚度大于2m的，Ⅰ号矿体占6.77%，Ⅱ号矿体占9.5%。(3)Ⅰ号矿体Ⅰ号矿体规模最大，分布于3～44线间，东西走向长2690m，矿体倾向172°～203°，倾角自西向东为85°～60°，自上而下为85°～50°。赋存标高+110～-1000m，真厚度0.18～83.96m，平均25m。(4)Ⅱ号矿体Ⅱ号矿体位于Ⅰ号矿体下盘，相距15～120m，在-300m以下分布于025线以东。东西走向长1020m，矿体厚度0.7～131.31m，平均26.4m，呈上薄下厚，东厚西薄趋势。矿体形态复杂，平面上呈条带状、半月形或透镜状，剖面上呈脉状、弯弓状和不规则大透镜状。(5)粉矿Ⅰ号矿体粉矿占27.15%，Ⅱ号矿体粉矿占37.94%；东区粉矿占38～40%52 武汉科技大学本科毕业设计。粉矿分布在矿体中厚大部位和富水部位，形态极不规则。粉矿和块矿间有明显界线，结构松散，孔隙多，较湿润，容易冒落，稳固性极差，在掘进中须及时支护并需用特殊的支护方式。当含水量接近饱和状态时，容易形成泥石流。(6)矿石的可崩性矿山以工程地质调查为基础，采用综合评价方法，对该矿可崩性进行了研究，结果如下：Ⅰ级：极难崩落；Ⅱ级：难崩落；Ⅲ级：较难崩落；Ⅳ级：较易崩落；Ⅴ级：易崩落；Ⅵ级：极易崩落。通过地质报告分析：Ⅱ级占1.05%，Ⅲ级占18.46%，Ⅳ级和Ⅴ级占80.49%，没有极难崩落的Ⅰ级矿岩。并预测大块（大于600mm）产出率约为5%。引用金山店铁矿在1986～1990年进行的自然崩落采矿法试验数据，其结果见表4.1。表4.1自然崩落法试验结果表序号指标名称单位指标备注1矿石回采率%81.492贫化率%22.69含夹石12.3%3采切比m/万t49.164大块产率%2.025矿石崩落速度m/d0.21～0.276放矿速度m/d0.15～0.214.2矿床开拓4.2.1井田划分及地表移动范围的圈定根据张福山矿床铁矿床的矿体走向很长，矿体埋藏很深，两个主要矿体相隔也比较近张福山矿床划分为一个井田进行开采。金山店铁矿上盘围岩是硅卡岩、角岩、砂页岩，普氏系数为4-6，下盘围岩是石英二常岩和大理岩，普氏系数为10-12，其中上盘的硅卡岩是不稳固的，而下盘的石英二常岩则是非常稳固的，矿体倾角57-89°，矿体水平厚度3.6-25m，采用的移动角为：上盘55°(初期)/60°(后期)、下盘60°(初期)/65°(后期)、沿走向的移动角为60°(初期)/65°(后期)。52 武汉科技大学本科毕业设计4.2.2开拓方案的选择4.2.2.1选择开拓方案时应考虑的因素4.2.4.1.1矿区地形因素金山店铁矿矿区矿区主要发生了热力变质作用和接触交代变质作用，属于硅卡岩矿床。矿区附近为丘陵山地，西北部为山势陡峭的花岗岩山地，东部和东北部地区为平缓的丘陵地带。矿区中部是狭长的冲积盆地，较平坦。地表高差最大为130-150m。4.2.4.1.2矿体产状因素张福山矿床位于金山店侵入岩体南缘罗咸益、张福山和罗同云一带。矿化范围西起3线，东至52线，长3500m，南北宽100～600m，共分布大小100个矿体，其中规模较大的有Ⅰ、Ⅱ、Ⅲ、Ⅳ、Ⅴ和Ⅵ号矿体，Ⅰ和Ⅱ号矿体占矿床探明储量的90%以上。本次设计范围内只有Ⅰ、Ⅱ号主矿体，其地质特征叙述如下。Ⅰ号矿体西起3线以西，东至44线，东西长2690m,走向NE77°～SE126°，倾向SE172°～SW203°,倾角50°～85°。矿体形态较简单，在平面上呈条带状展布，剖面上呈似层状，部分为脉状，矿体的头、尾及东西尖灭部位有时出现分叉，局部有天窗。矿体厚0.18～83.96m，平均24.79m。矿体富集的厚大部位主要分布于14～23线的-100～-500m标高之间和32～42线的-300～-700m标高之间。Ⅱ号矿体的规模在矿床中仅次于I号矿体，位于I号矿体东段北侧，两者相距15～120m，分布于26～43线之间，东西长1020m。走向近东西，一般倾向南，倾角50°～81°，中部和西部-350m标高以上部分地段矿体向北倾。矿体赋存于70～-719m标高，在26～34线间出露地表。矿体明显向东南侧伏，倾伏角为67°，矿体形态为大透镜状到脉状，端部分支复合现象明显，矿体矿化连续性良好，矿体厚度为0.76～131.31m，平均厚26.36m，具有上薄下厚、东厚西薄变化特征，其中36～40线为矿体厚大富集部位，厚1.01～131.31m，平均58.01m。4.2.4.1.3矿体上下盘围岩因素矿体的上盘围岩主要为硅卡岩、石英闪长岩和大理岩，不稳固，坚固性系数f=3～5。下盘围岩主要为石英闪长岩、大理岩、硅卡岩，较为稳固，坚固性系数f=10～12。4.2.3开拓方法初选及其分析比较矿体大部分赋存于地表以下，埋藏较深，且倾角大于45°，宜采用竖井开拓。矿体上盘围岩不稳固，并且采用崩落采矿法，不宜开掘竖井和布置工业场地。另外，竖井布置在上盘与选厂交通不便。如果将竖井布置在矿体侧翼，井下各阶段巷道的掘进和井下运输线路只能是单向的，由于矿体长度很长，掘进及运输线路较长，掘进速度很慢；同时通风线路过长，通风困难，因此竖井布置在侧翼是不合理的。52 武汉科技大学本科毕业设计根据矿体分布、地表地形和选厂运输等条件，将竖井布置在矿体下盘的中央是合理的。在这种情况下，采矿工作可以向东西两翼发展，能保证完成较大的矿山生产能力。同时地下运输功也较小，通风条件也比较好。综上所述，最终选择矿体竖井下盘中央开拓方式。4.3采矿方法4.3.1采矿方法的初选本次设计范围内矿体的埋藏深度较深，不适合采用露天开采，因此采用地下开采。矿体的主要顶底板岩石中，石英闪长岩、花岗岩致密坚硬,节理裂隙不甚发育，属稳固性好的岩石；变余砂岩、角岩结构致密，但节理发育，属稳固性中等的岩石；硅卡岩岩性软硬不均，节理裂隙发育，属稳固性差的岩石。Ⅰ号矿体上盘围岩主要为硅卡岩、泥质黑云母角岩、变余粉砂岩、英长角岩，其次为闪长玢岩、石英闪长岩和大理岩；下盘围岩主要为石英闪长岩、大理岩、硅卡岩，其次为二长花岗岩、闪长玢岩、泥质黑云母角岩等。围岩一般和矿体接触界线清楚。Ⅱ号矿体上盘围岩主要为硅卡岩、泥质黑云母角岩、变余粉砂岩，其次为大理岩、闪长岩、石英闪长岩；下盘围岩主要为石英闪长岩、大理岩、二长花岗岩、硅卡岩，其次为闪长玢岩、磁铁矿条等。围岩一般和矿体接触界线清楚。由于Ⅰ号和Ⅱ号矿体的上盘围岩都不稳定，空场法是不适用的。因此较适应的采矿方法有崩落法和充填法。由于该矿床属于硅卡岩型铁矿床，该矿的价值不太高，在回采过程中允许有一些贫化，因此可选用崩落法，而充填法工程量较大，采矿成本较高，管理较复杂。采矿方法初选可在崩落法中选择，可选方法有无底柱分段崩落法、有底柱分段崩落法、阶段崩落法等。由于我国矿产资源有限，并且近年来矿石的价格不断走高，在选择采矿方法的过程中我们要充分考虑在回采矿石时要减小矿石的损失和贫化。我们还要考虑在建设现代化的矿山要提高采矿的机械化，尽量减少可以省略的工程量。而有底柱分段崩落法回采矿石的损失贫化比较大，采准切割的工程量大，施工的机械化程度低。其底部结构复杂，它的工程量约占整个采准切割工程的一半。在阶段崩落法中，主要是围岩较稳定，不能自然崩落，必须在每隔一定高度打凿岩硐室，但金山店矿体围岩不稳固，并且Ⅱ号矿体基本属于粉矿。因此最后确定两种采矿方法进行技术经济比较。即无底柱分段崩落法和自然崩落法，两种采矿方法图见JSD_XC3和JSD_XC4。4.3.2自然崩落采矿法自然崩落法又称矿块崩落法，它是借助自然应力为主要荷载进行岩体崩落的，即在矿块底部进行拉底形成足够大的空间，及开掘削弱工程后，将产生应力集中，当压力值超过节理岩体的抗拉、抗剪强度是，矿岩体逐渐破裂而开始崩落，通过出矿口以适当的速度将矿石放出运走，保证崩落连续进行。自然崩落法在我国已经有了十多年的生产实践经验。中条山有色金属公司所拥有的铜矿峪铜矿是我国大规模采用自然崩落法的矿山，从1989年底正式出矿，到2001年底已经累计出矿2600多万52 武汉科技大学本科毕业设计t。经过十多年的科研工作和生产实践，生产工艺已完全成熟，产量稳步提高，已经超过400万t/a的设计规模。从生产过程看，过去铜矿峪一直使用90kw的电耙出矿，生产规模很长时间上不来，原因是电耙出矿能力低，每台电耙年出矿能力实际只有15万左右。另外，甘肃省金川镍矿三矿区也将采用自然崩落法开采，初步设计已经完成，矿山设计规模165万t/a。铜矿峪矿十多年的生产经验证明，自然崩落法是一种低成本、高效率的采矿方法。4.3.2.1矿块尺寸的确定本次设计自然崩落采矿方法中采用的矿块尺寸为长120m，宽度为矿体长度，阶段高度50m，矿块沿走向布置。4.3.2.2采准切割（1）主出矿水平根据实际生产矿山经验及溜井有效储矿容积，确定主出矿水平高于运输水平12m，下盘布置一条短溜井（15m）和一条高溜井（50m），上盘布置一条短溜井（15m）。短溜井净直径为φ5m，高溜井净直径为φ4m，合格块度为小于750mm。上下盘各设一条沿脉平巷，出矿穿脉与矿体走向方向成60°角，放矿点间距为12m，放矿点以等边三角形布置。沿脉巷道、出矿穿脉净断面尺寸为4.5m×4.0m。矿体上盘沿脉兼做回风巷道，污风通过上盘回风巷道回到风井，排出地表，下盘沿脉进风。在块矿内开凿漏斗，首先，在漏斗底开挖4.5×4.5×3m（长×宽×高）的漏斗底，再开凿漏斗天井，规格为2.0×2.0m，位置靠近放矿眉线对侧，再以漏斗井为自由面扩漏斗，再爆破形成放矿眉线，保证放矿眉线上方有不低于4m的保护岩柱。（2）拉底水平拉底水平位于出矿水平之上15m，拉底平巷正对应与出矿穿脉，巷道规格为3.0×3.0m，拉底高度8m，采用YGZ-90凿岩机开凿扇形炮孔，自下盘向上盘爆破，台班效率30m/台.班。拉底爆破滞后于漏斗扩漏，拉底爆破过程中不断放矿，为下一次拉底爆破提供补偿空间。（3）割帮工程为了释放妨碍崩落的水平应力，使周边的压剪应力区变成拉应力区，并削弱崩落岩体成拱所必要的拱脚部分的岩体，在拉底初期，边界削弱非常有助于形成有效崩落，降低损失贫化，促使边界矿石完全崩落。为了保证矿石崩落，矿体上下盘靠近围岩接触带都布置了割帮巷道，在割帮巷道内采用QZJ100B型潜孔凿岩机沿矿体边界打上向预裂炮孔，炮孔分为空孔和装药孔，空孔直径为φ80～130mm，装药孔直径为φ80～90mm，空孔与装药孔间隔布置，孔间距1.5m。为了保证预裂爆破效果，割帮巷道布置在拉底水平上下盘、副层的上下盘，以及最上分层的下盘，割帮巷道高差不大于20m，以保证预裂孔孔底偏差在合理范围内。（4）副层52 武汉科技大学本科毕业设计为了减少矿体下盘矿石损失，在拉底标高以上20m设出矿副层，出矿进路垂直于矿体走向，间距等于主出矿水平的放矿点间距的两倍，即30m，在下盘围岩内布置一条沿脉，沿脉距矿体边界10m，下盘斜坡道将主出矿水平、副层、中段水平联系起来。以-300中段为例（矿体折算厚度37.1m）对自然崩落法采准切割工程量进行计算：4.2自然崩落法矿块采准工程量计算表序号采准工程项目长度（m）数量（条）断面规格（m）全长（m）掘进体积（m3）分段沿脉12044.5m×4.0m4808640斜坡道24014.5m×4.0m2404320出矿穿脉5044.5m×4.0m2003600上盘切帮沿脉12044.5m×4.0m4808640下盘切帮沿脉12044.5m×4.0m4808640切帮巷道3062m×2m180720切帮天井504Φ2m200628拉底平巷6043.0m×3.0m2402160底部结构15244.5m×4.03606480高溜井501Φ4m50628短溜井12.52φ5m25490.625总计298544946.625-300m水平矿块折算后地质矿量M＝120m×50m×37.1m×3.4t/m3×0.9＝681156t故长度采切比K1＝4.38m/kt体积采切比K2=41.24m3/kt4.3.2.3回采工作出矿包括主层出矿和副层出矿，出矿均采用TORO400E型铲运机出矿，斗容3.8m3。其效率为35万t/a，按副产矿石200万t/a计算，计算得出出矿铲运机台数为6台，加上备用的2台，所以出矿铲运机总台数为8台。为了保证有计划的生产，达到优化生产，必须要对放矿进行控制，主要是控制放矿速度。国外自然崩落法生产矿山的放矿速度一般在0.15～0.61m/d，本次设计推荐崩矿速度0.25m/d。要达到6061t/d的生产能力所需的生产面积A为：52 武汉科技大学本科毕业设计式中，Ar——矿石日产量，算出为5455tγ——矿石体重，3.4t/m3C——放矿口利用率，取0.9V——崩矿速度，0.25m/d每个放矿点面积为S＝3.14×62＝113.04m2，则正常生产所需的放矿点为71个，平均每个放矿点日出矿量为：76.8t。4.3.2.4矿块通风新鲜风流从进风井、采区通风天井到主出矿水平下盘，再通过穿脉出矿巷道，污风回到上盘沿脉巷道，再通过回风井排地表，副层新鲜风流自采区斜坡道，污风通过天井到上中段回风沿脉，再通过回风井到地表。4.3.2.5主要材料消耗采矿、掘进材料消耗量分别见表4.3、表4.4。4.3自然崩落法采矿材料消耗表序号项目单位消耗单位年消耗量（104）1炸药（粒状）0.0518套9.3242炸药（药卷）0.015套2.73非电导爆雷管0.00182发0.32764导爆索0.021m3.785火雷管0.05m396导火线0.075个13.57木材0.0001根0.0188钎头0.0003根0.0549钎子钢0.0098kg1.76410液压油0.015kg2.711机油0.0032kg0.57612轮胎0.00013条0.0234表4.4掘进作业材料消耗量表序号材料名称单位每m3单耗年消耗量1炸药kg2.6116861.2252非电导爆雷管发2.6116861.2253火雷管发0.083595.7352 武汉科技大学本科毕业设计4导火线m0.14494.665木材m30.00289.89326钻头个0.008359.5739柴油kg1.567419.937510液压油kg0.14494.6611机油kg0.031348.39912传动油kg0.01449.46613轮胎条0.000626.96797514水泥t0.02898.932515砂石t0.083595.7316锚杆套0.073146.2637517钢材kg4179786.54.3.3无底柱分段崩落法4.3.3.1矿块尺寸的确定随着采矿技术和采矿设备的发展，低贫化放矿、高分段采矿、大进路采矿等采矿工艺的应用获得了长足进展，使采矿千吨采切比、矿石损失率、贫化率等大大降低。梅山铁矿建矿初期分段高度10m，进路间距10m。二期工程分段高度15m，进路间距15m。目前，分段高度15m，进路间距20m。从近几年生产实际看，无论生产成本还是矿石回收率、贫化率等指标都好于以前。程潮铁矿最初分段高度为10m，进路间距10m。80年代初，分段高度改为12m；80年代末，分段高度改为14m。目前，分段高度为17.5m，进路间距15m。因此，张福山铁矿中段高度可采用50m，分段高度12.5m，进路间距16m。矿块沿矿体走向布置，矿块长度取80m，矿块为矿体厚度。4.3.3.2采准切割阶段运输沿脉平巷、天井、溜井、斜坡道等布置在下盘岩石中。分段沿脉巷道距矿体下盘边界10m，每个矿块设一个矿石溜井和一个废石溜井，溜井直径4m；进路垂直走向布置，断面尺寸同斜坡道尺寸一致。回采前须在回采巷道的末端形成切割槽，作为最初的崩矿自由面及补偿空间。本设计采用切割平巷与切割天井联合拉槽法：沿矿体边界掘进一条切割平巷贯通各回采巷道端部，每条进路末端掘进一条切割天井；在切割天井两侧，自切割平巷钻凿若干排平行或扇形炮孔，每排6个炮孔；以切割天井为自由面，一侧或两侧逐排爆破炮孔形成切割槽。切割平巷的断面尺寸3m×3m，切割天井断面尺寸为2m×2m。以-300中段为例（矿体折算厚度37.1m）对无底柱分段崩落法采准切割工程量进行计算：52 武汉科技大学本科毕业设计表4.5无底柱分段崩落法矿块采准工程量计算表序号采准工程项目长度(m)数量(条)断面规格全长(m)掘进体积（m3）1分段沿脉巷道8044.5×4.032057602进路40204.5×4.0800144003人行通风天井501Φ350353.254溜矿井502Φ410012565切割平巷6043×334030606切割天井15202×230012006总计181026029.25-300m水平矿块折算后地质矿量＝50m×80m×37.1m×3.4t/m3×0.9＝454104t故长度采切比K1＝3.99m/kt体积采切比K2=57.32m3/kt4.3.3.3回采工作炮孔扇面倾角前倾布置，倾角80°，边孔角55°，这种布置方式可以延迟上部废石细块提前渗入，装药较方便。采用接杆深孔凿岩，钎头直径60mm，最小抵抗线2.0m，凿岩台车采用SimbaH252凿岩台车，凿岩效率550kt/台.a，钻孔深度33m。爆破工作中，对边孔及中心孔装药要满，其余各孔装药长度要从中心孔逐渐递减，并且提高装药的密度，以提高爆破效果，装药器选用BQT—100型，适当控制返粉率。出矿设备采用TORO400E型铲运机，效率35万t/台.a，按副产矿石200万t/a计算，计算得出出矿铲运机台数为6台，加上备用的2台，所以出矿铲运机总台数为8台。出矿实施控制放矿。4.3.3.4矿块通风无底柱分段崩落法是在独头巷道中出矿，通风困难，每个矿块应设有专用的入风天井和回风天井，安装辅助扇风机，在回采进路中安装局扇和风筒，以稀释独头巷道中的粉尘和有害气体。4.3.3.5主要材料消耗采矿、掘进材料消耗量分别见表4.6、表4.7。52 武汉科技大学本科毕业设计4.6无底柱分段崩落法采矿材料消耗表序号材料名称单位吨矿单耗年消耗量（104）备注1炸药kg0.3868.42非电导爆雷管套0.0173.063起爆弹套0.0173.064火雷管发0.0050.95导火线m0.047.26木材m30.00020.0367钻头个0.00030.0548钻杆根0.00020.0369钎尾根0.00020.03610柴油kg0.11811液压油kg0.0152.712机油kg0.035.413轮胎条0.00010.018表4.7掘进作业材料消耗量表序号材料名称单位每m3单耗年消耗量1炸药kg2.667676.052非电导爆雷管发2.667676.053火雷管发0.082082.344导火线m0.12602.935木材m30.00252.05856钻头个0.008208.2347钻杆根0.00252.05859柴油kg1.539043.87510液压油kg0.12602.9311机油kg0.03780.877512传动油kg0.01260.2913轮胎条0.000615.6175514水泥t0.02520.58515砂石t0.082082.3416锚杆套0.071822.047552 武汉科技大学本科毕业设计17钢材kg41041174.3.4采矿方法的技术经济比较初选的两种采矿方法是无底柱分段崩落法和自然崩落法，需要对两方案在技术经济上进行比较，以确定最为合理经济的采矿方法。参与比较的技术经济指标主要有：矿石的开采贫化率与损失率、采切比、劳动生产率、采场生产能力、主要材料消耗、采矿成本等。然后根据安全程度，劳动条件、工艺复杂程度、机械化水平、矿山技术水平与技术力量、设备供应情况等方面进行分析。这两种采矿方法的主要技术指标比较见表4.8。表4.8两种采矿方法的主要技术指标比较序号指标名称单位无底柱分段崩落法自然崩落法1采场生产能力t/d7583002采矿掌子面工效t12~2543采切比m/kt3.994.384损失率％18255贫化率％22206同时回采矿块数个10207优点1.安全性好，各项回采作业都在回采巷道中进行；2.采矿方法结构简单，回采工艺简单；3.机械化程度高。1.采准工程量小；2.采场结构简单，采矿成本较低；3.劳动生产率高。8缺点1.回采巷道通风困难；2.矿石损失贫化较大；1.放矿管理要求严格；2.大块产出率高；3.矿石损失大。两种方采准切割量差不多，自然崩落法的采矿成本比无底柱分段崩落法的采矿成本少，但自然崩落法的采场生产能力小于无底柱分段崩落法的采场生产能力，要达到设计年产量，自然崩落法同时回采的矿块就会比较多，对采场地压的管理就会比较复杂，自然崩落法的大块产出率高，需要进行二次破碎，增大了不安全因素。无底柱分段崩落法的通风困难，可以利用局扇对每个进路进行通风，以改善进路的通风质量，本矿为矽卡岩型铁矿，矿体围岩中含有一定的品位，无底柱分段崩落法是在覆岩下放矿，并且铁矿石容易分选，只要控制好截止品位，可以减少矿石的损失。自然崩落法中有顶底柱和间柱，回采矿房中的矿石时，矿石的贫化很小，但回采顶底柱和间柱时损失就比较大。52 武汉科技大学本科毕业设计综上分析，本设计采用无底柱分段崩落法。4.3.5矿山工作制度与生产规模4.3.5.1矿山工作制度为了实现设计任务书的要求，本次所设计矿山采用连续工作制，考虑当地风俗习惯，年工作时间设为330天，每天工作8小时，昼夜三班。4.3.5.2矿山生产能力验证4.3.5.2.1按年下降速度验证矿山生产规模V=A·H·（1-ρ）/（Q·ａ）式中：V——年下降速度，m/a；A——矿山生产能力，万t/a；H——中段高度，m；Q——中段工业可采储量，万t；ａ——矿石回收率，81.2%；ρ——废石混入率，18.8%。按180万t/a规模，验证结果见表4.9。表4.9按年下降速度验证矿山规模表中段标高矿区储量级别基础储量（万t）可采矿量（万t）规模（万t）中段服务年限（a）年下降速度（m/a）-50m张福山探明7937501804.411-100m张福山探明9218151805.111-150m张福山探明8278421804.611-200m张福山探明8738841804.911-250m张福山探明9209301805.111-300m张福山探明12179651806.711-350m张福山探明17909851809.911-400m张福山探明179110001809.911-450m张福山探明164510001809.111-500m张福山探明175710001809.711由表可以看出张福山铁矿各中段生产能力均能满足180万t/a，因此设计生产能力180万t/a是可行的。4.3.5.2.2根据新水平准备验证生产规模52 武汉科技大学本科毕业设计从上述列表可以看出，主要中段服务年限一般为4.0～10a，满足持续生产需要的新中段开拓一般约为18~20万m3，完成这些工程量，一般约需2a。加上采切工程，新水平准备时间共计约3a。因此，生产规模180万t/a是可以实现的。4.3.5.2.3按可布进路数验证矿山生产规模参考各阶段矿体走向长度，每个分段至少可布置78条进路，采场中每5条有效进路布置1台Toro400E电动铲运机，Toro400E铲运机效率35万t/a，每个分段的生产能力至少能达到550万t/a。因此，张福山矿区生产规模180万t/a是合理可行的。4.3.6矿块采切进度计划表为了保证矿山持续均衡的进行生产，需编制采场采切工程施工进度计划，-300m矿块采切工程施工进度计划表见表4.10表4.10-300m矿块采切工程施工进度计划表时间(月)进度计划（月）123456789101112分段沿脉巷道3.2人行通风天井1.21分段进路22分段进路23分段进路24分段进路2切割平巷2.4切割天井2.3两队溜矿井2.4采切工程工期10.24.3.7矿山生产进度计划根据基建工程的进度和完成情况，预计投产第一年的生产规模为100万t/a，投产第二年的生产规模为140万t/a，第三年达到生产规模180万t/a。4.4矿井通风4.4.1通风系统选择张福山铁矿矿床沿走向长度超过2000m，生产规模大，井下需风量大，单独的抽压风系统都难以满足地下开采供风的需求。因此，金山店铁矿张福山矿区采用中央副井、进风井进风，东风井、西风井出风的两级压抽结合通风系统。矿区通风系统：新鲜风流由中央副井和进风井压入，经石门、沿脉、进风天井进入采场，风流冲洗工作面后，经回风天井、上中段回风巷道，由东西风井排出，形成通风系统。52 武汉科技大学本科毕业设计4.4.2风量计算（1）按扩大指标计算所需风量按年产万吨矿石耗风量1.5m3/s计算：全矿需风量：Q=1.5×180=270m3/s（2）回采工作面所需风量计算矿山所需要的总风量为各工作面所需风量和需要独立通风的硐室所需风量之和，矿井各工作面需风量见表4.11：表4.11矿井各工作面需风量计算表序号工作面种类数量/个单位需风量（m3／s）总需风量（m3／s）1回采工作面7201402掘进及切割工作面116663井下爆破器材库1664变电硐室1335水泵硐室1336机修硐室1227破碎系统112128其他风量389合计270注：表中用风量已考虑漏风量，算在其他风量中。比较以上两种计算结果，确定矿山所需风量为270m3/s。4.4.3风机布置和通风设备选型4.4.3.1风机布置根据已经设计通风系统，将压入式主风机布置在主井和副井地表，抽出式主风机布置在东风井和西风井地表。另外考虑到破碎系统通风困难，在-520m破碎硐室回风道和-550m皮带道设立抽出式辅扇。4.4.3.2风机选型风机总风压：（4.1）式中，Hj——风机风压，PaΔh——通风装置阻力，200Pah0——消声装置阻力，100Pa52 武汉科技大学本科毕业设计Hz——自然风压，-700PaHd——扩散器的动力损失，10Pa故Hj≥4956Pa参考《中国采矿设备手册》图13.3～8图13.3～101，根据风机所需风量和风机工况点选择最适合的风机型号，主要风机型号见表4.12：表4.12风机参数表风机编号风量(m3/d)工作方式负压(Pa)风机型号转速（r/min）数量效率（%）装机地点1125压入1000K40-8-No25730185主井地表287.5压入950K40-8-No23730279副井地表375抽出1050K40-6-No19980285东风井地表475抽出1050K40-6-No19980285西风井地表510抽出610K40-4-No91450173-550m破碎站回风井66抽出525K40-4-No81450161-550m皮带道4.4.3.3电动机选择电动机的功率按下式计算：（4.2）式中，N——与工况点相对应的电动机功率，kwK——电动机功率备用系数，1.2ηm——机械传动效率，0.98η——工况点的效率Q——工况点的风量，m3/sH——工况点的风压，Pa故五种风机所配带电动机功率应该满足:N1=180kw，N2=129kw，N3=114kw，N4=11kw，N5=7kw参考《矿山固定机械手册》附表Ⅱ-3,分别选择的五种风机所需电动机的型号及数量为：JR137-8型一台、JR128-8型两台、JR125-6型四台、Y160M-4型一台、Y132S-4型一台。4.4.4局部通风52 武汉科技大学本科毕业设计在掘进工作面采场工作面也应适当安排局扇通风。选择局扇型号为JK-55-1No5，数量40台，配带Y160M-4型电动机。4.5井下排水系统4.5.1矿山涌水量由于矿区较强含水层的空间分布有限，浅部经过多年疏干，地下水位降深较大。今后矿坑地下水涌水量不会随开拓深度和平面范围的增加而大幅度增加。本矿床采用崩落法开采为主，大气降水是矿床充水的主要因素。降水渗入总量将会随着开采深度和面积的增加而相应增大。本次采用全矿最终的设计涌水量为本水平的设计涌水量（包括余华寺矿区水量）。旱季正常涌水量5500m3/d雨季正常涌水量14000m3/d一般暴雨涌水量50000m3/d50年一遇，连续三日暴雨水量229900m3/d。根据气象资料该地区曾出现过小时降雨量达到90.7mm的降雨。当出现超过50年一遇暴雨或短期特别强的降雨时，可能会出现排水设施短期内能力紧张的情况。此时采用防水门挡水以保证排水设施的安全。上述50年一遇，连续三日暴雨水量可用于估计关闭防水门的情况下可能的淹没程度。4.5.2排水方案的确定矿山涌水量不大，集中排水开拓量小，管路铺设简单，管理费用低，故可采用集中排水的方法，即把上部中段的水，用疏干水井、钻孔或管道引至-500m主排水设备所在的水仓中，然后由水泵集中排至地面。4.5.3水泵房设计4.5.3.1井下排水设施设备必须的排水能力（4.3）（4.4）（4.5）式中，Q1——矿井正常涌水量，m3/日；Q2——矿井最大涌水量，m3/日；K——扬程损失系数。对于竖井，K=1.1；Hb——排水深度，607m；52 武汉科技大学本科毕业设计（1）排水设备的选择：根据排水能力要求，参考《矿山固定机械手册》表3-2-3，选择排水设备型号为DS450-100×8，各参数见表4.13：表4.13排水设备参数表型号流量(m3/h)扬程(m)转速(r/m)配带电机效率(%)外型尺寸长×宽×高(mm)DS450-100×86006742980YK-1600-2712900×1200×1210（2）正常涌水量期间所需水泵的工作台数（3）正常用水量其间一昼夜内水泵工作时间（4）最大涌水量期间所需水泵的工作台数由上述要求可知，正常工作水泵台数为2台，备用水泵台数为5台。（5）排水管径设计两趟排水管，其中每趟满足四台泵的工作的需求，一趟满足三台泵工作的需求。管径计算：(4.6)(4.7)其中取=1.75m/s参考《矿山固定机械手册》表3-4-1，选择Ф402×9无缝钢管和Ф377×9无缝钢管作为排水管。（6）吸水管径管径计算参考《矿山固定机械手册》公式3-1-752 武汉科技大学本科毕业设计ds=d排+25=385+25=410mm(4.8)参考《矿山固定机械手册》表3-4-1，选择吸水管为Ф299×8无缝钢管，壁厚为8mm。4.5.3.2水泵房尺寸设计（1）水泵房的长度：L=nLi+A(n+1)(4.9)式中，Li——水泵及电机的基础长度，参考《矿山固定机械手册》表3-5-7，水泵及电机安装长度为5.514m，故取基础长度为Li=5.8m；A——水泵的间距，一般为1.5～2.0m；N——水泵的长度L=7×5.8+1.5×(7+1)=52.6m（2）水泵房的宽度：B=b1+b2+b3=1.4+1.8+1.0=4.2m(4.10)式中，b1——水泵基础宽度，1.4m；b2——水泵基础边缘到有轨道一侧墙壁的距离，一般为1.5～2.0m；b3——水泵基础边缘到吸水井一侧墙壁的距离，一般为0.8～1.0m。（3）水泵房的高度：水泵房高度应满足检修时起重的要求，一般为3.0～4.5m。若根据水泵工作轮直径D确定：D≥350mm时，取4.5m，D≤350mm时，取3m。综上，取水泵房高度为4.5m。因此水泵房尺寸为长度52.6m、宽度4.2m、高度4.5m，采用三心拱断面形式，根据岩石条件采用喷锚支护，混凝土厚度为100mm，锚杆长度1.8m，间距1m×1m。4.5.3.3水泵房掘进工程量水泵房净长度为L=52.6m，净宽度为B=4.2m，净高度为H=4.5m，水泵房净断面积S=17.65m2水泵房净体积V=LS=17.65×52.6=928.39m3(4.11)水泵房设计掘进长度L1=L+2T=52.6+2×0.1=52.8m(4.12)水泵房设计掘进宽度B1=B+2T=4.2+2×0.1=4.4m(4.13)水泵房设计掘进高度H1=H+T=4.5+0.1=4.6m(4.14)水泵房设计掘进断面积S1=18.85m2(4.15)水泵房设计掘进体积V1=995.28m3(4.16)4.5.4水仓设计4.5.4.1水仓尺寸设计本矿山为涌水量较大的矿山，水仓的容积计算为：=2916.7m3(4.17)52 武汉科技大学本科毕业设计该矿山为涌水量较大的矿山，水仓由两条独立巷道系统组成，每条水仓容积约为3000m3。可掘进两条三心拱巷道作为水仓，断面尺寸为3×3，水仓总长度为359×2m，一条清洗，一条使用。根据岩石条件采用喷锚支护，混凝土厚度为70mm，锚杆长度1.6m，间距1m。4.5.4.2水仓掘进工程量水仓设计净断面积S=8.36m2水仓净体积V=8.36×359×2=6002.5m3水仓设计掘进断面积S1=8.93m2水仓设计掘进体积V1=S1L1=8.93×359×2=6411.7m3水仓喷射材料消耗量V′=V1–V=6411.7–6002.5=409.2m34.6地下破碎系统（1）平面布置形式采用双机侧向布置，破碎机选择规格为900mm×1200mm的额式破碎机，共两台。（2）破碎硐室平面尺寸破碎硐室平面尺寸主要由吊车规格，决定，吊车规格由工艺专业提供，参考国内其他同类矿山，取宽度为12m，高度为14m，长度为36m。破碎硐室采用喷锚支护，支护厚度150mm，锚杆深度1800mm，间距800mm，锚杆直径d=18mm。破碎硐室净断面积为157.83m2，设计掘进断面积为163.25m2，设计掘进体积为5926m2。(3)破碎系统的竖向布置上部矿仓的容积应大于两个列车的装矿量，矿仓直径不小于4m，故确定上部矿仓直径为4m，高度应该不小于4.8m，一般矿仓高度为10～15m，确定上部矿仓高度为10m。下部矿仓的容积不小于箕斗4小时的提升量，直径不小于4mm，故确定下部矿仓直径为8m，高度应该不小于9.1m，一般矿仓高度为10～15m，确定下部矿仓高度为15m。破碎机硐室地面至卸矿巷道底板的高程H1主要由矿仓高度确定，破碎机硐室地面至皮带道底板的高程主要由下部矿仓高度H2确定，且整个破碎系统的高程一般为中段高度的整数倍，故取H1=28m,H2=28m。整个破碎系统水平低于-500m水仓，为了防止破碎硐室和出矿硐室被淹，在破碎硐室内需设置水泵，将积水抽到-500m水仓。4.7坑内运输系统4.7.1运输系统概况矿石在采场被崩落后，通过铲运机和装岩机运至各临近溜井，放入溜井。在各阶段的穿脉运输巷道里矿石被振动放矿机放至底侧缷式矿车，空车装满矿石后走下盘沿脉运输巷道，然后进入环形车场，在调配室的控制下，矿车将矿依次卸入矿仓，缷完矿的空车走上盘运输巷道进入穿脉运输巷道，再一次转运矿石。52 武汉科技大学本科毕业设计4.7.2井下矿车和电机车矿车的容积为6m3，考虑装满系数和矿石松散系数，一辆矿车装3.825m3，矿石的容重为3.49t/m3，即一辆矿车装13.35t矿石。矿车日装矿石和废石量为6060t，由于矿体分为东西两区，矿车一次最远运距约为2933m，因此地下运输较大，运距较长，需采用550V直流架线式电机车。查《中国采矿设备手册（下册）》[4]，根据机车质量与阶段运输量的关系，该设计矿山阶段运输量在180～400万吨/年，选用机车质量14t，在选罐笼时初选矿车满足容积为6m3的要求。规矩选900mm，轨型为38kg/m。根据手册，可选电机车型号为:ZK14-9/550-5c,牵引力为29.09KN,牵引速度12.87km/h,总长4900mm，总宽1360mm，轨面至顶棚高1700mm，最小曲线半径12m。井下运输分三班，每班日平均出矿量Ab=2020t。由于电机车的牵引力为29.09KN，钢轨与车轮之间的摩擦系数是0.05，F=mgu，计算得出电机车可牵引59.4t矿车。则牵引的矿车数为[4]：（4.18）（4.19）-矿车数，辆；-牵引重量，吨；-矿车有效载重量，吨；-矿车重量，吨。由于井下运输量比较大，用一辆电机车牵引4辆矿车难以满足出矿任务，所以采用双机牵引，即一列车牵引8辆矿车。根据各出矿点和采场之间的距离得电机车的加权平均运距L=2123m，电机车往返一次时间[4]：（4.20）-重列车的平均速度，m/s（4.21）一台电机车每班可往返的次数n1：（4.22）-电机车每班工作小时数，取6～6.5h。（4.23）完成每班出矿量需要的往返次数m（4.24）-某阶段的班平均出矿量，t；c-运输不均衡系数，c=1.2～1.3；G-一辆矿车的有效装载重量，t；Z1-车组矿车数，辆。52 武汉科技大学本科毕业设计（4.25）需要电机车台数N1(台)：（台）（4.26）因此选用4台电机车，其中需要保留1台备用。需要的电机车总台数：N=2N1+N2(4.27)式中，N2——备用电机车台数，工作电机车在5台以内时备用1台，6台以上时备用2台，因此备用的机车取为2台。取N=10矿车总数：Z=K1K2N1Z1(4.28)式中，K1、K2——分别为矿车检修和备用系数，K1=1.1，K2=1.3。故Z=28.4，取为29辆52 武汉科技大学本科毕业设计5矿建5.1井巷工程设计5.1.1主井井筒设计5.1.1.1主井位置在可行性研究中，通过对金山店铁矿矿体赋存条件和地表地形条件的研究和分析，为充分利用矿石资源，最大限度的保护井筒，为后期的深部开采打下基础。为了节省从井筒到达矿体的石门距离，井筒应尽量布置在下盘移动带以外靠近矿体的地方，最后选择井筒距矿体约500m，其主要原因是受地质地形的影响。在设计井筒位置与矿体之间是地势陡峭的高山，在这些地方布置井筒，基建工程量会大大增加，并且不利于选厂的布置，因此将主井位置定在矿体下盘的北部，沿矿体走向中部的地势平缓地区。井筒中心坐标为X=35419.95、Y=78170.86、Z=+107.0，主井位置见总平面布置图，即附图JSD_XC5。5.1.1.2主井井筒净断面金山店铁矿年生产能力为180万吨，围岩条件中等稳固及以上，矿床储量较大，而求要考虑以后工程量的延伸,所以主副井选择有利于承受压力，通风阻力小，维护费用少的圆形断面。根据主井所选用的提升容器和主井的用途来确定井筒断面布置形式。初步选定的箕斗型号是DJD1/2-5的双箕斗。斗箱为长1646mm，宽1204mm，高10787mm。梯子间尺寸计算：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，mmm——梯子间安全隔栏的厚度，取77mmb——梯子主梁或罐道梁的宽度，取40.5mmH——梯子间的两外边次梁中心线的距离，取1600mmd——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，取330mm可计算得：M=1297.25mm、S=1270mm查《井巷工程》表12-3，确定提升容器之间的最小间隙为450mm，容器与井壁之间的最小间隙为350mm。利用图解法确定井筒直径：将井筒内各构件的布置图在CAD中画出，按M、S值交点确定E点。再从靠近井壁的两点沿角平分线向外量取安全界限Δ，则得出F或G52 武汉科技大学本科毕业设计点。连接E、F、G三点成ΔEFG作该三角形的外接圆的圆心O点，量得井筒径近似值为4.76m，再将该直径进级规定进级，得D=5.0m。主井的断面图见附图JSD_XC6.5.1.1.3主井井筒的支护设计井筒掘进断面尺寸由井筒净断面尺寸和井筒永久支护厚度所决定。根据《井巷工程》表12-4，类比井壁厚度经验数据，井筒净直径在5.0～7.0m时，其厚度为400～500mm，取井壁厚度为450mm，井壁采喷射混凝土支护，。5.1.1.4主井井筒的掘进工程量井筒的设计掘进断面直径D2=D+2T2=5000+2×450=5900mm井筒的设计掘进断面积S2=πD2/4=27.3m25.1.1.5主井提升容易的选用容器的小时提升量（5.2）As—小时提升量，t/h；C—提升不均衡系数，罐笼提升取1.2，箕斗提升取1.15；A—年提升量，t/a；tr—年工作日，d；ts—日工作小时，h/d。本次设计矿山年产量为180万吨，加上掘进的废石量，容器年提升量约200万吨。由于年产量比较大，主井采用箕斗提升。该矿山连续工作日为330天。代入数据计算得=1.15×200×10000/(330×18)=387.2t/h根据矿石年产量和提升矿石的效率，提升容器采用双箕斗。主井双箕斗一次提升量（5.3）式中，—容器的容积，m3；—箕斗在曲轨上减速与爬行的附加时间，取10s；—装满系数，取0.85-0.9；—松散矿石密度，t/m3；—休止时间，此处取20s；—提升速度系数，此处取2.8。=4.55m3（5.4）查采矿设备手册（下册），可选冶金矿山竖井多绳底卸式箕斗型号为:DJD1/2-5的双箕斗。斗箱为长1646mm，宽1204mm，高10787mm。有效容积5m3，质量9.98t，名义装载量11t,采用直径40.5mm的钢绳罐道，根数4，间距C×D=1430×940。下面验算箕斗的提升速度：该箕斗一次装载16t，如果要满足日提升量，一小时需要提15.8次，即3.8分钟/52 武汉科技大学本科毕业设计次，根据金属非金属地下矿山安全规程规定，竖井升降物料时，提升容器最大速度不得超过：（5.5）设计矿山井筒长度有657m，因此（5.6）主井长度有657m，因此，箕斗一次提升需要最短时间tmin=657/15.4=42.66s