XXX铜矿开发毕业设计.doc 52页

'XXX铜矿开发毕业设计设计原则以市场为导向，以效益为核心，以矿山持续生产为前提，科学规划、投资合理、技术先进、安全可靠。（1）遵循“绿色循环持续，国内一流矿业”的现代矿业开发理念，充分利用矿产资源；（2）充分依托已有生产、生活设施，最大限度地节省投资；（3）力求采用“四新”技术，对生产工艺、主要设备、主体工程和自动化控制的选择，做到先进、经济、适用、可靠；（4）引进数字矿山理念，以信息化技术改造传统矿山，进一步提高矿山管理水平；（5）严格执行安全、环保“三同时”原则。第一章一般部份§1、矿山概况XXX铜矿隶属云南达亚有色金属有限公司，是其主要采选联合生产矿山之一。云南达亚有色金属有限公司是由原易门矿务局根据国家政策改革改制成立，集采选、地勘、矿山建设、矿冶研究、职业教育为一体的现代矿业企业，公司总部位于玉溪市区，隶属于云南铜业（集团）有限公司。XXX铜矿位于云南易门县六街镇小街乡，地处易门、双柏、禄丰三县交界。距易门县城51公里，距昆明市89公里，距成昆铁路禄丰站52公里，交通便利，见图1-1。地理坐标为东经102° 3′36″、北纬24°51′48″。1.1、环境现状XXX铜矿属高山河谷地带，位于绿汁江河谷以东，海拔1600～2100m，相对高差一般400～500m，坡度30～50°，山坡及山顶成半园形。本区属红河水系支流绿汁江河流域的补给区。区内河流不发育，仅有少量近东西向的季节性冲沟，最终流入西侧的绿汁江。绿汁江在下普厂一带江面海拔标高约1308m，为当地最低侵蚀基准面。属亚热带高原季风气候类型，气候温和，冬无严寒，夏无酷暑，季节尚分明，雨季一般为6～9月，由于位于绿汁江岸旁的山谷地带，夏秋季水份蒸发与降落急剧，时有急风骤雨，冬季偶降小雪，无冰冻和冻土。据易门县气象局统计资料，1996年至2005年十年间，年平均气温16.9℃，最高月平均气温30.5℃，最低月平均气温0.8℃，日极端最高气温35.5℃，日极端最低气温-4.6℃；年平均降水量912.9mm，最大年降水量1151.4mm，最小年降水量760.0mm，最大月降水量273.6mm，最小月降水量0mm，最大日降水量96.1mm；年平均蒸发量1735.1mm，最大年蒸发量1834.7mm，最小年蒸发量1628.3mm；以南风和西南风为最多，风向频率8～15%，年平均风速1.12m/s，最大年平均风速1.4m/s，最小年平均风速0.8m/s。 由于矿区为单一金属矿床，矿山开采没有对周围造成有害影响。在矿山生产初期，井下废碴沿沟谷堆放于坑口外，堆放量较多为五、六、七、八中段，形成一定量的废碴堆。由于废碴均为岩石碎块，在碴堆坡度较陡的五、六中段，废碴坡脚加筑了挡碴墙，经20多年的地表雨水冲刷，尚未发生位移。矿山于1998年在五中段的老张箐建立了永久排碴场。老张箐排碴场箐宽谷深，在下游建设了简易挡墙，因此该排碴场没有对老张箐下游形成灾害。由于矿区东面及北面出露地表岩层为鹅头厂板岩，破碎易风化，加上地表植被逐年破坏，所以九十年代以来，遇大暴雨后，山坡上的泥土风化岩屑很易随山洪冲泻而下，给矿区的交通、生活造成一定影响。根据《中国地震烈度区划图（1990）》划分矿区属地震基本烈度七度区。矿山采用崩落采矿法，地表允许陷落。1.2、矿山历史XXX铜矿于1955年进行地质勘探，1958年开始筹建，但因地质资料未落实，无法开展设计与施工。1960年开展第二次矿山设计，由于国家处在困难时期“缩短基建战线”而再次停止。1966年开展第三次矿山设计，由于“文化大革命”的干扰被迫停止。1970年由昆明有色冶金设计院进行第四次设计，1972年提交《易门铜矿XXX采选厂初步设计》，设计采选能力1800t/d，分两期建设。一期开采范围为四中段至八中段，设计标高为1825～1585m水平，设计地质储量1212万t，品位0.92%，金属量11.14万t。二期开采范围为八中段至十三中段，设计标高1585～1335m水平， 设计地质储量397万t，品位0.905%，金属量3.59万t。一期工程于1971年开工建设，1977年10月建成投产，建设总投资3362.48万元。二期工程于1985年开工建设，1991年建成投产，建设总投资993万元。图1-1XXX铜矿交通位置图 2004年由易门矿务局工程设计开发公司进行第五次设计，10月提交《云南达亚有色金属有限公司XXX铜矿三期开采设计说明书》，设计开采范围为深部十四中段至十五中段，设计标高1335～1235m水平，设计地质储量102.25万t，品位0.85%，金属量0.865万t。设计采用盲斜井串车提升方式，将十四、十五中段矿（废）石提升到十三中段，转入二期提升系统，斜井设计提升能力1100t/d。三期工程于2004年10月开工建设，2007年10月建成投产，建设总投资1500万元。目前矿山生产通过技术改造、设备更新及加强生产管理，竖井提升能力达到2000～2200t/d。2005～2006年通过与昆明理工大学合作，磨矿工艺采用精确化装补球技术，提高了选矿处理能力，达到了2200t/d。现年产精矿含铜3500～4000t左右。§2、矿床地质及矿山生产能力易门铜矿区位于元古宙扬子古陆边缘昆阳裂谷内的武定—易门—元江裂陷带的中段（图2-1）。矿区以罗茨-易门断裂为界，分为东、西两个矿带，狮子铜矿床位于易门铜矿区的东矿带上，是东矿带的典型矿床。区内褶曲断裂十分发育，总的构造受东西向挤压作用力的影响，形成南北向构造体系，主要由绿汁江大断层和易门大断层组成，两断层北延至四川，长达100Km以上，是川滇南北向构造体系几大断层之一，也是本区主要的骨干构造（图2 -2）。伴随配套的次一级构造，按方向可分为南北、北北东、北北西与东西向四组，构成易门矿区现在构造体系的基本骨架。南北向构造，分布于绿汁江大断层东侧，由一组紧密的背向斜与逆断层组成，是绿汁江大断层伴生构造；北北东构造是由数量众多的褶皱组与压性纵断层组成，XXX矿床即赋存于该组构造的XXX背斜的鞍部；北北西构造是由一组压扭性断层组成；东西向构造不太发育，为一些短粗的眼球状断层为特征。易门矿区主要出露的地层由老到新依次为太古宙-下元古界大红山群和中元古界昆阳群（表2-1）。上昆阳群是易门矿区的主要含矿层位，由老到新依次为紫灰色砂板岩互层、紫灰色砂质白云岩板岩互层、灰白色白云岩和泥砂质白云岩、青灰色白云岩、灰-深灰到灰绿色板岩、薄层灰岩、中厚层青灰色白云岩。表2-1易门矿区综合地层简表地层构造运动主要岩性简述新生界第四系Q残坡积物第三系R四川运动砂砾岩、粘土岩中生界下白恶统马头山组K1m泥质岩、砂岩中侏罗统张河组J2z紫红色砂岩、泥质岩下侏罗统冯家河组J1f紫色砂质岩上三叠统舍资组T3s石英长石砂岩夹泥灰岩干海子组T3g泥质岩夹细砾岩、煤层（线）祥云组T3x澄江运动晋宁运动满银沟运动泥质岩、砂岩夹砾岩中元古界上昆阳群绿汁江组PtKnlz灰黑、青灰色白云岩鹅头厂组PtKne板岩夹白云岩、砂岩落雪组PtKnl泥硅质白云岩夹板岩因民组PtKny东川运动紫-紫灰色绢云板岩及角砾岩下昆阳群美党组PtKnm灰绿色板岩、黑色瓦块状灰岩大龙口组PtKnd灰岩夹叠层石白云岩 黑山头组PtKnhs石英粉砂岩、基性熔岩、火山碎屑岩黄草岭组PtKnhc小官河运动红山运动中条运动石英粉砂岩、绢云板岩古元古界-太古界大红山群老厂河组Ptdlc石英片岩、角闪黑云浅粒岩底巴都组Arddb眼球状片麻岩、混合岩夹片岩图2－1昆阳裂谷构造、遥感解译简图 图2－2易门矿区区域构造体系图2.1矿床地质2.1.1地层XXX铜矿床出露的地层为中元古界昆阳群因民组—落雪组—鹅头厂组，组间为整合接触关系。自下而上分述如下：（1）因民组分为三段(Ptkny)： 因民组一段（Ptkny1）：底部为薄层紫—紫灰色沉积角砾岩和粉砂质白云岩及紫灰色镜铁矿化角砾岩。因民组二段（Ptkny2）：为暗紫紫灰色薄层含钠长石硅质条带凝灰质白云岩夹绢云板岩层，局部含铜。在XXX地区夹1-3.3m的碱性玄武岩。出露厚度超过220m。因民组三段（Ptkny3）：猪肝色—灰紫色凝灰质板岩夹透镜状凝灰质硅质白云岩及粉砂岩，在该区厚18-100m。（2）落雪组(Ptknl):是本区重要的含铜层位，分三段。落雪组一段（Ptknl1）：为一薄—厚层状灰白色硅质细纹白云岩和灰黄色泥砂质白云岩。在XXX地区厚约1.8-2.8m。落雪组二段（Ptknl2）：为灰白色厚层状白云岩，逐渐过渡为隧石条带、团块状青灰色白云岩。其厚约92.8m。落雪组三段（Ptknl3）：青灰色白云岩夹硅质板岩，与鹅头厂组过渡。（3）鹅头厂组（Ptkne）：鹅头厂组一段（Ptkne1）：为薄层状深黑色—灰黑色炭硅质岩夹硅质板岩夹泥质白云岩或互层，夹多层薄-中层砂岩。在狮山地区铜矿化主要呈层纹状或条带状产于钠质硅质岩及钠质硅质白云岩中。在该区厚度>36.3m。鹅头厂组二段（Ptkne2）：为灰绿色—绿色白云质板岩。鹅头厂组三段（Ptkne3）：常以黄褐色白云质板岩夹白云岩而与绿汁江组过渡，厚度0-600m。 2.1.2岩浆岩在XXX矿区，出露的岩浆岩主要为基性岩脉（辉绿岩脉和层状辉长辉绿岩脉），具有多期活动的特点，分布于XXX背斜核部及两翼，常呈岩墙状和岩柱状沿NE向断裂、NW向断裂及层间破碎带侵位。辉绿岩脉中常有星点状黄铁矿分布，局部见黄铜矿化和黄铁矿化。2.1.3构造XXX矿床受一系列急剧倾竖紧密倒转褶皱的控制，其轴向为N50-60°E。背斜核部地层为因民组白云质板岩、石英砂岩，两翼地层分别为落雪组硅质白云岩与鹅厂组黑色硅质板岩。XXX背斜北西翼地层走向为N50-60°E，倾向倒转为南东，倾角70-80°；其南东翼岩层走向为N40-50°E，倾向亦倒转，倾角70-90°，是一陡倾角、北东急剧倾伏（倾伏角80－90°）的扇形背斜。本次开采可研中的1、4号矿体主要赋存于XXX背斜的鞍部附近；8号矿体主要赋存于XXX背斜北西翼的一系列褶皱构造中。在XXX背斜倾伏端的北西翼形成一系列同序次的背、向斜与断裂构造。一系列褶皱构造主要由三个向斜与四个背斜组成，均向北东倾伏或扬起，倾伏角（或扬起角）大致与XXX背斜一致。在褶皱转折端附近，还分布一系列微型褶曲，一般在10-100cm之间。这些褶皱的转折端、层间断裂与配套的节理裂隙是成矿的有利场所。 断裂构造，按性质可分三组：即NE向纵断层组；NW向横断层组与背斜顶端软硬岩石之间的层间破碎带。本次设计范围内揭露的断裂构造主要有NE向纵断层FL4和NW向横断层F1～9。NW向横断层特征见表3－2。FL4断层，位于第三个向斜与第四个背斜之间，走向N50E，倾向SE，倾角70～80°，断层上盘向NE错，下盘向SE移，错距达60m，是矿区最大的断层，沿断层与大致平行断层有几条辉绿岩脉贯入，该断层对XXX主矿体（即①号矿体）与鹅头厂组底部（即④号矿体）矿体的形成，具有重要的作用。NW向断层，垂向上由多条断层组成，断层间距20～80m，断层产状走向N30-70W，倾向SW，倾角30-60，断层水平错距10～70m,为成矿后断层，切错矿体，使矿形态较复杂。2.1.4矿体特征XXX矿床是一个中等规模的铜矿床。经前两次勘探共探明大小矿体126个，这些矿体规模悬殊，如主矿体占整个矿床储量的55.2%，而小矿体厚仅1～2m，单工程揭露。矿体分布，按不同的岩性特征与成因类型分为：赋存于因民组紫色层中的砂岩矿体；赋存于落雪组过渡层和白色层中的“飘带矿”体；赋存于落雪组青灰色白云岩中的主矿体和赋存于背斜鞍部顶端鹅头厂组碳质板岩、深灰色白云岩互层中的板岩矿体；另外，1994年发现赋存于因民紫色层顶部的“稀矿山式”铁铜矿体。在本次设计范围内揭露的矿体根据其产出的岩性特征和成因类型可分为以下两种矿体类型。（1）赋存于落雪组青灰色白云岩中的矿体：该矿体类型是XXX 矿床的主要矿体，即①、④号矿体。矿体赋存于背斜核部及鞍部落雪组青灰色白云岩中。①号矿体走向NE40－60,倾向SE，倾角70－80°，总体走向长度小，厚度大，延深大，矿体呈柱状。在水平方向上矿体下盘、东端呈锯齿状，上盘与FL4断层接触或锯齿状，西端总体与围岩呈渐变过渡，在垂向上受断层的切错，矿体成断块；矿体侧伏方向与背斜轴侧伏方向一致，均为向NE急剧倾伏。④号矿体靠近FL4断层，矿体走向NE40－50,倾向SE，倾角75－85°矿体呈透镜状。（2）赋存于落雪组白色青灰色白云岩层中的“飘带”矿体：即⑧号矿体，矿体赋存于背斜翼部同序次褶曲的落雪组白色－青灰色白云岩中。矿体走向NE35－50,倾向SE，倾角65－75°，该矿体的主要特征是沿层分布，矿（化）体随背斜弯曲而弯曲，形似飘带，故称“飘带”矿体；矿体在垂向上呈“串珠状”产出，走向上每隔100～200m出现一个“透镜状”矿体。2.2矿床开采技术条件2.2.1水文地质（1）地层XXX矿区出露的是昆阳群因民组、落雪组、鹅头组地层。 因民组，下部层为紫灰色砂板岩，其间夹一条30～40M厚的灰白色、肉红色中粒长石石英砂岩，上部层为紫灰色板岩白云岩互层。本组地层厚达720M，长石石英砂岩是矿区的脉状裂隙含水层，除长石石英砂岩外属本矿区主要隔水层。落雪组，为肉红色、灰白色、青灰色白云岩，厚度约150m，断层裂隙发育，沿断层裂隙局部地段具有涌水、滴水现象，是本矿区的主要脉状裂隙含水层。鹅头厂组，下部层为碳质板岩、白云岩互层，白云岩本身为含水地层，但白云岩层薄，且上下有灰黑色碳质板岩互层，取隔水保护，地表无水体补给，仅靠大气降水渗透补给量极为有限，上部层为灰绿色板岩夹砂岩条带。地层厚达1000m左右，是本矿区主要的隔水层。（2）构造XXX褶皱构造为一北北东倒转的复式背斜，断裂构造为北东和北西向的两组压扭性剪切断裂，断层破碎带较窄或无破碎带，除FL4断层以外，断距不大，北东向断层不含水，北西向断层有的含水，但断层规模较小。矿区主要矿体赋存于落雪组白云岩中。上盘为几百米厚的因民紫色层隔水层，下盘为千余米厚的鹅头厂组隔水层，矿区北东端由于FL4断层断距300m以上，鹅头厂组隔水层也与因民紫色层相接触，致使矿区北东端为隔水层所封闭。仅矿区南西方向落雪组白云岩延伸出开采范围,落雪组白云岩延伸至大凹子，被横断层F将白云岩含水层断移130m左右，使白云岩北西盘直接与鹅头厂组的炭质板岩层相接触，南东盘的白云岩直接与因民组紫色层板岩相接触。（3）矿区地形地貌及地表水系矿区属侵蚀性地形，沟谷至山顶相对高差400m左右，一般坡度在30° 左右，山坡及山顶成半园形，有利于大气降雨的雨水沿坡径流。地表大面积出露因民组紫色层板岩及鹅头厂组板岩，落雪组白云岩出露面积很小，因此在地表出露的泉水点少，泉点的涌水量也不大，北部有XXX菁沟季节性溪流，为v形谷，雨季下暴雨后有一定量的洪水，无暴雨则干枯断流，矿坑沿北东方向到菁沟溪流中心线为750m，由于矿区北东端为因民紫色层与鹅头厂组灰绿色板岩为隔水屏障，所以尽管下暴雨后溪流中有一定量的洪水，也对矿坑地下水的补给无所影响，溪流往下经鹅头厂组灰绿色板岩与川街河汇合。西部大凹子的老张菁沟，汇水面积小，沟谷坡度陡，往北与XXX菁沟溪流相汇合。雨季下暴雨有一定水量，雨后很快则干枯断流，尽管此菁沟横切落雪白云岩含水层，而因大凹子横断层F切错，形成隔水地层直接阴隔，所以西部大凹子老张菁沟的水量仍以地表径流排泄为主，对矿区地下水的补给是极为有限的。西部大凹子老张菁沟往北与XXX菁沟溪流相汇合，往西流入川街河，其交汇口的海拔标高为1400m，从交汇口到XXX顶的水平距离为4Km。川街河往西流入绿汁江。从XXX顶向西南到绿汁江最近的水平距离为5Km，绿汁江的海拔标高为1300m。如果以绿汁江面为当地最低侵蚀基准面，现开采的十五中段（1237m水平）本区最低侵蚀基准面63m。（4）生产实际涌水量分析从生产实践来看，二期工程开采的九中段（1535m水平）至十三中段（1335m水平）地下水统一由十三中段用机械抽出。观测水量见表3-2。 表2－2十三中段水量统计表年月1月3月6月9月1994年289.5m3/d354.5m3/d585m3/d744.4m3/d1995年283.6m3/d236.3m3/d187.7m3/d157.9m3/d1996年220.5m3/d157.9m3/d220.5m3/d256.6m3/d三期工程开采期间在八中段建立了涌水量外排观测站月平均每天涌水量详见表3－3。表2-3三期工程以上开采水量统计表（t/d）2008年8月9月10月11月12月水量325316.4258.2263.8248.6从表3－2、3－3中看出三期工程开采最低十五中段低于当地最低侵蚀基准面63m而与二期开采地下水量相差不大,，证实绿汁江水对矿山井下开采无影响。总的来看，XXX矿区受水面积小，地形坡度大，有利于大气降雨沿坡迳流；加之含水层出露的面积不大，含水层的上下盘，东端都有隔水层封闭，地表无江河渠坝的永久水体。矿坑水补给主要为大气降雨经裂隙下渗，而地表透水地层出露面积小。水文地质条件属裂隙充水的简单类型。四期设计的最低中段为十八中段，其标高为1087m。但从十四中段、十五中段水文观测情况推断，认为四期矿坑的涌水量不大，但有增大的可能。故本设计矿坑的最大排水量以十三中段最大排水量1573m3／d为依据，取1.2倍系数，即1887.6m3／d。2.2.2工程地质XXX铜矿从1977—1999年采掘总量约10152497t， 矿山采用崩落采矿法，覆盖岩下放矿，所以在矿床顶部的地表形成一片崩落区。崩落区是N70°E椭圆形，长380m，宽170m。通过观察采区岩石移动、崩落角见表3－4。地表崩落区距住宅区约500—600m，由于地形关系，崩落区的塌落岩石仅堆积在崩落区内，未对周围农村及矿山生产、生活造成影响。为防止发生意外事故，XXX矿曾于1984年在崩落区周围树立界桩，并向周围农村下发通知，严禁在崩落区内放牧及其他作业。表2-4岩石移动、崩落角测定值表位置移动角崩落角1983年上盘49º52"58º37"下盘81º1985年上盘54º45"69º52"下盘77º30""77º15平均上盘49º47"67º09"下盘71º78º55"XXX矿床矿围岩大部属中等稳固,故在开采过程中,进入鹅头厂组,因民组,地层的板岩中都需要密集支护;而在落雪组白云岩中除部分破碎带或断层带外,一般都无须支护.特别需要指出的是砂岩矿,矿岩为长石石英砂岩,采掘过程中凿岩较难,但因多节理,浸水后矿岩很易破碎发生塌,对安全生产造成很大威胁,故三中段以下矿体都未能开采。 2.2.3环境地质由于矿区是单一金属矿床，矿山开采没有对周围造成有害影响。在矿山生产初期，井下废碴沿沟谷堆放于坑口外，堆放量较多为五、六、七、八中段，形成一定量的废碴堆。由于废碴均为岩石碎块，在碴堆坡度较陡的五、六中段，废碴坡脚加筑了挡碴墙，经20多年的地表雨水冲刷，尚未发生位移。矿山于1998年在五中段的老张箐建立了永久排碴场。老张箐排碴场箐宽谷深，在下游建设了简易挡墙，因此该排碴场没有对老张箐下游形成灾害。由于矿区东面及北面出露地表岩层为鹅头厂板岩，破碎易风化，加上地表植被逐年破坏，所以九十年代以来，遇大暴雨后，山坡上的泥土风化岩屑很易随山洪冲泻而下，给矿区的交通、生活造成一定影响。根据《中国地震烈度区划图（1990）》划分矿区属地震基本烈度七度区。2.3生产能力及服务年限2.3.1三期、四期生产能力的确定与校验一、确定三期生产能力（1）、按矿山开采工作年下降深度核算矿山的年生产能力A：A===340364吨 其中：p-开采工作年下降深度（米）s-矿体水平面积（米2）r-矿石体重（吨/米3）k-回采率ρ—废石混入率。以上按两个中段同时回采取值。按每年生产330天计算，生产能力=340364/330=1031吨/天。（2）、根据XXX铜矿选厂设计能力,结合二期运输系统的生产能力,确定三期斜井设计产量规模为：斜井生产能力1100吨/天（矿石1000吨/天、废石100吨/天），工作日330天，年处理矿石量33.0万吨。二、四期生产能力的确定（一）生产能力的确定根据XXX铜矿选厂目前生产能力2200t/d，结合二期运输系统的生产能力2000t/d，确定四期工程设计产量规模为2000t/d，其中主井提升矿石1700t/d。（2）生产能力的核算1）按矿山开采工作年下降深度校验矿山的年生产能力A：A==570869t其中：p-开采工作年下降深度（m）s-矿体水平面积（m2）r-矿石体重（t/m3） k-回采率—废石混入率。以上按两个中段同时回采取值。按每年生产330天计算，生产能力=570869/330=1729t/d＞1700t/d满足要求。2）按经济合理服务年限校验矿山生产能力A=6.25年式中：t—矿山服务年限（a）Q—设计可采矿量（万t）α—矿石综合回收率A—矿山生产能力（万t/a。）β—矿石综合贫化率经计算矿山服务年限为6.25年，考虑后期可能减产，矿山服务年限为7年左右。3）按单中段年生产能力校验矿山生产能力A==330×19×35%×260=57.1＞56.1式中：A—单中段生产能力（t/a）N—中段平均有效采场数（个）K—回采出矿采场利用系数q—采场综合出矿能力（t/d）经计算单中段综合生产能力可达到56.1 万t/a，可以满足设计的生产能力。经过以上校验结果，四期生产能力为1700t/d。2.3.2生产服务年限根据选定的生产能力，结合十六、十七、十八中段的地质资源量，设计利用Dimine软件进行了开采方案设计，通过生产期各年度的产量编排，见表5-5，计算四期采矿工程总服务年限6.9年，达产服务年限为6.3年。表2-5XXX铜矿深部持续四期采矿工程各年度产量表年度供矿天数生产能力计划供矿量矿石量品位金属量dt/dT%T201121015083168520.621953201233017005614000.543157201333017005597180.523009201433017005613350.523011201533017005610780.502864201633014904918940.482427201731012964018940.441768达产服务年限：6.3年合计34539830.52618189§3、矿山现用开拓方法（1）一期开拓方式根据矿体埋藏情况及矿区地形条件，XXX 铜矿一期工程设计标高为1585m（八中段）以上，采用双平硐+辅助盲竖井联合开拓。在五中段和八中段分别建设平硐，并用盲竖井（副井）连接各中段井底车场，各中段建有完善的运输、供电、供水、人行、材料、供风、通风系统。各中段矿石经分支溜井进入主溜井至八中段矿仓，用电机车运输至索道起点站，经粗碎后通过索道运至选厂；废石通过副井提升至五中段，用电机车运输至五中段坑口大凹子废石场堆放。（2）二期开拓方式二期工程开采范围为八中段（1585m）至十三中段（1335m），共五个中段，中段高均为50米。采用平硐+盲竖井开拓，将一期副井从八中段延伸至十一中段（1435m），在八中段新建二期盲竖井（主井）至十三中段（1335m）。矿石由主井提升至八中段经主平硐运输到索道起点站。十一中段以上废石由副井提升到五中段运输到大凹子排碴场；十一中段以下的废石由主井提升至八中段，运输到八中段坑外排碴场。各中段运输系统采用穿脉装矿、环型运输方式。通风系统采用中央进风、东西两翼回风。人行、材料主要由副井承担。供风由地表空压站经地表至七中段坑口，再经七中段主平巷通过竖井与二期工程各中段管路联接。（3）三期开拓方式三期工程开采范围为十四中段(1285m)至十五中段（1235m），中段高为50m，采用平硐+盲竖井+盲斜井联合开拓方式，从十三中段下掘23° 斜井至1222m水平，斜井长419m，十四、十五中段通过甩车道与斜井连接，斜井采用固定串车提升。利用二期以上系统，各中段建有供电、供水、人行、材料、供风、通风系统。中段运输系统采用穿脉装矿、环型运输方式。十四、十五中段矿（废）石经电机车牵引至卸矿（废）硐室，进入十四、十五中段斜井矿（废）石仓，通过斜井提升至十三中段斜井矿（废）石仓，归入二期系统。现有开拓方式：主平硐+盲竖井+盲斜井联合开拓方式，见图3－1。图3－1现有开拓方式示意图 3.1提升设备（1)主井提升设备1）设备和任务主井选用2JK-3.5/20型单绳缠绕式提升机配单层双罐笼。承担八中段以下矿石和十一中段以下废石的提升。2）评述主井于1986年建成，1987年1月正式投入生产使用，至今已正常运行了22年。原设计提升能力1000t/d，通过多年的技术更新和改造，现提升能力可达到2000t/d。目前提升机运行正常，卷筒、主轴、减速器等完好，能满足四期工程生产需求。但提升机电控系统老化,四期需考虑对主井电控进行改造。（2）副井提升系统1）设备和任务副井选用JKM2.25×4（B）型多绳摩擦式提升机配单罐笼加平衡锤。主要承担五至十一中段的废石提升和人员、材料的提升与下放，兼顾部分矿石提升。2）评述副井于1977年建成并投入使用，至今已运行32年。目前提升机运行正常，磨擦轮、导向轮、减速器等完好，能满足四期工程生产需求。但副井提升机电控系统及6KV高压供配电线路电缆经三十多年使用,现已老化严重,需要改造更换。（3）斜井提升系统1）设备和任务 斜井选用JK－2/20A型单绳提升机配两个2.5m3固定串车，承担十四、十五中段矿、废石提升，并兼顾部分材料的下放。2）评述斜井于2006年6月建成并投入使用，至今已运行了3年，设计提升能力1000t/d。目前提升机运行正常，卷筒、主轴、减速器等完好，实际最大提升能力可达1200t/d。3.2人行、材料系统3.2.1人行系统人员主要由八中段平硐空车道进入。十一中段以上人行主要通过副井和中段专用人行井；十一中段至十三中段人行主要通过中段专用人行井和主井；十三中段至十五中段人行主要通过中段专用人行井和斜井。3.2.2材料系统八中段以下至十五中段均设有中段专用材料井，材料经中段专用材料井下放至各中段。3.3运输系统3.3.1中段运输系统（1）中段运输方式十一中段以上运输方式：矿（废）石由穿脉巷道装矿（废） 经过沿脉运输巷道环形运输至主、副井车场，通过主、副井提升至八中段运输平面；十一至十三中段运输方式：矿（废）石由穿脉巷道装矿（废）经过沿脉运输巷道环形运输至主井车场，通过主井提升至八中段运输平面；十四至十五中段运输方式：矿（废）石由穿脉巷道装矿（废）经过沿脉运输巷道环形运输至斜井车场，通过斜井提升至十三中段运输平面进入主井车场，通过主井提升至八中段运输平面。（2）中段运输设备中段运输采用ZK－10－6/250型电机车和JC1.6－6型1.6m3或1.8m3曲轨侧卸式矿车运输，设计最小转弯半径为12～15m，采用24Kg/m、28Kg/m、15Kg/m钢轨，轨距600mm。一次牵引10台矿车，一次载重量22-27t。3.3.2坑外运输系统（1）运输方式由各中段提升至八中段的矿石，由电机车牵引矿车运输至索道起点站，经粗碎后由SL25-75型双线架空索道运输至选厂。（2）评述 索道运输系统于1976年建成，1977年10月正式投入生产使用，至今已运行32年，目前设备运行正常。原设计运输能力1800t/d，近几年来通过加强管理，提高了索道的有效运输时间，索道运输量从1800t/d提高到2200t/d。3.4供、排水系统八中段（1585m）以上涌水及生产废水采用自流方式，汇集到八中段直接排至坑外污水池，沉清后送至选厂作为生产用水。九中段至十三中段涌水及生产废水，汇集至十三中段永久水仓，水仓总容量为660m3，采用80D-30×9多级离心式水泵（两工作一检修一备用，最大排水能力1600m3/d），排入八中段（1585m）生产水池，供八中段以下生产用水，多余部分排至坑外污水池。十四、十五中段涌水及生产废水汇集至斜井井底永久水仓，水仓容量为284m3，采用LDD30—50×4自动平衡式立式多级泵，（两工作一备，最大排水能力900m3/d），泵送至十三中段水仓。3.5供电XXX铜矿现有一座110KV/6KV总降压变电站、两回电源110KV进线，其中一回电源由双楣变电站引入，长70Km；另一回电源由小木奔变电站引入，长34Km。站内安装2台变压器，一台SFL15600/110/6作为常用，另一台SFL18000/110/6作为备用，总容量为13600KVA，XXX铜矿目前实际负荷为4500kw。XXX110kv变电站共有两回6kv电源向井下供电，井下设有八中段高压中央配电室，分别供主井机房、副井机房、十三水仓、五至十二中段采区、十三中段配电室，八中段总供电能力为40 00kw，目前井下负荷为2000kw，负荷余量为2000kw。但高压配电柜已经使用20多年，少油断路器经常出现跳闸故障，需要进行改造。3.6压风系统（1）压气系统现状XXX铜矿目前采用地表集中供气，空压站标高为1764.6m，空压站距七中段坑口斜距1050米，总计装机容量1555KW，总排风量352.9m3/min。站内主要设备，见表4-1。表3-1XXX铜矿压风设备技术参数表序号设备设施名称规格型号排气量（m3/min）排气、设计压力（MPa）功率(KW)台数使用现状1空压机BTD2-ICC1030.84503正常情况两种型号各开一台即能满足生产需求2空压机OPT-30743.30.819013风包10m30.94（2）压气管网主管线：由空压站采用DN300钢管至七中段坑口，再采用DN200钢管经副井至十中段，从十至十一中段进风井至十一中段，从十一至十三中段管缆井下到十二、十三中段，最后采用DN150钢管通过十四、十五中段管缆井下到十四、十五中段。各中段管线：各中段采用DN100钢管与主管线连接。目前空压站正常供风206m3/min。从目前设备运行情况及设备完好情况来看，能满足四期井下生产需求。 3.7通风系统3.7.1通风方式XXX矿目前采用“中央进风、东西两翼回风”通风系统。新鲜风流由五中段排碴道、八中段平硐两路抽入矿井，通过副井、八至十三中段人行井、十三至十五中段中部进风井进入各中段生产单元。经生产单元使用后，西翼污风通过1#回风井、2#回风井、斜井回风井、九至四中段西部回风井从四中段排出地表，东翼污风通过十五至十中段东部回风井、十至七中段中部回风井从七中段坑口排出地表。（见附件2：XXX铜矿通风系统图）3.7.2矿井通风线路现状2008年XXX铜矿对整个通风线路进行了检查，采取的有效维护手段，目前整个风路通畅，见表4-1。表3-2通风线路调查表通风巷道线路状况安全状况备注副井（进风）完好好各中段进风井完好好八中段运输道完好好采取喷雾洒水净化风质五中段排渣道完好好采取喷雾洒水净化风质西部回风井完好好四中段巷道部分已支护东部回风井完好好十中段巷道部分已支护 3.7.3多级机站设置XXX通风系统三级抽出为单元辅扇、区域辅扇、系统主扇。（1）系统主扇K-40-4-NO15两台，功率110kw。分别布置在八中段西部回风井口，叶片安装角度24°和十中段原中央进风井巷道口，叶片安装角度26°。（2）辅扇辅扇3台，分别布置在十中段西部回风巷道，型号K-40-6-NO15，功率37kw，叶片安装角度30°;十二中段1号回风井与风桥之间，型号K-40-6-NO10，功率18.5kw，叶片安装角度28°;十三中段新增东部回风巷道，K-40-6-NO15，功率37kw，叶片安装角度28°。（3）单元辅扇单元辅扇共5台，分别布置在九中段机车库口，型号K-40-6-NO08，功率2.2kw，叶片安装角度30°；十一中段西部2号回风井口，型号K-40-6-NO10，功率5.5kw,叶片安装角度30°；十二中段斜井机房回风小井口，型号K-40-6-NO10，功率5.5kw,叶片安装角度30°;十四中段东部回风巷道内，型号K-40-6-NO10，功率18.5kw,叶片安装角度24°;十四中段西部回风井，型号K-40-6-NO10，功率5.5kw,叶片安装角度30°。以上各机站运行正常，能满足四期工程井下生产需要。 3.8排碴系统五中段坑口设有大凹子排碴场，作为矿山永久性排碴场。设计排碴场总容量900万m3，现已堆存碴石318万m3，尚可堆存582万m3，见图4－1。另外为方便生产，在八中段至起点站中部布置有排碴场，见图4－2。现在堆存碴石10万m3，尚可堆存3.5万m3。两个排碴场都可以为四期采矿工程服务，其合计堆存余量能满足四期工程要求。图3－2五中段排碴场局部图 图3－3八中段排碴场局部图3.9系统总体评价综合以上各系统的分析，四期工程是充分利用三期以上系统的基础上设计的，从现有三期以上系统的设备、设施等情况来看，是可以满足四期工程建设需要的。§4、井巷掘进4.1平巷掘进平巷断面形状分为梯形巷道、多角形巷道、拱形巷道、圆形巷道、马蹄形巷道、椭圆形巷道。但是根据该矿山的岩石条件性质，所以矿山的巷道设计为拱形巷道，采用砌体支护、喷锚网支护、喷锚支护4.2天井掘进天井掘进的方法有：普通法、吊罐法、爬罐法、深孔爆破法、钻进法。§5、矿山现用主要采矿方法 5.1三期采矿方法二期生产系统三期工程建设是建立在二期开采所用的设备设施基础之上的，并沿用现有生产组织管理机构。XXX铜矿三期工程设计结合XXX铜矿二期生产情况和三期矿体资源赋存条件，本着生产安全可行、效益最大化的原则进行了多方案比较。通过各方面的研究和讨论，经过矿务局对三期工程不同开采方案的多次审查意见，最终确定了这套斜井方案。一、设计方案（一）、在十三中段的最西端65#线布置斜井机房，在61#线确定为斜井的最高处布置天轮，往东以60°方位向下设计23°斜井，往西以240°方位向下布置35°绳道。（二）、设计开采两个中段（十四、十五中段）。在十三中段上部斜井井筒内分别布置矿、废石溜井。十四、十五中段建设溜矿绕道，道内分别布置矿、废石溜井通斜井井筒。（三）、井底建设水仓及水泵房。（四）、斜井分别布置甩车道与十三、十四、十五中段运输平巷连通。（五）、十四、十五中段以13米间距布置穿脉平巷，开采主矿体；以15米间距布置沿脉平巷开采飘带矿及板岩矿。二、设计依据（一）、XXX铜矿地质科及南亚公司提供的十三中段、十四中段、十五中段地质平剖面图、储量； （二）、水文地质情况；（三）、XXX铜矿测量科提供的十二、十三中段实测图；（四）、二期系统布置情况及生产经营实际情况。三、设计范围和开采顺序（一）、设计范围1、主矿体：22#剖面～29#剖面；2、板岩矿：14#剖面～21#剖面；3、飘带矿：30#剖面～40#剖面。设计开采范围为十四、十五中段的主矿体和板岩矿，十四中段部分飘带矿。（二）、开采顺序1、十四中段为主矿体--板岩矿--飘带矿；2、十五中段为主矿体--板岩矿。四、确定生产能力（一）、按矿山开采工作年下降深度核算矿山的年生产能力A：A===340364吨其中：p-开采工作年下降深度（米）s-矿体水平面积（米2）r-矿石体重（吨/米3）k-回采率ρ—废石混入率。 以上按两个中段同时回采取值。按每年生产330天计算，生产能力=340364/330=1031吨/天。（二）、根据XXX铜矿选厂设计能力,结合二期运输系统的生产能力,确定三期斜井设计产量规模为：斜井生产能力1100吨/天（矿石1000吨/天、废石100吨/天），工作日330天，年处理矿石量33.0万吨。五、中段高度确定XXX铜矿二期工程采矿方法主要为阶段强制崩落振动出矿，二期工程的中段高度均为50米。由于工艺运用成熟，所以三期工程的中段高度确定为50米。六、中段开拓设计方案选择开拓方案主要选择：主矿体以13米间距设计穿脉平巷，环形运输方式。板岩矿与飘带矿以15米间距设计沿脉平巷，尽头式运输方式。十四、十五中段分别通过各自的溜矿绕道内矿、废石溜井与斜井井筒相连。28#线建立中段人行管缆井，中段材料进风井与二期系统相连。15#线以东建立中段回风井与二期回风系统相连。七、采矿方法选择（一）、开采矿岩的物理力学性质1、强度：白云岩的压力为700～3900kg/cm2，大部份在2000～3000kg/cm2之间，板岩压力为750kg/cm2，吸水率为0.01～2.17%。 2、松散系数：氧化矿1.86，混合矿1.93，硫化矿1.82，三者平均1.90。考虑到取样块度和将来采矿实际有出入，因而在设计中矿、废石统一采用1.67。3、硬度：青灰色白云岩f=6～8，白云岩板岩互层f=2～4。4、体重：矿石体重2.7t/m3，废石体重2.6t/m3；松散矿石体重1.62t/m3，松散废石体重1.55t/m3。（二）、采矿方法十四、十五中段的主要采矿方法选用阶段有底部结构深孔强制崩落法。主矿体采用阶段强制崩落振动出矿方法；板岩矿采用分段（或阶段）自然崩落或深孔强制崩落振动出矿或电耙出矿方法；飘带矿采用分段浅孔留矿、深孔强制崩落电耙出矿方法。边角矿体采用分段浅孔留矿电耙出矿方法。这些工艺在XXX铜矿这些年的实际运作中，通过不断实践与改进，已经能根据不同地质情况，灵活运用，并达到非常好的采矿效果。5.2四期开采设计5.2.1矿床开采技术条件5.2.1.1矿岩物理力学性质《云南省易门县XXX矿床第二期补充勘探地质资料》提供矿岩物理力学性质指标如下：（1）抗压强度白云岩：700-3900Kg/cm2，大部分在2000-3000Kg/cm2之间； 板岩：750Kg/cm2。（2）掘进爆破后块度粒径＞5cm占27.07%，粒径2.6-5cm占33.56%，粒径1.0cm占39.34%。（3）松散系数氧化矿松散系数为1.86，混合矿松散系数为1.93，硫化矿松散系数1.82，三种矿平均松散系数为1.90，考虑到测量取样块度与采矿块度有出入，因而在设计中矿、废石统一采用1.67。（4）硬度白云岩：普氏硬度6-8，摩氏硬度4-4.5；碳质板岩：普氏硬度2-4，摩氏硬度2-3；紫色板岩：普氏硬度4-6，摩氏硬度3-4；砂岩：普氏硬度8-10，摩氏硬度7。（5）体重白云岩矿石体重2.7t/m3，碳质板岩矿石体重2.65t/m3，废石体重2.6t/m3。松散矿石体重1.62t/m3，松散废石体重1.55t/m3。5.2.1.2矿体及上下盘岩石XXX矿床由三种不同含矿岩性组成，其构造比较复杂，矿体上下盘岩性不同。（1）主矿体为硅质白云岩型矿体， 含矿岩性及下盘围岩为青灰色白云岩，属中等稳固。上盘围岩为紫色板岩白云岩互层，属中等稳固-不稳固。矿体下盘为FL3断层，断层含1～10m的碳质板岩破碎带，不稳固，矿体上盘为FL4断层，局部含0.1～2m的碳质板岩破碎带，不稳固。工程进入矿体时一般不需要支护，进入上下盘围岩时，遇到断层或破碎带需支护。（2）飘带矿体含矿岩性为砂泥质白云岩或褪色白云岩，属中等稳固。下盘围岩为青灰色白云岩，属中等稳固。上盘围岩为紫色板岩白云岩互层，属中等稳固-不稳固。工程进入矿体时一般不需要支护，进入上下盘围岩时，遇到断层或破碎带需支护。（3）板岩矿体含矿岩性及上下盘围岩均为碳质板岩白云岩互层，属不稳固。工程进入时均需支护。5.1.2.3岩石移动界线（1）岩石移动情况调查经过现场调查，十中段至十一中段人行井上段已垮落（现在已采取浇灌和锚喷支护措施）、十二中段东部回风道、十二中段东部回风井出现变形、移动现象。根据观测结果计算，下盘实际移动角为74°，（上盘及端部工程在开采过程中被采断，无法进行观测）。（2）采用类比法选取 根据《新编矿山采矿设计手册》矿床开采卷（中），采用类比选取见表5-1。表5-1移动角类比表矿山名称采矿方法开采深度岩性及普氏硬度系数移动角上盘下盘上盘下盘弓长岭铁矿无底柱崩落法450～500花岗岩6～8角闪岩8～975～80°60～80°金山店铁矿无底柱分段崩落法600矽卡岩角岩4～6石英石大理岩10～1250～55°60～65°XXX铜矿采用有底柱阶段崩落，拟开采深度约900米，上盘围岩褪色白云岩，普氏硬度4～6，移动角选取45～55°，下盘围岩主要为青灰色白云岩，普氏硬度4～6°移动角选取55～70°（3）设计选取参数根据以上两种方法和实际调查计算结果，设计选取上盘稳固岩石55°，下盘稳固岩石65°，不稳固岩石移动角50°。（4）根据上述选取参数，依据5.3.2确定的开采深度，圈定了深部四期开采的移动界线，见图5-1，从图中可以看出。1）一期副井，四、五中段平硐，二期主井，七、八中段平硐不在所圈定的移动界线内，处于安全区。2）进风井、回风井在岩石移动区 内。在深部四期采矿工程开采过程中，需要对进、回风井做移动观测并采取保护措施。3）在所圈定的移动界线地表范围内，无村落、无基本设施。根据以上结果，四期采矿工程设计，完全可以充分利用现有的主、副井提升系统和通风系统。图5-1移动区范围图5.2.2开采范围及深度5.2.2.1开采范围设计总开采范围为14#剖面～55#剖面，其中：（1）主矿体开采范围为22#剖面～29#剖面；（2）板岩矿开采范围14#剖面～21#剖面； （3）飘带矿开采范围29#剖面～55#剖面。5.2.2.2开采深度根据四期工程所能开采的各种深度，进行可采矿量与工程量的比选，确定开采深度。表5-2深部各中段可采资源量表中段矿石品级矿石量品位金属量t%t十六低品位矿7931410.3983158.3工业矿8832670.7486607.0合计16764080.5839765.3十七低品位矿8087630.3823087.4工业矿7709420.7315636.1合计15797050.5528723.5十八低品位矿4794120.3691769.5工业矿4945670.6923423.3合计9739790.5335192.8十九低品位矿2053080.358734.0工业矿2733590.6811862.9合计4786670.5432596.9二十低品位矿1873720.367687.4工业矿3351460.6762264.1合计5225180.5652951.5二十一低品位矿3053780.3841171.3工业矿3957340.6682644.2合计7011120.5443815.6二十二低品位矿3630310.3441247.5工业矿4249400.5742439.2合计7879710.4683686.7二十三低品位矿3309420.3861278.6工业矿4154650.5782400.8合计7464070.4933679.4二十四低品位矿3768170.4151565.7 工业矿4613650.5582575.1合计8381830.4944140.7表5-3开采深度比选表中段采矿量工程量工程总量/采矿金属量矿石量t品位%金属量t开拓m3采切m3总量m3m3/kt十六14857830.57885931199510578711778379十七12747580.6017657139129076210467482十八10594980.564598010121754368555781十九4097760.5392207116482917640824199二十4662840.5382508136203319946819100二十一5930520.547324411502422255372791二十二5835480.537313311413415485296191二十三5610590.558312811398399475134592二十四6565220.536352014217467446096193从深部各中段可采地质资源分析，见表5-2，十六中段至十八中段各中段资源量比下部各中段资源储量大，其资源储量金属量分别为9765，8723，5193t。到了十九中段受一组断层的影响资源量锐减，十九至二十四中段平均资源储量铜金属4146t，其中最小量在十九中段2597t，从开采深度比选表，见表5-3可以看出，开采十六、十七、十八中段，采矿工程总量与千吨采矿量之比是较小的，分别为79、82、81m3/kt，开采二十中段比值最大为100m3/kt，说明十六至十八中段每开采1kt矿石，需要投入工程总量为81m3左右。在综合考虑经济效益、资源利用等因素的前提下，深部开采至十八中段较为合理。综上所述，深部持续四期工程设计开采十六中段（1137m水平）至十八中段（1037m水平），开采深度150m。 5.2.3采矿方法5.2.3.1采矿方法根据深部矿体赋存状况及开采技术条件选择采矿方法如下：（1）有底柱振机出矿阶段崩落法有底柱阶段振机出矿崩落法，采场垂直矿体走向布置，采场长度为矿体水平厚度，宽为13～15m，阶段高度50m，底柱高为8m，出矿巷道间距13～15m，斗间距6～7m。适用于矿体厚大、边界较齐整的急倾斜矿体，矿岩属中等稳固。采场生产能力400t/d—500t/d。XXX铜矿主矿体和飘带矿，满足矿体完整，边界整齐，厚度大于20m的部分可选用该方法（2）有底柱电耙出矿分段崩落法有底柱电耙出矿分段崩落法底柱高6米，采场垂直矿体走向布置，采场长矿体水平厚度，宽为10～20m，分段高20～30m，耙巷间距10m米，斗间距6m。适用于中厚的急倾斜矿体，矿石性质稳固或不稳固，厚度大于10m的急倾斜矿体。采场生产能力100t/d～200t/d。XXX铜矿主矿体、飘带矿、板岩矿，满足厚度在10～20m的部分可选用该方法（3）浅孔留矿电耙出矿法浅孔留矿法电耙出矿法，采场沿矿体走向垂直矿体走向布置，采场长度沿矿体走向划分为30～50m，宽为矿体水平厚度，一般都是单条耙巷，斗间距5-6m。适用于矿石与围岩中等稳固以上， 矿体厚度为8m以下矿体。采场生产能力100t/d～50t/d。XXX铜矿主矿体、飘带矿、板岩矿，厚度在8m以下的部分可选用该方法5.2.3.2采掘设备平巷掘进采用：YT—28型气腿式凿岩机。天井掘进采用：YSP—45型上向式气腿式凿岩机。采矿设备：深孔采矿设备为YQ—100A型潜孔钻机；浅孔采矿设备选用YT—28型气腿式凿岩机和YSP—45型上向式气腿式凿岩机。出矿设备：振动出矿设备为振动给矿机配3kw或5kw振动电机；电耙出矿设备为28kw电耙绞车配0.15m3或0.3m3耙斗。表5-4技术经济指标表序号项目名称单位数量备注一地质　　　1地质矿量万t　214.87工业矿　2平均Cu品位%　0.729　2矿石比重t/m3　2.7　3废石比重t/m3　2.7　二采矿主要指标　　　1生产能力t/d1775.04　　　万t/a58.58按2010年采矿量计2废石混入率%　5　1损失率%　18　3采掘比m3/m3　18　4工程量万m3　3.15　1　万t　　5　万t　　2基建周期a　1.5　6服务年限a　6.1　 三选矿　　按2010年供矿量计1年处理原矿供量万t/a65.98　2入选原矿品位　　　　含铜%0.51平均3金属回收率　　　　Cu%90.00　　　　　　4精矿品位　　　　Cu%25.00　5年产铜精矿量　15325.20　　　　　　6年产铜精矿金属量t/a3831.30　四劳动及劳动生产率　　　1在册职工人数人645.00　　其中：采矿生产性人员人319.00含车间管理人员　索道工区生产性人员人68.00含车间管理人员　选矿生产性人员人103.00含车间管理人员　生产辅助人员人18.00含车间管理人员　矿部管理性人员人137.00　2实物劳动生产率　　　2.1采矿工人实物劳动生产率t/人·a1836.25按原矿计　　t/人·d5.56按原矿计2.2全员实物劳动生产率t/人·a908.16按原矿计　　t/人·d2.75按原矿计5.3矿柱回采及空区处理5.3．1矿柱回采放顶工作采用JH2-5型回柱绞车牵引钢丝绳拉倒支架即可完成，若局部地段在拉倒支架后顶板不能顺利冒落时，还应补充钻凿部分浅孔进行强制放顶。拉倒的支架应尽可能予以回收，以便在其他巷道中重复使用。采用“采二、放一、留一”。 5.3.2采场地压管理为保证回采工作的安全，应随回采工作的进行及时架设支架对分层进行联络道、分层平巷和回采进路进行支护。在对最上一个分层进行回采时，必须在放顶前于分层底板铺设木地梁金属网假顶。在以下各分层的回采中，支架可直接对假顶进行支撑并在假顶的掩护下进行一系列作业，其支架的间距可视具体情况调整至0.7-1.5m。在经过3-5个分层的回采后，为保证回采工作的安全，还应视具体情况于局部地段，特别是靠近矿体顶板处补充铺设部分人工假顶。5.3.3采场通风各回采分层均处于独头工作面状态，通风较为困难，这是分层崩落法的固有缺点，为此，必须采用局部扇风机对其进行压抽结合辅助通风，使新鲜风流由中段平巷经人行材料井进入回采分层，洗刷采矿工作面后，污风由人行材料井上行至中上段后回出。若因开采工作致使人行材料井上部受到破坏时，为保证生产安全，必须对回采分层以上的人行材料井进行封闭，此时污风可经人行材料井下行至本中段后回出。靠近地表的采场也可直接由地表进风，污风则可下行至本中段后回出。§6、主要阶段运输巷道的运输方法XXX铜矿的主要阶段运输巷道采用有轨运输方法6.1中段运输方式十一中段以上运输方式：矿（废）石由穿脉巷道装矿（废） 经过沿脉运输巷道环形运输至主、副井车场，通过主、副井提升至八中段运输平面；十一至十三中段运输方式：矿（废）石由穿脉巷道装矿（废）经过沿脉运输巷道环形运输至主井车场，通过主井提升至八中段运输平面；十四至十五中段运输方式：矿（废）石由穿脉巷道装矿（废）经过沿脉运输巷道环形运输至斜井车场，通过斜井提升至十三中段运输平面进入主井车场，通过主井提升至八中段运输平面。6.2中段运输设备中段运输采用ZK－10－6/250型电机车和JC1.6－6型1.6m3或1.8m3曲轨侧卸式矿车运输，设计最小转弯半径为12～15m，采用28Kg/m钢轨，轨距600mm。一次牵引10台矿车，一次载重量22-27t。6.3坑外运输方式（1）运输方式由各中段提升至八中段的矿石，由电机车牵引矿车运输至索道起点站，经粗碎后由SL25-75型双线架空索道运输至选厂。（2）评述索道运输系统于1976年建成，1977年10月正式投入生产使用，至今已运行33年，目前设备运行正常。原设计运输能力1800t/d，近几年来通过加强管理，提高了索道的有效运输时间，索道运输量从1800t/d提高到2200t/d。 §7、矿井通风与防尘7.1需风量计算根据《金属非金属矿山安全规程》对矿井通风所做出的规定，分四个方面对矿井需风量进行计算，选其最大值。7.1.1按井下最大班人数计算需风总量需风量Q=D×e其中：D—人均最低需要量m3/min。e―井下最大班人数。规程规定每人最低需风量为4m3/min。井下最大班人数是早班作业从数，根据作业情况确定最大班人数为380人/班，按人员出勤波动系数1.5倍计算，e＝380×1.5＝570人Qmax=570×4/60＝38m3/s。按有效供风率不低于60％计算，则Qmax＝38/0.6＝63m3/s。即，按全矿井井下作业人数计算的需风量为：63m3/s。7.1.2按排炮烟最低风速要求计算需风量需风量Q=S×v其中:S―大巷断面积m2；V―最低风速m/s。规程规定最低风速0.5m/s， 中段主要巷道面积按S＝6m2计，每中段按3条相互平行的巷道同时作业计算，中段巷道通风总面积为6×3＝18m2生产中段最低需风量Qmix＝18×0.5＝9m3/S。按有效供风率不低于60％计算，则中段基本需风量Qmix＝9/0.6=15m3/S。即,中段排炮烟最低需风量为15m3/S。全矿井按最多3～4个中段同时作业，共计需风量：15×（3～4）＝45～60m3/S。即，全矿井按排尘计算最低需风量为：45-60m3/S。7.1.3按矿井年产量概算矿井需风总量需风量Q=f×C×D其中：f—需风系数，C—矿井年产量，万t/d。D—矿井年作业天数，f金属矿山万吨需风系数取值范围1.5-4.0，这里取1.5计算；矿井产量0.17万t/d；全年按330天生产计算；得Q=0.17×330×1.5=84m3/s即，按全矿井年产量估算需风量为84m3/s。7.1.4按作业最大用风量计算所需风量 根据四期工程设计衔接表可以看出，三期建成投产以后，最大需风量是十五、十六、十七、十八中段平行作业的时候，主进风井风机设立在八中段。四期用风情况为十一中段下放材料时人的呼吸用风、十一、十三中段电机操作人员的呼吸用风，十五、十六、十七、十八中段的生产用风，四期工程开采最需风量计算见表7-1。表7-1：矿井需风量及供风量统计表生产中段工作面类别确定风速断面需风量工作面数(个)工作面需风量中段总需风量备用系数中段总供风量八炸药库0.255.801.4511.451.451.11.6十三采切0.253.240.8121.626.861.17.55浅采0.254.001.0022.00电耙出矿0.503.241.6223.24十四振机出矿0.505.802.9012.92.91.13.19十五采切0.253.240.8121.6215.441.116.98电耙出矿0.503.241.6234.86振机出矿0.505.802.9025.80斜井排尘0.506.313.1613.16十六采切0.253.240.8132.4317.431.119.17深孔0.258.402.1036.30振机出矿0.505.802.9038.70十七开拓0.255.801.4545.8019.521.121.47采切0.253.240.8121.62深孔0.258.402.1036.30振机出矿0.505.802.9025.80十八开拓0.255.801.4545.805.801.16.38全矿合计5277.9469.476.34从表中计算得，按作业最大用风量计算全矿井需风量为76.34m3/s。按以上四种方案计算结果：按井下作业人数计算的全矿井需风 量为63m3/s，按排尘计算全矿井最低需风量为45～60m3/S，按全矿井年产量估算需风量为，84m3/s，按作业最大用风量计算全矿井需风量为76.34m3/s，按最大值确定四期工程开采需风量为84m3/s。XXX铜矿通过近几年进行通风系统改造，实际通风能力（经实际测定）为供风量：86.5m3/s大于四期开采需风量84m3/s，现有进风量满足四期工程通风要求。7.2通风线路目前三期以上通风系统完好，可以充分利用。四期通风仍然采用“中央进风、东西两翼回风”方式，见图7-1。进风回线路布置如下：（1）中央进风线路五中段平硐和八中段平硐八至十三中段进风井十三至十五中段中部进风井十五至十六中段中部进风井十六至十八中段中部进风井。主、副井作为辅助进风井。（2）东部回风线路十八至十六中段东部回风井十六至十五中段东部回风井十五至十三中段东部回风井十三至十中段东部回风井十至七中段中部回风井七中段平硐地表。（3）西部回风线路十八至十六中段西部回风井十六至十五中段西部回风井十五中段至十三中段西部风井十三至四中段西部回风井 四中段平硐地表。（注：图中绿色箭头为进风方向，红色箭头为回风方向）图7－1XXX铜矿四期工程系统通风总图8、安全、消防8.1安全技术措施（1）设计中严格按《冶金矿山安全规程》《爆破安全规程》和有关规范进行工作。（2） 设计中已保证各中段设两个以上安全出口，确保生产人员及设备进出安全。（3）在通过矿岩稳固性较差地段时，必须及时进行支护处理，支护形式视具体情况可采用喷砼、素砼或喷锚及喷锚网进行支护，以保证生产安全。（4）巷道掘进和采场爆破均采用非电起爆，除起爆为火雷管外，严禁采用电雷管或火雷管爆破。（5）矿山设备专业各子项设计工作均严格遵守《冶金矿山安全规程》的有关规定，如捲扬机钢丝绳的安全系数、电机车的安全制动距离和运输设备行走的安全距离等。8.2消防井下矿岩较稳固，不含燃烧物和气体。对于生产使用的易燃、易爆物品，井下设有专门的爆破器材库、材料场及易燃易爆物品保管库，并设有水消防及其它消防设施。井下发生火灾的可能性较小。矿山配置有专用消防车、矿山救护人员，相应的消防器材及报警等设施，以确保井下安全。'