宣威大坳平定采石场开采方案设计

宣威大坳平定采石场开采方案设计内容摘要：

部门批准《采矿许可证》范围内的实际地形 地质条件及《小型露天 石厂 安全管理与监督检查规定》（国宝安全生产监督管理总局第 39号令） 文件的规定，结合该矿 圈定矿体 的实际情况，本方案设计的 一期工程 露天开采上部境界 是 根据 采矿许可证认定 的 矿区 边界 为限 ； 下部境界以 60176。 边坡角作最终边坡线 和设计一期工程最低 开 11 采标高平面相交，求作下部境界。 一期工程 采场终了时 主要 在矿区 北东 部 形成 最终边坡角 60176。 左右最终边坡，最终边坡 最大 垂直高度 米（见露天开采最终境界平面图、采场及最终边坡剖面图）。 矿山保有储量 根据 贵州省地质矿产勘查开发局一〇一地质大队 2020年 4月 提交的《 贵州省麻江县平定大坳砂场建筑石料用白云岩矿资源量核实报告 》 ， 结合设计人员现场调查、测量， 扣除 采空 资源量， 在法定的采矿权范围内估算保有资源量 （ 333） 295万 t，其中一期工程（ —805米 标高段 ） 估算保有资源量（ 333） 105万 t（ 均 已 扣除 永久边坡损失矿 量 ）。 矿山开采规模 及服务年限 1. 矿山开采 规模 的 确定 确定矿山开采规模的主要条件有三个方面：一是产品有无市场，二是保有的资源量是否满足，三是生产技术条件能否适应。 （ 1） 市场条件： 目前，市场需求量较大，采矿许可证核定矿山生产规模为 万t/a；根据矿山周边市场需求实际情况，本次设计规模为 万 t/a，目前市场条件完全可以满足要求。 （ 2） 资源条件： 一期工程 设计开采范围内 保有资源量（ 333） 105 万 t，则： 一期工程 设计利用资源量＝（ 333） 1＝ 105（万 t） 根据设计采 用的采矿方法（露天开采）以及目前的开采技术及装 12 备条件，参考邻近类似矿山采矿回采率指标，设计采矿回采率取 γ＝95％。 一期工程 可采储量＝设计利用储量 采矿回采率 ＝ 10595％ ＝ （万 t） 一期工程 可采资源量为 t，如每年产量 t，可以生产 33年 以上。 矿山资源条件 完全 满足 t/a生产能力所需。 （ 3） 生产技术条件： 矿体 基本 直接出露于地表 ，表土覆盖 很少 ， 露采条件较好， 采用中深孔爆破落矿， 分 层回采作业， 以一个工作面作业，可以满足 万 吨 /a 生产能力所需。 （ 4） 运输能力： 采场运输 ， 根据地形条件， 采场采用挖掘机装车、载重汽车 转运至 破碎场 ， 可满足 万 吨 /a 的运输能力。 外部运输，矿区己有公路相通，采用 装载机 装矿 、 汽车运输，可以满足 万 t/a 的运输能力。 （ 5） 生产设备能力： 矿山 配备的主要生产设备： 挖掘机 1 台、装载机 1 台、 空压机 1台、 B750 型 破碎机 1 台， B800 型 打砂机 1 套 ， SKD100 型潜孔 钻机1 台。 生产设备能力可以达到 万 t/a。 综上所述，根据矿山保有储量和目前市场需求的实际情况， 麻江县 平定大坳砂场 的矿石生产能力确定为 万 t/a， 一期工程 有效服务年限在 33 年 以上。 13 2. 生产能力验算 露天矿生产能力包括两个指标，即矿石生产能力和矿岩总生产能力。 两者通过剥采比联系起来。 Aa＝ A（ 1＋ n） 式中： Aa——年矿岩总生产能力； n——生产剥采比； A——年矿石生产能力。 因表土覆盖很少，估算剥采比为 年剥采总量为： Aa＝ 3(1＋ )＝ （ 万 t） 按可布置的挖掘工作面数目确定可能达到的生产能力 A＝ NnQq A＝ 11105300＝ 31500（ t/a） ＝ （ 万 t/a）。 式中 : A——露天矿矿石年产量（ t/a）； N——采矿点数目； n——工作班 次； Q——采矿点生产能力（ t/班）； q——有效年工作日。 经测算，以一个开采工作面回采可以满足年采剥总量 万 t的要求。 3. 矿山服务年限 矿山生产规模为 万 t/a。 矿山 一期工程 可采储量 万 t， 一期工程 矿山 服务年限为： 14 矿山 一期工程 服务年限 T＝ Qk247。 A＝ 247。 3=（ 年） 式中： Qk—可采资源储量， 万 t； A—矿山设计规模， 万 t/a； T＝ Qk247。 A 矿山按 万 t/a 的生产能力开采，矿山 一期工程 服务年限 为 年。 开拓方案比较 露天矿开拓运输方法有多 种，其影响开拓方法选择的因素甚多，主要的有自然地质条件、生产技术条件、经济条件因素等。 选择开拓方法的主要原则有以下几点： 1. 要求矿山基建的时间短、早投产、早达产； 2. 要求生产工艺简单、可靠、技术上先进； 3. 基建工程量少，施工方便； 4. 基建投资少、尤其是初期投资要少。 根据以上原则和自然地形、开采高度等实际情况，可以选择 简易公路 — 溜槽 联合 开拓和公路开拓方案。 方案比较表 表 3— 1 方案名称 可比项目 公路开拓 简易公路 — 溜槽开拓 优点 运 输能力 大，机动灵活，管理简单。 充分利用现 有的 自然条 件，上山 公路 维护简单， 建设期短，能尽快投产。 缺点 占用土地面积大，投资较大，环境影 响大，基建期长。 运输安全状况较差。 溜矿上卸下装必须分时段，上下不能同时作业，增加 转运 环节，二次铲装费较高， 上下 溜矿 需要协调。 15 由于 矿 区 内地形 坡度较 陡 ， 适合汽车运输的上山 公路 布置困难，工程量大， 维护工作复杂，安全性差 ；而矿山 设计分期开采，一期工程为 805m 标高以上，其下部存在以往开采陡坡， 适合溜槽布置 ，因此 本方案 选择 采用 简易公路 — 溜槽 联合 开拓 方案。 简易 公路 从 矿区北西 部 老采场开采平台 起布置 折返式 上山公路。 简易公路仅满足 挖掘机行走及小型设备的运输，不用来行驶汽车运输矿石。 各分段采下的矿石采用 挖掘机直接通过溜槽转运，溜槽下部直 接采用装载机转运矿石 至破碎加工料场。 805m 标高以上 采场局部挖机行走 简易公路应满足挖掘 机 (最大允许 爬坡度 :58%,30176。 ) 行走及小型设备的运输。 溜槽布置及安全要求： （ 1） 溜槽上部设档车梁，下部设档石墙，保证放矿安全。 档车梁高度不小于车轮直径的 1/3；档石墙厚 度：下部 ,上部。 （ 2） 从安全和放矿条件考虑，溜槽坡度以 45176。 ～ 60176。 为宜，应不超过 65176。 ；深度约 米，宽度 米。 （ 3） 放矿时 溜槽上部 一定要有专人负责监督警戒，防止飞石伤人。 （ 4） 应合理选择溜槽的结构和位置。 溜槽底部接矿平台周围应有明显警示标志，溜矿时人员不应靠近，以防滚石伤人。 开采顺序和推进方式 开采顺序 矿山设计分期开采，先开采 805m 标高以上一期工程矿体，再开采 750805m 标高之间二期工程矿体。 16 一期工程 开采顺序 为 自上而下 分层 开采 ， 二期工程建议采用台阶式开采方式开采。 推进方向： 工作线 推进方向 基本 为由 西 向 东 推进， 工作面推进方向 根据 挖机公路及溜槽 的相对位置 基 本 由 南 向 北（或由北向南） 方向推进。 各分层开采自上而下推进。 分层凿岩平台宽度 为 米。 工作台阶 划分 根据《小型露天石厂安全管理与监督检查规定》（国宝安全生产监督管理总局第 39 号令）相关要求，分层高度视总采高而定各分层高度，分层最大高度不超过 20m，分层数不超过 3 个 ；本方案分层高度取 15m。 开采工艺、主要设备选型和爆破方案 开采工艺 工艺 流程 生产工艺：穿爆设计（炮孔布置） —穿孔、爆破 —铲 运 — 溜槽 （剥离废土综合利用或运至临时废土场） —装载机转运 矿石 — 破碎、筛分加工 —砂石装车外运。 17 穿爆设计破碎筛分外运穿孔 爆破 铲运综合利用或废土堆放点剥离废土溜槽装载机转运矿石工艺流程图 钻孔 设备 矿山开采 设计 采用 SKD100 型潜孔 钻 机进行 中深 孔穿孔爆破。 采场运输 采场运输采用 挖掘机转运至溜槽，溜槽下部装载机直接转运至破碎场。 采场布置 采场布置尽量简便合理，安全方面应符合露天矿山的安全规程要求。 矿山主要生产设备选型 1. 打孔设备 因矿岩坚硬， 采用 SKD100 型潜孔 钻 机 ,配一字型钻头，空心六棱钢钎，铅头直径 100mm。 2. 供风设备 选用 SKD100 型潜孔 钻机 ，矿山 目前 配备 有 1 台 V/动空压机 ，规划再配置一台 V/，并对压风系统改造 能 18 够满足 中深孔 凿岩 供风 需求。 3. 装矿设备 矿山目前配备有挖掘机 1 台，装载机 1 台，为减少工人劳动强度，提高生产效率， 设计采用装载机 装矿。 4. 采场运输 设备 采场运输采用 挖掘机 装车、载重汽车 转运至破碎场。 爆破方案 本矿 爆破工程类别 属 露天深孔爆破 ， 爆破工程分级 为 B 级 ；矿山爆破工程 的 设计单位 及施工单位均应具备 B 级爆破工程 的设计和施工资质。 本方案中的 爆破 工程设计仅供企业参考。 钻孔深度 钻孔深度根据分层高度、工作坡面角确定： L＝ H/sinα +h＝ 15m/Sin70176。 +1m＝ 17m， 式中： H— 分层高度： 15 米 α — 工作坡面角； h— 钻孔超深，取 h=1 m。 炮眼直径（ D） 炮眼直径 （ D） 由选用钻头直径确定，取 D=100mm 最小 抵抗线 Wp= D√ (△ Lτ )/qmH Wp—— 底盘抵抗线， m D —— 炮孔直径 ，采用不隅合装药，取 dm 19 H—— 分 层高度，取 15 m m—— 炮孔邻近系数，取 q—— 单位炸药消耗量 ， 矿石硬度系数 f=8~10， 取 L—— 炮孔全长，取 17m △ —— 装药密度，根据干孔、水孔和炸药类型变化， 这里平均取 τ —— 装药系数，取 经计算 Wp=。 孔距： 在 在施工中根据岩石的节理发育状况灵活调节。 一般计算公式为： a=mW=（ ） =（ ） m ，设计取。 排距 ： b=（ — 1） a=，取 （本方案一般为单排炮孔爆破，不涉及排距）。 堵塞长度 确定合理的堵塞长度和保证堵塞质量，对改善爆破效果和提高炸药能力利用率具有重要作用。 合理的堵塞长度应能降低爆炸气体能量损失和尽可能增加钻孔装药量。 堵塞长度过长 将会降低延米爆破量，增加钻孔费用，并造成台阶上部岩石破碎不佳；堵塞长度过短，则炸药能量损失大，将产生较强的空气冲击波、噪声和个别飞石的危害，并影响钻孔下部破碎效果。 一般堵塞长度不小于底盘抵抗线的 倍，或取 2040 倍孔径，最好不小于 20 倍孔径。 20 炮孔堵塞长度 =（ 2040） D =（ 2040） =24m 设计 炮孔堵塞长度取 式中： D —— 炮孔直径（ m） 堵塞试验表明，随着堵塞长度的减少则炸药能量损失增大。 不堵塞时爆轰产物将以每秒几千米的速度从炮孔口喷出，造成有害效应，因此安全规程中禁 止无堵塞爆破。 堵塞物料多为就地取材， 以黄泥、粘土或选矿厂的尾砂做堵塞物料。 单孔装药量 (q) Q=qaWpH= 15= 式中： a—— 孔距 ， m Wp—— 底盘抵抗线， m H—— 分层高度， m q——单位炸药消耗量 ：取。 达到设计年产量所需炮孔数 （ n） 年工作日按 300 天计算，采剥总量为 万 吨 ，则每天产量为30600247。 300=102 吨。 单孔崩矿量： 15 ＝ 716（ t） 所需炮孔数： N＝ 102/716＝ （个） 经计 算，每天需打 个炮孔能够满足矿山生产需求。 因本矿山采用中深孔爆破，爆破时所需炸材量大，根据矿山具体情况，不易天天爆破。 因此， 设计矿山每 20 天爆破一次，每次炮孔数为 3 个。 21 每次爆破所需炸药量 （ M） 每个 炮孔 平均装药量按 90kg 计算，则每次爆破所需炸药量为： M＝ Q n=90 3＝ 270（ kg） 起爆网络 每次爆破 均为单排 炮孔，每次爆破 3 个炮孔，总共分 3 段爆破，每段 1 个炮孔，单段爆破最大装药量为 90kg；每个炮孔均采用双导爆管起爆，各炮孔引出的导爆管和导爆索紧密相连，导爆索一端和起爆雷管（费电 雷管）连接，起爆雷管在和起爆器相连，形成完整的起爆网络。 1 爆破的安全距离 : —— 爆破振动安全允许距离 公式， R=（ K/V） 1/a 3Q （ m） 式中， R—— 爆破振动安全允许距离 ， m； Q—— 微差爆破最大一段总药量，本采石场单段控制药量为 90kg； V。