年产495吨万金山金矿开采设计毕业设计(编辑修改稿)

年产495吨万金山金矿开采设计毕业设计(编辑修改稿)内容摘要：

度表示 （ m／ kt） 体积表示 （ m179。 ／ kt） 用长度表示 （ m／ kt） 用体积表示 （ m179。 ／ kt） 千吨采切比 千吨切割比 千吨采准比 采场回采设计 1）、凿岩爆破 凿岩：采切工程完成以后即可进行凿岩，普通分段凿岩阶段矿房法多使用水平炮孔，以利于顶板安全。 由于本矿矿石和围岩较稳固，为提高采矿效率采用上向炮孔，采用 7655 气腿式凿岩机在拉底空间内顺矿体打上向平行垂直炮孔进行凿岩。 炮眼平行排列，孔径 40mm，孔距 ，相邻两排炮孔相间布置，钎杆长 ；钎头直径 36mm。 爆破：采用人工连续装药方式装药，平均装药系数 ；选用直径为 32mm的卷状 2岩石硝铵炸药。 逐排分段微差爆破，非电导爆管起爆，炮眼利用率为95%，装药结束后需用炮泥堵住炮孔。 爆破参数如下表（表 44）。 采矿方法专题设计 表 42 采切工程表 项目名称 运输巷 道 分段巷道 溜井 天井 溜井联络道 分层联络道 斜坡道 穿脉 拉底空间 小计 矿房 底柱 总计 巷道数目 1 4 1 1 4 4 1 1 1 巷道长度（ m） 102 30 60 78 8 73 50 巷道长度（ m） 岩石中 102 30 — 78 8 73 50 — 矿石中 — — — 60 — — — — 总长 102 30 60 78 8 73 50 451 巷道断面（㎡） 高宽 3 2 2 2 2 2 2 面积 5 4 5 4 71 体积（ m179。 ） 岩石中 150 — 365 200 — 矿石中 — — — 240 — — — — 总计 150 240 365 200 工业矿量（ t） — — — — — — — 采出矿量（ t） 542 10954 采矿方法专题设计 表 44 爆破参数表 孔深 孔径 孔间距 排距 最小抵抗线 2）、采场通风 新鲜风流由上从斜坡道、分层联络道进入采场，然后污风由充填、通风天井进到上阶段运输大巷回风巷，以保证采场有足够的新鲜风流。 3）、出矿工作 爆破后的矿石由铲运机经过分层联络道、溜井联络道，将矿石倒入溜井，矿石经过溜井倒入运输巷道内矿车出 矿。 4）、采场顶板管理 为了保证采场作业安全和回采的顺利进行，在回采过程中需要对采场顶板、围岩进行加固支护作业。 采场中形成 10m 厚（斜长）的空间后开始充填一层（ 5m），以后采一充一，以形成 5m厚（斜长）的采空区，直到矿房采完后在充填该采空区。 采用尾胶结充填，在待充填空区内原来上山部位筑墙，用来通风和出矿。 在爆破通风工作结束后，工人由分层联络道进入采场，站在爆堆上对整个采场进行人工撬毛，个别危险区域使用 7655 气腿式凿岩机打锚杆进行局部支护。 矿壁、底柱回收及采空区处理 1） 、矿壁、底柱回采 本矿块底柱在回采下一阶段矿块时自下而上回采。 矿壁不回采。 2）、采空区处理 采场中形成 10m 厚（斜长）的空间后开始充填一层（ 5m），以后采一充一，以形成 5m 厚（斜长）的采空区，直到矿房采完后在充填该采空区。 采用尾沙胶结充填。 本采矿方法主要技术经济指标 采矿方法专题设计 1）、损失贫化计算 （ 1）、贫化损失工程指标表 （表 45） 表 45 贫化损失工程指标表 工程指标 矿石损失贫化指标 贫化率 (％ ) 损失率（％） 采切工程 8 3 矿房回采 7 6 底柱回采 7 6 （ 2）、损失、贫化和矿石质量指标计算 矿块垂高 33m（阶段高度），矿体倾角 25176。 ，矿块宽度 ，矿体垂直厚度 12m， 则矿体水平厚度为 12247。 sin25176。 ＝ ， 并且 矿 岩的平均比重为179。 综上所得： 矿块体积为： V=33 179。 ＝ 179。 矿块工业储量： Q=33m 179。 ＝。 采场采出工业矿石储量为 Ql：由采准切割采出工业矿石储量 Qq、矿房回采工业矿石储量 Qf和底柱回采工业矿石储量 Qz组成。 Qq= = Qf= = Qz= = Ql=Qq+Qf+Qz= 矿块损失率为： ρ =Q1 = 1 0 4 7 6 5 3 2 7 4 7 6 5  %=3% 矿石回采率： 采矿方法专题设计 971k  H % 矿块贫化率为： γ = 2 0 3 . 6  100%=7% 采出矿石的实际品位为： α =（ 1γ） g／ t=／ t 采出矿石总量为 : T= 7 5 5 7 6 560 .9 30 .9 7Q11   2）、主要经济技术指标汇编（表 46） 表 46 主要经济技术指标汇编 名称 年生产能力 矿块损失率 矿块贫化率 采出矿石品位 采出矿石总量t 矿块工业储 量t 采准比 m／ kt 采切比 m／ kt 指标 万吨／年 3% 7% g／ t 嗣后充填房柱法 采矿方法方案图如下图（图 43）所示 采矿方法专题设计 图 43 嗣后充填房柱法 采矿方法构成要素 矿块沿走向布置，矿块厚度为矿体厚度，矿块长度为 20m，阶段高度为 ，间柱宽度为 5m，留顶底柱，且顶柱厚度为 （斜长为 4m），底柱厚度为 (斜长为 7m)。 阶段开采顺序为下行式开采顺序以缩短基建时间尽快投产。 阶段中矿块采用后退式开采顺序。 矿块中采用上向式回采顺序。 矿块采准切割工作 1）、采切工程布置 在矿块底部，由阶段运输大巷向上在矿块下盘掘进一条上山。 在矿房底部下盘开凿一电耙硐室（通过开凿一条联络道和人行天井连接）。 在上山底部沿矿块长度方向在矿房底部掘进一条拉底巷道，由此巷道拉开自由空间（垂直厚度为 ）。 上一阶段运输大巷与上山有一条人行天井作充填通风井。 由于矿岩稳定性较好，一般不需要支护，但需要根据实际情况而定，对不稳定的的巷道要及时支护。 2）、采切工程规格：（表 47） 采矿方法专题设计 表 47 采切工程表 项目名称 运输巷 道 联络道 上山 人行天井 联络平巷 电耙硐室 溜矿井 切割平巷 小计 矿房 矿柱 总计 巷道数目 1 1 1 1 1 1 1 1 巷道长度（ m） 20 8 45 20 7 20 巷道长度（ m） 岩石中 20 8 — — — 7 — 矿石中 — — 45 20 — 20 总长 20 8 45 20 7 20 巷道断面（㎡） 高宽 3 2 2 2 2 2 2 2 2 面积 4 4 4 4 体积（ m179。 ） 岩石中 150 32 — — 28 — 矿石中 — — 80 — — 125 总计 150 32 80 28 125 751 5254 工业矿量（ t） — — 64 — — 采出矿量（ t） 采矿方法专题设计 3）、采切工程量 采切工程量如下表（表 48）所示 表 48 采切工程量表 指标名称 计算值 修正系数 修正后值 用长度表示 （ m／ kt） 用体积表示 （ m179。 ／ kt） 用长度表示 （ m／ kt） 用体积表示 （ m179。 ／ kt） 千吨采切比 千吨切割比 千吨采准比 17 采场回采设计 1）、凿岩爆破 采切工程完成以后即可进行凿岩，采用 YG80 深孔凿岩机，凿扇形深孔，孔径为 60mm，孔深 6m— 8m，最小抵抗线为 ，孔距为 2m。 爆破：采用 BQ— 100 装药车装药，平均装药系数 ；选用直径为 32mm 的卷状 2岩石硝铵炸药。 逐排分段微差爆 破，非电导爆管起爆，炮眼利用率为 95%，装药结束后需用炮泥堵住炮孔。 爆破参数如下表（表 414）。 表 49 爆破参数表 孔深 孔径 孔间距 排距 最小抵抗线 6— 8m 2 2 2）、采场通风 新鲜风流由下阶段运输大巷，经放矿联络道、人行天井、电耙硐室进入采场工作面，冲刷工作面后，污风经过上山，进入上阶段人行天井、联络道，通过上阶段阶段运输大巷回风。 3）、出矿工作 采矿方法专题设计 采场内矿石爆落后采用电耙出矿。 每个矿房内布置一条溜矿井，采用 30kw电耙绞车配 耙斗 ,绞车安设在电耙硐室。 电耙台班效率为 80～ 180t。 矿石爆落后，用电耙将矿石耙入溜矿井，最后装入矿车经阶段运输大巷将矿石运走。 4）、采场顶板管理 矿体顶板围岩的岩性，以蚀变超糜岩、硅化砂质千枚岩、蚀变千枚岩为主。 单轴抗压强度为 ～ ，属坚硬岩石。 局部地段顶板岩石为变质安山玄武岩，单轴抗压强度为 ，属半坚硬岩石。 总体看矿体及顶板围岩稳固性均较好。 每次爆破完成以后，都要观察顶板的破坏情况。 在回采过程中是靠矿体、间柱、顶、底柱来支撑顶板，回采完矿 石以后，对采空区进行充填，靠充填体来支撑顶板。 采场顶板为围岩，稳定性较好，因为人员需进入空区凿岩爆破，因此需及时检查顶板稳定性，在需要支护的部位及时支护。 矿柱回收及采空区处理 1）、矿柱回采 对于间柱和顶柱，在回采完矿房后，打好间柱和顶柱的炮孔，采用崩落法进行回采，先爆间柱，再爆顶柱。 底柱作下一阶段回采。 2）、采空区处理 开采完毕后，封闭电耙硐室和溜矿井，采用尾沙胶结充填法充填采空区，充填料通过充填管由上一阶段阶段运输大巷，经过天井进入采空区进行充填。 本采矿方法主 要技术经济指标 1）、损失贫化计算 （ 1）贫化损失工程指标表（表 410） （ 2）损失、贫化和矿石质量指标计算 矿块垂高 （阶段高度），矿体倾角 25176。 ，矿块宽度 20m，矿 体 垂直厚度 12m， 矿石 比重为 179。 所以， 采矿方法专题设计 矿块体积为： V= 20 12247。 sin25176。 m179。 ＝ 13348m179。 矿块工业储量： Q=V179。 ＝。 表 410 贫化损失工程指标表 工程指标 矿石损失贫化指标 贫化率 (％ ) 损失率（％） 采切工程 8 3 矿房回 采 5 6 矿柱回采 10 40 采场采出工业矿石储量为 Q1 ：由采准切割采出工业矿石储量 qQ 、矿房回采工业矿石储量 fQ 和矿柱回采工业矿石储量组成 ZQ。 qQ = = fQ =（ +） = ZQ =（ ） =11149t Q1 = qQ + fQ + ZQ = 矿块损失率为： ρ =1Q= 1 0 6 1 7 3 4 4 1 6 1 7 3  %=5% 矿石回采率： 951k  H % 矿块贫化率为： γ =  100%=% 采出矿石的实际品位为： α =（ 1γ） g／ t=／ t 采出矿石总量为 : 采矿方法专题设计 T= 0 . 9 3 20 . 9 5Q11   2）、主要经济技术指标汇编（表 411） 表 416 主要经济技术指标 名称 年生产能力 矿块损失率 矿块贫化率 采出矿石品位 采出矿石总量 矿块工业储量 采准比 m／ kt 采切比 m／ kt 指标 万吨／年 5% % g／ t t t 初选方案综合经济技术比较（表 412） 表 412 初选方案综合经济技术比较 名称 单位 方案一 方案二 方案三 矿区生产规模 t/d 1500 1500 1500 矿块生产能力 t/d 100 100 80 同时回采矿块数目 个 隔一采一 隔一采一 隔一采一 凿岩台班效率 m/台班 150 150 150 采矿工班效率 t/工班 20 26 13 矿石回采 率 % 97 95 矿石损失率 % 3 5 矿石贫化率 % 7 千吨采切比 m3/kt 190 m/kt 采矿直接成本 元 / t 矿区地质储量 万 t 81101 81101 81。