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天井施工方案
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矿山初步设计
摘要山东源源矿业矿山初步设计――开拓专题摘要：本次毕业设计是依据山东理工大学资源与环境工程学院矿物资源专业 毕业设计任务书， 对山东源源矿业的采矿方法进行设计。设计主要是对Ⅲ号矿体 进行的， 通过实地参观实习， 对该矿的地质资料、 经济技术条件有了一定的了解。 该矿矿体长度 1790 米，矿体走向 308° ～328° ，矿体平均垂直厚度 4.8 米，平均 倾角 58～66°，属于急倾斜矿体。矿石品位较低，TFe 平均品位 32.67%，mFe 平均品位 22.34%。该矿山保有资源量为 1197.6 万 t，设计储量 860 万 t，设计年 生产能力为 50 万，日生产能力 280 吨。设计采用竖井与斜井联合开拓系统，分 段凿岩阶段矿房法和留矿法，铲运机出矿，机械抽出式通风，进风井和出风井采 用中央边界式布置，并采用折返式井底车场。 本次设计的内容主要包括总论、技术经济、矿山地质、开拓系统、采矿方法 设计、矿山机械、环境保护及矿山安全和投资概算九个部分，本次设计的重点是 开拓专题。关键词：采矿方法，分段凿岩阶段矿房法，留矿法，铲运机，开拓系统，井底 车场 ，矿井通风I摘要AbstractThis graduation project is rests on the project-description of the Shandong University of Technology and resources and the environment engineering college mineral resources specialized graduation project, to the opencast method Shandong Yuanyuan mining The design mainly is carried on the No.3 mineral body. Through visits on the spot inspects the practice, to this ore geological data, the economical engineering factor had the certain understanding.The length of ore is 1790m, the running is 308° ～328° ，the thickness of average vertical of industry ore body is 4.8m, an average inclination of ore body: 58-66° it is a steep dip mineral body. The , geological reserve of the ore deposit is
tons, the designed reserve is 8600000 tons. It is a low-grade metallic ore deposit, Tfe: 32.67%，mFe: 22.34%. The designing production ability is 500,000 tons per year，designed the output ability is 280t/ d. Mining area open-up system adopts the shaft to jointly open up, grade mining and shrinkage stope，Mine used to scraper, machinery type person who take out ventilate way is it ventilate to go on , downcast and produce ventilating shaft adopt cental border ventilation,adopt the returning type parking lot of bottom hole in the parking lot of bottom hole. A contents for design mainly includes the general introduction, the technique economy, mineral country quality and mine for minerals, the design for mining method mineral machine, environmental protection, the mineral mountain safety and invests nine parts of budget estimation.In this overall design key carries on the development SystemKeyword: mining method,grade mining ,shrinkage stope ,development system,shaft bottom, mine ventilation, ScraperII摘要第一章1.概述总论1.1 交通位置 赵高峪铁矿隶属沂水县夏蔚镇管辖，向东南至沂水县城 45km， 向北至沂源县城 45 km，向西至莱钢 60 km，沂源县东里～沂水县夏 蔚沥青路从矿区通过，并与简易公路相连，交通较为便利（后附交通 位置图） 1.2 自然地理、经济状况 本区为低山区，海拔标高 297～599.00m，地形切割较为剧烈。 区内石灰岩裸露，水资源较缺乏。区内为大陆季风气候，四季分明， 具有春季干旱多风 ，夏季炎热多雨，秋季凉爽，冬季寒冷少雪的气 候特征，气温及降雨量变化较大，7-8 月份气温最高，平均 31° 左右, 最高可达 38° 最低为 12 月至次年 2 月,一般在零下 7° 至 0° 之间， ， C C 最低零下 15° 年平均气温 13° 6-8 月份为雨季， ， C。 月降水量平均 50～ 120mm，最高点达 130mm，其他月份降水较少，年平均降水量 500～ 600mm。冰冻期为 12 月至次年 2 月，一般冻土厚度小于 0.50m。由 于降水量及温度的影响， 月份相对湿度较大， 8 可达 70～80%,冬季湿 度较小，一般在 40%左右，年平均湿度 60～70%。区内地表水系不 发育,无大的水体和河流。该区无大地震记载，设防震烈度为 7 级。 本区人口较少，居民点较为稀疏，属贫困山区，经济落后，农业以薯 类为主，少许玉米等粮食作物，基本无工副业。区内劳动力充裕，电 力供应充足，地下水资源严重缺乏。III摘要IV摘要1.3 主要设计方案 1.3.1 开拓方案拟定1. 开拓运输方案拟定 为达到建井周期短、投资省、提升功最小、年运营费低的目的，获得最佳的 经济效果，开拓分两期完成，即两期开拓。 开拓形式采用联合开拓， 首先回采+180m 以上矿石， 因为一方面是考虑+180m 以上矿石较好，占大部分矿量，0m 至地表垂高足有 200m，适合一次回采；作为 一期工程。+180m 以下作为二期开拓工程。 开拓方式采用竖井和斜井开拓，主竖井为箕斗井，设在 30 线岩石崩落带以 外，井径∮4.3m，采用 2.1 m3 双箕斗提升，钢丝绳罐道，选用 2JK-2.5/20A 卷 扬机， 主井负担全矿的矿石提升任务。 井口标高+380m,井底标高-60m， 井深 420m。 箕斗井矿仓、装载硐室设两个，分别设在+160m、-20m 水平。 回采+180m 以上矿体，矿石卸在+160 m 矿仓，粉矿回收装置设在+120 水平； 回采+180m 以下矿石时，矿石卸在-20m 矿仓，粉矿回收装置设在-60m 水平；矿 石由各自的装载硐室装矿提至地表。要求箕斗井一次掘至-60m 水平，并一次施 工好两个装载硐室和矿仓。 主井井筒中心坐标： X= Y= Z=+380m 主井自地面一次掘至-60 米水平，石门方位角 235°。 副井为斜井，分两次开拓，第一段斜井掘至+180m 水平，做为首采段。第二 段斜井自+180m 掘至-60m 水平。 斜井断面为 3.3m×2.3m,倾角 25°。副井负担全 矿的废石提升、人员设备材料的提升运输等任务，另外副井作为进风井，距离主 井 130m。两斜井提升机选用 JK-2/30A 卷扬机。 副井井筒中心坐标： X= Y= Z=+380m 风井设在矿床的南北两翼，井径∮3m，风井内不设提升设施，作为矿山的专I摘要用回风井， 井筒内设梯子间兼作矿山的安全出口。北风井井口标高+390m,井底标 高+300m，井深 90m。 北风井井筒中心坐标：X=
Z=+390m 南风井井口标高+372m,井底标高+300m，井深 72m。 南风井井筒中心坐标：X=4077715 Y= Z=+372m 2. 通风系统及设备 全矿采用中央两翼对角式通风系统，多级站机械抽出式通风方式。28#线和 34#线附近分别布置南、北通风井，井径均为 3m，并兼作矿井安全出口，装备梯 子间。 新风自付井进入井下生产中段，经斜井石门、中段运输大巷、矿房人行上山 进入矿房采场，污风经上中段回风充填大巷、总回风巷、风井抽出地表。 在各中段水平设置辅扇辅助通风，井下掘进及采场爆破后采用局扇进行局部通风。 经计算，矿井总风量为 65m3/s，+180m 水平以上北分区负压为 850Pa，南分 区负压为 1140Pa。 两侧回风井底部+300m 水平布置抽出式风机。北部选择主扇型 号为 K40-4.N012 风机，风机功率为 37KW；南部选择主扇型号为 K40-4.N013 风 机，风机功率为 55KW。0m 水平投产后随着深度、长度的增加，风阻增加，期末 北分区负压为 1455Pa，南分区负压为 1623Pa。可选择风机型号为 K40-4.N013、 K40-4.N014 风机；并在阶段水平增加副扇辅助通风，形成多级站式通风格局， 以便于通风管理和节约能源。 3. 井下运输和提升设备 矿石由各中段矿块底部结构中矿石溜井下部振动放矿机放矿装入 0.7 m3 矿车， 7t 架线电机车牵引 10 辆矿车组成的重载列车，经矿块沿脉底盘运输巷道、穿脉 平巷、 中段脉方案拟定外运输巷道、中段石门到中段井底车场重车存车线路上分 解，由推车机将重车推入井筒罐笼，同时顶出空车到对面车场，提升机提升到井 口，由井口推车机将空车推入罐笼，重车被顶出到地表矿石重车窄轨线路上，人 工将矿石重车推到矿石堆场，人工翻车。卸载后，由人工将空车推到井口空车线 待下井，废石重车被顶出罐笼后，人工将重车推到废石坑人工翻车卸载，再推至II摘要空车线待降。1.3.2 采矿方法设计1. 开采技术条件和水文地质条件对采矿方法选择的影响 根据开采技术条件与水文地质条件， 对矿区开采有威胁的是没有探明的上层 灰岩水的水量问题，要在以后生产中加以研究和解决， 矿体上下盘都是坚硬、较坚硬的块状层状变质岩系，作为主要含矿岩系，岩 性为含角闪黑云变粒岩，条带状磁铁角闪石英岩和各种片岩等，岩石稳固性好， 对开采有利，适合采用高效率的空场采矿法的条件。 2. 采矿方法的确定 赵高峪矿区埋藏较浅，最小埋深 60m，最大埋深 480m。上赋第四系较薄，井 下水量不充沛， 矿体最大真厚度 11.64m， 最小真厚度 1.13m， 平均真厚度 4.80m， 厚度变化系数为 35.02%，矿岩稳固性好，根据矿体开采技术条件，类比类似矿 山实践在矿体厚大处适合分段凿岩阶段出矿的分段空场嗣后充填法， 矿体薄处采 用浅孔留矿法回采。 3. 采矿方法构成要素 根据矿体赋存条件， 采用分段凿岩阶段矿房法采矿，设计矿块长轴沿走向布 置，阶段高度取 60m，矿块长度 60m，分段高度 17m，宽度为矿体厚度。间柱宽 度 10m，矿房顶底柱厚度 10m。每个阶段的开采顺序为自中间向南北两端依次回 采。上下阶段的回采顺序为自上而下回采（详见采矿方法标准图） 。 4. 回采作业 （1）采准、切割工程布置 阶段矿房法的采切工程主要有；通风行人天井、分段凿岩巷及联络巷、底部 铲运机装矿巷、拉底巷、切割巷、切割天井、切割槽等（详见采矿方法图） 。 设计要求每个阶段作为独立的回采阶段，在阶段水平顶、底柱合一，厚度取 10m，在向上设置分段水平，水平高度 17m 左右，底部结构设在底柱以上的水平， 出矿在阶段水平，目的是为了提高效率。大巷水平只作为中段掘进、出矿的运输 水平和充填水平等。 沿矿体底盘布置沿脉平巷， 通过穿脉巷道与中段脉外运输巷道联通。在间柱 中间布置通风行人天井，在阶段底部布置出矿巷道，放矿溜井与沿脉巷道贯通， 底柱上部布置拉底巷道， 矿房中间布置切割天井，在间柱按分段高度布置分段平III摘要巷。 （2）回采工艺 矿房回采由矿块中央切割槽向两翼推进， 在分段凿岩巷道内采用 YGZ-90 型 凿岩机（配台架）凿垂直扇形中深孔，装药方式以装药器为主，辅以人工装填， 采用导爆线及非电导爆雷管起爆，崩落的矿石经底部漏斗放到装运巷道，由金 -075 铲运机装车运出。 在顶底柱中央位置， 从顶柱回采巷道到顶柱最高处掘进切割天井。顶柱回采巷道 钻环形深孔，以切割天井为爆破自由面，爆破后形成切割槽。在顶柱回采巷道打 上向扇形中深孔，从中央向两翼回采 1.4 主要技术经济指标 根据拟定的矿山建设规模及矿区设计开采范围内资源量及其勘探控制程度 估算，矿山服务年限 17a，基建期 2a，年工作日 300 天，3 班/日，8h/班。 矿石总回采率 85%，贫化率 12%。采矿中混入的废石品位为 12%，矿石地质 品位为 TFe32.67%，mFe22.34%,采出矿石品位 26.14% ，mFe17.87%。矿区总储量 1197.6 万吨，考虑资源可信度利用系数，可开采储量 860 万吨,服务年限 17.2。1.5 存在问题和建议1. 矿体勘查储量级别低，赵高峪铁矿床获得资源量（332+333）1197.60 万 t， TFe 平均品位 32.67%，mFe22.34%，其中：控制的内蕴经济资源量（332）368.2 万 t；推断的内蕴经济资源量（333）829.4 万 t，矿体控制程度较低，在生产中 建议加强坑内探矿，控制矿体。 2. 矿床水文控制较低， 没有做抽水试验，今后基建和生产中演加强探水工作， 一是解决井下防治水工作，二是解决采矿和选矿工业用水。 3. 地表地形较复杂，变化较大，地形测量图提供 1:2000 图幅，不利于工业场地 布置，还需要施工图作进一步的地质测量工作IV第二章2.1 综合技术经济指标表 2-1技术经济综合技术经济指标表序号指标名称 1 1.1 1.1.1 1.1.2 1.1.3 1.2 总投资及资金筹措 总投资 建设投资 建设期利息 流动资金 项目报批总投资 其中：铺底流动资金 1.3 1.3.1 资金筹措 权益资本 资本占总投资比例 1.3.2 1.3.3 2 2.1 2.2 2.3 2.4 3 3.1 3.2 3.3 3.4 3.5 4 4.1 固定资产贷款 流动资金贷款 成本费用 单位采矿生产成本 单位选矿生产成本 年平均总成本费用 年平均经营成本 销售收入、税金及利润 年均销售收入 年均增值税 年均销售税金及附加 年平均利润总额 年平均净利润 盈利能力指标 投资利润率单位数量备注万元 万元 万元 万元 万元 万元3.4 942.8 .2 420.9万元 ％ 万元 万元.65 1元/t 元/t 万元 万元77.73 58.17 7563.03正常年 万元 万元 万元 万元 万元 0.6 29.22 1.617%518.334.2 4.3 4.4 4.5 4.6 4.7 4.8 4.9 4.10 4.11 5 5.1投资利税率 资本金净利润率 项目财务内部收益率 项目投资回收期 项目财务净现值(r=10%) 项目财务内部收益率 项目财务净现值(r=10%) 项目投资回收期 权益投资财务内部收益率 权益投资财务净现值 清偿能力分析 银行贷款偿还期% ％ % a 万元 % 万元 a % 万元25.42 21.46 14.19 8.25 .35 -682.33 10.71 20.55 5580.08 税前 税前 税前 税后 税后 税后a9含建设期2.2 企业组织及劳动定员根据拟定的矿山建设规模及矿区设计开采范围内资源量及其勘探控制程度估算，矿 山服务年限 17.2a，基建期 2a，年工作日 300d，3 班/d，8h/班。2.3 投资及资金筹措2.3.1 投资估算范围本项目为赵高峪铁矿 50t/a 采选工程项目， 本投资估算范围包括： 采准系统、 竖井、 斜井开拓、+240m 中段及+180m 中段、井巷通风、井下排水、井下运输提升和井下配电 等主要生产项目；选矿机电、厂房等主要生产项目；机修厂房和空压机房等辅助生产设 施；办公房和职工倒班宿舍等服务性设施；地表工业场地、总图设备及厂区变配电等公 用工程设施。建设投资中未包含土地使用费及采矿权费用。2.3.2 编制依据1. 设备价格：国产设备按设备制造厂家询价估列，部分设备参考中国建设工程造价 管理协会设备价格信息委员会《2006 年中国机电产品价格信息数据库查询系统》价格。 2. 材料价格：采用临沂地区近期市场价格，并参照当地情况适当调整。 3. 定额及指标：参照《冶金矿山井巷工程预算定额（2007） 》及配套的费用定额。 4. 人工工资：按当地现行工资标准执行。62.3.3 建设投资估算1. 投资估算 项目建设投资估算 9353.4 万元，其中土建工程为 4209 万元（含井巷工程） ，占 45.00%，设备及工器具 3125 万元，占 33.41%，安装工程 582 万元，占 6.22%，其他费 用 1437.4 万元，占 15.37%。 2. 建设期利息 项目资本金比例 30%，固定资产贷款本金 6547.38 万元，建设期贷款利息为 942.8 万元（3-5 年贷款利息为年 7.2%，两年建设期） 。 3. 流动资金 整个项目所需流动资金为 1403 万元（扩大指标法估算，流动资金率为固定资产投 资的 15%~20%，按 15%计） ，其中 30%为铺底流动资金 420.9 万元。 4. 总投资 项目建设总投资 9353.4 万元，其中固定资产投资 7916 万元；建设期利息 942.8 万 元；流动资金为 1403 万元，其中铺底流动资金 420.9 万元；矿权转让费 2600 万元；土 地使用费 400 万元；含全部流动资金，项目总投资 14699.2 万元。2.3.4 资金筹措及用款计划报批项目总投资 14699.2 万元，其中企业资本金 7150.82 万元（含 30%铺底流动资 金 420.9 万元） ，占 48.65%，申请固定资产贷款 6547.38 万元，贷款年利率 7.2%；流动 资金贷款 1001 万元，年利率 6.84%。 按项目实施进度计划，建设期为 2 年，建设资金两年用完。2.4 生产成本参照附近类似铁矿采选指标地下采矿费用结算为 30 元/t， 充填成本 15 元/t， 选矿 费用定为 72 元/t。 铁精矿成本=（采矿费+选矿费+充填费）×选矿比 =（30+72+15）×3.12=365.04 元/t。表 2-2 矿石采选生产成本估算表序号 一、采矿成本项目 原料及辅助材料 1 炸药单位 kg单价 67单耗 0.6年耗量 300000单位成本元/t 3.602 3 4 5 6 7 8 二、三、 四、 五、 1、 2、 六、 序 号 一、雷管 导火线 导爆线 钎子钢 合金片 坑木 其它 小计 燃料及动力 1 水 2 电 小计 职工工资及福利 制造费用 充填费 修理费 其它 小计 生产成本 选矿成本项目 原料及辅助材料 1 辅助材料 燃料及动力 1 水 2 电 小计 职工工资及福利 制造费用 维简费 修理费 其它 小计 生产成本发 m m kg g m32.6 0.3 0.7 0.2 1.8 0.2 13 0.05 0.45 0.002 5t kWh1.2 0.50.02 26.5000 00
0 0 000.78 0.14 0.36 0.65 0.00 0.63 0.62 6.78 0.02 13.25 13.27 26.34 15.00 12.40 3.95 16.34 77.73单位单价单耗年耗量单位成本 元/t 原矿 23.00二、t kWh1.2 0.50.02 26.70 00三、 四、 1、 2、 3、 五、0.02 13.35 13.37 10.05 10.14 0.80 0.80 11.74 58.172.5 销售收入与利润销售利润=销售收入－销售成本－销售税金 =1.10=5307.90 万元 年净利润=销售利润－经营成本－产品税85307.90－（5500×90%）/14=3.57－314=4640.33 万元 式中基本折旧费按选矿投资的 90%形成固定资产，计算按 14 年考虑。第三章 矿山地质 3.1 矿区地质 矿床大地构造位置处于鲁西台背斜鲁中隆断区泰沂隆起中北段 金星头凸起区。构造形态主要表现为双层构造，下部为由早前寒武系变质 地层，变质侵入体组成的结晶基底，上部为由晚元古界至古生界，中生界 的沉积地层组成的盖层构造。区内矿产以铁为主。3.1.1 地层地层属华北地层大区，鲁西地层分区，出露地层有新太古界泰山岩群 （Art） ，晚元古界寒武系（∈）长青群：朱砂洞组、馒头组；九龙群：张夏 组 、崮山组、炒米店组及第四系（Q） 。 3.1.2 第四系 沂河组（QY） ：沂河组分布于区内现代河流之河床或低河漫滩上，岩 性为含砾混粒砂，砾石滩最厚可达 15m。3.1.3 构造区域基底总体构造线走向为北西～北北西向,褶皱构造不明显,主要以 断裂构造为主，以断层形式呈现，共分为北西向、近南北向及近东西向三 组，其中北西向断层规模较大。3.1.4 岩浆岩岩浆岩侵入期主要分为两期：即早元古界吕梁期侵入的、傲徕山超单91 1 元的松山单元（ aSn? 2 ） 、调军顶单元（ aDn? 2 ）和燕山晚期艾山阶段侵入的沂南超单元的东明生单元（ yD? 53 ）及铜汉庄单元（ yT??53 ）现分述如下： 早元古代吕梁期侵入岩傲徕山超单元1 （1）松山单元（ aSn? 2 ）该单元岩性为二长花岗岩，主要分布在测区东部，侵入体规模不一， 大者呈岩基状产出，小者呈岩株、岩板产出，平面多为不规则状和条带状。 岩石呈肉红色，中粒花岗结构，块状构造，主要矿物成分为长石（33.81%） 、 钾长石（26.26%） 、石英（33.19%）和黑云母（3.31%）等。1 （2）调军顶单元（ aDn? 2 ）该单元岩性为细粒二长花岗岩，出露范围较小，分布于工作区北部边 缘。呈岩株状、岩脉状产出，平面上为不规则状。岩石呈浅肉红色，细粒 结构，块状构造，主要矿物成分为斜长石（43.27%）钾长石（26.20%）石 英（24.96%）和黑云母（3.12%）等。 燕山晚期艾山阶段沂南超单元 （1）东明生单元（ yD? 53 ） 主要岩性为细粒辉石闪长岩，分布于矿区西北部，岩石新鲜面呈暗绿 色，细粒结构，块状构造。主要成份为斜长石（55%）辉石（35%）和角闪 石、钾长石、黑云母等矿物成分。 （2）铜汉庄单元（ yT??53 ） 主要岩性为闪长玢岩，分布于矿区西北，呈岩株、岩墙状产出，岩石 新鲜面呈灰色～暗灰绿色，斑状结构，块状结构，岩石中斑晶占（40%） 、 斜长石（30%） 、和普通角闪石（10%） ，基质占（20%）由斜长石和角闪石10组成。3.1.5 区域矿产区域内矿产以铁矿为主，另有金、多金属、石灰石矿等。 3.2 矿床地质3.2.1 矿体特征赵高峪铁矿床共有 8 个矿体组成， 按空间分布自上而下编号为Ⅰ、 0、 Ⅱ Ⅱ、Ⅲ0、Ⅲ、Ⅳ0、Ⅴ0、Ⅵ0，其中Ⅲ矿体为主矿体，其次为Ⅱ、Ⅰ矿体， 其它矿体 规模较小，各矿体似层状或透镜状产于新太古界泰山岩群山草峪 组含铁建造岩系中。矿层沿走向中部略厚，两侧相对厚度变薄，沿倾向呈 楔形。 矿层之间垂向分布相距较小， 沿走向呈带状分布， 含矿带宽 40～60m， 各矿体平行排列，产状与围岩基本一致，矿体较连续，总体属有限延伸的 似层状矿体（见附图） 。 矿层总厚度 78.34m（真厚度） ，TFe 平均品位 32.67%，mFe22.34%。 Ⅲ主矿体，呈似层状分布于 18～34 线之间，赋存标高-20～330m，以 400× 180m 工程间距，由 9 个见矿工程控制。矿体最小埋深 56m，最大埋深 412m。矿体走向 325° ，倾向南西，倾角 58° ～66° ，走向延长 1690m，倾斜 最大延深 350m。矿体单样 TFe 最高品位 42.62%，mFe34.65%，最低品位 TFe20.43%、mFe15.16%，平均品位 TFe31.21%，mFe22.99%。mFe/TFe 为 69%，品位变化系数为 TFe34.00%、mFe92%。矿体最大真厚度 11.64m，最 小真厚度 1.13m， 平均真厚度 4.80m， 厚度变化系数为 35.02%属于有用组分 分布较均匀和形态复杂程度简单矿体。11赵高峪铁矿床 30 勘探线地质剖面示意图Ⅰ矿体：呈似层状分布于 18 线，34 线，赋存标高 91～300m，由 4 个 见矿工程控制。矿体最小埋深 102m，最大埋深 292m。矿体长度 890m，最 大斜深 190m，矿体走向 325° ，倾向南西，倾角 60° ～80° ，矿体由浅到深呈 尖灭趋势。矿体单样最高品位 达 TFe35.41%、 mFe23.35%，平均品位 TFe34.45%、mFe20.92%。品位变化系数 TFe11.00%，mFe23.58%。矿体最 大真厚度 3.05m，最小真厚度 1.14m，平均 2.12m。厚度变化系数为 15%， 属于有用组分分布均匀和形态复杂程度简单矿体。12Ⅱ矿体：呈似层状分布于 18 线～34 线，赋存标高 92～322m，由 5 个 见矿工程控制。矿体最小埋深 56m，最大埋深 205m。矿体长度 1690m，沿 倾向斜深 148m，矿体走向 325° ，倾向南西，倾角 58° ～66° ，矿体沿走向及 倾向呈尖灭趋势。矿体单样 TFe 最高品位 36.97%、 mFe28.02%，最低品位 TFe31.08%、mFe18.70%，平均品位 TFe32.89%，mFe21.22%，品位变化系 数为 TFe21.37%，mFe25.26%。矿体最大真厚度 9.35m，最小真厚度 1.17m， 平均 3.40m。厚度变化系数为 20.00%，属于有用组分分布均匀和形态复杂 程度简单矿体。 Ⅱ0、Ⅲ0、Ⅳ0、Ⅴ0、Ⅵ0 矿体特征详见表： Ⅱ0、Ⅲ0、Ⅳ0、Ⅴ0、Ⅵ0 矿体特征统计表矿 体 号 Ⅱ0 Ⅲ0 Ⅳ0 Ⅴ0 Ⅵ0 见矿 矿体 矿体 钻孔 长度 斜深 （个） （m） （m） 2 1 1 1 2 890 200 200 200 200 80 100 110 75 235 赋存标高 （m） -98～210 154～254 97～207 124～199 -54～181 矿体产状 走向 倾向 倾角 60° 60° ～ 70° 60° ～ 70° 58° 60° 矿体 平均 真厚 度 （m） 1.72 1.27 1.75 1.22 2.08 平均品位% TFe 32.37 29.92 34.91 27.41 32.50 mFe 23.73 19.06 28.34 21.10 22.06325° SW 325° SW 325° SW 325° SW 325° SW3.2.2.矿石质量矿石的物质成分及结构构造 矿石矿物成分：矿石矿物主要为磁铁矿，为自形～半自形粒状，粒径 一般为 0.05～0.3mm；次为赤铁矿、黄铁矿、褐铁矿、磁黄铁矿、黄铜矿及 微量钛铁矿；脉石矿物主要为石英、普通角闪石，黑云母、石榴子石、透13辉石、斜长石、绿泥石等。 铁矿石主要由磁铁矿、石英、普通角闪石组成，彼此相间排列，形成 明显的条纹，条带状构造，条带宽度一般 1mm～4mm，根据磁铁矿的条纹 形状及分布特征又可分为平行条纹构造、不平行条纹状构造及褶皱条纹状 构造。 矿石常具自形半自形粒状变晶结构，组成矿物颗粒细小，磁铁矿在 0.05mm～0.30mm 之间。 各矿体矿石 TFe 品位在 27.41%～34.91%之间，mFe19.06%～28.34%之 间，从品位变化规律看，随矿体规模增大时品位逐渐增高。沿走向矿体厚 大处品位相对较高，反之较低。总体矿化比较均匀。矿石主要化学成分见 附表。 矿石中主要有害元素为 SiO2、S、P，其中 SiO2 含量较高，在 29.03%～ 47.68%，平均 41.66%；S 含量 0.12%～5.30%，平均含量为 1.20%；P 含量 甚低且变化小，一般在 0.037%～0.059%，平均含量为 0.05%。 矿石中微量元素含量较低（见表 4-3） ，元素 Co 呈混融状态赋存于黄铁 矿中，Co 一般含量为 0.001%～0.004%;Cu、Pb、Zn、Sn、As 等有害物质含 量均低于一般工业指标。14表矿石化学成分一览表样 品 编 号 分析结果 10-2 矿体编号 Ⅲ Ⅱ Ⅲ Ⅵ Ⅲ Ⅰ Ⅲ SFe 26.66 22.91 29.49 30.71 23.69 24.44 23.45 FeO 20.82 23.58 20.27 21.34 28.90 29.27 18.97 S 0.12 1.61 0.36 0.36 0.26 5.30 0.39 Cu 0.003 0.070 0.004 0.007 0.005 0.012 0.007 Co 0.002 0.002 0.003 0.002 0.001 0.004 0.002 P 0.047 0.046 0.058 0.053 0.059 0.037 .0053 MnO K2O Na2O CaO MgO 0.28 0.42 0.25 0.21 0.26 2.30 0.32 0.20 0.22 0.21 0.18 0.19 0.29 0.31 0.03 0.04 0.05 0.05 0.05 0.05 0.06 3.35 5.36 4.12 3.18 4.47 6.14 4.16 2.07 2.56 2.72 3.14 2.70 6.07 3.53 SiO2 47.68 44.84 40.79 43.28 40.67 29.03 45.35 Al2O 0.77 0.82 1.45 1.15 0.59 5.82 3.87CaO+MgO SiO 2 +AlO3H030-032 H001-002 H004-008 H011-012 H014-018 H041-042 H033-038表 4-30.11 0.17 0.16 0.14 0.17 0.35 0.16矿石微量元素含量表矿体号 Ⅳ Ⅲ Ⅲ Ⅲ 样品 编号 HQ1 HQ2 HQ3 HQ4 V2O5 8.90 13.60 9.30 61.40 TiO2 957.50 6.20 2780.70 Ni 7.00 6.80 8.10 16.40 Pb 3.80 6.20 5.50 9.60 分析结果 10-6 Zn Sn 33.70 1.50 33.80 1.90 51.10 2.50 62.00 5.50 Mo 0.64 0.65 0.69 1.10 Au 0.00 0.00 0.00 0.00 Ca &0.1 1.0 &1.0 5.0 Ge 14.80 10.20 10.00 32.30 B 3.00 3.50 5.00 7.00工程号 ZK34-1 ZK30-1 ZK30-3 ZK24-115第三章 矿山地质3.3 矿石类型3.3.1 矿石自然类型 按组成矿石的主要铁矿物，为磁铁矿，为自形～半自形粒状，粒 径一般为 0.05～0.3mm。按矿石中主要脉石矿物的种类，矿石均为磁 铁角闪石英型。按结构构造划分;以条带～条纹状矿石为主，矿体发 育地段以致密块状矿石为主，少量碎裂状矿石。 3.3.2 矿石工业类型 矿体 TFe 平均品位 32.67% ，mFe22.34%，矿体 mFe/TFe 的比值 为 68%。 另外矿石物相分析结果显示矿物成分组合较复杂， 矿石中硅 酸铁（SiFe）平均 5.8%、硫化铁（SFe）平均 1.09%和碳酸铁（CFe） 平均 0.39%的质量分数值之和大于 3%， mFe/ω (TFe- SiFe- Sfe- CFe) ω 比值为 88%，大于 85%，总体属于磁性需选铁矿石（见附表 7） 。 按造渣组分 CaO+MgO/SiO2+Al2O3 之比值，矿床矿石比值为 0.11%～0.35%，平均为 0.18%，可见矿石均为酸性矿石。3.4 矿体夹石与围岩3.4.1 矿体顶、底板围岩 矿体围岩岩性较为简单，主要为条带状含磁铁石榴角闪片岩，及 含角闪黑云变粒岩和黑云片岩等。围岩在走向上，倾向上矿物成分及 化学成份上都有变化， 角闪石等矿物在黑云变粒岩中因出现角闪石而 形成角闪黑云变粒岩等不同岩性。- 14 -第三章 矿山地质3.4.2 矿体夹石 矿体内的夹石主要为条带状含磁铁石榴角闪片岩，黑云片岩、角 闪黑云变粒岩等。根据对主要矿体夹石的统计，矿石形态简单。矿体 内夹石较少， 主要有两层， TFe 品位 8.04～23.12%， mFe0.47～1.96%， 厚度一般 0.40m～0.60m，分布于Ⅲ 矿体中，一般呈小透镜体形态，延 伸较小，往往成为矿体的包体，对矿体完整性影响甚微。3.5 矿床成因及找矿标志3.5.1 矿床成因 根据山草峪组含铁岩系的矿物共生组合， 岩石组构特征以及岩石 化学成分等特征，矿区含矿岩系为含铁碎屑岩～变粒岩建造，属于低 级铁铝榴石角闪岩相，矿石类型主要为磁铁角闪石英型。铁质组分与 海底基性、中酸性 火山喷溢活动关系密切，幔源物质中的铁质经火 山喷发喷溢形成带入水体中，经分解形成硅铁胶体而沉积，再经以后 的区域变质作用而形成变质铁矿。故矿床应属于沉积变质成因铁矿 床。 3.5.2 成矿控制因素 矿区矿床分布于鲁西隆起区，泰沂隆起沂山凸起的中部。该成矿 带呈北西 308° ～328° 展布，带内不同的规模高磁异常众多，中、小型 铁矿分布范围广。 矿床赋存于泰山岩群山草峪组上部含铁岩系中， 赋存层位具有专 属性。从区域上分析，矿体往往赋存在紧密褶皱的核部，这与区域上 鲁西地块泰山隆起中泰山岩群的变形特征吻合。- 15 -第三章 矿山地质3.5.3 矿体赋集规律 矿床内矿化富集特征及构造与后期岩浆热液以及变质程度有关。 矿床位于区域上褶皱构造的核部，矿体往往富集增厚，品位变高。但 远离褶皱轴规模较小，品位下降，如 24～34 线地段是主要矿体分布 区，而两侧矿体规模逐渐变小品位变低；矿区内岩浆岩不发育，但岩 石中见少许花岗细晶岩脉并远离矿体， 对矿体无破坏作用。矿区岩 石属沉积变质型，随着变质程度的加深，矿体厚度，矿石品位以及矿 物结晶颗粒大小均呈增大趋势。 3..6 矿区储量及勘探方法3.6.1 矿区储量资源量估算的工业指标采用 《铁、 铬矿地质勘探规范》 锰、 （DZ/T） 结合矿床特征， 本区矿体 TFe 平均品位 32.67%， mFe 平均品位 22.34%， 矿体 mFe 占有率为 88%，因 SiFe 含量大于 3%，故本次详查采用 mFe 一般工业指标作为圈 矿指标： 边界品位： mFe≥15%；最低工业品位： mFe≥20%； 最低可采厚度： 1m； 夹石剔除厚度： 1m。 1. 资源/储量 山东正元地质资源勘查有限责任公司于 2007 年 7 月提交《山东省沂水县赵 高峪矿区铁矿详查报告》共求得铁矿石储量/资源量 1197.6 万 t，山东省国土资 源资料档案馆储量评审办公室于 2007 年 7 月 30 日下发《&山东省沂水县赵高峪 矿区铁矿详查报告&评审意见书》(鲁矿勘审金字[2007]24 号)，山东省国土资源 厅于 2007 年 8 月 9 日下发《&山东省沂水县赵高峪矿区铁矿详查报告&矿产资源 储量评审备案证明》(鲁资金备字[2007]36 号)，批复批准登记铁矿石储量/资源- 16 -第三章 矿山地质量是 1197.6 万 t，其赋存位置在赵高峪矿区 18~34#勘探线间，本次开发利用方 案设计范围 18~34#勘探线间-60m 标高以上矿体，其保有资源量为 1197.6 万 t， 其中：控制的内蕴经济资源量（332）368.2 万 t；推断的内蕴经济资源量（333） 829.4 万 t。 2. 确定开采储量 根据矿体赋存特征及本次设计确定的井下开采工艺， 矿山开采储量为矿权范 围内的全部地质资源量 1197.60 万吨。+300m 回风水平以上矿体直接在该水平设 置凿岩分段在+240 米平回采。矿体储量级别较低，矿体可利用储量为 860 万吨。 考虑矿体赋存形式、状态以及开采方式，矿体回采率为 85%，可开采储量为 831 万吨。3.6.2 勘探方法赵高峪铁矿详查于 2005 年 9 月开始实施，至 2007 年 5 月结束野外施工。其 间对地质及物探资料及时整理收集和综合分析研究工作，在此基础上于 2006 年 3 月起开展了以地质钻探为主要手段的地质详查工作，共施工钻孔 11 个，钻探 工程量 3921.90m（其中：机械岩心钻探孔 9 个，工程量 3101.70m；水文、地质 钻探孔 2 个，工程量 820.20m） ，取得了良好的找效果。本次详查工作完成的主 要实物工作量见表 3-2。 通过本次详查工作，发现并基本查明中型铁矿一处，矿床成因类型属区域变 质火山沉积型磁铁矿床。 本矿床圈定 8 个矿体，新增铁矿资源量（332+333）1197.6 万 t，TFe 平均 品位 32.67%， mFe22.34% 其中 mFe≥20%的资源量 1025.6 万 t， mFe&20%的 172.0 （ 万 t） 。 控制的内蕴经济资源量 （332） 368.2 万 t， 平均品位 33.47%， TFe mFe22.99%， 占矿床总资源量的 31%。 推断的内蕴经济资源量（333）829.4 万 t，TFe 平均品位 31.87%，mFe 平均 品位 22.07%， 占矿床总资源量的 69% 其中 mFe≥20%的资源量 657.4 万 t， （ mFe&20% 的 172.0 万 t） 。 本次详查工作自 2006 年 3 月采用钻探手段重点对矿区内的 A2、A3、A4 号异常 进行钻探验证。 工程布置采用平行勘探法进行勘查，勘探基线大致与磁异常走向 平行，垂直基线布置勘探线 ，勘探线方位 NE55°，并按一定间距在勘探线上布- 17 -第三章 矿山地质置钻探工程， 对各物探异常进行系统控制，配合各类样品测试等手段对矿床进行 详查，并取得了较好的效果。表 3-2 完成主要实物工作量统计表工作项目 1：2000 地形测量 1：2000 地质测量 1：1000 剖面测量 精测钻孔坐标 机械岩心钻探孔 水文、地质钻探 基本分析 组合分析 化学全分析 物相分析 基本分析内验 基本分析外验 小块体重 抗压强度试验 选矿试验样单位 km2 km2 m 孔 m/孔 m/孔 样 样 样 样 个 个 件 件 件工作量 5.04 5.04 1.70/9 820.20/2 138 7 4 3 20 10 42 20 1根据矿床地质特征，结合磁异常的分布情况，重点对矿区主矿体进行控制， 并兼顾小矿体。 Ⅲ矿体(主矿体)、 Ⅱ号矿体按第Ⅰ～Ⅱ勘查类型相应的勘查工程间距布置探 矿工程，原则上沿矿体走向 400m，矿体斜深 100～ 200m 布设探矿工程，以达到 400×180m（走向×斜深） ，工程间距控制的求 332 类资源量，未达到该控制网度 均求 333 类资源量。 Ⅰ、Ⅱ0、Ⅲ0、Ⅳ0、Ⅴ0、Ⅵ0 矿体，规模较小，矿体控制程度较低均求取了 333 类资源量。- 18 -第四章 采矿方法设计第四章 开拓系统设计采矿方法设计4.1 开采范围及开采技术条件4.1.1 矿山开采现状该矿山为新建矿山，矿体埋深于地下，地表无出露点，且因矿石较贫，地表 无开采行为，在矿区的北侧地表有一采石场，开采石灰岩加工石子。4.1.2 设计开采范围1. 设计范围 本次设计范围为沂水县赵高峪铁矿区 18 线以南～34 线以北-60m 标高以上 矿体。 矿区拐点及坐标:1 2 3 4 5 6
2. 开采崩落范围的确定 根据矿体产状、 矿岩物理机械性质以及选择的开采方式和采矿工艺，类比同 类矿山的实际经验， 并充分考虑矿区的地质条件，确定上下盘围岩的岩石移动角 65°第四系移动角为 45°，端部为 700，据此圈定地表岩石移动界线。 （围岩的地 表错动范围见+180m 水平断面图） 设计的井筒位置及地表工业场地均布置在岩石移动界线之外4.1.3 开采方式的选择赵高峪矿区的Ⅲ主矿体，呈似层状分布于 18～34 线之间，赋存标高-20～ 335m，矿体最小埋深 60m，最大埋深 480m。矿体走向 308° ～328° ，倾向南西，第四章 采矿方法设计倾角 58° ～66° ，走向延长 1790m，倾斜延深 350m。矿体最大真厚度 11.64m，最 小真厚度 1.13m，平均真厚度 4.80m，厚度变化系数为 35.02%，属于有用组分分 布较均匀和形态复杂程度简单矿体。由上述主矿体的赋存条件可知，矿体埋藏较 深，属于急倾斜贫薄矿体，适合地下开采。4.1.4 回采顺序;根据矿体的赋存条件，设计沿矿体走向布置阶段矿房，矿块长度 60m，宽度 为矿体厚度，矿柱宽度 10m，矿房顶底柱厚度 10m。每个阶段的开采顺序为自中 间向南北两端依次回采。上下阶段的回采顺序为自上而下回采。4.1.5 中段高度根据矿体赋存条件以及选择的采矿方法，参考国内同类铁矿山的开采经验， 设计确定中段高度为 60m， 自上而下划分为 7 个中段， 分别是+300m、 +240m、 +180m、 +120m、+60m、0m 水平，0m 以下矿体作为一个阶段回采，在矿床底部设置-60m 阶段水平。其中+300m 是回风充填水平，其余分别为回采水平。4.1.6 开采技术条件简述1. 开采技术条件 赵高峪铁矿床矿体均呈层状、似层状、透镜状，呈单斜形式斜列产出，形态 简单，产状稳定，矿化连续较均匀，倾角 58°～80°。矿体平均真厚度 1.04～ 11.64m，在平面上分布范围相对集中，埋深一般在 60～350m，矿体底板标高一 般在-80m 以上。矿床中未发现断裂构造，见有少量层状花岗细晶岩脉，且远离 矿体，对矿体无破坏作用；矿层顶底板及夹石主要为含角闪黑云变粒岩，围岩及 夹石产状与矿体一致；稳定性较好，并且随深度加大而稳固性增强。 Ⅲ矿体：为主要矿体，呈似层状分布于 18～34 线，赋存标高-80～336m， 矿体长度 1790m，沿倾向斜深 350m，矿体走向 308°～328°，倾向南西，倾角 58°～66°，矿体矿化连续均匀，平均真厚度 4.80m，厚度变化系数为 35.02%。 其它Ⅰ、Ⅱ0、Ⅱ、Ⅲ0、Ⅳ0、Ⅴ0、Ⅵ0 号均为小矿体，与Ⅲ号主矿体构成一含 矿带， 含矿带宽度 40～60m 左右， 矿体多为似层状、 透镜状分布， 赋存标高为-50m第四章 采矿方法设计以上，倾向、倾角与Ⅲ矿体一致。 2. 矿岩物理学性质 磁铁矿层多数为条带状，条纹条带状及块状较坚硬～坚硬，整体性较好， 力学性质较强。 矿体上下盘都是坚硬、较坚硬的块状层状变质岩系，作为主要含矿岩系，岩 性为含角闪黑云变粒岩，条带状磁铁角闪石英岩和各种片岩等，岩石稳固性好， 对开采有利，适合采用高效率的空场采矿法的条件。 3. 水文地质条件 该区属北温带大陆季风气候，四季分明，降水较为充沛。据 1978 年至 2003 年资料，最大降水量为 872mm（1944 年）最小降水量为 285.3mm（2002 年）年降 水量集中在 6～8 月份,占年降水量的 2/3,多年平均降水量 676.5年最大蒸发 量为 1809.1mm（2002 年） ，年最小蒸发量 1542.4mm（1993 年）多年平均蒸发量 1650.5mm。 普查区内水文地质条件、工程地质条件均为简单类型，对坑采十分有利。矿 区内未发现断层构造，区内地形较平缓，岩层倾向、倾角与坡向基本一致，故不 利于接受大气降水的渗透与补给， 分布于灰岩层中厚度不一的泥质灰岩及砂页岩 为地下水的主要隔水层。 地下水的形成主要为灰岩层间水，加之裂隙发育程度较 弱，上下层之间基本无有水力联系。因此区内灰岩地层岩溶裂隙水富集程度差， 地下水较为贫乏，其径流及排泄条件欠佳。 开采技术条件和水文地质条件对采矿方法选择的影响 根据开采技术条件与水文地质条件， 对矿区开采有威胁的是没有探明的上层 灰岩水的水量问题，要在以后生产中加以研究和解决， 4. 开采的技术要求 至于矿山是否适合地表塌陷问题，本着环保和防止地表水涌入井下、方便井 下充填等原因， 本次设计要求地表不允许塌陷。应为主要采用分段凿岩阶段出矿 的分段空场嗣后充填法， 回采完矿石以后要对采空区进行充填。但仍要作好地表 移动带的安全保卫工作，设置陷落带标志。4.1.7 存在的主要问题及建议1. 矿体勘查储量级别低，赵高峪铁矿床获得资源量（332+333）1197.60 万 t，第四章 采矿方法设计TFe 平均品位 32.67%，mFe22.34%，其中：控制的内蕴经济资源量（332）368.2 万 t；推断的内蕴经济资源量（333）829.4 万 t，矿体控制程度较低，在生产中建 议加强坑内探矿，控制矿体； 2. 矿床水文控制较低，没有做抽水试验，今后基建和生产中应加强探水工作， 一是解决井下防止水工作，二是解决采矿和选矿工业用水； 3. 矿石属难选矿石，需要加强选矿工艺研究，提高铁回收率； 4. 应努力寻找生产过程中降低采选成本的途径，提高企业经济效益。 5. 加强矿山废物的综合利用研究，如：矿山废石、尾矿铁回收及其综合利用 的研究，提高综合利用能力； 6. 加强环保节能措施的研究，创建节能型、环保型绿色企业。4.2 采矿方法选择4.2.1 采矿方法初选赵高峪矿区矿体呈似层状分布于 18～34 线之间，赋存标高-20～335m，矿体 最小埋深 60m， 最大埋深 480m。 矿体走向 308°～328°， 倾向南西， 倾角 58°～ 66°，走向延长 1790m，倾斜延深 350m。矿体最大真厚度 11.64m，最小真厚度 1.13m，平均真厚度 4.80m，厚度变化系数为 35.02%，矿岩稳固性好，属于有用 组分分布较均匀和形态复杂程度简单矿体。由上述主矿体的赋存条件可知，矿体 埋藏较深，属于急倾斜贫薄矿体，适合地下开采。 该矿区属中型规模矿体，低品位 TFe、mFe 矿石，矿石品位 TFe32.67%， mFe22.34%，其工业类型为需选铁矿石，矿石品位低。表 4-1 采矿方法初选序 开采技术条件名称 号 1 2 3 4 5 6 矿石稳固性 围岩稳固性 矿体倾角 矿体厚度 矿石品位 矿体形态矿山开采技术条 可选用的采矿方法 件特征 稳固 稳固 58-66 平均真厚度 4.8m 稍低 似层状或透镜状 崩落法 充填法 空场法 崩落法 充填法 留矿法 留矿法 充填法 分段法 崩落法 空场法 充填法 留矿法初选方案分段凿岩 阶段矿房 法留矿采矿第四章 采矿方法设计7 8 9矿石特殊性质 地表是否允许陷落 围岩是否含有品位无 否 无 低 困难 能 空场法 充填法 充填法 空场法 崩落法 空场法 崩落法 空场法 充填法 空场法法上向水平 分层胶结 充填法10 技术水平 11 材料供应 12 尾砂能否利用根据源源矿山的矿石及围岩的稳固性、矿体产状、矿石的品位等地质条件和 地表不允许陷落、技术装备、材料供应、及加工部门对矿石质量的技术要求、矿 山管理水平等矿床开的技术经济条件。初步选定了三种采矿方法：分段凿岩阶段 矿房法，留矿法，上向水平分层充填法。这几种采矿方法在技术上都是可行的， 通过综合技术比较，本着安全生产，提高矿石产量，改善矿石质量，降低矿石损 失，提高劳动生产率和降低成本的原则，选定最佳采矿方法。4.2.2 方案简述1. 方案一简述 ①方案特点 回采工作面是垂直的，回采工作开始以前，除在矿放底部拉底、辟漏外，必 须开凿垂直切割槽， 并以此为自由面进行落矿， 崩落的矿石戒子中落到底部放出。 随着工作面的推进，采区不断扩大。矿房会才结束后，再有其他方法回采矿柱。 ②采场构成要素 根据矿体厚度(薄矿体)，矿房长轴沿走向布置。矿体和围岩均稳固，阶段高 度取 60m，矿块长度根据矿岩稳固性和顶板允许的暴露面积确定，取 60m。间柱 取 10m，底柱高度取 10m。 ③采准布置 沿脉阶段运输巷道、 铲运机联络道均布置在矿体下盘 10m 外围岩中，矿块两 侧掘进通风行人天井， 每个矿块中布置一个矿石溜井，在出矿平巷与中段运输巷 道之间掘进。另外采准巷道还有分段巷道，分段凿岩巷道，出矿巷道。 （具体布 置见图一） ④切割工作 切割上山，切割平巷，包括拉底及开切割槽，切割槽布置于矿房中央，采用第四章 采矿方法设计垂直深孔拉槽法。拉槽时先掘切割平巷，在切割平巷中打上向平行中深孔，以切 割天井为自由面，爆破后行成立槽。切割槽炮孔可以逐排爆破、多排同次爆破或 全部炮孔一次爆破。 ⑤矿房回采工艺 在凿岩巷道打上向扇形中深孔，全部炮孔打完后每次爆破 3 排炮孔，用毫秒 或微差雷管或导爆管分段爆破，上下分段保持垂直工作面或上分段超前一排炮 孔，以保证上分段爆破作业的安全。崩落的矿石借助自重落到矿房地步， ，出矿 采用金-0.75 型铲运机，通过出矿巷道，铲运机将矿石铲入铲斗内，倒入矿石溜 井，然后装入矿车经阶段运输大巷将矿石运走。 采场内通风路线是：风流经阶段运输大巷，通风充填巷道，采场一侧的通风 行人天井进入采场，经另一侧的通风行人天井，通风充填巷道排出。分段凿岩阶段矿房法A--A图一2. 方案二简述 ①方案特点 工人直接在矿房暴露面下的留矿堆上进行作业，自上而下进行分层回采，每 次采下的矿石靠自重放出三分之一左右， 其余暂留在矿房中做为继续上采的工作 台。矿房全部回采完毕后。暂留在矿房中的矿石再行大量放出，叫做最终放矿或 大量放矿。第四章 采矿方法设计②采场构成要素 根据矿体厚度(薄矿体)， 矿房长轴沿走向布置。阶段高度应根据矿床勘探程 度，矿体和围岩均稳固情况，矿体倾角确定，取 60m，底柱高度取 10m，顶柱取 4m，矿块长度取 60m，间柱取 7m。 ③采准布置 采准工作主要是掘进阶段运输巷道，先进天井（作为行人和通风之用） ，联 络道，出矿巷道，拉底巷道等。先进天井布置在间柱中，在垂直方向上每隔 7.5m 掘进联络道与两侧矿房贯通。 （具体布置见图二） ④切割工作 在矿房底部掘进沿脉拉底巷道，以拉底巷道为自由面形成拉底空间，为回采 工作开辟自由面，并为爆破创造有利条件，拉底高度取 2.5m。 ⑤回采工艺 回采工作包括：凿岩，爆破，通风，局部放矿，撬顶平场，大量放矿。凿岩 采用上向炮孔，炮孔直径 38-42mm，炮孔长度 2.0-2.5m，炮孔间距 0.8-1.2m， 排距 0.8-1m。爆破采用 2 号岩石硝铵炸药，用导火线点燃火雷管起爆。通过两 侧天井通风， 矿房的通风系统是从上风流方向的天井进入新鲜风流，通过矿房工 作面后，由下风流方向的天井排到上部回风巷道。留矿采矿法A--A图二第四章 采矿方法设计3. 方案三简述 ①方案特点 这种方法一般将矿块划分为矿房和矿柱， 第一步回采矿房， 第二步回采矿柱。 回采矿房时自上而下水平分层进行，随工作面向上推进，逐步充填采空区，并留 出继续上采的工作空间。充填体维护两帮围岩，并作为继续上采的工作平台。崩 落的矿石落在充填体上，用机械方法将矿石运至溜井中。矿房回采到最上层时， 进行接顶充填。矿柱则在采完若干矿房或全阶段采完后，在进行回采。 ②采场构成要素 根据矿体厚度(薄矿体)，矿房长轴沿走向布置。阶段高度取 60m，底柱高度 取 10m，顶柱取 4 m，矿房长度取 20m，间柱取 20m。 ③采准布置 在下盘掘进沿脉运输巷道，穿脉巷道，脉外联络道，拉底巷道。在每个矿块 中布置一个溜矿井，一个充填井，一个通风行人天井。 （具体布置见图三） ④切割工作 在底柱上面掘进拉底巷道， 并以此为自由面扩大至矿体边界， 形成拉底空间， 再向上挑顶并将崩下的矿石经溜井放出。 ⑤回采工艺 用浅孔落矿，回采分层高度 2～3m，崩落的矿石通过溜井出矿。先采矿房， 采用潜孔放矿，采完矿房后进行充填，充填体的强度不小于 2.5 兆帕，然后回采 两侧矿柱。第四章 采矿方法设计上向水平分层胶结充填法A--A图三第四章 采矿方法设计4.2.3 综合经济技术比较表 4-2 综合经济技术指标名称 矿区生产规模 矿块生产能力 同时回采矿块 凿岩台班效率 采矿工班效率 矿石回采率 矿石贫化率 万吨采切比单位 t/d t/d 个 m/台班 t/工班 % % m3/万 t m/万 t方案一
18 90 85 12.5 300 46 45
TFe32.6 MFe 22.3方案二
70-80（两人） 50 80 15 375 60 60
TFe 32.6 MFe 22.3 TFe 27.7 MFe 19 377.7 75.64% 285.7
82 62 144 5.8 25方案三
70-80（两人） 35 94 10 336 56 80
TFe 32.6 MFe 22.3 TFe 29.3 MFe 20.11 443.6 75.64% 335.5
105 58 163 5.8 25采矿直接成本 矿区地质储量 采出矿量 原矿地质品位元/ t 万t 万t g/t出矿品位g/tTFe26.1 MFe17.9采出金属量 选矿回收率 产出金属总量 产品价格 产品产值 采矿成本 选矿成本 采选总成本 管理费用 其它费用T % T 元/t 万元 元/t 元/t 元/t 元/t 元/t401 75.64% 303.5
70 72 142 5.8 25第四章 采矿方法设计技术经济分析： 根据矿块的生产能力、采准工程量、矿石的损失率、贫化率、劳动生产率等 指标进行分析。三个方案的主要技术经济指标见表 4-2。 从上表得知，尽管第三种方案矿石损失率和贫化率较低，但生产能力小，采 矿成本高，机械化程度低，采矿工艺复杂，这个方案不太合适，首先排除。 与第二方案相比第一案的矿块生产能工力大、劳动生产率高、回采工艺简单 安全、机械化成度高，但矿石损失率高，贫化率高。故需进行详细计算，最后综 合比较分析才能选定最终方案。 经过对初步技术经济分析比较确定的第一与第二两个方案进行详细的技术 经济计算。根据设计条件计算出每个方案的生主能力、采准切割工程量、矿石回 采率、矿石贫化率、精矿产量、劳动生产率、基建工程投资、矿石的采选成本等 项，逐项分析对比，最后综合权衡结果确定选择第一种方案和第二种方案。矿体 厚大处采用分段凿岩阶段出矿的分段空场嗣后充填法，矿体薄处（真厚度小于 4m）采用浅孔留矿法回采。4.3 采矿方法设计4.3.1 采准工作1. 采准工作的概论及其分类； 采准工作即为获得采准矿量，在开拓矿量的基础上，按不同采矿方法工艺的 要求，所掘进的的各类井巷工程。 分类：按主要采准巷道与矿体位置关系划分 （1）矿脉内采准 （2）矿脉外采准 （3）矿脉内、外联合采准 2. 采准方案的确定： 因为该矿体属于薄矿体，而且矿体倾角较大，属于急倾斜矿体，下盘岩石比 较稳固，所以采用矿脉外采准。 3. 采区构成要素 根据矿体赋存条件，设计将沿矿体走向划分矿房，矿房长度 60m，分段高度 17m，宽度为矿体厚度，间柱宽度 10m，矿房顶底柱厚度 10m。每个阶段的开采 顺序为自中间向南北两端依次回采。上下阶段的回采顺序为自上而下回采。第四章 采矿方法设计4. 采准切割的布置 ①采准切割巷道断面形状尺寸及采准切割工程量的确定 ②采准切割方法：包括天井掘进、漏斗掘进、矿房拉底，脉内平巷等的施工方 法，对劳动组织工作循环、材料消耗、劳动生产率和掘进进度等内容进行设计。表 4-3 分段凿岩阶段矿房法标准矿块采准、切割工程量表序 号 一 1 2 3 4 5 6 8工程名称 采准工程 通风行人天井 分段联络道 回风充填巷道 溜井联络道 凿岩巷道 矿石溜井 出矿巷道 小计断面 长 度 （m）数 量 （条）总 长 （m）工程量 （m3）（m2）5 7 6.25 6.25 5 3.8 760 11.5 12 60 60 12 11.51 2 2 1 4 1 760 23 24 60 240 12 81 500300 161 150 510 二 1 2切割工程 分层平巷 切割天井表 4-45 6.2510 603 130 50150 312.5留矿采矿法标准矿块采准、切割工程量表序号 一 1 2 3 4 二 1 2工程名称 采准工程 出矿巷道 通风联络道 通风行人天井 联络道 切割工程 分层平巷 拉底巷道断面长 度 （m）数 量 （条）总 长 （m）工程量 （m3）（m2）7 6.25 5 511.5 13 60 57 1 1 680.5 13 60 30563.5 81.25 300 1505 54 602 18 6040 300第四章 采矿方法设计③掘进主要技术经济指标表 4-5 掘进主要技术经济指标序号 1 2 3 4 5 6 （1） (2) (3) (4) (5) (6) (7)指标名称单位数 70-80 12.5 12.5 12.5 12.5量备注气腿式凿岩机台效 凿岩工工效 出碴工工效 爆破工工效 掌子面工效 主要材料消耗 炸药 雷管 导火线 钎子钢 合金片 木材 锚杆消耗m/台班 m3/工班 m3/工班 m3/工班 m3/工班kg/m3 个/m3 m/m3 kg/m3 g/m3 m3/m3 根/m2.6 2.4 6.8 0.28 0.8 0.05 0.24.3.2 回采工作1.矿房的回采方式： 矿床地下开采按开拓、采准、切割与回采四个步骤进行，各步骤之间保持一 定的时空超前关系，每一步为下一步创造条件，准备出适当的矿量。 按照先采间柱，充填后采矿房，最后采顶柱的顺序回采。 2.采场凿岩爆破工作 选用的采矿方法为分段凿岩阶段出矿的分段空场嗣后充填法，分段高度取 17m，矿体水平厚度按 10m 计算。在分段凿岩巷道内采用 YGZ-90 型凿岩机（配台 架）凿垂直扇形中深孔。 矿石的坚硬系数为 f=8～10， 查表得单位炸药消耗量 q=1.26Kg/m .矿房尺寸 为 60m×60m×10m, 阶段高度是 17m，采用 YGZ-90 型凿岩机（配台架）上向扇形 中深孔。炮孔的布置附于图四 钻孔直径 60mm, 钻孔眼距 w=(25-30)d=1.5m3第四章 采矿方法设计排距 b=(1-1.5)w=1.6m 炮孔孔底距为 2.5m 装药方式以 BQ-100 型装药器为主，辅以人工装填 填塞长度在 0.6-1.2m 范围内，相邻深孔采用交错不同的填塞长度，以避免 孔口附近炸药过分集中的状态。 每排炮孔的装药量： Qp=qwS=170×1.6×1.26=342.72Kg 单位炸药消耗量 q=1.26Kg/m3每个炮孔的装药量附于表 4-6 每次爆破的装药量: Q 总=3×Qp=3×342.72=1028.16Kg 爆破器材：采矿爆破材料主要有炸药，非电导爆雷管，火雷管，导爆索，导 火线等。 井下爆破使用 2#岩石炸药或乳化炸药， 年消耗量 325t， 日消耗量 1000kg， 井下在+180m 水平设置井下炸药库，矿山从炸药加工厂购置运入矿区，直接下井 存入井下爆破器材库，火工器材必须使用专业卡车运输，并且符合国家规定。炮孔布置图图四第四章 采矿方法设计表 4-6炮孔号 1 2 3 4 5 6 7 8 总数 3．二次破碎倾角 58 66 73 79 85 95 108 123孔深（m） 17 18.6 21 23.6 17.8 12.8 9.4 7.4 110.6装药量（kg） 52.7 57.6 65.1 73.1 62.05 39.7 29.1 22.9 342.72采场内少量的大块， 运输提升到地表以后再进行破碎，在采场内不进行二次 破碎，井下也不再设二次破碎洞室。 4. 出矿 采场内矿石爆落以后靠自重落到矿房底部拉底堑沟，矿房底部有出矿巷道， 每个矿房内布设一个矿石溜井。矿石经出矿巷道放出，采用金-0.75 型型铲运机 出矿，通过出矿巷道，铲运机将矿石铲入铲斗内，倒入矿石溜井，最后装入矿车 经阶段运输大巷将矿石运走。4.3.3 采场顶板管理矿体顶底板岩性为含角闪黑云变粒岩， 裂隙不发育， 岩石呈块状， 结构稳定， 其饱和单轴抗压强度平均值为 119.55 MPa，总体看矿体及顶底板稳定性较好。 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、 顶底柱、 矿石来支撑顶板，回采完矿石以后，对采空区进行充填，靠充填体来支撑顶板。4.3.4 回采工作计算 1.分段凿岩阶段矿房法矿石的密度是 3.5t/m ,阶段高度是 17m，矿体水平厚度按 10m ，排距 b=(1-1.5)w=1.6m，炮孔孔底距是 2.5m，炮孔深度见上表 4-6， 每排炮孔总深度 为 110m，凿岩效率为 18m/台~班，每次爆破三排，凿岩约需要 19 个班。总装药 量为 1028Kg，选用装药器的装药效率 100kg/小时，装药爆破约需要 2 个班，通 风需要 2 小时。在凿岩的过程中，铲运机可以进行上一个循环的出矿。3第四章 采矿方法设计一个循环的出矿量: Q=17×10×1.6×3×3.5=2856t 采用金-0.75 型型铲运机出矿 采场日生产能力为 280t、一个采矿场的回采时间约 250 天、从中间向两翼 回采，同时回采两个工作面。表 4-7 分段凿岩阶段矿方法法回采作业循环图表序 号 1 2 3 4 5作业 作业名称 时间 （班） 凿岩 装药、爆破 通风 撬毛、支护 出矿 2735天 1 2 3 4 5 6 710 天 8 9 10 1 215 天 3 4 519 2 12. 浅孔留矿采矿法（主要用于矿体真厚度 2-3m 的地方） 矿石的密度是 3.5t/m ,矿体水平厚度按 4m ， 炮孔直径 38-42mm,孔距 1.2m， 排距 0.8m，炮孔深度 2.2m，同时爆破三排炮孔，炮孔布置，第一排打 5 个炮孔， 第二排打 4 个炮孔，第三排打 5 个炮孔，炮孔总深度为 30.8m。 选用 7655 风动凿岩机凿岩 每次爆破的装药量： Qp=qwS=8.8×2.4×1.26=27Kg 一个循环的出矿量: Q=2.2×4×0.8×3×3.5=74t 采用金-0.75m3 型型铲运机出矿 每天可进行两个循环 日生产能力为 150t第四章 采矿方法设计表 4-8 浅孔留矿法回采作业循环图表序 号 1 2 3 4 5作业 作业名称 时间 （h） 凿岩 装药、爆破 通风 撬毛、支护 出矿 4 2 1 1.5 3.5 2Ⅰ 4班 6 8 2Ⅱ 4班 6 8 2Ⅲ 4班 6 84.3.5 采场通风1. 分段凿岩阶段矿房法工作面需风量 采场内通风路线是：风流经阶段运输大巷，通风充填巷道，采场一侧的通风 行、人天井进入采场，经另一侧的通风行、人行天井，由通风充填巷道排出。 ①按排除炮烟计算回采工作面需风量； 40.3 40.3 3 Q? iAv ? 0.155 * 243 .5 *1029 ? 1.103 m /s t 2 * 3600 式中： Q―所需通风风量，m /s； t--通风时间，2 小时； A--一次爆破炸药消耗量 ，kg； i―炮烟涌出系数，取 0.155 v--充满炮烟的巷道容积，m Q=Sv=5×0.3=1.5 m /s 式中： v―排尘风速，一般取 0.15～0.25m/s S―巷道断面面积，m2 实际所需风量为 Q=1.5 m /s 选用压入式通风 可以选用 JK55―2NO.3 型局扇通风，功率为 1.4KW 2. 留矿采矿法工作面需风量 矿房的通风系统路线是： 新鲜风流经过阶段运输巷道，从上风流方向的天井3 3 3 3②按排尘风速计算回采工作面所需风量；第四章 采矿方法设计经过联络道进入采场， 通过矿房工作面后，由下风流方向的天井排到上部回风巷 道。 ①按排除炮烟计算回采工作面需风量； 18 18 3 Q? AV 1(2 ? v ) ? 27 * 730 (2 ? 530 ) ? 1.585 m /s V 730 t 1800 式中： Q―所需通风风量，m /s； t--通风时间，半小时； A--一次爆破炸药消耗量 ，kg； v--全巷道空间体积, m3 3 3V--采场空间通风体积, m Q=Sv=10×0.18=1.8 m /s3②按排尘风速计算回采工作面所需风量；式中： v―排尘风速，一般取 0.15～0.25m/s S―巷道断面面积，m2 实际所需风量为 Q=1.8 m /s 选用压入式通风 可以选用 JK55―2NO.3.5 型局扇通风，功率为 3KW34.3.6 采场充填首先回采间柱， 回采完间柱后的充填采用胶结充填，间柱空区胶结充填物料 配置：充填骨料取本矿分级尾砂及废石。胶结材料取普通硅酸盐水泥。日平均胶 结充填量为 100m3。一个矿块间柱空间体积 6000m3，约 2 个月充填完毕，养护后 可进行矿块矿房回采。 矿房空区体积为 25000m3，矿房空区采用尾砂充填与废石充填相结合的充填 方法，即在矿房底部先充填一部分废石，浇灌尾沙与水泥（或胶骨粉）混合的砂 浆，使其具有一定强度，待其凝固后在充填废石，充填完以后，在顶部再浇灌一 些水泥砂浆，使其凝固，以利于顶柱的回采。采场内出完矿以后，废石经阶段运 输大巷，通风充填巷道倒入采场进行充填，胶结充填物料通过管道进行输送。由 于本矿年产尾砂和废石总量均能满足矿块采空区充填物料的需要， 4 月充填完 约 毕。待充填完毕后进行顶柱回采。 薄矿体处采用浅孔留矿法，充填主要采用废石充填，因为矿石品位较低，平 均每三到四吨矿石出一顿铁精粉，选矿厂选出的废石用于充填。另外掘进以及采第四章 采矿方法设计场产生的废石也用于充填。4.3.7 矿柱回采1. 回采顺序 先回采矿柱，然后进行充填（充填体的强度不小于三兆帕） 。待充填体凝固 后回采矿房，充填矿房后回采矿柱。 2. 间柱回采 间柱自上而下回采。 在联络道打上向中深孔，以通风行人天井为爆破自由面 向上下盘切割，爆破后形成切割槽。以切割槽为爆破自由面，在联络道打上向扇 形中深孔，两侧每侧爆破三排炮孔（共 4m，每排炮孔间距为 1.3m，炮孔孔底距 2m） 爆落的矿石经过通风行人天井溜到矿房底部，通过矿房最底部联络道出矿， 。 用铲运机将矿石装入矿车。 间柱回采完以后进行充填， 要求充填体的强度不小于三兆帕。充填前要先浇 灌通风行人天井及凿岩联络道。 3. 顶、底柱回采 在顶底柱中央位置， 从顶柱回采巷道到顶柱最高处掘进切割天井。顶柱回采 巷道钻环形深孔，以切割天井为爆破自由面，爆破后形成切割槽。在顶柱回采巷 道打上向扇形中深孔，从中央向两翼回采。 （具体的回采工艺如图五所示）A--A图五第四章 采矿方法设计4. 浅孔留矿法矿柱回采 因为矿石品位较低， 薄矿体处采用浅孔留矿法， 每个矿房间布置永久性矿柱， 采场采完矿石以后不再进行回采矿柱，矿柱作为永久性损失。4.3.8 采矿方法技术经济指标的计算矿房回采储量 8.7 万 t、矿房回采日产量 280 吨、矿房回采时间 250 天。类 比类似矿山，矿房的回收率 88%、矿房贫化率 10%;间柱回采率 80%，贫化率 25%; 顶柱回采率 75%，贫化率 25%。 50 ? 50 ? 69.4% 矿房所占比重 S ? 60 ? 60 10 ? 60 ? 16 .7% 间柱所占比重 W ? 60 ? 60 50 ? 10 ? 13 .9% 顶柱所占比重 V ? 60 ? 60 矿块总回采率 Hk=88%×64.9%+75%×13.9%+80%×16.7%=85% 矿块总贫化率 P=12%×64.9%+10%×13.9%+20%×16.7%=12.5% 吨矿石的直接成本见表 4-2， 吨矿主要耗材用量见表 4-9， 掘进主要技术经济指 标见表 4-5。第四章 采矿方法设计4.4 采区的主要技术经济指标汇总表 4-9 采矿主要技术经济指标序 号 指 标 名 称 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 矿块生产能力 采矿凿岩台效 铲运机台效 凿岩工工效 出矿工工效 支护工工效 爆破工工效 采场充填工工效 采矿掌子面工效 采矿损失率 采矿贫化率 采切比 主要材料消耗单 t/d位指标 280 285 107 143 53备注t/台?班 t/台?班 t/工?班 t/工?班 t/工?班 t/工?班 t/工?班 t/工?班 % % m3/kt95015 20（1） 炸药 (2) (3) (4) (5) (6) (7) (8) (9) 雷管 导爆线 钎子钢 木材 水泥 轮胎 钢材 液压油kg/t 个/t m/t kg/t m3/t kg/t 个/t kg/t kg/t0.36 0.02 0.2 0.05 0.0005第四章 采矿方法设计表 4-10 回采作业成本计算表序号 成本项目 一 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 辅助材料 炸药 雷管 导爆线 导火线 钎子钢 合金片 坑木 水费 润滑油 其它 小计 二 动力消耗 电度电费 三 四 工人工资 职工福利基金 作业成本 年作业量单位单消单价单位成本 总用量总成本kg/t 个/t m/t m/t kg/t g/tm30.36 0.02 0.2 0.2 0.05 0.002 0.6 2.6 1.8 0.7 13 0.45 2.16 0.052 0.36 0.14 0.65 0.009 0.625 0.024000
000000 000 0 00t kgkw.h/t 元 元 元/t 万t33.84
50表 4-11 掘进作业成本计算表序号 一 1 2 3 4 5 6 7 8 二成本项目 辅助材料 炸药 雷管 导爆管 导火线 钎子钢 锚杆 坑木消耗 合金片 动力消耗 电度电费单位单消单价单位成本总用量总成本Kg /m3 2.6 个/m3 m/m3 m/m3 kg/m3 根/m3 m3/m3 g/m3 6.8 0.28 0.2 0.005 0.8 2.46 2.615.6 6.240001.8 1312.24 3.640006.25 0.36125 200000kw.h/m3 33.84 元 0.5三 四工人工资职工福利基金 元 作业成本 年作业量 元/m3 m3表 4-12 采掘设备表名称 凿岩钻机 装药机 气腿式凿岩机 凿岩台车 电动铲运机 凿岩台车 1 喷浆机 锚杆台车 局扇 局扇 装岩机型号 YGZ-90 BQ-100 型 7655 型数量 16 16 3备用 4 4 2金-0.75 型73PHZW-51JK55―2NO.3 JK55―2NO.3.5 金-0.75 型6 1 22 1 14.5 矿山生产能力 4.5.1 矿山工作制度及服务年限服务年限及工作制度根据拟定的矿山建设规模及矿区设计开采范围内资源量及其勘探 控制程度估算，矿山服务年限 17a，基建期 2a，年工作日 300 天，3 班/日，8h/班。 矿石总回采率 78%，贫化率 20%。采矿中混入的废石品位为 12%， 矿石地质品位为 TFe32.67%，mFe22.34%,采出矿石品位 26.14% ， mFe17.87%，岩石混入率为 31.59%。矿区总储量 1197.6 万吨，考虑 资源可信度利用系数， 可利用的储量 841 万吨,可采储量为 588.7 万吨。 年采矿量 50 万吨，动用回采储量 34.2 万吨，服务年限 17.2 年，采出 矿石 860 万吨 4.5.2 矿山生产能力论证矿山生产能力及其验证根据矿区矿体赋存条件、开采技术条件、资源量分布、采矿方法，初 拟矿山生产能力为 50 万 t/a。 1 ○ 按照经济合理服务年限验证，服务年限取 15a，其矿山生产能力可达 57 万 t/a； 2 ○ 按照类比同类矿山年下降速度验证，年下降速度取 15m/a， 其矿山生产能力达 50.9 万 t/a； 3 ○ 按新中段开拓与采准条件验证，首采中段+240m 中段服务年限可达 3a， +240m 中段 30#线北的首采块段将有 2a， +180m 中段 30# 线北的开拓采准工程可以完成，三级矿量亦能满足。 ④ 根据矿体的赋存特征、开采技术条件、开拓系统布置以及选择的采矿方法， 设计采用中段可布矿房利用系数法对矿山生产能力 进行验证。在此用Ⅲ矿体验证生产能力（见下表） ： 表 5 矿山能力验证表 矿体 水平 厚度 (米) (米) +240M +180M +120M +60 0 约 178 约 178 约 178 约 178 约 178 4.8 4.8 4.8 4.8 4.8 90
22 22 22 22 矿体 沿走 向长 度 可布 矿块 数 (个) (个) 10 10 10 10 10 (个) 7 7 7 7 7 同时 同时 各种采矿方法所占 生产 出矿 矿块 矿块 阶段 数 数 矿房 法 6 6 6 6 6 数 留矿 法 1 1 1 1 1 矿块 利用 系数 阶段生 产能力生产水 平阶段 矿量 (万 T)0.32 0.32 0.32 0.32 0.3250 50 50 50 50由上表可以知：矿山采用较小的矿块利用系数，Ⅲ矿体的各个生 产水平可以达到 50 万吨/年的生产能力，若将采切工程副产矿石考虑 进去，矿山可以达到 55 万吨/年的生产能力是比较可靠的。 阶段矿房法的综合生产能力取值为 8 万吨/年。该方法的生产能 力决定于出矿设备的生产能力，矿山选用 0.75M3 电动铲运机，该机 型性能先进，生产效率高，适合于井下作业，单机年生产能力可达 9.6 万吨（300 天/年） 。留矿法的综合生产能力取值为 2 万吨/年。该方法的生产能力决 定于风机落矿的效率，按照取值得 30 吨/台班的效率是能保证的。 根据矿山生产能力验证，拟定矿山建设规模 50 万 t/a 是可行的 4.5.3 矿山年生产能力论证过程根据赵高峪矿区的矿床资源储量较大，且品位稍低的具体情况，本着“尽快 将资源优势转化为经济优势， 促进地方经济发展，满足钢铁工业对铁矿石不断增 长的需要”的原则，在开采技术条件允许的条件下，尽量使矿山达到较大的生产 规模。 1、按同时回采矿块数法确定矿山年生产能力；A??K1?N?P 1t/a;式中:P1 - -矿房的生产能力， / a； t N - -为单位阶段内可能布置 的矿块总数，个； K1 - -为矿房采出矿石率， %；? - -为矿块系数，；一般取 13 ? 1 2 ，取0.32； %则：A ? 0.32 ? 22 ? 7.14 ? 59万t / a； 85%2、按年下降速度法确定矿山年生产能力；A? HS?K , t/a 1 ? ??式中：H ? ?为年下降速度，取 m / a； 15 S ? ?为矿体水平面积， 2； m? ? ?为矿石体重，t / m 3；K ? ?为矿石回收率，； % ? ? ? ?为废石混入率，； % 则：A ? 15 ?
? 85% ? 55万t / a； 1 ? 31.59%3. 按合理服务年限法确定矿山年生产能力；A?Q?K , t/a T ? ? (1 ? ? ?)式中： Q ? ?为工业矿量，t；T ? ?为计算服务年限，a； 15 K ? ?为矿石回收率，； % ? ? ? ?为废石回收率，； % 则：A ? 841? 85% ? 69万t / a； 15 ? (1 ? 31.59%)4. 按及时准备新水平法确定矿山年生产能力；A?Qj ? K Tj ? ?，t/a式中： Q j ? ?为一个阶段的工业矿量 t； ，T j ? ?为一个新阶段的准备时 间，a；? ? ?为超前系数；取 .2； 1则：A ? 178? 85% ? 50万t / a； 2.5 ? 1.2矿山生产能力取几种方法算出的最小值（0.32） ，初拟矿山生产能力为 50 万 t/a。 矿山采用较小的矿块利用系数，Ⅲ矿体的各个生产水平可以达到 50 万吨/ 年的生产能力，若将采切工程副产矿石考虑进去，矿山可以达到 55 万吨/年的生 产能力。 阶段矿房法的综合生产能力取值为 8 万吨/年。该方法的生产能力决定于出 矿设备的生产能力，矿山选用金-0.75M3 电动铲运机，该机型性能先进，生产效 率高，适合于井下作业，单机年生产能力可达 9.6 万吨（300 天/年） 。 留矿法的综合生产能力取值为 2 万吨/年。该方法的生产能力决定于风机落 矿的效率，按照取值得 30 吨/台班的效率是能保证的。 根据矿山生产能力验证，拟定矿山建设规模 50 万 t/a 是可行的4.6开拓方案选择4.6.1 概述 为开采地下矿床， 从地表向下掘进一系列井巷通达矿体。便于人员出入以及 把采矿机械设备、 器材等送往个采掘工作面， 同时把采出的矿石由井下运往地表。 使地表与矿床形成一条完整的运输、提升、通风、排水、动力供应等服务井巷， 这些井巷工作的建立称矿床开拓。为开拓矿床而掘进的井巷称开拓井巷，其在空 间及平面上的布置系统就构成了该矿床的开拓系统。 依据矿床赋存特点， 地表、 地形条件， 井巷布置的位置和井巷形式的不同等， 开拓方法可按两种情况分类： ⑴按井筒与矿床的相对位置可划分为：下盘开拓、上盘开拓及侧翼开拓。 ⑵按井巷形式的不同可划分为：平峒开拓、斜井开拓、竖井开拓、斜坡道开拓 及联合开拓。 矿床开拓方法大致可分为单一开拓和联合开拓两大类。常见的有平硐开拓、 竖井开拓、斜井开拓。 平硐开拓法是以平硐为主要开拓巷道，是一种最方便、最安全、最经济的开 拓方法，但只有在地形有利的情况下才能发挥其优点，即矿床赋存于山岭地区， 埋藏在周围平地的地面以上才能使用。 竖井开拓法以竖井为主要开拓巷道，它主要用来开采急倾斜矿体（一般矿体 倾角大于45°）和埋藏较深的水平和缓倾斜矿体（倾角小于20°）.这种方法便 于管理，生产能力较高，在金属矿山使用较普遍。 斜井开拓法以斜井为主要开拓巷道，适用于开采缓倾斜矿体，特别使用于开 采矿床埋藏不太深而且矿体倾角为20°～40°的矿床， 这种方法的特点是施工简 便、中段石门短、基建工程量少、基建期短、见效快，但是斜井生产能力低，因 此适用于中小型金属矿山，尤其是小型矿山。 4.6.1.1 中段高度 影响阶段高度因素有：矿床开采技术条件，基建工程对阶段高度的影响。阶段高度的确定必须考虑装备并使之适应采场采准、 切割工程量及阶段保有的开拓 矿量与阶段高度密切相关。 根据矿体赋存条件以及选择的采矿方法，参考国内同 类铁矿山的开采经验，设计确定中段高度为 60m，自上而下划分为 7 个中段，分 别是+300m、+240m、+180m、+120m、+60m、0m 水平，0m 以下矿体作为一个阶段 回采，在矿床底部设置-60m 阶段水平。其中+300m 是回风充填水平，其余分别为 回采水平。4.6.2.方案初选赵高峪矿区的Ⅲ主矿体，呈似层状分布于18～34线之间，赋存标高-20～ 335m，矿体最小埋深60m，最大埋深480m。矿体走向308°～328°，倾向南西， 倾角58°～66°，走向延长1790m，倾斜延深350m。矿体最大真厚度11.64m，最 小真厚度1.13m，平均真厚度4.80m，厚度变化系数为35.02%，属于有用组分分布 较均匀和形态复杂程度简单矿体。 由上述主矿体的赋存条件可知， 矿体埋藏较深， 属于急倾斜贫薄矿体，适合地下开采。 矿区所处地理位置为鲁西隆起区泰沂隆起，沂山凸起的中部，为低山地区， 地形为南部高，北部低，地面向北倾斜，区内冲沟发育，大气降水顺岩层层面及 冲沟而下，基本无积水。 至于矿山是否适合地表塌陷问题，本着环保和防止地表水涌入井下、方便井 下充填等原因， 本次设计要求地表不允许塌陷。但要作好地表移动带的安全保卫 工作，设置陷落带标志。 根据上述因素不难发现采用竖井开拓比较适合， 并初步拟定了以下两种矿床 可能使用的开拓方法：方案一，中央明竖井和副竖井开拓；方案二，中央明竖井 和两段副斜井开拓。 4.6.3. 方案简述 由于两种方案的主井选择一致，此处只对两种方案的副井进行简述。 主井井筒中心坐标： X= Y= Z=+380m 主井自地面一次掘至-60 米水平，井深 440m，石门方位角 2350，配置双箕斗单绳提升。 方案一：副竖井（罐笼井）开拓 副井布置在下盘30#岩石崩落以外的东南山地平坡上，采用罐笼负担废石、 人员、材料设备的提升任务；兼作进风井。 副井井筒中心坐标： X= Y= Z=+380m 副井采用圆形断面，直径4.5m，从地表一次掘至-60m水平。采用中央两翼对 角式通风系统多级站机械抽出式通风方式，18#和34#线附近分别布置南、北通风 井，井径均为3m并兼作安全出口，装备梯子间。 北风井井筒中心坐标：X=
Z=+390m 北风井井口标高+390m,井底标高+300m，井深 90m。 南风井井筒中心坐标：X=4077715 Y= Z=+372m 南风井井口标高+372m,井底标高+300m，井深 72m。 新风自付井进入井下生产中段，经石门、中段运输大巷、矿房人行上山进入 矿房采场，污风经上中段回风充填大巷、总回风巷、风井抽出地表。 方案二：两段副斜井开拓 副井井筒中心坐标： X= Y= Z=+380m 副井分两次开拓， 第一段斜井掘至+180m 水平， 做为首采段。 第二段斜井自+180m 掘至-60m 水平。 斜井断面为 3.3×2.3m2,倾角 25°副井负担全矿的废石提升、人 员设备材料的提升运输等任务，另外副井作为进风井，距离主井 130m。两斜井 提升机选用 JK-2/30A 卷扬机。 风井设在矿床的南北两翼井筒内设梯子间兼作矿山的安全出口北风井井口标高+390m,井底标高+300m，井深 90m。 北风井井筒中心坐标：X=
Y= Z=+390m 南风井井口标高+372m,井底标高+300m，井深 72m。 南风井井筒中心坐标：X=4077715 Y= Z=+372m 新风自付井进入井下生产中段，经斜井石门、中段运输大巷、矿房人行上山 进入矿房采场，污风经上中段回风充填大巷、总回风巷、风井抽出地表。 根据矿井涌水量，拟定采用全矿分段集中接力排水系统。+180 和 0m 中段付 井井底车场一侧开掘水泵硐室、中央变电硐室、水仓、清泥平巷、绞车硐室，由 排水管斜井与斜井联接，0m 中段涌水由井底泵房排入+180m 中段井底车场水仓。 0m 水泵硐室安装 100D45×5 型多级分段水泵 3 台， 水泵扬程 225m， 电机功率 90kw， +180m 水泵硐室安装 100D45×6 型多级分段水泵 3 台,水泵扬程 270m，电机功率 110kw，矿井涌水排出井口地表高位水池或地表排水沟，经处理达标后可用于井 下凿岩，喷洒除尘、消防以及选矿工业用水等。主排水管为 ?219×5 无缝钢管两 条。水仓容积均为 450m3,双水仓形式布置。 4.6.4 开拓方案初步分析比较:表4-13 开拓方案技术经济指标比较表项目名称 开凿量 基建投资总额 投资回收期 运输、提升费用 产品成本 基本建设期限 设备与材料用量 占用农田和土地 4.6.5 技术经济分析方案一 6997m? 73.13万元 12.8a 1014万元 128元/t 3.5a 较多 15O方案二 9068 m? 96.06万元 10.71a 900万元 116.10元/t 2a 多 22万O表4-14 开拓方案经济效益对比表序号 一项目名称 基建投资总额 其中工程费 安装工程 设备及工器具 其他费用 征地费方案一 13757万元 8764万元 590万元 2875万元 1256万元 272万元 570万元 5109万元 较好方案二 14699.2万元 9353.4万元 582万元 3125万元 1238.7万元 400万元 500万元 4991万元 好二 三 四提升生产总费用 维修管理费用 相对经济效果除了以上技术经济比较外，还应考虑矿山企业的实际情况。比如：此矿山就 存在施工力量不足和技术素质较差，施工管理水平有限；以及矿体的实际情况， 矿体埋藏深度从+380m 至-60m 水平但上部矿石质量较好。 综合考虑后决定采用主 竖井、两段副斜井的开拓方案。此开拓方案对矿体具有以下有点优点：斜井施工 管理较竖井简单、 方便； 副井采用斜井还可以解决因为走向过长带来的运输物料 距离过长的麻烦；另外两期开拓减少了矿山初期投资、降低了矿石生产成本、加 快了建设速度、缩短了投资回收期；这对小型矿山是相当重要的。 根据矿体赋存条件，地形地貌特征，本次开发利用方案初拟，采用下盘中央 箕斗竖井和分段斜井联合开拓方案。4.7 开拓方案4.7.1 设计采用的开拓系统形式，它具有的优点及对该矿的适应性 开拓方式采用竖井和两段斜井开拓，竖井和斜井均布设在下盘 30#岩石崩落 以外的东南山地平坡上。主竖井采用 2.1m3 双箕斗提升，选用 2JK-3.5/20 卷扬 机，主井负担全矿的矿石提升任务。井口标高+380m,井底标高-60m,井深 440m。 箕斗井的矿仓、装载硐室设两个，分别在+160m，-20m 水平。首先回采+180m 以 上矿石，因为一方面是考虑+180m 以上矿石较好，占大部分矿量，0m 至地表垂高 足有 200m，适合一次回采；作为一期工程。+180m 以下作为二期开拓工程。回采 +180m 以上矿体， 矿石卸在+150 m 矿仓， 粉矿回收装置设在+120 水平； 回采+180m 以下矿石时，矿石卸在-40m 矿仓，粉矿回收装置设在-60m 水平；矿石由各自的装载硐室装矿提至地表。要求箕斗井一次掘至-60m 水平，并一次施工好两个装 载硐室和矿仓。 副井为斜井，由于矿体走向较长，加之分两段开采便有了斜井分两段，两次 施工。 分两次开拓， 第一段斜井掘至+180m 水平， 做为首采段。 第二段斜井自+180m 掘至-60m 水平。,倾角-25°。副井负担全矿的废石提升、人员设备材料的提升 运输等任务， 另外副井作为进风井， 距离主井 130m。 两斜井提升机选用 JK-2/30A 卷扬机。 全矿采用中央两翼对角式通风系统，多级站机械抽出式通风方式。28#线和 34#线附近分别布置南、北通风井，井径均为 3m，并兼作矿井安全出口，装备梯 子间。 新风自付井进入井下生产中段，经斜井石门、中段运输大巷、矿房人行上山 进入矿房采场，污风经上中段回风充填大巷、总回风巷、风井抽出地表。 在各中段水平设置辅扇辅助通风，井下掘进及采场爆破后采用局扇进行局部通风。 全矿采出的矿石或废石由架线电机车经运输大巷、 石门牵引至主溜井放入矿 仓由箕斗提升至地表或由斜井提升废石。 由于矿体走向较长，较好的矿石大部分赋存于 24#至 34#线之间、+180m 以 上，所以分两期开拓，以达到建井周期短、见效快、投资省、提升功最小、年运 营费最低的目的； 副井采用两段斜井还解决了因为矿体走向长带来的人员、设备 和材料运距过长的缺点。 4.7.2、对主副井井位、井深、形状规格、机械配置、井筒装备等进行设计 （一）主井设计: ①主井井位井深 确定主井的位置就是确定其在垂直矿体走向方向上和沿走向方向的位置。在 垂直矿体 走向方向需布设在移动范围之外；在沿走向方向上根据矿石运输功最 小；再考虑地表、地下的其他因素最终确定主井井筒坐标： X=； Y=； Z=+380 米； 主井自地面一次掘至-60 米水平，石门方位角 235°，井深 440 米。 ②主井形状规格及机械装备 采用圆形断面形式并布设双箕斗、梯子间、管缆间、选用钢丝绳罐道。1)主井井位井深 确定主井的位置就是确定其在垂直矿体走向方向上和沿走向方向的位置。在 垂直矿体 走向方向需布设在移动范围之外；在沿走向方向上根据矿石运输功最 小；再考虑地表、地下的其他因素最终确定主井井筒坐标： X= Y= Z=+380m 主井自地面一次掘至-60 米水平，石门方位角 235°，井深 440 米。 2)主井形状规格及机械装备 主井采用圆形断面形式并布设双箕斗、梯子间、管缆间、选用钢丝绳罐道。 箕斗规格选择： 选择提升容器的原则是： 一次合理提升是应使初期投资和运转费的加权平均 和最小，为了确定一次合理提升量从而选择标准的提升容器可按以下步骤计算： ①确定合理的经济速度 经研究证明合理的提升速度可用下式计算 Vj= (0.3 - 0.5) H? 式中： H 为提升高度 H=HZ +HS +HX ；HZ 为装载高度 HZ =18～25 m； HS 为矿井深度 m； HX 为卸载高度 HX =15～25 m； 则 VJ = 0.4 440 ? 8.4m/ s ②估算一次提升循环时间 T ?x ? H ? Vj ? ? ? ? Vj a =52.4+10.5+10+10 =83 s 式中： a 为提升加速度，一般取 a=0.8m/s2；? 为箕斗装卸载休息时间，取 10s；? 为箕斗低速爬行时间，取 10s；③计算小时提升量As=C?af?An/br ?ts 式中：t/hC 为提升不均衡系数 C 取 1.15； An 为矿井设计年产量 50 万 t/a； af 为提升富裕系数 af =1.2； ts 箕斗每天工作小时数,一般取 14h/d； br 为每年工作日 br =300 天； 则 As=1.15×1.2××14=164.3 t/h ④计算小时提升次数 ns ns=3600/ T,x=.3=43 次 ⑤计算一次合理提升量 Q’ Q’= As/ ns=164.3/43=3.8 t 根据 Q’查 《金属矿用单绳箕斗规格表》 选用 V=2.1m3 翻斗式、 最大载重 41.10 千牛的箕斗。 ⑥计算一次实际提升量 Q=r?V=3.5×2.1=7.35 t ⑦用实际载重量核定一次提升循环时间 Tx Tx=3600?Q / As=/164.3=161 s 钢丝绳罐道选型： 罐道绳直径的确定， 除满足拉紧力和安全系数的要求外，还要考虑刚度及磨 损的要求。 通常按井深、 提升终端荷重和提升速度等因素凭经验参考下表进行选 择。表 4-15 罐道绳直径经验数据表井深(m)终 端 载 荷 (t)提升速度 (m/s)罐道绳直径(mm) Ф 20.5～25 Ф 25～32 Ф 30.5～40.5 Ф 35.5～40.5 Ф 40.5～50罐道绳类型＜150 150～200 200 ～ 300 300 ～ 400 ＞400＜3 3～5 5～82～3 3～5 5～66×7+1 普通钢丝绳 6×7+1 普通钢丝绳 密闭或半密闭钢丝 绳6～126～8密闭或半密闭钢丝 绳8～12 或更 大＞ 6～8密闭或半密闭钢丝 绳根据井深（440m）和提升速度（8.4m/s）选择使用直径为 41mm 的密闭钢丝绳作罐 道。 梯子间结构及布置： 作为安全出口的竖井必须布设梯子间，主要作为井下突发事故和停电时的安 全出口，平时也作为检修井筒装备和处理提升设备或容器发生故障之用。梯子间 由梯子、梯子梁和梯子平台构成，布置在井筒一侧并用隔板与提升间、管缆间隔 开。 采用交错布置金属的梯子间，为使得井筒直径最小将梯子间布设在井筒的中 心线上。梯子倾角为 80°；梯子平台的面积 1.5×1.5m；相邻两梯子平台的距离 为 8m、孔口相互错开；梯子口尺寸 0.7m×0.7m；梯子上端伸出平台 1m；梯子下端 离开井壁 0.7m；脚踏板间距 0.4m。 管缆间布置： 主井的管缆间用于布置电缆，布设在靠近梯子间的的地方。管路用 U 型螺栓 卡固在梯子梁上。图六 主井断面图（二）副斜井设计 副井为斜井，按串车斜井井筒、半圆拱断面形式布置，断面尺寸的算法与阶 段运输巷道相同，长×宽：2.3m×3.1m。分两次开拓，第一段斜井掘至+180m 水 平，做为首采段。第二段斜井自+180m 掘至-60m 水平。倾角-25°。副井负担全 矿的废石提升、人员设备材料的提升运输等任务，另外副井作为进风井，距离主 井 130m。 副井井筒中心坐标：X= Y= Z=+380m 斜井提升选用 JK-2/30 卷扬机，直径 24mm 的 6×7 提升钢丝绳，每次提升两 辆 1.2m3 翻斗矿车或每次只提升人车。选定轨距 600mm 的 18kg/m 的钢轨，并将 钢轨与轨枕固定在斜井底板上以达到防滑目的。断面内布设轨道、人行道、电缆 和管路、水沟。其中管路、水沟、躲避硐均布设在人行道一侧。这时管路距轨道 稍远，万一发生跑车或掉道事故管路不易被破坏，而且管路架在水沟上，断面利 用率较好。水沟可由水槽代替，坡度与斜井倾角相同。躲避硐间隔 50m，硐室长 ×宽×高：1.0m×1.0m×1.8m。 人行道只用于检修方便，除了在人行道设置高度 160mm,宽度 340mm,横向长 度 600mm 的踏步形式的由混凝土浇注成的台阶外，还需要设置扶手。扶手材料用 钢管制成，距斜井井帮 80mm,距轨道道喳面垂高 800mm。 4.7.3、对提升、运输、通风、排水、供水、供气、充填等系统线路分别设计。 ①提升设计 主竖井采用双箕斗提升，负担全矿的矿石提升任务。在+160m、-20m 水平分 别设两个箕斗井矿仓、装载硐室，矿石哟各自的装载硐室提升至地表。副斜井负 担全矿的废石提升和人员设备、材料的提升运输任务。 ②运输设计 采场崩落的矿石，由电动铲运机转运至溜矿井或者直接装入 1.2m3 翻斗式矿 车，由 7t 电机车牵引至本水平主井矿仓，翻入矿仓经计量室放入箕斗后，经主 井提升至地表矿仓。 井下掘进废石由电动铲运机转运至溜矿井或者直接装入 1.2m3 翻斗式矿车， 由 7t 电机车牵引至斜井本中段水平，由斜井提升到井口，由井口推车机将空车 推入罐笼， 重车被顶出到地表矿石重车窄轨线路上，人工将矿石重车推到矿石堆 场，人工翻车。卸载后，由人工将空车推到井口空车线待下井，废石重车被顶出 罐笼后，人工将重车推到废石坑人工翻车卸载，再推至空车线待降。 ③通风设计 全矿采用中央两翼对角式通风系统，多级站机械抽出式通风方式。28#线和 34#线附近分别布置南、北通风井，井径均为 3m，并兼作矿井安全出口，装备梯 子间。新风自付井进入井下生产中段，经斜井石门、中段运输大巷、矿房人行上山 进入矿房采场，污风经上中段回风充填大巷、总回风巷、风井抽出地表。 在各中段水平设置辅扇辅助通风，井下掘进及采场爆破后采用局扇进行局部通风。 ④排水设计 矿区内节理和断层较发育， 但由于矿床区域地貌为丘陵，开采矿区内不易存 水，根据地质报告区内地下水不发育，矿山涌水量预测矿区最大涌水量为 1080m3/d。 根据矿井涌水量，拟定采用全矿分段集中接力排水系统。+180 和 0m 中段付 井井底车场一侧开掘水泵硐室、中央变电硐室、水仓、清泥平巷、绞车硐室，由 排水管斜井与斜井联接，0m 中段涌水由井底泵房排入+180m 中段井底车场水仓。 0m 水泵硐室安装 100D45×5 型多级分段水泵 3 台， 水泵扬程 225m， 电机功率 90kw， +180m 水泵硐室安装 100D45×6 型多级分段水泵 3 台,水泵扬程 270m，电机功率 110kw，矿井涌水排出井口地表高位水池或地表排水沟，经处理达标后可用于井 下凿岩，喷洒除尘、消防以及选矿工业用水等。主排水管为 ?219×5 无缝钢管两 条。水仓容积均为 450m3,双水仓形式布置。 ⑤供水设计 坑内生产、防尘用水量 138m3/d，消防用水量按井下同时只有一处用水考虑， 用水量为 36m3/d，持续时间 3h，不与生产防尘用水量叠}