全面采矿法

前 言

一、课程设计的目的

为训练和提高学生在资料检索、数据计算、工程制图和科技写作等方面的技能；培养学生的技术实施、工程设计和研究开发能力；使学生面对模拟或实际的矿山工程设计课题，能够综合运用所学的专业理论知识，提出可行与合理的技术设想和实施方案。要求学生了解矿物资源开发工程设计的特点，熟悉相关的设计规范和设计程序，掌握露天矿开采境界和开拓运输系统的设计方法与步骤。设计者在条件许可时应使用CAD软件进行工程计算和工程绘图。

1. 通过课程设计，使学生对所学国的金属矿床地下开采及其它专业课程的

基础理论、基础知识和基本技能得到进一步系统地加深、巩固和提高。 2. 理论联系实际，培养提高学生解决问题和分析问题的能力。 3. 培养学生查阅和应用参考书，设计规范及其它设计资料的能力。 4. 培养锻炼学生应用所得的专业理论知识去解决实际问题的本领。 设计中学生应遵循党和国家制定的各项方针、政策和法令，结合实际，合理地应用国内外的新技术、新成就和先进经验。

二、设计工作量和要求

1. 设计深广度应基本上达到现场单体初步设计要求。 2. 设计应着重于方案选择的论证。 3. 设计应包括图纸和说明书两部分。

（1）.设计说明书文词力求通顺简练，计算部分必须列出式子，代入数据，写出结果。

（2）.图纸部分：1：200的采矿方法三面投影图各一张（手工、CAD）；图纸必须符合工程上的要求。

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第一章 设计题目、地质条件

1.1设计题目：

某矿属低温热液充填型矿床，矿脉呈脉状，倾角15°，平均厚为1.2m，走向长为980m，矿体稳固f=10-12，围岩中等稳固f=8-10，松散系数1.6,比重2.8t/m3。矿块生产能力为50t/d。

1.2矿床赋存地质条件：

矿体的平均厚度为1.2m，属极薄矿体；矿体的倾角为15°，属倾斜矿体；矿体走向长980m；矿体稳固f=10～12，围岩中等稳固f=8～10，矿石松散系数1.6

1.3 方案选择基本要求：

采矿方案的选择首先要求“四高两低”，即低事故、低损失、低贫化、低成本；采矿效益高和效率高。对环境保护的要求要做到绿色采矿，提高资源综合利用程度，回收低品位矿石---资源不可再生性，保护性开采。应坚持“贫富兼采、厚薄兼采、大小兼采、难易兼采”的原则。实现废材料产出最小化，最大程度降低废尾产出量，推动废料资源化，提高开采技术水品的要求，高效机械化、自动化、智能化、数字化。

1.4 采矿方法初选：

根据矿体的赋存条件以和矿石的经济价值以及各类采矿方法使用条件，对采矿方法做出初选。

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采矿方法具体使用条件如下表所示：

矿体厚度为1.2m，属于薄矿体；矿体倾角为15°，属于缓倾斜矿体，矿石和围岩均稳定，矿床生产能力较小。在三大类采矿方法中，崩落采矿法适用于矿体和围岩至少有一种不稳固的矿床，不宜采取崩落采矿法；而充填采矿法成本较高，工艺复杂，不易管理，故排除充填采矿法；在空场法这一大类中，全面采矿法和房柱采矿法都适用于微倾斜薄矿体，但是相对于房柱采矿法，全面采矿法生产工艺简单，成本较低，更适用于生产能力较小的矿山，而因为矿脉倾角15°，故选用微倾斜全面采矿法。

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第二章 矿块布置和采场结构参数的确定

全面采矿法结构参数：

由于该矿体为倾斜薄矿体，因此矿块沿走向布置，并使用微倾斜法，使矿块是倾斜角为15°。在该矿床选择全面采矿法中，矿块长度50m，阶段高度40m，不设顶柱，顶柱由上部矿块的底柱代替。在此矿块中，底柱为3m，间柱为6m；底部结构有漏斗，电耙绞车硐室等；在矿块顶部每隔10米掘进一条安全通道，并与上部阶段巷道联通。采空区采用矿柱支撑，矿柱大小不一，大小为3米，间距为8米左右。

第三章 采矿方法三面图绘制

微倾斜全面采矿法三面图如下所示：

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第四章 采准和切割工作

微倾斜全面采矿法采准切割工作：

?掘进阶段运输巷道，在阶段中掘进1个上山（如下图所示），作为开切自由面；

?在底柱中每隔6米开漏口，漏口大小为2m×2m，受矿面积为4m×4m；

?在运输巷道的另外一侧，每隔6米布置一个电耙绞车硐室，电耙硐室长宽高为2m×2m×2m（具体如图中所示）；

④在矿块底部掘进一条拉底巷道，大小为2m×2m。

⑤在矿块顶部，每隔10米开一个安全出口，出口的大小为2m×2m（如图中所示）。

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第五章 回采工作

微倾斜全面采矿法回采方式：

全面法回采自切割的上山开始，沿着矿体走向一侧推进，由于该矿体厚度小于2米，一次全部回采，同时该矿体的上盘岩石中等稳固，所以要求的暴露面积较小，那么矿房内所留的不规则矿柱间距取较小值，为8到10米，具体情况，视开采的实际情况而定。由于此矿体厚度较小，故采用电耙运搬。其垂直厚度为1.2m，故采用5.5kw型号电耙运搬。运距小于200～300m，采用载重为20t或者更大的铲运机，运距更大时，宜用载重量为20～60t的自卸汽车和装矿机配套。在必要的情况下，可以采用安装锚杆来维护顶板的稳定。

出矿方式：采用电耙出矿，在矿块的底部设置装矿漏斗，电耙耙出的矿石，经过漏斗直接装入矿车中运出。

第六章 地压管理

全面采矿法地压管理：

为确保采矿作业安全，在采掘过程中必须实行井下地压管理，主要研究和处理采掘区域内岩体的位移情况，以防止造成地质灾害。一般说来采场地压管理任务有三个方面

(1)正确认识不同采矿方法采场开采空间所承受的载荷及应力变化规律,为正确选择地压管理方法提供符合实际的地压理论和假说。

(2)从实际出发正确选择地压管理方法及有关参数,保持一定时

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间内开采空间的稳固。

(3)处理好矿块回采期间遇到的局部地压问题,如构造断层,破碎,溶洞,老硐室等造成的特殊地压问题。

经过分析，我们可以从三个方面来解决采完后的地压问题。 第一：实行井下支护。局部巷道裂隙较发育地段用塑混凝土浇铸支护，中段平巷布置的方向性，采场底柱结构的合理性，减轻了采场矿石对巷道的矿压，确保巷道作业运输安全。

第二：采空区充填。采矿结束后，必需对采空区进行充填处理，采完矿石之后处理方法共分两种：一是采取爆破围岩充填采空区，二是利用井下废碴直接充填采空区，确保采场岩体片帮和顶柱垮塌。

第三：地压管理。采掘过程中，在有可能发生岩体边界位移的区域，安装了岩体位移监测仪，并设置报警装置，圈定了可能发生位移区，数字圈定上图存档，并向采矿从业人员、矿山管理人员阐明实际情况及可能造成地危害程度等。巷道内设置撤离路线标识牌并制定应急预案。监测数据系统由车间指定人员管理和统计，统计结果当天反馈到车间和安保科及地测科办公室，共同研究岩体情况，必要时停止作业和封闭该区域穿脉巷道或采取围岩维护措施。

第七章 技术经济指标

1、采矿方法工程量计算

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微倾斜采矿法采切工作量表

工程项目 阶段运输巷道 电耙硐室 拉底巷道 上山 回风巷道

a、采切比计算： （1）用长度表示：

K1??L总?1000 m/kt =

Q1??V矿??矿长度（m） 50 6 50 40 50 断面（㎡） 5 4 4 4 5 工程量（m3） 250 24 200 160 250 （50+6+50+40+50）/

（40×50×1.2×2.8-（24+200+160）×2.8）×1000=34.72m/kt

（2）用体积表示：

K1?Q1?V??V采切总矿??矿?1000 m3/kt=（250+24+200+160+250）/

（40×50×1.2×2.8-（24+200+160）×2.8）×1000=156.61m3/kt 式中：

K1─采准系数，m/kt或m3/kt; Q1─采场工业储量，t;

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?L总—采切巷道总长度，m;

?V3

—脉内采切巷道矿石总体积，m; 矿3

?V采切总—采切巷道总体积，m;

?矿—矿石体重，2.89t/m。

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b、采切成本计算：

采准、切割费用计算表：

巷道名称 长度（m） 掘进费用（元） 单价（元/m） 总费用（元） 阶段运输巷道 拉底巷道 上山 回风巷道 总 计 一吨矿石的采切成本（C）：

S?C==134000/（40×50×1.2×2.8）=19.9元/t T出备注 50 800 40000 50 40 50 600 600 800 30000 24000 40000 134000

C、矿房采准、切割工程所需要的时间计算：

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矿房采准、切割工程时间表

工程序号 巷道名称 长度同时工作的掘进速度（m/月） 100 掘进所需掘进的要的时间（月） 0.5 1 顺序 （m） 工作面数目（个） 1 阶段运输巷道 50 1 2 3 顺路天井 回风巷道 合计 40 50 140 1～3 1 80 100 0.5 0.5 1.5 2 3 矿房回采工作计算：

1.1 凿岩爆破

根据矿岩的物理力学性质及矿体情况和采矿方法。采用YT-28气腿式凿岩机，浅孔落矿，采用非电起爆，炸药采用2#硝铵炸药，火雷管和导火索起爆，采用串联方式。

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每循环的爆破参数如下：由以上落矿的工作循环表可知，每天完成1.5个循环。那么循环出矿量：循环出矿量=日产量/日循环个数=500/1.5=333.3（t）

由于炮孔的间距取排距0.8m，孔距1.2m。那么要满足循环出矿333.3t，炮孔深度2m，那么需要的的工作面总长度为：333.3/（2×2×2.8）=30m

那么炮孔的数目n=2×30/1.2=50（个）

项目 炮孔炮孔数炮孔排列炸药单施工人炸药类深度（个） 方式 （m） 耗（Kg/m3） 2 50 宽幅交错2.61 排列 凿岩时间：

t凿岩?一个循环炮孔总长度=0.85 班

凿岩机台班效率?台数数（人） 型 11 销铵2#炸药 装药时间：

t装药?一个循环总装药量=0.98班

装药效率?人数连线时间为2小时

1．2 采场通风

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利用阶段运输平巷和顺路天井进风，充填井和上部阶段平巷回风，构成一简单的贯穿风流网路，需要时在采场回风处设局部辅助通风。

1.3 一个循环采出矿石量

T循出?P回循出?Q1??=333.3 t

贫式中：T循环→一个循环采出矿石量，t；

Q循环→一个循环的工业储量，t； P回→回采中的矿石回收率，%； Ρ贫→回采中的矿石贫化率，%。 1.4.劳动作业形式和作业图表

采用综合工作队作业，回采作业循环图表：

1．5矿房回采时间：

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A房?T循出t循环=500 t/d

T房?Q房A房=35天

式中：A房→矿块平均日生产能力，t/d；

T循出→一循环采出矿石量，t； t循环→一循环所需时间，天（或日）；

T房→矿块回采时间，日；

Q房→矿块矿石储量（或可采出矿量），t

2 、回采工作的主要经济技术指标

凿岩工和工作面工人的劳动生产率 333.3÷（11×8）=3.79t/工班

每吨矿石所摊销的工人工资，按下表进行计算或选取

一吨矿石所摊销的工人工资

工种名称 单位 劳动每循每循环每月定额 环工所需要所需作量 工作班的工数 作循环数 凿岩 m/台班 爆破 人 装药 Kg/h 采场运输 T/台班 地压管理 人/采场 通风防尘占接工 尘人数的%

每月所需的工作班数 在册人数 月基本工资（元） 工班月附合平均的加计 直接工工资 资 800 800 800 800 800 800 15 163.2 1.97 12 12 12 12 8 28 35.6 3 12 3 54 48 28 2 2 2 6 6 月月工每吨补资总矿石助额 摊销工的工资 人工资 180 980 150 1130 0.73 60 860 50 910 0.26 60 860 50 910 0.26 180 980 150 1130 0.59 60 860 50 910 60 860 50 910 0.26 0.38 2 1 1 120 117.6 0.98 81.2 333.3 4.5 3 1 3 1 6 1 13

合计 14.47 180.6 21 16800 1861860 60 15520210 0 G资=2.48 每吨矿石的主要材料消耗和费用

序号 材料名称 单位 单价（元） 每吨矿石每吨矿石消耗的材消耗的材料的费用 料 1 钎头合金G 钢 2 3 4 5 合金片 炸药 雷管 导爆管 g Kg 个 m 11 12.6 0.69 1.0 1.8 0.76 0.05 0.03 19.8 9.576 0.0345 0.03 G材=39.4155 52.5 0.19 9.975 合计

每吨矿石的电力消耗费用

用电单每循环平用电功单位费每循环产出费用总计 位 均用电时率（KW） 用（元/矿石量（t） 间h） 照明 电耙 总计

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度） 30 5.5 0.36 0.36 368 368 518.44 53.46 G电=1.71 48 27

每吨矿石的压气消耗费用

压气数每台设每台设备全月压每m 3全月压每吨矿石设备量 备的耗全月工作气消耗压气的气消耗的压气消名称 气量时间量（m3） 成本总值耗费（元） （m3/mi（min） n） 凿岩2 10 机 10658.8 （元） （元） 121652.0.02 8 2433.05G压=6.62 6 每吨矿石的回采直接成本是： G回＝G资＋G材?G电?G压

＝2.48+39.4155+1.71+6.62 ＝50.2255元/吨

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结 束 语

经过此次的金属矿床地下开采课程设计，让我进一步巩固了课本中所学的专业知识，并得到了一定的实际锻炼，也使自己的设计能力有了进一步的加强。

在做课程设计的过程中，我深刻的体会到了“看者容易，做者难”这个道理，刚拿到设计题目时，可以说是一头雾水，一时不知该从何下手；但是，后来自己反复的琢磨题意，认真查看了教材的相关知识，终于可以选定几种初略的采矿方案，最后经过老师的辅导，确定了两个较为可行的方案。但是在之后的设计过程中又遇到了很多的问题，比如：经济指标不会计算；出矿的底部结构设置不合理等等问题。但是，通过老师的讲解和自己查阅采矿手册，参考同类型矿山实例，最终还是解决了这些困难。设计的过程，我觉得就是一个不断发现问题，解决问题的过程。在这个过程中，我对金属矿床地下开采这门课程的相关知识也更加熟悉了。

通过实际操作，使自己清楚的认识到了本门专业的许多知识，需要和实际联系的很多，不能只停留在理论中，要和实际相联系，要想成为一名合格的工程师，需要下很多的努力才行。在设计过程中，在郭老师耐心的指导下，克服了许多的困难，使得我顺利完成了本次设计内容。在今后的学习中，我会更加努力的学习本专业的其他专业课程，使自己向一个合格的工程师迈进。

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本文来源：https://www.bwwdw.com/article/9jz2.html