金属矿开采课程设计

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题 目： 学生姓名： 学 号： 专 业： 班 级： 指导教师：

目录

第一章 矿井概况........................................................3 一、矿井地形、地貌、地物及其对开采的影响...............................3 二、矿井开拓方式及主要井巷的布置形式...................................8 三、矿井通风方法、主扇工作方式及通风系统情况...........................12 四、矿井提升运输系统及主要设备配备情况.................................13 五、矿井工作制度.......................................................13 第二章 开采技术件......................................................14 一、块边界、位置及与相邻矿块的关系.....................................14 二、矿体地质条件.......................................................15 三、技术经济条件.......................................................17 四、矿块储量计算.......................................................17 第三章 采矿方法的选择..................................................17 一、采矿方法的技术分析.................................. ..............17 二、采矿方法的经济分析.................................................18 第四章 采矿方法方案设计................................................20 一、矿块结构及参数.....................................................20 二、采准工作...........................................................21 三、切割工作...........................................................21 四、回采工作...........................................................21 第五章 安全............................................................25 一、安全规程...........................................................25 1、安全技术措施........................................................26 2、安全操作规程........................................................27 4、矿山安全避险规定....................................................31 参考文献...............................................................32

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第一章 矿井概况

一、矿井地形、地貌、地物及其对开采的影响。 1.1矿区位置及交通情况

宝丰04矿金矿位于内蒙古自治区固阳县与宝丰的交界地带其中Ⅰ～Ⅳ矿段属包头市固阳县小坝梁乡管辖，Ⅴ矿段属巴彦淖尔市小佘太乡管辖，属04矿金矿区西端。III号矿体位于小佘太乡东五分子东南约3公里。地理座标为：

东经：109°36?30?～109°43?30? 北纬：41°01?40?～41°03?40? 。

1.2区域地质概况

总矿区核实面积0.484km2，通过本次核查Ⅴ矿段III号矿体的赋矿标高为1670～1460m，本次设计针对V矿段III号矿体，设计矿区面积为0.2079km2

矿区东距固阳县金山镇38km，由固阳县金山镇向南距包头市45km，西南距西山嘴镇95km，均由柏油公路相通，交通方便。见图1-1。

核实区位于内蒙古阴山山脉西端-色尔腾山脉中西部，属低山丘陵区。海拔标高1629～1708米，相对高差78米左右。矿区地势东高西低，中为山脊分水岭，两侧缓坡而下。基岩出露中等，沟谷发育，平常无地表迳流，多为季节性水流,最高洪水水位0.8～1.0m。

矿区气候为典型的大陆性气候特征，属于亚高寒区，春季多大风，年最低气温-30℃，最高气温为32℃。年降水量为192.8～429.8mm,平均为320.40mm，雨季多集中于6、7、8月内，以阵雨和暴雨形式为主，雨季多雷电。年蒸发量为1962.4～2309.2mm，蒸发量大于降水量6-7倍。每年10月-翌年4月为冰冻期，冻土层厚度平均1.8m,最大厚度为2.1m。该区处于地震稳定区。仅在矿区南50km包头、达拉特旗、宝丰一带较为活动，且集中在哈业胡同附近。依据《中国地震动参数区划图》（GB-18306-2001），本区地震动峰值加速度（g）0.15，对照烈度为7.5度。 1.2.1.地层 (一)、太古代（Ar）

太古代五台系分布于西狼山——包格太庙——玻璃店一带，组成狼山于岭。主要由黑云母斜长片麻岩，角闪斜长片麻岩及混合岩组成；伟晶岩脉。角闪岩脉强烈注入，并剧烈褶皱，物质成分变化很大，难以辨认和恢复原岩面貌，为一套极为复杂的深变质岩系。在伟晶岩中产铌、钼等矿。 （二）、元古代（Pt）

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元古代狼山群分布于狼山南北两侧，组成狼山扇形复背斜两翼，北翼较南翼出露广，根据较清楚的产状、层序及岩相特征，划分为五个组，南翼缺第五组、北翼缺第一组。

1.片岩、片麻岩组（L1）：分布于东升庙与炭窑口两地。下部为麻岩，上部为片岩，该层出露厚4 0 0 米，未全面出露地表。

2.千枚岩、板岩、灰岩组（L2）：分布于霍各乞、东升庙、炭窑口。本组由千枚岩、片岩、灰岩、板岩组成。在各地岩相、厚度变化较大，在霍各乞除千枚岩、片岩、灰岩、板岩外，还有条带状石英岩，为富铜矿的含矿层。本组厚度变化很大，在炭窑口厚的9 4 0米，在霍各乞厚的1 5 8 5米，在东升庙厚约5 1 5米。与L1为整合接触。

3.石英岩、片岩组（L3）:在炭窑口、东升庙、霍各乞均有出露。本组岩相、厚度变化均比较稳定。下部为云母石英片岩、片状石英岩，上部为薄层——厚层石英岩，物质成分较单一，各地厚度较相近，厚约5 0 0米，L2为整合接触。

4.千枚岩、片岩组（L4）：分布于赛年仑之南阿拉企图散炭窑口北部。以石英片岩为主，其中夹包板岩、灰岩、千枚岩、黑色石英岩。本组含矿较为普通。厚3 5 0 0米，与L3为整合接触。

5.灰黑色千枚状片岩组（L5）:霍各乞之南亨格利图一带。主要为一套灰黑色含炭的千枚状片岩，其中夹有少量板岩、灰岩及黑色石英岩。本组也有零星矿化。厚大于３５０米。与L4为整合接触。

（三）、石炭二叠系（Cp）

石炭二叠系（Cp）零星分布于大坝口、石炭口。下部为砾岩，中部为黑色砂页岩及黑色页岩，上部为石灰岩，石灰岩与花岗岩接触，受热力影响成为大理岩，砾岩、砂岩、页岩未变质。

上石炭系仅分布于本区西北之海西褶皱带内。由下面上为红色碎屑岩、灰岩、砂岩夹灰岩、砂砾岩。岩石大部轻微变质，岩相变化不大，表现了沉积特征。 1.2.2火成岩

本区火成岩出露广泛，特别是海西期花岗岩分布在广大地区内。

11.第一期片麻状花岗岩（r ：分布于东部的乌兰胡特格以北及西部的宝格太庙一带，4）

呈岩基产出。

2.第二期黑云母花岗岩（r 4２）：呈岩基及不规则状产出，分布较广。

3.第三期红色粗粒花岗岩（r 43）：呈不规则状产出在炭窑口附近及霍各乞之北。 角闪岩、辉长岩、闪长岩、石英斑岩、石英闪长玢岩、花岗闪长岩、伟晶岩、石英脉等了；呈脉状侵入于新老地层中，均属海西期产物。分布于宝格太庙——好力更山一带的

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伟晶岩中产铍、铌、钼等矿。分布于别力盖庙——橄长岩中产铜镍矿，分布于狼山及五台系中的石英脉有黄铜矿化。

分布于东部的乌兰胡特格附近及北部坦克山。在坦克山的玄武岩为黑色细粒状；主要矿物为长石、辉石、磁铁矿等，磁性很强。在乌兰胡特格附近的玄武岩，为灰黑——暗紫色，具气孔状、杏仁状构造，在气孔中充填有方解石。属喜马拉雅期产物。 1.2.3、构造 ①地表水

矿区为中低山丘陵侵蚀地形，山谷溪流较多，其中流量最大的为河源溪，其最大流量为4334.4m3/h，最小流量为363.81m3/h，平均流量为1074.39m3/h，次为冷井溪，其最大流量为448.92m3/h，最小流量为69.48m3/h，平均流量为174.86m3/h。

地表水主要由大气降雨补给，旱季由地下泉水补给，因而各溪流的流量随季节变化而变化。地表水主要随地形条件由溪流向外排出，次为通过构造裂隙补给地下水。 ②地下水

①第四纪松散孔隙含水层：主要分布在较大溪流两侧由砾石、砂与粘土组成的松散堆积层中，厚度1～5m，透水性良好，其动态随季节变化显著，水质属碳酸～氯化物～钙钠镁水，矿化度25～150mg/L。

②构造断裂裂隙带含水层

矿区风北东向、北北东向断裂具压扭性特性，多属不含水断层，部分还是重要隔水层。北西向、北东东向、北西西向裂隙（断裂）属张性或张扭性，为主要含水裂隙，局部裂隙密集地段可形成厚度较大的含水带。水质属重碳酸盐钙钠水，矿化度100～150 mg/L；在冷井南沿断裂裂隙带出现有上升裂隙泉，水质好，偏硅酸含量40 mg/L，锂元素含量0.3 mg/L，达国家级优质天然矿泉水标准，钻孔涌水自流量达65～78.8 m3/h，已建有锂矿泉水厂。裂隙水主要为地表水补给，动态受季节性控制。 ③未来矿坑涌水量初步分析

本矿区位于地形坡度较陡的山区，地形切割强烈，高差大，矿床的围岩为震旦系云母片岩、石英云母片岩及花岗伟晶岩；地表无大的水体，仅在村庄附近有少量水塘，其容量仅有数十至数百立方米，地下水除大气补水外，无其它水源补给。

分布在别力盖庙——白石头沟间的石炭——二叠纪的大理岩已被地方开采，作为加工的水泥原料。

1.3矿区地质

矿（脉）体顶、底板岩性为云英岩化、钠长石化、硅化伟晶岩或角岩化云母石英片及云母片岩。伟晶岩岩石致密坚硬，稳定性较好；云母石英片岩或云母片岩，岩石易碎、裂隙或节理发育，稳定性较差。就全矿区而言，大部分岩、矿石呈致密块状，质地坚硬，裂

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2.4开拓巷道的位置、断面形状与规格

2.4.1主要开拓巷道布置应考虑的因素

选择主要开拓巷道位置的基本准则是：基建与生产费用最小，尽可能不留保安矿柱，有方便和足够的工业场地，掘进条件良好等。

在具体选择时应考虑以下因素：

（1）矿区地形，地质构造和矿体埋藏条件； （2）矿井生产能力及井巷服务年限； （3）矿床的勘探程度；

（4）矿山岩石性质及水文地质条件；

（5）井巷位置应考虑地表和地下运输联系方便，应使运输功最小，开拓工程量最小； （6）应保证井巷出口位置及有关构筑物不受山坡滑石，山崩和雪崩等危害； （7）井巷出口的标高应在历年最高洪水位以上3m，以免被洪水淹没；

（8）井筒（或平硐）位置应避免压矿，尽量位于岩层移动带以外，距地面移动界线的最小距离应大于20m，否则应留保安矿柱；

（9）井巷出口应有足够的工业场地，以便布置各种建筑物，调车场，堆放场等； （10）改进或扩建矿山应考虑原有井巷和有关建筑物，构筑物等的充分利用。 2.4.2主井、副井、风井

主井担负全矿井的矿石提升。井筒净直径4.0m，井筒净断面积12.56m2，井筒掘进面积16.62 m2。井筒支护：混凝土支护，支护厚度为300 mm。

副井担负全矿井人员、材料、设备和矸石的提升任务，为矿井的主要进风井。副井井筒净直径为4.0 m，井筒净断面积12.56m2，井筒掘进面积16.62 m2。井筒支护：混凝土支护，支护厚度为300 mm。

风井位于矿山边界带下盘，考虑到矿井发生火灾时确保人员的安全撤出，在风井井筒内安装了梯字间，并备有安全出口。圆形断面，井筒净直径2.4 m，净断面4.52 m2，井筒掘进面积7.07m2。井筒支护：混凝土支护，支护厚度为300 mm。 2.4.3井底车场

井底车场是由若干连接和环绕井筒的巷道及辅助硐室所组成，是地下运输的枢纽站。它连接着井下运输与井筒提升。主要作用是提升矿石、废石和下放材料，此外，也为升降人员、排水及通风等工作服务。同时，地下主要硐室如水泵房、变电所、电机车库、机修

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站等多设置在井底车场附近。

影响井底车场形式选择的因素：

（1）矿井生产能力的大小直接影响提升井筒的数目、提升容器的类型以及井底车场的矿车运输系统。

（2）矿井的开拓方式。

（3）主要运输平巷的运输方式和调车方式。

（4）运输设备的类型和井口机械化和自动化的程度。 （5）主要硐室的位置，防水门、自动风门的不知要求。 （6）井底车场所处位置的工程地质及水文地质情况。

综合以上各因素，最终确立井底车场的形式为尽头式井底车场。 2.4.4阶段运输巷道

满足运输能力的要求；安全、通风和防氡的要求；掘进和维护费用少；按采矿方法、采场结构、采准布置、采场出矿能力等要求进行阶段运输巷道布置；考虑矿山的运输设备类型、技术规格、外形尺寸等进行巷道断面和转弯半径设计；矿体的厚度和矿石、围岩的稳固性；其他技术要求。

三、矿井通风方法、主扇工作方式及通风系统情况。

因为矿体赋存于地表工业场地标高以下，且为急倾斜矿体，所以采用下盘立井开拓，下盘立井井筒在矿体底板中。主井与副井采用集中布置，风井采用中央并列式布置，采用垂直式溜井，阶段运输巷道为单一沿脉布置形式。

四、矿井提升运输系统及主要设备配备情况。 4.1矿山运输水平

通过所给资料知道矿山的储量及年产量都比较低，采用单罐笼提升设备，采用分散运输水平。

4.2地下运输方式选择

根据本矿山矿床的赋存条件、开拓系统、采矿方法、开采规模及与生产服务年限，以及运输设备的发展现状及企业的管理水平等，该矿山采用轨道运输方式。轨道运输可采用计算机控制管理，实现运输自动化措施，劳动条件改善，人员明显减少，运输效率提高，给矿山带来良好的经济效益。选择轨道运输方式做到了技术上先进可靠、经济上合理有利、运转安全、管理方便、能耗小、投资省。

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4.3主要运输设备选择

（1）设备选型原则

1）必须考虑矿井开拓系统状况，并与运输系统统一规划，注意上下运输环节能力的配套，以及局部运输与总体运输的统一；

2）必须使上下两个运输环节设备能力基本一致，设计时应合理的选择生产不均匀系数和设备能力的配套系数；为缓和上下两个运输环节的生产不均匀性或不连续性，要采取一些缓冲措施，如设置矿仓或储车线等；

3）必须注意尽量减少运输转载的次数；

4）必须使设备的运输、安装和检修方便，并应考虑输送设备对通风、供电的要求是否合理，电压等级是否相符合等；

5）必须在决定主要运输的同时，统一考虑辅助运输是否合理经济等。 （2）机车的选择

根据矿山的年采矿量，矿床开采技术条件等，架线式电机车比较适合该矿山。 架线式电机车结构简单、维护容易、用电效率高、运输费用低等特点。

该矿山采用的电机车型号为：ZK10/550型，轨距为600mm，架线电机车的长为4500mm，宽为1060mm，司机室高为1550mm 。

五、矿井工作制度。 5.1矿井工作制度

年工作日270天，井下每天4班，每班6小时；井上每日工作3个班，每班8个小时。

第二章 开采技术条件

一、 块边界、位置及相邻矿块的关系

三号矿床赋存在南部矿床的北层中，全长3400米。由于矿床的产状及矿石物质成分在东西两段有显著的差异（东段为铜、锌、硫矿床，西段为铜、锌矿床）。

三号矿床东段（20～15线间）长1750米，平均厚4米，走向700东、倾向北西、倾角150。

1.1矿床顶底板围岩

（1）顶板：三号矿床顶板为一走向北700东，倾向北西，倾角东端稍陡，西端稍缓于矿东的走向逆倾斜断层——即F10、F15。

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2线以西：该断层倾角稍缓于矿床，故在1000米标高以上矿床均直接与断层接触，破碎带厚度一般在1～2米，个别工程见有10～15米，当破碎带不发育时，则矿床呈方解——绿泥片岩接触。在1000米标高以下矿床与顶板千枚状片岩接触，千枚状片岩为会黑色，主要由石英及泥岩组成，具千枚状构造。

2线以东：矿床北叉顶板F10及南叉顶板的F15，其倾角稍陡于矿床，矿床直接于断层接触，破碎带厚1～2米，特别是F15断层在5～9线间，倾角最大，破碎带不发育，仅厚3～5厘米的绿泥石带，而矿床与二云母石英片岩接触。

（2）底板矽质千枚状片岩:岩石呈灰黑色，主要由石英及石英质小砾石、长石、绢云母、黑云母、缘泥石、缘帘石、假象褐铁矿及少量的炭质组成。具花岗鳞片变晶结构或鳞片变晶结构，粒度一般较大，有时为炭质板岩。炭质千枚状片岩及炭质泥灰岩等，或组成互层带。

第四层，炭质板岩：该层岩性及厚度变化均大，在不同地段分为炭质板岩、泥灰岩、千枚状片岩及互层带等，经光谱半定量分析，CaO＝6～8％，MgO＝6～10％，Al2O38～12％，SiO2＝20～30％。同样遭到F15断层的破坏，分成东西两段，东段（9～15线间）厚3～5m，一般为炭质板岩或灰岩与炭质板岩互层，均已圈定为硫矿体；西段（0～18线间）厚2～8m间，上部多为炭质板岩，个别地段为灰岩与炭质板岩互层，其深部则过度为泥灰岩或炭质灰岩。

整个岩性由西向东，由浅向深炭质逐渐减少，而钙质逐渐增高，厚度逐渐变薄，该层含矿性不好，仅在该层下部与重晶石灰岩的接触处，圈定有Zn·S-9矿体。

1.2含矿层的划分及其变化

三号矿床中受岩质控制极为明显，不同的矿体分别赋存于一定的品位中，因此含矿层各有不同的厚度及变化情况对矿体的厚度变化起着间接控制作用，根据含矿层内主要岩石、矿物的含量变化曲线，加以对比结合，将含矿层划分为五层。

二、 矿体地质条件

Zn.S-9矿体：赋存在第三与第四接触带附近，分布在2～18线间，长800m,平均厚4m，平均含锌1.97％，含硫17.08％，为第三号矿床之主要锌硫矿体。

矿体呈层状或透镜状，为一半隐伏状矿体，2～12线间矿体出露地表，延伸至1000m标高左右，即发现变薄而尖灭，而14～18线间，矿体均未出露地表，而赋存在1000m标高以下，故矿体东西呈半隐伏并向西侧伏的状态，倾伏角15o ，矿体厚度大，平均厚4m。 2.1矿石与围岩的物理性质测定

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容重：容重采用小块样品用蜡封法测定的。采取样品时，考虑到了矿石类型和品味的不同。西起18线，东至15线的部分工程中，均采集有小块容重的样品。样品规格一般为4*6*8~6*8*10（cm）。

各类型矿体小块容重测定个数及测定结果：

（1） 铜硫类型矿体：取样60个，平均容重为4.01吨/m3。 （2） 单铜类型矿体：取样3个，平均容重为3.36吨/m3。 （3） 锌硫类型矿体：取样33个，平均容重为3.77吨/m3。 （4） 富硫类型矿体：取样30个，平均容重为4.19吨/m3。 （5） 贫硫类型矿体：取样26个，平均容重为3.76吨/m3。 （6） 表外硫类型矿体：取样2个，平均容重为3.39吨/m3。 2.2矿体的块度

块度及机械分析是结合大体重进行的，在一平方米内布置4~5个炮眼，采用人工打眼的方法，每个炮眼深0.5米。将爆破下来的矿石按一定顺序筛分，块度分为大于20公分、10~20公分、4~10公分、1~4公分和小于1公分五级，最大块度30公分。

按机械分析结果看，硫品味与块度的关系不是很明显，而铜锌品味块度低于1公分者有明显降低现象。 2.3矿岩强度及硬度

本区为层状、片状岩石，裂隙、片理比较发育，力学试验样品不易加工成合乎规格要求的试件，尤其是顶地板围岩。炭质板岩性软，层理薄，采样与加工就更困难了。

表2-1矿体采样表

矿床号 三 矿体号 Cu·S-1 采样样品重采样方日期 量（KG） 法 试验单位 钻孔矿华北冶金 心四分勘探公司之一 中心实验室 钻孔心四之一坑道槽 15

备注 一、五、Zn 三（西段） 100 702 矿同上 分和刻

1、切割方式的选择。

每一分层回采前，先沿下盘接触带掘进切割巷道。当矿体形状不规则或者厚度较大时，切割巷道也可布置在矿体中央，根据本矿体实际情况需采用切割巷道也可布置在矿体中央，

2、切割方法和顺序。

运输大巷 → 人行天井 → 溜矿井 → 拉底 → 充填井。

四、回采工作

1、落矿方法（附炮孔布置图）。

回采工作一般是按分层进行的，每采完一层，就充填一层，使工作空间始终保持2.0～2.2m左右的高度。这样每采充一次便形成一个工作循环。每一分层的回采作业是相同的。回采分层高度一般为2.5~3m，回采巷道宽度为2~2.4m。采用浅孔落矿，孔深1.6~2m。多采用7KW电耙出矿。凿岩方式采用上向式凿岩机打上向孔，采场凿岩采用YSP45型凿岩机。

（1）围岩爆破参数

围岩打上向孔，可以集中把眼打定，然后一次爆破，也可分次爆破。以充填井为自由面崩矿，每分层分为2-3次爆破。放炮后，集中出矿，适合用电耙出矿。炮孔按三角形布置，采用2#岩石炸药。 1）炮眼直径d1：取34mm； 2）药卷直径d2，取27mm； 3）眼深，取2.0m；

4）最小抵抗线：W=（25～30）d1，取0.8m； 5）孔距a=（1～1.5）W，取1.2 m； 6）排距b，取1.04m； 7）炮泥填塞长度0.4m。 （2）凿岩工作的组织和施工要求

参照采矿手册2卷，本设计的矿块的生产能力拟定为为80t/d。凿岩机为40—70t/台班，每采场配备1台凿岩机。每台凿岩机配备2人，采用四班制。

2、矿石运搬方式。

采用电耙设备，型号为2DPJ-28。

电耙子的优点是：坚固耐用，操作简单，维修费低，运搬能力大，用电耙在采场内既

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可出矿，又可用来耙平混凝土料，也可用来铺平充填料，效率高。

缺点是：靠边处矿石耙不干净，要人工辅助清理，要经常移动滑轮。需要有高强度的混凝土底板，否则会增加矿石的损失贫化。

采用重力放矿。在局部放矿时，放矿工人应与平场工人密切联系，按规定的漏斗放出所要求的矿量，以减少平场量和防止在留矿堆中形成空硐。如果发现已形成空硐，应及时采取措施处理，其处理方法有爆破震动消除法、高压水冲洗法、采用土火箭爆破法消除空硐、从空硐两侧漏斗放矿，使悬空的矿石垮落。

3、地压管理方法。

（1）充填的主要目的是利用充填料支撑两盘围岩和作为工人作业的工作台。

每采完一层后要进行充填，否则采完下的空区高度加高一层，对采矿作业不方便，且不安全。

（2）充填工艺。出矿后，完成一部准备工作后，（如浇注隔墙，加高溜矿井及顺路天井等），之后从充填井向矿房下放充填料，待充填量达到设计要求的高度时停止，扒平表面，然后铺一层混凝土底板。至此，充填工作结束，又可开始下一次新的循环。

4、采场通风方法。

4.1 矿井通风系统宏观构建方案的拟定

矿井采用统一通风系统。统一通风系统进风和回风井数量较少，投资小，使用的主扇少，便于集中管理等优点，比较适合难以增加进、出风井的矿井采用。特别是深矿井，因开拓风井工程量大，采用全矿统一的通风比较合理。 4.2 矿井通风系统的基本要求

选择任何通风系统，都要符合投产较快、出矿较多、安全可靠、技术经济指标合理等总原则。具体地说，要适应以下基本要求：

（1）每个通风系统必须构建一条以上与地表连通的进风巷道、一条以上与地表连通的回井道。同样，每个采区必须构建一条以上与矿井进风部分相连的进风联道、有一条以上与矿井回风部分相连的回风联道。

（2） 矿井进风部分不得受矿尘和有毒有害气体污染，进风井巷及采掘工作面的风源含尘量不得大于0.5mg/m3，氡浓度应小于3.7kBq/m3，氡子体潜能应小于6.4uj/ m3，超过时应采取降尘、除氡措施。其它有毒有害气体浓度亦不能超过《矿井通风规范》允许的范围。

（3） 产尘量大的箕斗井和混合井应禁止作为进风井，现已作为通风井的箕斗井或混合井，必须采取净化措施，使风源含尘量达到上述要求。

（4）主要回风井不得作为行人道，排除的污风不得造成公害。

（5）采场、二次破碎巷道应有正向贯穿风流，电耙工应位于上风侧；避免污风串联。

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（6）井下炸药库、油库、充电硐室及破碎硐室等高危硐室必须设有直通矿井回风部分的独立的回风道。

（7）不用的井巷和采空区，必须及时封闭。密闭、风门、风桥、风硐等通风构筑物，必须严密完好。

（8）矿井有效风量率、风速合格率应在60％以上。

（9）主扇应有反风装置，并保证在10min内改变风向。可是从金属矿实际来看，火灾的性质与煤矿截然不同，盲目反风可能会扩大火灾的范围和危害，故应具体问题具体分析，慎重处理。

4.3矿井进风井与回风井的布置 4.3.1风井布置方式

风井采用中央并列式布置。 4.3.2中央并列式布置的优点

风流路线是直向式，路线比较短，长度变化不大，因此不仅压差小，而且在整个矿井服务期间压差变化范围较小，漏风少，污风出口距工业场地较远。 4.3.3通风线路

最长的通风线路是：新鲜风流从副井 → 穿脉巷道 → 沿脉平巷 → 顺路天井 → 采场工作面 → 充填井→ 阶段运输巷道→ 回风平巷 → 回风井 → 地表大气稀释。

5、绘制回采工作面作业图表（包括回采工作面作业图、劳动组织表、主要技术经济指标表）。

5.1回采工作组织的人员、设备安排

（1）凿岩：1台YSP45型凿岩机，配备2人，凿岩机台班为40—70t/台班。凿岩工作时间：375.39/40＝9班=54小时。

（2）装药：人工装药，2人工作6小时。 （3）通风：1小时。

（4）放矿：选择一台2DPJ-28电耙，台班生产率 60-80t。工作人员为3人。放矿时间：375.39 /60＝6班=36小时。

（5）充填：54小时。

回采循环的工作时间为151小时，每一循环的采矿量为375.39 t，所以矿块的生产能力为375.39/151×24＝60t/d。 5.2一个回采作业循环时间和崩矿量

回采循环的工作时间为151小时，每一循环的采矿量为375.39 t。回采作业循环见表4.3。

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5.3回采作业循环表

表4.3 回采作业循环表 定额 工作量 3班 回采作业名称 完成时间（班) 凿岩 375.39t 凿岩机1台；凿岩工2人 2人 9 装药 爆破 通风 放矿 充填 1 3人 375.39t 375.39t 0.17 6 9

第五章 劳动安全与工业卫生

一、 设计依据的规程，规范和标准 5.1 安全规程

1．《中华人民共和国矿山安全法》1992年11月7日第七届全国人民代表大会常务委员会第二十八次会议通过。

2．《中华人民共和国矿山安全法实施条例》1996年10月11日国务院批准，1996年10月30日劳动部发布。

3．《建设项目（工程）劳动安全卫生监察规定》1996年10月4日劳动部部长办公会议通过。

4．《金属非金属露天矿山安全规定》（GB16423-1996）。 5．《金属非金属地下矿山安全规定》（GB16424-1996）。 6．《爆破安全规程》（GB6722-2003）。

7.《大气污染综合排放标准》（GB16297-1996）。

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8．《污水综合排放标准》（GB8978-1996）。 9．《工业企业厂界噪声标准》（GB12348-90）。 5.2 安全卫生措施

劳动安全及工业卫生应有专项申报材料报请有关部门审批，本方案只简述部分

重要岗位的安卫措施。

1.爆破作业安全

爆破作业中存在较多的不安因素，从事爆破作业的人员必须进行爆破技术训练和专业安全教育，使之熟悉爆破器材性能，掌握安全操作方法和了解爆破安全规程。

爆破作业应规定统一爆破时间，爆破前应发出明显报警信号，通知所有人员撤离危险区，并把设备转移到安全地带。爆破作业应严格遵守爆破安全操作规程。

2.防机伤，电伤，雷伤安全措施：

矿山所有设备的传动件均应设有保护罩，以防伤及人身。配电室内带电裸体的绝缘距离，接地安全距离，安全防护网等严格按照有关规定执行。高压配电系统采用保护接地，低压配电系统采用工作接地的接地方式。矿山接地网以镀锌扁钢作为接地导体。

3.采用湿式凿岩，产尘点喷雾洒水，运输道路采用洒水车洒水等抑尘措施。 4.矿山应配备一定数量的救护器材及药品等；并应设专人门负责劳动安全保护与职业卫生工作。

5.劳动安全卫生设施与主体工程必须做到“三同时”，即同时设计，同时施工，同时投产。

6.矿山必须设置专职的安全机构，车间必须有专职安全员，班组设兼职安全员。

二、 安全技术措施

2.1 安全技术措施

安全技术措施主要是防止自然灾害的发生，以及阻止工艺过程中即将发生的事故。 每个矿井至少有两个直通地表的安全出口；各阶段，采区和采场都应有两个通往安全出口的通道。

矿山的各种安全出口，应满足工人在一定时间内从任何工作地点有撤出的可能性。 未能撤出的部分人员，应能安置在避难硐室内。

井口和各阶段井底车场，办公室以及主要工作地点都必须设置联系信号和消防器。 井下个安全路线应设置照明，每个分道口应安有明显的路标。 2.2 顶板事故的预防措施

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设置1个一氧化碳传感器。

掘进天井时，应按照独头掘进巷道的要求设置一氧化碳传感器。一氧化碳传感器报警浓度应设定为0.0024%。一氧化碳传感器的安装，应做到维护方便和不影响行人行车。

（2）采掘工作面风速监控系统

地下矿山各采掘工作面设置风速传感器。当风速低于或超过《金属非金属矿山安全规程》的规定值时，可发出报警信号。

矿井主通风机房设置风速和风压传感器，实现对全矿井总风量的动态监测。 因为该地下矿山设计区域存在较大面积采空区，需建立完善地压监测监控系统，实现对采空区稳定性、顶板压力、位移变化等的动态监控。

监测监控系统要具有数据显示、传输、存储、处理、打印、声光报警、控制等功能。 5.4.2井下人员定位系统

井下人员定位系统具有监控井下各个作业区域人员的动态分布及变化情况的功能。人员出入井信息管理系统应保证能准确掌握井下各个区域作业人员的数量。

该矿山生产系统井下作业人员数少于30人，矿山建立由人员出入井信息管理系统。 5.4.3紧急避险系统

矿山独头掘进距离大于500m时，按照矿山安全避险硐室布置要求，应设置一个避灾硐室。

避灾硐室设置在岩石坚硬稳固的矿体下盘。避灾硐室设置能有效防止有毒有害气体和井下涌水进入，并配备满足当班作业人员1周所需要的饮水、食品，配备自救器、有毒有害气体检测仪器、急救药品和照明设备，以及直通地面调度室的电话，安装供风、供水管路并设置阀门。

由于本设计中独头掘进距离小于500m，因此不需布置避灾硐室。 5.4.4压风自救系统

该矿山的空气压缩机安装在副井出口附近。井下压风管路采用钢管材料，并采取了相关防护措施，能有效防止因灾变破坏。井下各作业地点及避灾硐室（场所）处设置有专门的供气阀门。设计需满足采掘作业的地点在灾变期间压风供气的要求。 5.4.5供水施救系统

矿山井下供水管路采用钢管材料，并定期对其进行加强维护，以保证正常供水。井下各作业地点及避灾硐室（场所）处应均设有独立的供水阀门。满足采掘作业地点及灾变时人员集中场所提供水源的要求，形成完善供水施救系统。 二、矿山紧急避险系统使用管理与安全监督

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建立纵向专业管理、横向部门管理以及与群众监督相结合的安全管理体制，建立以安全生产责任制为中心的安全规章制度、安全生产标准、安全技术措施、安全宣传、教育、应急与救灾救援和事故管理体系，建立安全信息管理系统，制定安全事故应急预案，制订安全生产目标、计划和规划，开展危险源辨识、评估、评价和管理。

生产过程中人员不安全行为的发现与控制，设备安全性能的检测、检验和维修管理，物质流的安全管理，环境安全化的保证，重大危险源的监控，生产工艺过程安全性的动态评价与控制，安全监测监控系统的管理，定期、不定期的安全检查监督。建立矿山生产环境和生产工艺过程中的安全保障。

参考文献：

1、《金属矿床地下开采》 北京：冶金工业出版社， 1982 2、《采矿设计手册》 北京：中国建筑工业出版社，1987 3、《固体矿物资源开发工程》 武汉：武汉理工大学出版社，2005 4、《采矿学》 徐州：中国矿业大学出版社，2005

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