《6萬噸年產(chǎn)量的礦體的開采方案設(shè)計》23000字

6萬噸年產(chǎn)量的礦體的開采方案設(shè)計摘要本次畢業(yè)設(shè)計的是白音哈爾2號礦體（南段）的開采設(shè)計，礦山設(shè)計生產(chǎn)能力為6萬噸/年，礦山的服務(wù)年限為10年。本次采礦畢業(yè)設(shè)計所涉及的主要內(nèi)容有開拓方案的選擇、井底車場的選擇、采礦方法的選擇與設(shè)計、通風(fēng)系統(tǒng)的設(shè)計、礦山的防排水等其他的輔助工程設(shè)計。開拓方法為下盤豎井開拓、采礦方法為淺孔留礦法。主副井的斷面尺寸、馬頭門及階段運輸巷道的斷面尺寸、電機車的選擇、礦車的選擇、提升設(shè)備的選擇、通風(fēng)設(shè)備和排水設(shè)備的選擇等相關(guān)內(nèi)容也在此次畢業(yè)設(shè)計中作了相關(guān)的敘述。關(guān)鍵詞：淺孔留礦法；下盤豎井開拓；中央對角式通風(fēng)目錄摘要 1Abstract 2第一章礦區(qū)概況 41.1礦區(qū)概述 41.1.1礦區(qū)的地理位置及行政隸屬關(guān)系 41.1.2礦區(qū)內(nèi)有關(guān)的主要企業(yè)單位 41.1.3電源及建筑材料來源 41.1.4礦區(qū)的交通情況 41.1.5礦區(qū)的氣候特征 51.1.6礦區(qū)的勘探程度 51.2礦區(qū)地質(zhì)特征 61.2.1礦區(qū)的地層 61.2.2礦區(qū)的地質(zhì)構(gòu)造 71.2.3礦區(qū)水文地質(zhì)特征 71.3礦體特征 91.3.1礦體埋藏條件 91.3.2礦體的厚度及層間距 91.3.3礦體的性質(zhì)及礦體圍巖的性質(zhì) 91.3.4礦體地質(zhì)儲量及質(zhì)量情況 9第二章礦山工作制度及設(shè)計生產(chǎn)能力 112.1礦山工作制度 112.2礦山年生產(chǎn)能力 112.2.1生產(chǎn)能力驗證 112.2.2礦山服務(wù)年限 13第三章礦床開拓 143.1地表移動帶的圈定 143.2開拓方案的選擇 153.3開拓系統(tǒng)及主要井筒位置確定 163.3.1主要開拓巷道類型 163.3.2主井的位置選擇和主井長度 163.3.3副井的位置選擇和副井長度 173.3.4風(fēng)井的位置選擇和風(fēng)井長度 173.4階段平面布置 173.4.1階段高度 173.4.2階段運輸巷斷面設(shè)計 173.4.3階段運輸巷道的布置形式 223.5井底車場形式的選擇與設(shè)計 223.5.1井底車場形式的選擇 223.5.2鋼軌和道岔的選擇 223.5.3彎道雙軌線路中心距加寬值 233.5.4儲車線長度 243.5.5主井馬頭門線路布置 243.5.6馬頭門設(shè)計 253.5.7井底車場總平面圖 27第四章采礦方法 284.1開采技術(shù)條件 284.1.1礦體的賦存要素 284.1.2礦石物理力學(xué)性質(zhì) 284.1.3礦石價值和品位 284.2采礦方法的選擇 284.2.1采礦方法的初選和描述 284.2.2初步技術(shù)經(jīng)濟分析 294.2.3綜合技術(shù)經(jīng)濟比較 304.3礦塊的采準(zhǔn)和切割布置 304.3.1礦塊的結(jié)構(gòu)和參數(shù) 304.3.2采準(zhǔn)巷道布置 304.3.3切割工作 314.4回采工作 314.4.1鑿巖 314.4.2爆破 334.4.3通風(fēng) 344.4.4局部放礦 354.4.5平場、撬頂和二次破碎 364.4.6最終放礦及礦房殘留礦石的回收 364.4.7頂板管理及采空區(qū)處理 364.4.8頂?shù)字烷g柱回采 364.4.9采礦方法技術(shù)經(jīng)濟指標(biāo) 37第五章建井工期及施工組織計劃 385.1建井工期及施工組織計劃 385.1.1基建范圍 385.1.2基建工程量 385.2施工組織計劃 425.2.1編制原則 425.2.2施工組織計劃 42第六章礦井通風(fēng) 446.1通風(fēng)方式與通風(fēng)系統(tǒng)的選擇 446.1.1通風(fēng)系統(tǒng)的選擇 446.1.2通風(fēng)方式的選擇 446.2總風(fēng)量的計算與風(fēng)量分配 446.2.1全礦總風(fēng)量的計算 446.2.2風(fēng)量分配 466.3全礦通風(fēng)阻力計算 466.4礦井通風(fēng)設(shè)備選擇 486.4.1扇風(fēng)機的選擇 486.4.2電動機的選擇 49第七章礦山運輸與提升 517.1主要運輸設(shè)備的選擇 517.1.1電機車的選擇 517.1.2礦車量的計算 517.2提升設(shè)備的選擇 567.2.1罐籠的選擇 567.2.2罐籠承接裝置的選擇 587.2.3阻車器的選擇 597.2.4罐籠井井筒凈斷面尺寸確定 597.3鋼絲繩的選擇 627.3.1鋼繩的選擇計算 627.4提升機的選擇 637.4.1主導(dǎo)輪的直徑D 637.4.2提升機的選擇 64第八章礦山排水 658.1礦山涌水量情況 658.2排水設(shè)備的計算與選擇 658.2.1排水設(shè)備的計算 658.2.2排水設(shè)備的選擇 658.3排水設(shè)施設(shè)計 668.3.1排水系統(tǒng)的選擇 668.3.2水泵房的布置 668.3.2水倉的布置 66第九章礦山供電 679.1礦山用電設(shè)備負(fù)荷 679.1.1一級供電負(fù)荷 679.1.2二級供電負(fù)荷 679.1.3三級供電負(fù)荷 679.2電耗 67第十章技術(shù)經(jīng)濟指標(biāo) 6910.1全礦人員編制 6910.2礦體主要技術(shù)經(jīng)濟 70第十一章安全、環(huán)境影響評價 7211.1安全問題 7211.1.1礦山安全概述 7211.1.2設(shè)計依據(jù)和采用的標(biāo)準(zhǔn) 7211.2礦山安全主要技術(shù)措施 7311.2.1災(zāi)變設(shè)施 7311.2.2防滅火措施 7311.2.3井下排水 7311.2.4豎井提升安全保護 7411.2.5消防設(shè)施 74參考文獻 75爆破中的夾制作用技術(shù)研究 76一、采場中的夾制作用 761.對鑿巖勞動生產(chǎn)率的影響 762.對單位炸藥消耗量的影響 76二、減小采場中夾制作用的幾項措施 771.采用小直徑炮眼爆破。 772.采用的爆破作用半徑應(yīng)于采幅寬度相似 773.采用孔內(nèi)裝藥分段爆破 77致謝 79第二章礦山工作制度及設(shè)計生產(chǎn)能力2.1礦山工作制度為了保證設(shè)備的維護與檢修，根據(jù)《冶金礦山采礦設(shè)計規(guī)范》（GB50830——2013），礦山采用連續(xù)工作制，年工作330天，每天3班，每班8小時。2.2礦山年生產(chǎn)能力根據(jù)委托要求、開采條件，2號脈南段綜合生產(chǎn)能力6萬t/a的規(guī)模進行生產(chǎn)能力驗證。2.2.1生產(chǎn)能力驗證（1）由《采礦設(shè)計手冊2》得中段有效礦塊數(shù)計算生產(chǎn)能力公式：A=NKqEt1?Z式中：A——中段生產(chǎn)能力（t/a）；N——中段可布礦塊數(shù)，礦體長度441m和礦塊長度40m，取N為11；K——有效礦塊利用系數(shù)，根據(jù)《采礦設(shè)計手冊2》表2-1-24，取K為0.3；q——礦塊生產(chǎn)能力（t/d），按《采礦設(shè)計手冊2》表2-1-8，取q為50t/d；E——地質(zhì)影響系數(shù)，0.7~1.0；取0.8；Z——副產(chǎn)礦石率（%），取10%；t——年工作天數(shù)，取330天；驗證結(jié)果見表2.1：表2.1按同時回采礦塊數(shù)計算生產(chǎn)能力中段標(biāo)高（m）可布礦塊數(shù)（個）礦塊利用系數(shù)采場生產(chǎn)能力（噸/日）地質(zhì)影響系數(shù)副產(chǎn)礦石率（%）年工作天數(shù)中段生產(chǎn)能力（噸/年）1200110.3500.810330484001160110.3500.810330484001120110.3500.810330484001080110.3500.810330484001040110.3500.810330484001000110.3500.81033048400960110.3500.81033048400920110.3500.81033048400（2）由《采礦設(shè)計手冊2下》得年下降速度公式：A=VSγα1?βK1K式中：A——中段生產(chǎn)能力，t/a；V——年下降速度，米/年；根據(jù)《采礦設(shè)計手冊2下》表2-1-51、表2-1-52，取V為20m/a；S——礦體開采面積，m2；S為521m2；γ——礦石體重，t/m3；γ為2.7t/m3；α——礦石的回收率，%；類比同類礦山，取90.17%；β——礦石的貧化率，%；類比同類礦山，取19.35%；K1——礦體的傾角修整系數(shù)；根據(jù)采礦設(shè)計手冊表2-1-52，取1K2——礦體的厚度修整系數(shù)；根據(jù)采礦設(shè)計手冊表2-1-52，取1E——地質(zhì)影響系數(shù)；0.7~1.0；取0.8；驗證結(jié)果見表2.2表2.2按下降速度驗算生產(chǎn)能力中段標(biāo)高礦體開采面積下降速度礦石體重回收率貧化率傾角修整系數(shù)厚度修整系數(shù)地質(zhì)影響系數(shù)中段生產(chǎn)能力（m）（m2）（米/年）t/m3（%）（%）t/a1200521252.790.1719.35110.8314551160521252.790.1719.35110.8314551120521252.790.1719.35110.8314551080521252.790.1719.35110.8314551040521252.790.1719.35110.8314551000521252.790.1719.35110.831455960521252.790.1719.35110.831455920521252.790.1719.35110.831455綜合分析，4個工作面同時回采，加強回采進度規(guī)劃及管理，可滿足礦山60000t/a的生產(chǎn)規(guī)模。2.2.2礦山服務(wù)年限根據(jù)《采礦工程專業(yè)畢業(yè)設(shè)計指導(dǎo)書》得服務(wù)年限公式：T=Q×α/A(1?ρ)（式2.3）式中：A——生產(chǎn)能力；取60000t/aQ——設(shè)計利用儲量；取536564t；α——礦石回收率；取90.17%β——礦石貧化率；取19.35%T——服務(wù)年限；計算結(jié)果：t=536564×0.901760000×0.8065礦山的計算服務(wù)年限約為10年。

第三章礦床開拓3.1地表移動帶的圈定根據(jù)地質(zhì)條件，結(jié)合《金屬礦床地下開采》表7-1，并參照類似礦山資料，選擇礦體下盤巖體移動角60°，上盤巖體移動角65°，走向端部移動角75°。圖3.1移動帶界線圖3.2地表的土巖移動界線3.2開拓方案的選擇（1）礦區(qū)地形平坦，礦體埋藏較深，傾角較陡，排除斜井開拓；（2）礦山設(shè)計規(guī)模小，埋藏較深，采用斜坡道工程量大，斜坡道多用于生產(chǎn)能力大，井下采用無軌運輸設(shè)備的礦山，排除斜坡道開拓；可行的開拓方案如下：方案一：下盤豎井開拓法方案二：明豎井與盲斜井聯(lián)合開拓法兩個可行的方案優(yōu)缺點如下：方案一：下盤豎井開拓法優(yōu)點：提升快，提升量大，費用低，安全。缺點：巷道長，工程量大，基建時間長，運距大，成本高，通風(fēng)困難。方案二：下盤斜井開拓法優(yōu)點：井筒裝備比較簡單，基建工程量少，基建期短。通風(fēng)簡單。缺點：①礦體埋深較深，斜井分三段斜井，提升運輸?shù)V石存在倒運環(huán)節(jié)，增加了提升運輸難度和降低了提升能力。②生產(chǎn)管理繁重。通過安全和管理等方面綜合考慮，方案一由于方案二，設(shè)計推薦方案一，下盤罐籠豎井開拓方案。3.3開拓系統(tǒng)及主要井筒位置確定3.3.1主要開拓巷道類型主要巷道的類型根據(jù)礦山地形，地質(zhì)條件和礦體賦存條件來選定。在本次設(shè)計中，根據(jù)礦體的賦存條件和設(shè)計生產(chǎn)能力采用下盤罐籠豎井開拓法。3.3.2主井的位置選擇和主井長度根據(jù)最小運輸功計算主井的位置，將礦塊量集中點投影在一條直線上，本次設(shè)計中投影了13個礦塊，礦量分別是Q1=5515t、Q2=29316t、Q3=59473t、Q4=6249t、Q5=11196t、Q6=41487t、Q7=73775t、Q8=50975t、Q9=32538t、Q10=4131t、Q11=56317t、Q12=79132t、Q13=94391t。根據(jù)最小運輸功公式：Q右+Qn>式中：QnQ右Q左代入數(shù)據(jù)得：Q1~7+Q8>因此，主井位置應(yīng)布置在離移動帶20m的第8個礦塊中間的地方。其坐標(biāo)是x=19658441.2、y=4628.03。地面到最低礦塊的長度為442m，井筒長度為442m。3.3.3副井的位置選擇和副井長度根據(jù)地形條件和生產(chǎn)量，采用豎井兼做主井跟副井。3.3.4風(fēng)井的位置選擇和風(fēng)井長度風(fēng)井在中心呈對角線調(diào)整，主軸用作內(nèi)風(fēng)井，現(xiàn)有風(fēng)井調(diào)整在兩臂的腳墻上，現(xiàn)有風(fēng)井為豎井，樓梯間也用作緊急出口。3.4階段平面布置3.4.1階段高度根據(jù)礦體的埋深條件和礦體的傾斜角度以及相同種類的礦山的使用階段的高度，確定階段的高度為40米。中段標(biāo)高分別為：1240m、1200m、1160m、1120m、1080m、1040m、1000m、960m、920m。3.4.2階段運輸巷斷面設(shè)計根據(jù)《井巷工程》表1-7選擇出礦車的容量應(yīng)在0.5~0.6m3，因此選擇礦車為YFC0.5（6），詳細(xì)參數(shù)見表3.1；根據(jù)礦車YFC0.5（6）選擇出電機車為ZK10-6/250，詳細(xì)參數(shù)見表3.2。表3.1YFCO.5-6型翻斗式礦車規(guī)格與主要參數(shù)項目車廂容積（m3）最大載重量（kg）軌距（mm）外形尺寸（mm）軸距（mm）車廂長度（mm）自重（t）車輪直徑mm長寬高參數(shù)0.512506001500850105050011100.59300表3.2ZK7-6/250型電機車主要參數(shù)項目長（mm）寬（mm）高（mm）軌距（mm）參數(shù)450010601550600一、選擇巷道斷面形狀和支護材料巷道年生產(chǎn)能力6萬噸/年，使用年限約10年，穿越巖層穩(wěn)定，噴混凝土，選擇直壁半圓拱段，采用噴混凝土支護。二、確定巷道凈寬度B0查表知ZK7-6/250電機車體寬A1=1060mm、高h(yuǎn)=1550mm，YFC0.5-6側(cè)卸式礦車體寬850mm、高1050mm。故巷道凈寬度：B=a1+c1式中a1—非人行道一側(cè)間隙寬a與電機車寬的一半A12之和，a取400c1—巷道人行道寬C與電機車寬的一半A12之和，C取840代入數(shù)據(jù)得：B=930+1370=2300mm。1.確定巷道拱高h(yuǎn)0半圓拱形巷道拱高h(yuǎn)0=B/2=2300/2=1150mm。半圓拱半徑R=h0=1150mm。2.確定巷道壁高h(yuǎn)3（1）按架線電機車導(dǎo)電弓子要求確定h3由半圓拱形巷道壁高公式得?3≥?4+式中?4—道砟與電機車架線的距離，根據(jù)《冶金礦山采礦設(shè)計規(guī)范》取?4=?c—道床總高度。查《井巷工程》表1-8得?c=320mm，道砟高h(yuǎn)b=N—導(dǎo)電弓子距拱壁安全間距，根據(jù)GB508302013《冶金礦山采礦設(shè)計規(guī)范》取n=300mm。K—寬度一半的導(dǎo)電弓子，K=718/2=359，取K=360mm。b1—軌道中心線與巷道中心線距離，b1=B/2-a1代入數(shù)據(jù)得：?3（2）按管道裝設(shè)要求確定??3≥?5+式中?5—道砟面至管子低高度，根據(jù)GB508302013《冶金礦山采礦設(shè)計規(guī)范》取?5=?7—管子懸吊件總高度，根據(jù)GB508302013《冶金礦山采礦設(shè)計規(guī)范》取??b—道砟高度，?m─導(dǎo)電弓子距管子間距，根據(jù)《冶金礦山采礦設(shè)計規(guī)范》取m=300mm；D──壓氣管法蘭盤直徑，D=200mm；b1─軌道中線與巷道中線間距，b代入數(shù)據(jù)得：?3≥1900+900+160?1150（3）按人行高度要求確定??3≥1900+?b?式中，j為距巷道壁的距離。根據(jù)《冶金礦山采礦設(shè)計規(guī)范》要求距巷道壁j處的巷道有效高度不小于1900mm，一般取j=200mm。代入數(shù)據(jù)得：?3上面三個式子算出的最大值是1844.7mm，增加一定的多余量，確定巷道高為?3=2110mm。則巷道高度（4）確定巷道凈斷面積S和凈周長由《井巷工程》表3-7得凈斷面積：S=B(0.39B+?2)式中h2——道砟面以上巷道壁高，?2代入數(shù)據(jù)得：S=2300×（0.39×2300+1750）=6.55m2。由《井巷工程》表3-7得凈斷面積：P=2.57B+2?2（代入數(shù)據(jù)得：P=2.57×2300+2×1950=9.8m。（5）用風(fēng)速校核巷道凈斷面積根據(jù)《采礦工程專業(yè)畢業(yè)設(shè)計指導(dǎo)》式5-22得出風(fēng)速驗算公式V=QS凈<V式中V——巷道的風(fēng)速，m/s；Q——該巷道的風(fēng)量，取29.9m3/s；S凈——巷道通風(fēng)斷面面積，取6.55m2V允——準(zhǔn)許過的最大風(fēng)速，m/s，根據(jù)國家標(biāo)準(zhǔn)規(guī)定，運輸巷道進風(fēng)巷道最高風(fēng)速為6m/代入數(shù)據(jù)得：V=29.9三、確定掘進斷面尺寸和計算掘進斷面尺寸（1）選擇支護參數(shù)采用噴砼支護，根據(jù)設(shè)計出的寬和年生產(chǎn)能力等情況，選用噴砼設(shè)計厚度T=50mm，設(shè)計強度為C18。（2）選擇道床參數(shù)根據(jù)巷道通過的運輸設(shè)備，選用8kg/m鋼軌，其道床參數(shù)hc、hb分為別320mm和160mm，道砟面至軌面高度ha=hc-hb=320-160=160mm。采用鋼筋混凝土軌枕。（3）確定巷道掘進斷面尺寸由《井巷工程》表3-7計算公式得：巷道設(shè)計掘進寬度B1巷道計算掘進寬度B2巷道設(shè)計掘進高度H1巷道計算掘進高度H2巷道設(shè)計掘進斷面面積S1=B巷道計算掘進斷面積S2=B四、布置水溝和管線巷道水量為150m3/h，選3‰水溝坡度，用砌碹支護，查《井巷工程》表3-12得：上寬0.4m，下寬0.35m，深為0.45m，凈斷面積0.169m2。如圖3.3所示，升壓線和水管懸掛在行人一側(cè)，電源管懸掛在另一側(cè)，通信電纜懸掛在水流上方。五、計算巷道掘進工程量及材料消耗量由《井巷工程》表3-7計算公式得：每米巷道拱與墻計算掘進體積V1每米巷道墻腳計算掘進體積V1每米巷道拱與墻噴射材料消耗V2每米巷道墻腳噴射材料消耗V4每米巷道噴射材料消耗（不包括損失）V=圖3.3階段運輸巷斷面圖3.4.3階段運輸巷道的布置形式根據(jù)儲存礦體條件和生產(chǎn)能力，選用脈外平巷加穿脈巷道。3.5井底車場形式的選擇與設(shè)計3.5.1井底車場形式的選擇根據(jù)此礦山的生產(chǎn)能力和礦山開拓，井底車場選用折返式。3.5.2鋼軌和道岔的選擇根據(jù)《采礦設(shè)計手冊2下》表2-3-50得出鋼軌的類型是15kg/m，道岔選擇為DK615-4-12單開道岔，DC615-3-12對稱道岔，DX615-4-1212渡線道岔，參數(shù)見圖3.3、圖3.4、圖3.5。圖3.3DK615-4-12單開道岔圖3.4DC615-3-12對稱道岔圖3.5DX615-4-1212渡線道岔3.5.3彎道雙軌線路中心距加寬值根據(jù)公式?=S2b,max式中?——彎道雙軌線中心距加寬值；S2b,max——礦車最大軸距，查表3.1R——彎道半徑，查表7.1得7m；代入數(shù)據(jù)得?=取?=3.5.4儲車線長度當(dāng)罐籠兼作主副提升時，礦井規(guī)模為年生產(chǎn)能力30萬噸以下時，儲車線可以按1.0~1.5倍列車長度設(shè)計。列車的長度公式為：L=nl1+Nl2式中L——列車的長度，m；n——一列列車的礦車數(shù)；取40輛；l1——礦車的長度，按表3.1取1.5N——牽引電機車臺數(shù)，取1輛；l2——電機車長度，按表3.2取4.5代入數(shù)據(jù)得L=40×1.5+1×4.5=64.5m重車線、空車線長度Lz3.5.5主井馬頭門線路布置（1）罐籠底板長度查表7.3得出罐籠底板長度L0（2）搖臺活動軌長度查表7.4得出搖臺活動軌長度L4（3）搖臺基本軌長度查表7.4得出搖臺基本軌長度L3（4）罐籠中心線間距罐籠中心線間距A=1.632m；（5）搖臺基本軌末至單式阻車器輪當(dāng)?shù)拈L度搖臺基本軌末端至單式阻車器輪當(dāng)?shù)拈L度L2（6）對稱道岔末端至單式阻車器輪當(dāng)?shù)拈L度根據(jù)《采礦設(shè)計手冊2下》式（2-3-11）得b4的關(guān)系式：b4>Sbmax+式中b4Sbmax——礦車最大軸距，根據(jù)表3.1取0.5D——車輪直徑，查表3.1取0.3m；代入數(shù)據(jù)得b4根據(jù)以往的事例取b4（7）對稱道岔連接系統(tǒng)長度根據(jù)《煤礦礦井采礦設(shè)計手冊上》表1-5-11得出b3=6.893m；R=9m；S=1.3m；Kp=1.486m；C=0.289m；n=3.209m；（8）復(fù)式阻車器阻爪間距根據(jù)礦車長度，取b1（9）插入段長度復(fù)式阻車器前輪擋至對稱道岔基本軌起點b2，一般取1.5~2.0m；因此b出車側(cè)搖臺基本軌末端至對稱道岔連接系統(tǒng)末端的距離b5，一般選取b5=1.5~2.0m；取3.5.6馬頭門設(shè)計（1）馬頭門高度按可以放下最長材料驗算，根據(jù)《井巷工程》式3-5得：H=Lsinα?Wtanα式（3.13）式中H——馬頭門拱頂高度；L——下放材料的最大長度，一般情況材料最大的長度為12.5m，L=12.5m；W——懸掛點的井筒徑向有效全長，W=0.9D=0.9×5.5=4.95m；D——井筒凈直徑，取5.5m；α——下放的長材料與水平面夾角，根據(jù)類似礦山經(jīng)驗取22°；代入數(shù)據(jù)得：H=（2）馬頭門長度根據(jù)《井巷工程》式3-6得：L=A+b1+b2式中A——單車阻車器的輪擋到罐籠中線的距離，L=0.5L0+L0——罐籠底板長度，根據(jù)表7.3取1.8L1——對稱道岔基本軌起點至阻車器末端的長度，根據(jù)b3，得L2——單式阻車器輪擋至搖臺基本軌的距離，一般取L2+L3——搖臺基本軌；根據(jù)表7.4得LL4——搖臺活動軌長度，查表7.4得出搖臺活動軌長度Lb1——復(fù)式阻車器前輪擋與后輪擋距離，取1.5b2——復(fù)式阻車器前輪擋至對稱道岔基本軌起點。一般取b2=b3——對稱道岔連接系統(tǒng)長度，根據(jù)《煤礦礦井采礦設(shè)計手冊上》表1-5-11得出b3b4——單式阻車器輪擋至對稱道岔末端的距離，根據(jù)以往的事例取bb5——搖臺基本軌至對稱道岔末端的距離，取bP——出車側(cè)搖臺基本軌至罐籠中線距離，P=代入數(shù)據(jù)得：L=28.168m。（3）馬頭門寬度根據(jù)《井巷工程》式3-7得馬頭門寬度公式：W=T+S+V式（3.15）式中W——馬頭門寬度；T——梯子側(cè)軌道中線至側(cè)墻距離，T≥礦車寬2+1S——軌道中心線間距，等于井筒中罐籠中心線間距，取S=1.632m；V——非梯子側(cè)軌道中線至側(cè)墻距離，V≥礦車寬2+1代入數(shù)據(jù)得W=4.632m。（4）馬頭門線路布置方式見圖3.6圖3.6馬頭門線路布置方式3.5.7井底車場總平面圖根據(jù)算出儲車線長度，取儲車線長度100m；根據(jù)道岔規(guī)格和行車方式繪制井底車場平面圖，平面圖見圖3.7。圖3.7井底車場平面圖

第四章采礦方法4.1開采技術(shù)條件4.1.1礦體的賦存要素礦體的賦存要素見表4.1表4.1礦體的賦存要素指標(biāo)名稱單位數(shù)量傾角°52~70走向°30~35水平厚度m0.33~9.45平均厚度m1.664.1.2礦石物理力學(xué)性質(zhì)礦石物理力學(xué)性質(zhì)見表4.2表4.2礦石物理力學(xué)性質(zhì)指標(biāo)名稱單位數(shù)量穩(wěn)固性穩(wěn)固自然性無含水性無體重t/m32.7松散系數(shù)1.5結(jié)塊性無結(jié)構(gòu)自形—半自形、交代殘留—交代假象構(gòu)造星散浸染狀、稀疏浸染狀和碎裂狀及角礫狀構(gòu)造4.1.3礦石價值和品位品位（0.21~65.50）×10-6，平均品位為5.35×10-6，品位的變化系數(shù)194%，屬于不均勻型。4.2采礦方法的選擇4.2.1采礦方法的初選和描述本礦礦體屬于急傾斜的薄礦體，礦體和圍巖均穩(wěn)固性。礦石不結(jié)塊、不自燃，允許地表陷落。由《采礦設(shè)計手冊2下》表2-4-5可知：表4.3可能采用的采礦方法礦體傾角礦體厚度圍巖穩(wěn)固礦石穩(wěn)固急傾斜薄分段法、淺孔留礦法、分層崩落法、上向分層（水平分層進路充填法、分段充填法、留礦采礦事后充填法）第一方案分段法分段法是塊體垂直分開并分成不同的部分；每個部分有一個礦和一個礦柱，從每個礦段開采的礦石從每個礦道流出，臺階高度為50米，4段和分段高度12.5米，礦長50米，礦體厚度為礦體寬度。第二方案淺孔留礦法淺孔留礦法的方法是直接在礦井表面積下的縮孔樁上作業(yè)，將開采與上下分層進行，每次開采出三分之一的礦石，剩余的礦石用于縮孔，形成下一個礦井。該段高40m，砌塊長40m，砌塊長40m，內(nèi)柱3M，上柱厚2m，下柱高5m。第三方案上向分層該礦可以地表塌陷，礦石圍巖都穩(wěn)固，因此不采用上向分層4.2.2初步技術(shù)經(jīng)濟分析根據(jù)該礦的特點，對原方案的技術(shù)經(jīng)濟指標(biāo)進行分析比較，選出最優(yōu)方案或兩種方案或三種等效方案。表4.4列出了兩種主要采礦方法的主要技術(shù)經(jīng)濟指標(biāo)，同時考慮了礦山的特點和類似礦山的經(jīng)驗。表4.4采礦方法技術(shù)經(jīng)濟指標(biāo)序號比較項目單位分段法淺孔留礦法1礦塊生產(chǎn)能力t/d30350~602損失率%14.55~15.157.23貧化率%15.46~16.4615~254采切比m/kt33.1925.65回收率%8080兩種方法的采收率基本相同，但淺孔留礦法工程量小。因此選用淺孔留礦法。4.3礦塊的采準(zhǔn)和切割布置4.3.1礦塊的結(jié)構(gòu)和參數(shù)參考《采礦設(shè)計手冊2》和《金屬礦床地下開采》得出礦房沿走向布置，選取的礦塊長度為40m，礦塊寬度為1.66m，礦塊的高度為40m，間柱3m，頂柱厚2m，底柱高5m。表4.5礦塊結(jié)構(gòu)參數(shù)礦塊長度（m）階段高度（m）間柱（m）頂柱厚（m）底柱高（m）40406254.3.2采準(zhǔn)巷道布置采準(zhǔn)工作有沿脈平巷、采準(zhǔn)天井、聯(lián)絡(luò)道和電耙巷。切割工作有漏斗橫穿、漏斗頸和拉底巷。（1）沿脈平巷：沿脈運輸巷道設(shè)在下盤脈外，電機車沿沿脈平巷到主溜井卸礦，礦石由豎井提升運輸至地表。（2）采準(zhǔn)天井：采準(zhǔn)天井布置在間柱里，天井規(guī)格1.8×2.0m2（3）電耙巷：規(guī)格為2×2m，位置在運輸巷道上面3米處。在電耙巷的一側(cè)布置一個電耙絞車硐室，其規(guī)格為3×2×2m，電耙巷的另一側(cè)開鑿一個放礦溜井連接到運輸平巷。規(guī)格為2×2m。（4）聯(lián)絡(luò)道：聯(lián)絡(luò)道布置在采準(zhǔn)天井垂直方向上，且每4米布置一個，它與采場兩側(cè)相通。其規(guī)格為2.0×1.5m24.3.3切割工作切割工作是做拉底巷道，形成一個拉底空間和辟漏。拉底高度為2m，拉底寬度為1.66m。辟漏是漏斗頸和漏斗橫穿，漏斗頸規(guī)格為1.5×1.5m，漏斗橫穿的規(guī)格為1.5×1.5m；漏斗間距為5m。4.4回采工作4.4.1鑿巖采用從下往上分層回采，分層高度2m?；夭晒ぷ髅鏋榈古_階式布置。當(dāng)?shù)V體較薄時，采用上向打炮孔的梯段工作面，使用YPS-45鑿巖機，炮眼深度1.5m，礦體較厚時，采用水平炮眼梯段工作面，從采場一端的向另一端回采，使用7655型鑿巖機。眼深2~2.5m。打上向炮孔時，梯段工作面長度為12m。打水平炮孔時，梯段工作面長度為3m，高度為2m，炮孔間距1m。（1）鑿巖設(shè)備YSP-45與7655型鑿巖機參數(shù)如下表：表4.6YSP-45型鑿巖機參數(shù)型號機重/Kg孔徑/mm最大孔深/mYSP-454435~42676552434~382（2）鑿巖機數(shù)量的確定：1）每米炮孔崩落量根據(jù)《采礦設(shè)計手冊2下》式2-9-5得出每米炮孔崩落量公式：q=Waη0Υ1?K1?式中q——每米炮孔崩落量；W——最小抵抗線，W=（25~30）d，d取40mm，W=1m；a——炮孔間距，a=（1~1.5）W，取a=1m；η0——炮孔利用率，取90γ——礦石密度，取2.7t/mK——礦石損失率，根據(jù)類似礦山經(jīng)驗取6%；Υ1——礦石貧化率，根據(jù)類似礦山經(jīng)驗取20代入數(shù)據(jù)得：q=1×1×0.9×2.7×0.94÷0.8=2.86t/m2）采場每一工作循環(huán)內(nèi)落礦量A=lmLn1ρ式中A—采場每一工作循環(huán)內(nèi)落礦量，l—炮孔深度，取1.5m；m—礦體厚度，取1.66m；L—梯段工作面長度，取12m；n1ρ—礦石密度，取2.7m3/t；代入數(shù)據(jù)得：A=1.5×1.66×12×1×2.7=80.683）采場配置鑿巖機臺數(shù)根據(jù)《采礦設(shè)計手冊2下》式2-9-4得出采場配置鑿巖機臺數(shù)公式：n=AqP（式中n—鑿巖機臺數(shù)，臺；A—采場每一工作循環(huán)內(nèi)落礦量，A=80.68t；q—每米炮孔崩落量，q=6.42；p—鑿巖機臺班效率，45m；代入數(shù)據(jù)得：n=取一臺鑿巖，一臺備用。4.4.2爆破采用2#巖石炸藥，用導(dǎo)爆管雷管引爆。（1）爆破參數(shù)的確定1）炮孔直徑d=40mm=0.04m；藥徑d12）最小抵抗線W，取W=25d=1m。3）孔間距a，a=1W=1m。4）根據(jù)礦巖結(jié)構(gòu)及堅固性系數(shù)，爆破炸藥單耗q取0.8kg/m5）炮孔深度，炮孔深度取1.5m。6）堵塞長度淺孔爆破堵塞長度為0.5m，堵塞部分用炮泥，炮泥成分為砂子和黏土，其比例為3:1，加入20%的水制成。（2）回采時炮孔布置方式炮孔為平行炮孔布置，一個梯段工作面的總裝藥量為根據(jù)《現(xiàn)代爆破工程》式7-3得出一個梯段工作面的總裝藥量公式：Q=qmLLCP式中Q—一個梯段總裝藥量，kg；q—單位炸藥消耗量，根據(jù)《現(xiàn)代爆破手冊》表7-1得出q=0.8kg·m-3；m—礦體厚度，取1.66m；L—梯段工作面長度，取12m；Lcp—炮孔平均深度，取1.5代入數(shù)據(jù)得：Q（3）炮孔布置圖圖4.1平行炮孔布置4.4.3通風(fēng)鑿巖爆破作業(yè)產(chǎn)生的粉塵中游離二氧化硅離子含量很高，對工人的健康危害很大，因此，工作面通風(fēng)的風(fēng)量應(yīng)保證滿足排塵和排除炮煙的需要。根據(jù)《冶金礦山采礦設(shè)計規(guī)范》，在采掘工作面中，空氣的含氧量必須大于等于20%，風(fēng)速不得低于0.15m/s。礦房的通風(fēng)系統(tǒng)，從上風(fēng)流方面天井進入新鮮空氣，通過礦房工作面后，由下風(fēng)流方面的天井排到上部回風(fēng)巷道。電耙巷道的通風(fēng)為一個獨立的系統(tǒng)，其目的是防止污風(fēng)串入礦房和運輸巷道中。（1）采區(qū)風(fēng)量計算回采工作面的需風(fēng)量，根據(jù)《地下礦通風(fēng)規(guī)范》按下列分別計算，取其中最大值：1）按排塵風(fēng)量確定回采工作面需風(fēng)量查《采礦設(shè)計手冊2下》表2-16-14得排塵風(fēng)量需2m2）按排塵風(fēng)速計算回采工作面需風(fēng)量根據(jù)《采礦設(shè)計手冊2下》式2-16-10得出排塵風(fēng)速計算回采工作面需風(fēng)量的公式：q?s=sv（式中q?s—作業(yè)面排塵需風(fēng)量，ms—工人和產(chǎn)塵設(shè)備所在位置的過風(fēng)斷面，m2；s=m×H，其中m為礦體厚度，Hv—作業(yè)面排塵風(fēng)速，m3/s代入數(shù)據(jù)得：q?s3）按排除炮煙計算回采工作面需風(fēng)量根據(jù)《采礦設(shè)計手冊2下》式2-16-11得出排除炮煙計算工作面需風(fēng)量計算公式：q?Y=NtLS式中q?Y—采場排煙需風(fēng)量，mL—采場長度，取37m；S—采場過風(fēng)斷面積，取3.32m2t—爆破后排煙通風(fēng)時間，取1800s；N—采場中炮煙達(dá)到允許濃度時，風(fēng)流交換倍數(shù)，試驗N=10~12，取12；代入數(shù)據(jù)得：q?Y通過以上的計算，采區(qū)的通風(fēng)量約為2m3（2）除塵措施1）在采掘工作面和溜井中采取密封的抽塵凈化；2）采用濕式鑿巖設(shè)備進行濕式作業(yè)；3）控制通風(fēng)風(fēng)速，減少揚塵；4）現(xiàn)場作業(yè)人員帶口罩作業(yè)；5）爆破前除塵減少因振動引起的大量灰塵揚起。（3）通風(fēng)時間通風(fēng)時間一般為0.5h，一般爆破完放礦，這段時間為通風(fēng)時間。4.4.4局部放礦局部放礦是放出礦石體積的三分之一，讓剩下的礦石形成一個2m左右的工作空間，方法是用礦石重力把礦溜到電耙巷，然后再用電耙把礦石運到電耙巷道中開鑿的溜井處，用溜井把礦石溜到階段運輸巷，再用礦車把礦石運到主井處。（1）重力放礦當(dāng)局部放礦時，工人要跟平場的工人聯(lián)系，放出要求的礦量，這樣可以減少平場的工作量還可以減少空硐的產(chǎn)生。若已有空硐形成，應(yīng)采取一些措施：1）爆破震動消除法，用爆破的方法將懸空礦石震落；2）高壓水沖洗法，用高壓水沖刷懸空的礦石。（2）電耙出礦在階段運輸巷道之上3m處，沿礦房長軸方向開鑿電耙巷道；電耙巷與階段運輸巷道之間開鑿一個放礦溜井。放礦時，礦石沿漏斗進入電耙巷，用電耙把礦石耙入到溜井通過閘門溜放到階段運輸巷道中的礦車內(nèi)。選用2DPJ-30電耙。表4.72DPJ-30的主要技術(shù)參數(shù)型號電壓(V)功率(KW)耙斗容量(m3)長（m）寬（m）高（m）2DPJ-30380300.41.650.970.6954.4.5平場、撬頂和二次破碎為了下次鑿巖爆破作業(yè)，應(yīng)該先撬頂，再平場。撬頂是把懸空的礦石或巖石撬落下來；平場是把留礦堆表面整平，在平場的時候如果有大塊礦石，要二次破碎。4.4.6最終放礦及礦房殘留礦石的回收礦房爆破完后要把礦房內(nèi)的礦石全部放完，在放礦時，要避免出現(xiàn)空硐和懸拱現(xiàn)象，如果出現(xiàn)漏斗堵塞要及時處理，避免二次貧化。在大量放礦時，因為礦房底板粗糙不平整，常常有一部分散體礦石和粉礦不能完全放完，因此要用高壓水把散體礦石和粉礦沖下來。水力沖洗是先用水槍從下而上沖礦房兩側(cè)的天井，然后在頂柱中掘好的頂柱的小井中沖洗礦房。在沖洗之前，應(yīng)在出礦口設(shè)置脫水措施，防止粉礦流失。在階段運輸中設(shè)置沉淀池回收礦泥凈化水質(zhì)。4.4.7頂板管理及采空區(qū)處理頂板管理是采用金屬錨桿進行輔助支護。采空區(qū)處理是用廢石充填采空區(qū)。4.4.8頂?shù)字烷g柱回采在大量放礦的時，應(yīng)在聯(lián)絡(luò)道、電耙巷中鑿好炮孔為間柱和頂?shù)字夭勺龊脺?zhǔn)備。當(dāng)中段回采結(jié)束后，這個中段的頂?shù)字烷g柱采用大量崩落法一起回采。4.4.9采礦方法技術(shù)經(jīng)濟指標(biāo)表4.3主要技術(shù)經(jīng)濟指標(biāo)序號項目單位指標(biāo)備注1采礦方法淺孔留礦法2礦塊生產(chǎn)能力噸/天1003千噸采切比米/千噸25.64采礦損失率%7.2根據(jù)類似條件選取礦山5礦石貧化率%20根據(jù)類似條件選取礦山6礦石密度t/m32.77礦體平均厚度m1.668礦體傾角°52~709階段高度m40第五章建井工期及施工組織計劃5.1建井工期及施工組織計劃5.1.1基建范圍基建工程主要包括豎井工程，平硐及中段運輸巷道，硐室工程，以及相應(yīng)的采切、探礦工程（表5.1）。5.1.2基建工程量基建工程總量為199774m3，支護量為14455m3。表5.1基建工程量表序號工程名稱硬度支護長度斷面（m2）掘進量支護量備注型式厚度mm（m）掘進凈（m3）（m3）一豎井直徑5.5m1井頸及壁座8-13鋼筋砼5002933.1723.75961.93273.182井筒8-13噴砼20044227.3223.7512075.441577.943馬頭門8-13砼30010227.9826.082853.96193.88個雙側(cè)4馬頭門調(diào)車場延長8-13噴砼10010815.5215.051676.1650.768個中段5小計馬頭門含信號硐室17597.492095.68二硐室工程1變電硐室8-13砼3001523.1119.2834757.5C252有軌設(shè)備修理硐室8-13砼2001317.3913.07521130.0C253小計868187.5三溜井工程1礦石溜井8-10不支護1604464002廢石溜井8-10不支護1604464003裝礦硐室8-10噴砼3005.619.7517.111114.64裝礦車場8-10噴砼1007512.3611.4927695小計135883.6三1240中段1運輸平巷8-13砼507707.926.556098.41054.92回風(fēng)井8-13不支護1224.524.52551.4403回風(fēng)巷道8-13不支護5976.556.553910.3804穿脈8-13不支護1816.556.551185.5505天井聯(lián)絡(luò)道8-13不支護3123393606天井8-13不支護5203.63.6187207切割平巷8-13不支護3963.323.321314.7208電耙巷8-13不支護42944171609小計17584.491054.9三1200中段1運輸平巷8-13砼507707.926.556098.41054.92回風(fēng)井8-13不支護404.524.52220.803回風(fēng)巷道8-13不支護5976.556.553910.3804穿脈8-13不支護1816.556.551185.5505井底車場8-13砼1002878.336.552390.71510.866出礦平巷8-13不支護4296.556.552809.9507天井聯(lián)絡(luò)道8-13不支護3123393608天井8-13不支護5203.63.6187209切割平巷8-13不支護3963.323.321314.72010電耙巷8-13不支護429441716011小計22454.511563.76四1160中段1運輸平巷8-13砼507707.926.556098.41054.92回風(fēng)井8-13不支護404.524.52220.803回風(fēng)巷道8-13不支護5976.556.553910.3804穿脈8-13不支護1816.556.551185.5505天井聯(lián)絡(luò)道8-13不支護3123393606天井8-13不支護5203.63.6187207切割平巷8-13不支護3963.323.321314.7208電耙巷8-13不支護42944171609小計17253.851054.9五1120中段1運輸平巷8-13砼507707.926.556098.41054.92回風(fēng)井8-13不支護5976.556.553910.3803回風(fēng)巷道8-13不支護4296.556.552809.9804穿脈8-13不支護1816.556.551185.5505井底車場8-13砼1002878.336.552390.71510.866出礦平巷8-13不支護4296.556.552809.9507天井聯(lián)絡(luò)道8-13不支護3123393608天井8-13不支護5203.63.6187209切割平巷8-13不支護3963.323.321314.72010電耙巷8-13不支護429441716011小計22454.511563.76六1080中段1運輸平巷8-13砼507707.926.556098.41054.92回風(fēng)井8-13不支護404.524.52220.803回風(fēng)巷道8-13不支護5976.556.553910.3804穿脈8-13不支護1816.556.551185.5505天井聯(lián)絡(luò)道8-13不支護3123393606天井8-13不支護5203.63.6187207切割平巷8-13不支護3963.323.321314.7208電耙巷8-13不支護42944171609小計17253.851054.9七1040中段1運輸平巷8-13砼507707.926.556098.41054.92回風(fēng)井8-13不支護404.524.52220.803回風(fēng)巷道8-13不支護5976.556.553910.3804穿脈8-13不支護1816.556.551185.5505井底車場8-13砼1002878.336.552390.71510.866出礦平巷8-13不支護4296.556.552809.9507天井聯(lián)絡(luò)道8-13不支護3123393608天井8-13不支護5203.63.6187209切割平巷8-13不支護3963.323.321314.72010電耙巷8-13不支護429441716011小計22454.511563.76八1000中段1運輸平巷8-13砼507707.926.556098.41054.92回風(fēng)井8-13不支護404.524.52220.803回風(fēng)巷道8-13不支護5976.556.553910.3804穿脈8-13不支護1816.556.551185.5505天井聯(lián)絡(luò)道8-13不支護3123393606天井8-13不支護5203.63.6187207切割平巷8-13不支護3963.323.321314.7208電耙巷8-13不支護42944171609小計17253.851054.9九960中段1運輸平巷8-13砼507707.926.556098.41054.92回風(fēng)井8-13不支護404.524.52220.803回風(fēng)巷道8-13不支護5976.556.553910.3804穿脈8-13不支護1816.556.551185.5505井底車場8-13砼1002878.336.552390.71510.866出礦平巷8-13不支護4296.556.552809.9507天井聯(lián)絡(luò)道8-13不支護3123393608天井8-13不支護5203.63.6187209切割平巷8-13不支護3963.323.321314.72010電耙巷8-13不支護429441716011小計22454.511563.76十920中段1運輸平巷8-13砼507707.926.556098.41054.92回風(fēng)井8-13不支護404.524.52220.803回風(fēng)巷道8-13不支護5976.556.553910.3804穿脈8-13不支護1816.556.551185.5505井底車場8-13砼1002878.336.552390.71510.866出礦平巷8-13不支護4296.556.552809.9507天井聯(lián)絡(luò)道8-13不支護3123393608天井8-13不支護5203.63.6187209切割平巷8-13不支護3963.323.321314.72010電耙巷8-13不支護429441716011排水變電硐室8-13砼1502312水泵房8-13噴砼502002513水倉8-13不支護300014小計23104.511613.7615合計20273214455.25.2施工組織計劃5.2.1編制原則掘進速度根據(jù)國內(nèi)礦山的技術(shù)定額資料，結(jié)合礦山具體情況，選定經(jīng)過努力可以達(dá)到的平均先進指標(biāo)。設(shè)計選取成巷(井)速度指標(biāo)如下：豎井：60m/月平巷：100m/月風(fēng)井：50m/月采切：1000m3/月硐室：500m3/月經(jīng)編制基建進度計劃確定，礦山的基建期約為2.0年。5.2.2施工組織計劃施工組織計劃見表5.2表5.2施工計劃表

第六章礦井通風(fēng)6.1通風(fēng)方式與通風(fēng)系統(tǒng)的選擇6.1.1通風(fēng)系統(tǒng)的選擇根據(jù)礦山的開拓的形式和礦體賦存條件，選用的通風(fēng)系統(tǒng)是集中通風(fēng)，即中央對角式布置風(fēng)井，主副井當(dāng)作入風(fēng)井，出風(fēng)井為風(fēng)井，位置在礦體兩端的下盤，出風(fēng)井的形式是豎井。6.1.2通風(fēng)方式的選擇礦井通風(fēng)方式有三種，分別為抽出式、壓入式和混合式。為保證井下正常安全生產(chǎn)，保持井下穩(wěn)定風(fēng)流，井下采用連續(xù)通風(fēng)工作制度、機械通風(fēng)方式。根據(jù)抽使用條件及優(yōu)缺點和礦區(qū)相關(guān)條件，設(shè)計采用抽出式通風(fēng)。6.2總風(fēng)量的計算與風(fēng)量分配6.2.1全礦總風(fēng)量的計算根據(jù)《采礦手冊6》式33-105得出全礦總風(fēng)量計算公式：Qt=k(Qs+式中Qt——礦井總風(fēng)量，m3/Qs——回采工作面所需的風(fēng)量，2Qs'——備用回采工作面所需的風(fēng)量，m3Qd——掘進工作面所需風(fēng)量，根據(jù)《采礦手冊6》表33-16得出掘進工作面1.2mQr——硐室自成通風(fēng)系統(tǒng)所需的風(fēng)量，電機車庫取1.2m3/s、水泵房Q=0.008*410*2=6.56mk——備用系數(shù)，取k=1.40代入數(shù)據(jù)得Qt（1）回采工作面風(fēng)量計算根據(jù)《采礦手冊6》式33-107得出Qs=25.5tA式中A——爆破的炸藥量，取23.9kg；L0——采場長度的一半，取18.5S——回采工作面橫斷面面積，取3.32m2；t——通風(fēng)時間，取1800s；代入數(shù)據(jù)得Qs（2）按排塵風(fēng)量確定回采工作面需風(fēng)量查《采礦設(shè)計手冊2》表2-16-14得排塵風(fēng)量需2m（3）按排塵風(fēng)速計算回采工作面需風(fēng)量根據(jù)《采礦設(shè)計手冊2下》式2-16-10得排塵風(fēng)速計算回采工作面需風(fēng)量公式：q?s=sv（式中q?s—作業(yè)面排塵需風(fēng)量，ms—工人和產(chǎn)塵設(shè)備所在位置的過風(fēng)斷面，m2；s=m×Hv—作業(yè)面排塵風(fēng)速，m3/s代入數(shù)據(jù)得：q?s（4）按排除炮煙計算回采工作面需風(fēng)量根據(jù)《采礦設(shè)計手冊2下》式2-16-11得出排除炮煙計算回采工作面需風(fēng)量計算公式：q?Y=NtLS式中q?Y—采場排煙需風(fēng)量，mL—采場長度，取37m；S—采場過風(fēng)斷面積，取3.32m2t—爆破后排煙通風(fēng)時間，取1800s；N—采場中炮煙達(dá)到允許濃度時，風(fēng)流交換倍數(shù)，試驗N=10~12，取12；代入數(shù)據(jù)得：q?Y通過以上的計算，采區(qū)的通風(fēng)量約為2m36.2.2風(fēng)量分配（1）風(fēng)量分配的基本要求1）按照上面計算出的最大值分配；掘進工作面按局部通風(fēng)風(fēng)量計算值進行分配。2）需要獨立通風(fēng)的硐室排出的風(fēng)要直接排到排風(fēng)巷道里，不然就要用凈化措施。3）風(fēng)速必須符合安全規(guī)程的規(guī)定。表6.1井巷最高風(fēng)速井巷名稱最高風(fēng)速（m/s）專用風(fēng)井、風(fēng)硐15專用物料提升井12風(fēng)橋10提升人員和物料的風(fēng)筒、主要進風(fēng)道、排風(fēng)道、修理中的井筒8運輸巷道、采區(qū)進風(fēng)速6采礦場、采準(zhǔn)巷道4（2）風(fēng)量分配方法根據(jù)各個井巷所需的風(fēng)量和通風(fēng)系統(tǒng)中漏風(fēng)點和漏風(fēng)量確定。盡量所確定的風(fēng)量與實際接近。6.3全礦通風(fēng)阻力計算根據(jù)《采礦手冊6》式33-118得出通風(fēng)阻力計算公式：?i=αLpS3式中?i——各段巷道的摩擦阻力，Pα——井巷通風(fēng)摩擦阻力系數(shù)；L——井巷長度，m；P——井巷周邊長度，m；S——井巷過風(fēng)斷面，m2；Q——通風(fēng)井巷的風(fēng)量，m3/s。按上式計算出困難時期的摩擦阻力，并考慮局部阻力，礦井通風(fēng)最大摩擦阻力為計算結(jié)果詳見表6.2表6.2總摩擦阻力巷道名稱支護方式巷道阻力巷道周界巷道長度巷道通風(fēng)S3巷道摩擦風(fēng)量Q2巷道通風(fēng)巷道風(fēng)速系數(shù)長度PL斷面S風(fēng)阻Q負(fù)壓v（a×10-3）（m）（m）（m2）R（m3/s）（Pa）（m/s）明豎井噴砼5017.2744223.75133960.02829.9894.0125.031.26井底車場砼59.82876.55281.0110.0529.9894.0144.74.6階段運輸巷砼59.87706.55281.0110.1329.9894.01116.224.6穿脈巷道不支護159.81816.55281.0110.0942.35.290.500.35人行通風(fēng)井不支護107.6403.646.650.0652.35.290.340.64采場不支護357.32373.3236.590.2592.35.291.370.69回風(fēng)巷道不支護159.85976.55281.0110.31229.9894.01278.934.56回風(fēng)井不支護107.534424.5292.340.3629.9894.01321.846.61合計788.936.4礦井通風(fēng)設(shè)備選擇6.4.1扇風(fēng)機的選擇（1）扇風(fēng)機的風(fēng)量根據(jù)《采礦手冊6》式33-120得出扇風(fēng)機風(fēng)量計算公式：Qf=?Qt式中Qf——扇風(fēng)機的風(fēng)量，m?——扇風(fēng)機裝置的風(fēng)量備用系數(shù)，取1.1；Qt——礦井總風(fēng)量，取29.9m3/代入數(shù)據(jù)得：Qf（2）扇風(fēng)機的全壓根據(jù)《采礦手冊6》式33-121得出扇風(fēng)機全壓的公式：Ht=?t+式中：Ht?t——礦井總阻力，取788.93PHn——與進風(fēng)方式相反的自然風(fēng)壓，取0P?r——扇風(fēng)機阻力之和，取200P?v——風(fēng)流流到大氣的出口動壓損失，經(jīng)過類似礦山經(jīng)驗取9P代入數(shù)據(jù)得：Ht（3）扇風(fēng)機的功率根據(jù)《采礦手冊6》式33-122得出扇風(fēng)機功率計算公式：Nf=HtQ式中Nf——扇風(fēng)機功率，kWHt——扇風(fēng)機的全壓，取997.93PQf——扇風(fēng)機的風(fēng)量，取32.89mηt——扇風(fēng)機的效率，取85代入數(shù)據(jù)得：Nf6.4.2電動機的選擇根據(jù)《采礦手冊6》得出電動機的功率公式：Ne=kHt式中Ne——電動機功率，kWk——電動機備用系數(shù)，軸流式取k=1.1~1.2，離心式取k=1.2~1.3，取1.2；Ht——扇風(fēng)機的全壓，取997.93PQf——扇風(fēng)機的風(fēng)量，取32.89mηt——扇風(fēng)機的效率，取85ηe——電動機效率，ηe=代入數(shù)據(jù)得：Ne經(jīng)過扇風(fēng)機的風(fēng)量、風(fēng)壓、功率和電動機功率相關(guān)計算，根據(jù)《采礦手冊6》表33-9選出K40型扇風(fēng)機，參數(shù)如表6.3所示：表6.3K40型扇風(fēng)機主要技術(shù)參數(shù)型號類型葉輪直徑轉(zhuǎn)速風(fēng)量范圍風(fēng)壓范圍功率范圍最高效率mr/minm3/sPakW%K40軸流式0.8~2.3750~14503.8~113118~10305.5~13292

第七章礦山運輸與提升7.1主要運輸設(shè)備的選擇7.1.1電機車的選擇根據(jù)運輸量、裝礦點的集中與分散情況、運距和車型的要求，選擇ZK7-6/250型電機車。表7.1ZK7-6/250型電機車主要技術(shù)性能參數(shù)名稱黏著重量（t）軌距mm固定軸距mm車輪直徑mm機械傳動傳動比i車鉤高度連接器距軌面高度mm受電器工作高度mm制動方式彎道最小曲線半徑m額定電壓（V）ZK7-6/250760011006806.922701800~2200機械電氣7250名稱輪緣牽引力（KN）速度（km/h）電流（A）功率（kw）臺數(shù)ZK7-6/250小時制長時制小時制長時制最大小時制長時制小時制長時制213.053.24111625953420.67.67.1.2礦車量的計算（1）按電機車的啟動條件計算牽引重量根據(jù)《采礦手冊5》式26-10得Qzh公式：Qz?=GjmΨ式中Gjm——電機車的黏著重量，Gjm=GjoGjoΨ——電機車啟動時的黏著系數(shù)，取0.2；Gj——電機車的重量，根據(jù)表7.1得出GQz?ωz?——重車啟動時的阻力系數(shù)，根據(jù)《采礦手冊》第2卷表26-17得ωipωw——彎道阻力系數(shù)，當(dāng)重列車不在彎道上啟動時，ωw=K——考慮外軌超高的系數(shù)，當(dāng)外軌超高時，K=1，當(dāng)外軌沒有超高時，K=1.5；R——曲線半徑，m；a——列車的加速度，對于地下運輸可取a=0.03~0.05m/s2代入數(shù)據(jù)得Qz?（2）按制動條件計算牽引重量按《冶金礦山安全規(guī)程》規(guī)定，載人的時候，不超過20m；運材料時，不超過40m；這個規(guī)定按最不利情況來計算。根據(jù)《采礦手冊》第5卷得計算公式：Qz?=GjzΨ式中Qz?Gjz——機車的制動重量，根據(jù)表7.1得GΨ——電機車啟動時的黏著系數(shù)，取0.20；ipωz?'——重列車的運行阻力系數(shù)，根據(jù)《采礦手冊》第5卷表26-17得az——制動時的減速，aUc?2——電機車的長時速度，根據(jù)表7.1得Lz——制動距離，LGj——電機車的重量，根據(jù)表7.1得出G代入數(shù)據(jù)得：Qz?取兩者中的較小值計算車組的礦車數(shù)。因此Qz?根據(jù)《采礦手冊》第5卷式（26-12）得出礦車數(shù)Z1公式：Z1=Qz?G+式中Z1Qz?——牽引重量重的較小值，QG——礦車的有效裝載重量，礦車最大載重乘以滿斗系數(shù)，查表3.1得礦車最大載重為1250kg，滿斗系數(shù)取0.9，得出G=1250×0.9=1125kg；G0——礦車的重量，查表3.1得出G代入數(shù)據(jù)得：Z1（3）對上述結(jié)果進行校驗牽引電動機的長時電流可由表7.1得電機車每往返一次牽引電動機的等值電流計算。根據(jù)《采礦手冊》第5卷式（26-13）、（26-14）得出電機車重車組和空車組運行的牽引力Fzh（N）、Fk（N）。Fz?=[Gj+Fk=(Gj+式中Fz?FkGj——電機車的重量，根據(jù)表7.1得出GZ1——礦車數(shù)，取40G——礦車的有效裝載重量，礦車最大載重乘以滿斗系數(shù)，查表3.1得礦車最大載重為1250kg，滿斗系數(shù)取0.9，得出G=1250×0.9=1125kg；G0——礦車的重量，查表3.1得出Gωz?'——重列車的運行阻力系數(shù)，根據(jù)《采礦手冊》第5卷表26-17得ipωk'——空列車的運行阻力系數(shù)，根據(jù)《采礦手冊》第5卷表26-17得代入數(shù)據(jù)得：FF根據(jù)《采礦手冊》第5卷式（26-15）、（26-16）得出每臺牽引電動機的牽引力Fz?'(N)、FkFz?'=Fz?Fk'=Fk式中n——電機車上的牽引電動機臺數(shù)，查表7.1取n=2；代入數(shù)據(jù)得：Fz?'=根據(jù)《采礦手冊5》圖26-14得出vz?=4.4m/s，vk=5.4m/s，根據(jù)《采礦手冊5》式（26-17）得出電機車往返一次牽引電動機的等值電流為：Id=aIz?2式中Ida——調(diào)車系數(shù)，因為運距小于1000m，所以取1.4；t——在井底車場和采區(qū)車場調(diào)車的時間，取t=20min；T1——總的運行時間，即重列車和空列車運行時間之和，Ttt式中Lm——電機車到最遠(yuǎn)的一個裝車站的距離，取553.50.75vz?——重列車的平均速度，取3.3m0.75vk——空列車的平均速度，取4.05m代入數(shù)據(jù)得出tz?=553.5因此T1Iz?——重列車運行時牽引電動機的電流，取33AIk——空列車運行時牽引電動機的電流，取22A代入數(shù)據(jù)得Id因為Id（4）電機車臺數(shù)的計算根據(jù)《采礦手冊5》式（26-18）得出電機車往返一次的時間T計算公式：T=T1+t式中T——電機車往返一次的時間，min；T1——總運行時間，TT1=2L60×0.75v式中L——加權(quán)平均運輸距離，L=A式中L1、L2、…、Ln——各出礦點至卸礦點的相應(yīng)距離，其中L1=363m、L2=312m、L3=300m、L4=254mA1+A代入數(shù)據(jù)得L=4012m；代入數(shù)據(jù)得T1代入數(shù)據(jù)得T=60.5min。根據(jù)《采礦手冊5》式26-19得出n1n1=60tb式中tb——電機車每班小時數(shù)，取6.5T——電機車往返時間，取60.5min；代入數(shù)據(jù)得：n1根據(jù)《采礦手冊5》式26-20得出完成每班出礦量需要的往返次數(shù)m（次）：m=cAbZ1式中m——完成每班的出礦量往返次數(shù)；c——不均衡系數(shù)，取1.2；Ab——每班平均出礦量某一階段，取25t/Z1——礦車數(shù)，取40G——一輛礦車的重量，取1.125t；代入數(shù)據(jù)得m=1.2×25根據(jù)類似礦山的實際經(jīng)驗取m1根據(jù)《采礦手冊5》式26-21得出需要的電機車臺數(shù)NN1=m+m1式中m——完成每班出礦量往返次數(shù)，取1次；m1代入數(shù)據(jù)得：N1備用電機車臺數(shù)為1臺需要的電機車總臺數(shù)2臺。7.2提升設(shè)備的選擇7.2.1罐籠的選擇a小時提升量根據(jù)冶金工業(yè)出版社《現(xiàn)代采礦手冊中》得AsAs=CAtr式中As——小時提升量，t/h；C——提升不均衡系數(shù)，取1.2；A——年提升量，t/a；取60000；tr——年工作日，d；取330；ts——每天工作幾小時，罐籠作主提升，取16.5h；代入數(shù)據(jù)得：As=1.2×60000330×16.5b提升速度根據(jù)冶金工業(yè)出版社《現(xiàn)代采礦手冊中》得v：v=0.3~0.5H'式中v——提升速度，m/s；H'——加權(quán)平均提高高度，m，200m以內(nèi)提升高度取0.3，600m以上取0.5，取系數(shù)為0.35；H'=H1Q1+H2Q2+…+HnQnQ1+Q代入數(shù)據(jù)得：v=0.35×除以上方法，還得符合下列規(guī)定；（1）升降人員時，其最大速度不超過下邊公式：vmax=0.5H式式中vmax——最大速度，m/H——提升高度，m；根據(jù)地面標(biāo)高和最低中段標(biāo)高得H為442m。代入數(shù)據(jù)得vmax（2）升降物料時，最大速度不超過公式計算值：vmax=0.6H代入數(shù)據(jù)得：v因此v=6.08m/s符合要求。c一次提升量根據(jù)冶金工業(yè)出版社《現(xiàn)代采礦手冊中》得單容器提升時計算公式：V'=AS3600γ式中V'——容器的容積，m3μ——罐籠提升時，μ=Cm——裝滿系數(shù)，取0.9γ——松散礦石密度，取2.7t/m3；θ——休止時間，根據(jù)采礦手冊第5卷表27-18進行選擇，選按單層普通罐籠單面車場，礦車容積小于<0.75考慮，θ=30s。H'——加權(quán)平均提高高度，取302K1——系數(shù)，根據(jù)表1，取3表7.2系數(shù)K1系數(shù)提升速度（m/s）v=v=v=v=v=K3.733.3273.032.822.665代入數(shù)據(jù)得：V根據(jù)采礦手冊第5卷表27-12，選擇罐籠為YJGG-1.8-1。罐籠參數(shù)見表7.3嗎，。表7.3YJGG-1.8-1參數(shù)罐籠型號罐籠代號斷面尺寸最大載重（t）自重（t）鋼繩終端重量（t）乘人量2號單層YMGG-1.8-1-Z4（6）1800×11502.22.0595.7~8.2107.2.2罐籠承接裝置的選擇承接裝置有搖臺、托臺和承接梁。中間水平車場只能用搖臺，承接梁只能用于井底車場，托臺可用于井底和井口車場。搖臺的優(yōu)點是：換車時鋼絲繩不致松弛，提升開始時受沖擊力小。其缺點是：停罐不準(zhǔn)，對罐時間長；為了使罐籠不受過大的沖擊力，容積大于2m3的礦車一般不選用搖臺。在提升人員時，最好采用搖臺。托臺的優(yōu)點是：罐籠停的位置準(zhǔn)確，礦車的沖擊力沒有作用到鋼絲繩上面。缺點是：當(dāng)罐籠在井口托爪上，罐籠必須提升一定高度，才可以打開托臺，這樣操作復(fù)雜，容易產(chǎn)生過卷；當(dāng)罐籠在井底的托爪上，鋼絲繩容易松弛，鋼絲繩松弛會產(chǎn)生沖擊負(fù)荷，若操作不當(dāng)，容易發(fā)生礅罐事故。承接梁的優(yōu)點是：簡單、便宜。其缺點是：容易發(fā)生礅罐事故，故在用纏繞式提升機提升人員和用摩擦式提升機的礦井中，不采用承接梁。根據(jù)此礦是主副兼做，所以選用搖臺當(dāng)承接裝置。根據(jù)《采礦設(shè)計手冊4》表1-6-36選出搖臺型號，搖臺參數(shù)見表7.4。表7.4搖臺參數(shù)名稱型式銜接鋼軌規(guī)格（kg/m）軌距（mm）搖臂長度（mm）搖臂擺角操縱方式質(zhì)量（kg）搖臺單氣動10807.2.3阻車器的選擇根據(jù)《采礦設(shè)計手冊4》表1-6-37選出阻車器的參數(shù)，阻車器參數(shù)見表7.5。表7.5阻車器參數(shù)名稱軌距（mm）氣缸阻車方式同時阻住礦車數(shù)坡度（%）速度（m/s）操作方式行程（mm）直徑（mm）單式阻車器600200φ100車輪0.5~0.8氣動電動機主要外形尺寸（mm）質(zhì)量（kg）型號功率（kw）轉(zhuǎn)速（r/min）長寬高63815001596復(fù)式阻車器軌距（mm）氣缸阻車方式同時阻住礦車數(shù)坡度（%）速度（m/s）操作方式行程（mm）直徑（mm）600車輪0.90.25電動手動電動機主要外形尺寸（mm）質(zhì)量（kg）型號功率（kw）轉(zhuǎn)速（r/min）長寬高1114239015907.2.4罐籠井井筒凈斷面尺寸確定（1）根據(jù)《井巷工程》得罐道梁中心線間距公式：L1=m0+2L=m0+2???s+式中L1、Lm0——罐道之間的水平間距，查《現(xiàn)代采礦手冊中》表9-429得m0=h——木罐道的高度，根據(jù)《井巷工程》表10-7得h=180mm；?s——木罐道卡入鋼罐道的，取10mm；b1、b2、b3——罐道梁的長度，根據(jù)以往經(jīng)驗，選取罐道梁主罐道梁20#B、次罐道梁20#B、梯子梁18表7.6工字鋼20#B、18#的參數(shù)名稱腰高（mm）腿寬（mm）腰厚（mm）18#180946.520#B2001029.0代入數(shù)據(jù)得：L1=1632mm、L=1628（2）梯子間尺寸計算根據(jù)《井巷工程》得梯子間尺寸M、H、N、J計算方法：M=1200+m+b32式中：M——短邊梁中線和井壁的交點到主梁中線間距，mm；m——安全隔欄的厚度，取80mm；b3——主梁的寬度，94代入數(shù)據(jù)得：M=1327mm。S=H?d式中：S——中間梁中線到井筒中線的長度，mm；H——梯子間長度，取1600mm；d——梯子間另一側(cè)中間梁中線到井筒中心線的長度，取500mm；代入數(shù)據(jù)得：S=1100mm。（3）井筒凈直徑的確定根據(jù)圖解法算出井筒的近似直徑，根據(jù)提升間、梯子間平面結(jié)構(gòu)布置尺寸，畫出井筒構(gòu)件布置圖，按M和S值交點確定E點。根據(jù)Δx，Δy，可得B'、C'，再從B'和C'點沿角平分線向外量取Δz+r，得出F點或G點；連接E、F、G三點為ΔEFG，作該三角形的外接圓，得如圖1，得出直徑D=5.0626m；根據(jù)井筒直徑規(guī)定晉級得D=5.5m，量得e值，取894mm。圖7.1圖解法確定井筒斷面（4）驗算并調(diào)整Δz、M值根據(jù)趙興東《井巷工程》中式（10-12）（10-13）得：?z=R?(N+e)2M=e+R2?S2式中?zR——井筒半徑，取2750mm；N——罐道梁中心線至罐籠收縮尺寸的距離，取1391mm；e——井筒中心O點至罐道梁中心線的距離，取894mm；C——井筒中心線至罐籠短邊收縮尺寸Δx處的距離，C=A2??xr——罐籠收縮半徑，r=Δx=Δy=0；代入數(shù)據(jù)得?M=894+得出結(jié)論，符合要求。（5）風(fēng)速校核根據(jù)《采礦工程專業(yè)畢業(yè)設(shè)計指導(dǎo)》式5-22得出風(fēng)速驗算公式V=QS凈<V式中V——巷道的風(fēng)速，m/s；Q——通過巷道的風(fēng)量，取29.9m3/s；S凈——巷道凈面積，取23.74m2V允——允許通過的最大風(fēng)速，m/s，根據(jù)《冶金礦山采礦設(shè)計規(guī)范》規(guī)定，中段主要進、回風(fēng)巷道最高風(fēng)速為8m/代入數(shù)據(jù)得：V=29.9（6）井壁厚度的確定按照《井巷工程》p228B噴射混凝土井壁支護厚度選擇噴射混凝土方式，厚度為200mm。7.3鋼絲繩的選擇7.3.1鋼繩的選擇計算根據(jù)類似礦山的經(jīng)驗和安全，選用多繩摩擦式提升鋼絲繩。根據(jù)《采礦手冊5》式27-18得出多繩選擇計算公式：p'=Q+Qr式中p'——鋼絲繩每米長度的重量，kg/Q——一次提升量，Q=VQr——容器自重（包括連接裝置）Qr=2000+1080+1114H0——鋼絲繩最大懸垂長度；H0=Hj+?z+?j，其中Hj為礦井深度，取442m，?wσb——鋼絲公稱抗拉強度，一般豎井提升考經(jīng)1665MPa，所以取1670MPm——鋼絲繩安全系數(shù)，根據(jù)國內(nèi)實際經(jīng)驗，多繩摩擦式提升鋼絲繩，提升人員時，安全系數(shù)不應(yīng)低于9，因此選m為9；代入數(shù)據(jù)得：p'根據(jù)p'選得鋼絲繩結(jié)構(gòu)為6×19S+FC,公稱直接為18mm，p為1.194kg/m，F(xiàn)0為178.6k根據(jù)《采礦手冊5》式27-18得出驗算安全系數(shù)是否滿足公式：m'=nQd式中m'n——首繩的根數(shù)，根據(jù)一般選擇為4根；Qd——鋼絲繩破斷力之和，QQ——一次提升量，Q=VQr——容器自重（包括連接裝置）Qr=2000+1080+1114p——鋼絲繩每米近似重量，取1.194kg/m；H0——鋼絲繩最大懸垂長度，取476g——重力加速度，取9.8m/代入數(shù)據(jù)得：m'7.4提升機的選擇7.4.1主