矿床地下开采课程设计学院：国土资源工程学院专业：采矿工程指导老师：郭忠林学号：200810104183姓名：杨忠茹日期：20100914目录1 开采技术条件 (3)2 采矿方法的选择 (3)2.1开采技术条件.....................................................................................................2.2采矿方法选择.....................................................................................................2.2连续回采的阶段自然崩落法..................................................................3 矿块的结构参数 (3)4 绘制三面视图 (4)5 开拓采准 (4)6 采场切割 (4)7 回采工艺 (5)8 顶板管理。
(6)9 经济技术指标计算 (6)9.1采切费用计算： (6)9.2 采准系数的计算 (7)9.3采切比的计算 (8)9.4 采切工程量及施工进度计划表9-3 (8)9.5落矿参数 (9)9.6 劳动组织形式和作业循环图表 (9)9.7矿房回采时间 (11)9.8 矿房回采进度计划 (11)9.9 回采工作的主要技术经济指标计算 (12)参考文献 (15)1 开采技术条件某铁矿，平均品位42%，矿体不稳固，围岩中等稳固，f=8~10，水平厚度56米，倾角75°，矿石体重3.5t/m3，地表允许崩落。
2采矿方法选择2.1 开采技术条件矿石不稳固，矿体厚度大，倾角较大2.2采矿方法选择连续回采的阶段自然崩落法2.3连续回采的阶段自然崩落法为了增大同时回采的采场数目，可将阶段划分为较大的分区，按分区进行回采。
在分区的一端眼宽度反向掘进切割巷道，再沿长度方向拉底，拉底到一定面积后矿石便开始自然崩落，随着拉底不断向前扩展矿石自然崩落范围也随之向前推进。
3 矿块的结构参数根据矿体的倾角75和矿体厚度56m,垂直走向布置。
根据矿体厚度不同矿块布置方式有两种，矿体厚度小于或等于30m时，矿块沿走向布置矿块长度为30m--45时，矿块宽度等于矿体厚度。
第二种是矿体厚度大于40时，矿体垂直走向布置，矿体长度及宽度都取30——50，当矿体倾角较缓时取40——50m，矿体倾角较陡时取60——70m,一般为50——60m,在矿体稳固性较差时，应更大些。
本题中矿体厚度56m，倾角75度，且矿石中等稳固，所以取阶段高度70 m宽度40,长度60m。
4 绘制三面视图（图纸）5 开拓采准运输水平包括溜井放矿系统，一般布置在崩落区外一定的距离,避开高应力范围，巷道布置根据赋寸条件和采用设备确定，盘曲巷到平行布置，其间距围40——60m。
溜矿井系统是从运输巷道装载站的两侧按55——63度向上开凿转运溜矿井系统，到格筛失电耙道水平，其高度为18——22m,每个转运溜井在2——15处分叉，使一队溜井可供四个放矿点使用。
生产水平位于运输水平之上，其高度取决于出矿方式，巷到的规格取决于采用的设备和出矿方式。
在生产水平开凿放矿口，放矿口的间距取决于采用的设备和出矿方式，间距回影响二次爆破炸药的消耗量和损失贫化。
拉底水布置止在生产水平之上，起高度按出矿方式确定，在拉底水平沿矿块边界或引导矿体底部进行横向切割，促使矿块崩落，拉底方式应采用对角线式后退，布置扇形炮孔，孔深为3——4m,炮孔间距视矿体强度变化确定。
排距为1.5——2.0m,采用大直径炮孔，爆破后，矿块下部拉底巷道间的矿体崩落，矿石通过放矿口防出6 采场切割在矿体厚达部位垂直矿体走向切割立槽。
切割槽的树木，要综合考虑矿体储存条件，损失贫化，爆破方案，切割工程等多方面的因素，在一个出矿单元内，如果用限制空间挤压爆破，则布置两个，如果用逐次挤压爆破，则布置一个，本方案采用挤压爆破，不知一个。
拉槽穿脉规格2.5×2.5m。
拉槽切割井高在10m以下，其断面规格为2.5×1.6㎡。
切割槽的开凿多采用到“丁”字形，缺点是，部分槽穿要打到底盘破碎带中，掘进和中深孔施工都较困难，还有切割较多的底盘废石。
为此，把倒“丁”字的垂直井改成沿矿体底盘边界的斜井，这样，克服了上述缺点，完成在脉内平穿里凿岩。
干改进的缺点是在靠近斜槽井的2～3排拉槽孔为束状孔。
爆破时因不易分段，保证不了爆破质量。
因此，当拉槽孔深在6.0m以上时，仍采用直井式“丁”字形。
切割槽宽2.5m，排距1.6m。
7 回采工艺用垂直扇形中深孔落矿，最小抵抗线为1.8～2.0m，眼底距离0.9～1.1m。
用YG-90型外回转凿岩机凿岩。
由于用炮棍装药，孔深一般在12.0m以下。
钎头直径为65～72㎜。
为改善爆破质量，空场法也采用挤压爆破落矿。
在具体应用，可分为限制空间挤压爆破和向相邻松散介质挤压爆破落矿两种方案。
在三向视图中，第一炮是同时爆连个切割槽，每个槽承担10m左右，除槽本身外，槽两边爆2～4排。
补偿系数为空/实=16～20％。
以后各炮采用逐次挤压爆破或两种方案联合使用。
逐次挤压要在前次爆破松动出矿30～60％后进行，一次可爆3～7排，即8～12m，补偿系数或松动出矿量小了。
容易产生“过挤”而出现棚拱现场。
大爆破工作多数仍用人工组合跑棍进行装填。
为减少大块产出率，适当减小凿岩爆破参数，在崩矿步距处以及爆破方向改变处设计加强排，不合格炮孔严格要求重打。
强化一次凿岩爆破，提高出矿效率，改善了劳动条件。
电耙道多数用混凝土支护，出矿用28或30千瓦电耙绞车，0.3立方米耙斗。
出矿过程中，爆破手经常用炮棍将炸药顺漏斗举到堑沟的位置上爆破，初期这种爆破增加了矿石的流动带，晚期可以把堆集在底盘靠自重不易流下来的矿石震下来。
8 顶板管理根据顶盘能允许的爆漏面积，为保证空场出矿，留部分永久矿柱。
永久矿柱分两种；一种是，因阶段之间衔接时间较长，下阶段爆破矿出矿时，上阶段的顶盘已崩落，所以，必须在采场顶部留规则的完整的永久矿柱，顶柱厚度即矿体斜长，4～6米，另一种是，在采场内选择矿体内有夹石，又外表矿或凿岩爆破不安全的地方，不规则地留部分矿柱，这种矿柱大小不等，一般为4～8米，它把盘区较大的爆漏面分成较小的几块，这不仅保证了空场的出矿条件，而且对防止坑内大面积崩落造成的危害也是必要的。
9 经济技术指标计算表9-1分段矿房法矿块出矿量计算表9.1采切费用计算：沿脉巷道 2.5×2.5×8×120×150=900000元电耙巷道 2.5×2.5×120×160=120000元放矿溜井 2.5×2.5×2×25×210=65625元回风井 2.5×2.5×2×25×150=93750元穿脉巷道 2.5×2.5×2×7×180=15750元垂直切割天井 2.5×1.6×1.5×210×10=12600元斜切割天井 2.5×1.6×7×210=5880元具体的经济指标见下表9-2经济表9-2一吨矿石的采切成本为：C=∑S/T出=1234605÷110611=11.2元/t9.2 采准系数的计算矿体的工业储量： Q1 =7×120×50×3.2=134400（吨）采切巷道总长度：∑L总=120×8＋120＋2×25＋2×50＋2×7＋1.5×10=1176 m 采切巷道矿石总体积：∑V总采切=6000＋312.5＋625＋750＋87.5＋60＋28=7862.8 m3脉内采切巷道矿石总体积：∑V总=312.5＋625＋750＋87.5＋60＋28= 2178 m3用长度表示采准系数：采准系数：K1= ∑L总/（Q1－∑V总矿r矿）×1000=1176000÷（134400－7862.8×3.2）=10.77 m/kt用体积计算采准系数：采准系数：K1= ∑V总/（Q1－∑V总矿r矿）×1000=2178000÷（134400－7862.8×3.2）=19.94 m3/kt9.3采切比的计算1）用长度表示采切比：采切比：K2= ∑L总/ T出×1000=10.63m/kt2）用体积计算采准系数：采切比：K1= ∑V总/ T出×1000=2178000÷110611=19.69 m3/ktT出—采场采出矿石量 t9.4 采切工程量及施工进度计划表9-3表9-3 采切工程量及施工进度计划9.5落矿参数根据矿岩的物理力学性质及矿体情况的采矿方法，采用YG-90型外回凿机凿岩，垂直扇形中深孔落矿，炸药采用2号岩石炸药或粉状铵油炸药，药卷长度0.2m ，药卷质量0.2kg，用火雷管非电导爆系统。
具体参数如下：表9-4每个炮孔装药量Q=ЛR2lrp=3.14×70×70×7×0.8×0.9孔=7.75kgR=孔半径 70mm L=孔深 7m r-装药系数 0.8 p-装药密度0.9g/cm3 9.6 劳动组织形式和作业循环图表1.循环各项回采时间凿岩时间t一次可爆破3～7排，即8～12 m。
T=nl/mv=20×7÷3÷10=4.67=0.58班22.每循环准备时间T=30min=0.0625（班）13.装药、联线、爆破实际测得T=4=0.5班34.通风时间T=2=0.25班45出矿、用28或30KW电耙绞车0.3m3耙斗采用电耙绞车出矿，耙斗0.3 m3耙斗，电耙的出矿效率为330吨/台.日T出矿=sl k1/np=10×7×7×0.8×1.5÷330=1.78（日）=5.35（班）循环的时间为T出矿+ T1=5.35+0.0653=5.4（班）采用综合工作队的劳动组织形式，一个分段的工作面有80人组成，分段的每个小分段各有一台YG-90行外回凿岩机，凿岩机工为9名。
每台配两个人，装药工为24名，管线的铺设和通风等工人和其他的技术人员等为72人。
表9-5 作业人数表名称单位数量凿岩机人/台 3装药工个24凿岩机工个9其余工种个44表9-6回采作业循环表班一二三工种名称 1 2 3 4 5 6 7 8 9 凿岩准备凿岩装药、联线、爆破9.7矿房回采时间A房=T循出/T循环 t/d;T房=Q房/A房，日—矿房日平均生产能力， t/d；式中：A房—一个循环采出矿石量， t；T循出--回采所需要的时间，日；A房--矿石储量 t；Q房—一个循环所需的时间日；T循环计算得；A房=T循出/T循环=7×18×10×3.2÷1.08=3733 tT房=Q房/A房=7×18×120×3.2÷3733=12.96（天）9.8 矿房回采进度计划见表9-7表9-79.9 回采工作的主要技术经济指标计算一吨矿石所摊销的工人工资。