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山东理工大学《采矿学》课程设计题目：某地下铁矿采矿方法设计学院：资源与环境工程学院班级：学号：姓名：指导老师：张军课程设计时间：2013年7月1日～7月19日序论一．课程设计目的未来矿山企业的总工程师──矿物资源工程专业的学生，无论是在勘探设计单位承担矿山设计任务，还是在科研院所从事专业科研开发事业，或者在生产企业进行专业技术与行政管理工作，对于地下开采起主导作用的采矿方法，都必须具有正确选择设计采矿方法的知识和能力。
本次课程设计是在学习了相关专业基础和专业课程的基础上，通过设计，得到专业工程设计基本能力的初步训练，为毕业设计及今后从事专业技术工作打下基础。
也是对同学们以前所学知识掌握与运用能力的检验。
采矿方法课程设计，要求同学们在给定基础资料的基础上，通过翻阅专业参考书和相关文献，综合运用所学知识，确定技术方案，掌握正确的步骤和内容，进行必要的科学计算，并运用规范的技术语言（规范的图纸及说明书）将设计意图及设计结果表达出来。
二．课程设计任务1．设计任务：某地下矿山采矿方法设计2．设计要求：①根据所给地质资料及开采技术条件选择合适的采矿方法；②设计确定所选采矿方法的各类结构参数；③设计确定所选采矿方法的各种技术经济指标；④绘制采矿方法标准方案图；⑤编写采矿方法设计说明书（A4纸）。
三．课程设计题目某铁矿走向长500m左右，倾斜延伸260～570m；矿体走向为西段NE向、中部EW向、东段NE向，倾向SE，倾角20°～40°；矿体埋深370～590m，平均厚度14.14m；密度3.84g/cm3，平均品位51.88%；矿体形态呈似层状、扁豆状，具分枝复合膨缩现象。
四．课程设计方式学生按设计大纲要求，按照设计题目条件综合应用《采矿学》所学知识，每个人独立完成一份课程设计。
设计者之间可以讨论、借鉴，但不得相互抄袭，疑难问题可与指导教师共同研究解决。
本课程设计要求方案进行技术分析与经济比较。
1.课程设计概述1.1矿区概况新寨里辉沸石矿有县级公路通过矿山东南部，距矿山约500m远处通公路，交通一般。
矿山地理坐标为：东径110°25′24″~110°25′46″，北纬26°18′52″~ 26°19′16″。
矿山属中—低山地貌，矿山西部最高山为1391m海拔，最低处为625．4m，地形相对高差765．6m。
地势西高东低。
山间有小溪水由西向东流径矿山至巫山河，流量随季节而变化，春夏两季流量大，冬季多干枯（未作流量测试），最高洪水位630。
地形坡度较大（多大于20°），地表溪水泻流而下，无压覆矿产倒灌矿坑的隐患。
1.2设计依据设计的矿山是新寨里辉沸石矿，课程设计技术参数：1. 开采标高：+650m～+400m；2. 采用留矿采矿法开采，阶段高度50m，脉内平巷放矿闸门装矿；3. 矿床开采下盘移动角66°，上盘移动角60°，走向端部移动角72°；4. 矿山规模为10万吨/年。
井下采用有轨运输。
1.3设计内容地下矿山开拓方案选择和设计。
2.矿山地质2.1概述矿山范围中主要为岩浆岩（后述）和第四系（残坡积层），在矿山北西部出露有板溪群马底驿组地层，其岩性主要为风化钙质片岩。
第四系地层发育，该区地表大都被第四系所覆盖，基岩露头甚少。
第四系岩性主要为残坡积层，为砂质粘土、松散、结构力差。
围岩兰蓉花岗岩体为加里东期。
矿山范围中全为岩浆岩，无褶皱构造，主要表现为断裂构造．兰蓉大断层贯穿整个矿山，从岩性和地形地貌中观察，断层位置可见，但由于地表第四系，覆盖层发育，断层破碎带特征不祥。
2.2矿区地质第四系地层发育，该区地表大都被第四系所覆盖，基岩露头甚少。
第四系岩性主要为残坡积层，为砂质粘土、松散、结构力差。
矿山范围中主要为岩浆岩即兰蓉花岗岩体；矿山位于兰蓉花岗岩体的中心部位，其岩性主要为中粒斑状黑云母花岗岩。
岩体长轴方向近于南北向，呈岩株产出。
采矿工程中的地下空间规划与设计地下空间规划与设计是采矿工程中至关重要的一环。
它涉及到对地下矿山空间的合理利用和布局，旨在确保采矿工作的安全高效进行。
本文将从地下空间规划和设计的必要性、原则与步骤以及常见的技术手段等方面进行探讨。
一、地下空间规划与设计的必要性在采矿工程中，地下空间规划与设计的重要性不言而喻。
它可以帮助矿山企业合理规划矿井的布局、道路的设置、设备的安装以及工作面的划分，从而最大限度地提高矿山资源的开采效率和经济效益。
此外，地下空间规划与设计还能有效地解决矿井巷道的交通运输问题，合理设置通风系统，保证地下工作环境的安全与舒适；同时，合理的地下空间规划与设计还可以降低采矿工程的风险，减少意外事故的发生。
二、地下空间规划与设计的原则地下空间规划与设计需要遵循一些基本原则，确保其科学可行和经济合理。
1. 因地制宜原则：根据矿区地质条件、矿井矿体的形态特点以及采矿方法的选择，灵活地调整地下空间的规划与设计，使之与实际情况相适应。
2. 安全原则：在地下空间规划与设计中，安全是首要考虑的因素。
应合理布置逃生通道、安全出口，并确保道路、巷道、支架等设施的稳固可靠。
3. 环保原则：地下空间规划与设计要注重保护矿区周边的自然环境，合理利用资源、减少矿山开采对环境的负面影响，采用绿色可持续的开采方式。
4. 经济原则：在地下空间规划和设计中，应注重提高资源利用率和经济效益，降低开采成本，确保矿山的可持续发展。
三、地下空间规划与设计的步骤地下空间规划与设计通常包括以下几个步骤：1. 调查与勘探：对矿区地质条件、矿体形状和分布进行详细的调查与勘探工作，获取必要的数据和参数。
2. 分析与评估：基于调查与勘探结果，进行数据的整理与分析，对地下空间的特点进行评估，确定开采方法和工作面的划分。
3. 规划与布局：依据评估结果，制定地下空间规划与设计方案，包括巷道、设备、通风系统等的布局与设置。
4. 优化与调整：根据实际情况，对规划与布局方案进行优化与调整，确保其技术可行和经济合理。
1.4 技术经济指标表1-1 技术经济指标表似层状、层状倾向南西230，倾角60~75部稍缓。
55~60第2章矿山地质略第三章 矿山生产能力3.1 矿山工作制度矿山年有效的工作天数按330天算，采用三八工作制，即每日三班，每班工作八小时。
3.2 矿山生产能力验证矿山生产能力即年产量，一般是根据国家对矿山规定的最终产品产量要求计算年采出矿石量、矿山设计的任务即从技术可能性和经济合理性验证矿山生产能力，毕业设计则是根据指导教师下达的设计任务书验证该矿山生产能力。
3.2.1矿山开采年下降速度验证生产能力年下降速度是计算矿山生产能力的一项综合性指标，它与实际开采矿山的地质条件，回采工艺，机械化程度，技术管理水平以及操作人员的技术水平和素质有十分密切的联系，是矿山综合水平的反映。
因此年下降速度的选用与矿山的可比性十分重要。
根据矿山开采年下降速度验证生产能力计算如下。
EK K VS A a m a ργη-=1 （3-1）=9.01.18.096.097.005.372305.815⨯⨯⨯⨯⨯⨯=2747189.98 式中 A a —矿山年产量，t/a ；V —矿床开采年下降深度，15m/a ； S —矿床开采面积，72305.8m 2；γ—矿石体重，3.05t/m ；η—矿石回收率，回收率 为97%[2]； ρ—矿石贫化率，取4.0%[2]； Ε—地质影响系数，取0.8[2]；K m —矿体厚度修正系数，取1.1[2]； K α—矿体倾角修正系数，取0.9[2]。
可知，满足280万t/a 的生产能力。
3.2.2经济上合理的服务年限验证生产能力根据经济上合理的服务年限验证生产能力计算如下。
)1(ρη-=j a T Q A （3-2）=96.03397.085793313⨯⨯=2708968.54 t 式中 Q —矿床可采工业储量85793313t ； η—矿石总回收率，为97%； ρ—矿石贫化率，4.0%；Tj —经济合理的服务年限（一般是下限），计算如下。
有色金属采矿设计规范（YSJ 021-92）地下开采有一般规定第7.1.1条采矿生产能力的肯定，应符合下列规定：一、阶段生产能力应按照阶段上同时回采的矿块数和矿块的日生产能力肯定。
二、划分矿房、矿柱两步骤回采的矿山生产能力，应以一个阶段采矿房，一个阶段采矿柱为基础进行计算。
特殊需要时，可增加回采阶段，但上、下相邻阶段的对应采场不得同时回采。
当矿柱矿量比例小于20%时，可不计其生产能力。
采用一步骤持续回采的矿山，应以一个阶段回采计算其生产能力。
三、计算出的生产能力，应结合矿床勘探类型、勘探程度、开采技术条件和采矿工艺复杂程度等因素，综合调整选定。
达到设计生产能力的年限应大于设计服务年限的2/3。
四、选定的生产能力，应以合理服务年限和矿山开采年下降速度验证。
必要时，应以采掘进度计划表最终验证。
第7.1.2条各类采矿方式的矿块利用系数，宜符合表的规定。
第7.1.3条矿块生产能力应按照采场组成要素、凿岩方式、装备水平等，结合回采作业循环试算，并按表选取。
第7.1.4条对价值高的富矿，应采用高回采率，适当控制贫化率的采矿方式。
对价值低的贫矿，应采用低贫化率，适当控制损失率的采矿方式。
第7.1.5条矿山开采岩石移动角的肯定，宜符合下列要求：一、新建矿山的岩石移动角，可在分析岩性的构造特征的基础上，参考类似矿山的实际资料类比选取；二、矿山地表有特殊要求需保护时，应进行岩石力学研究，其岩石移动角采用数值分析法和类比法综合肯定；矿块利用系数表7.1.2注：当矿体产状规整、矿岩稳固、矿块矿量大、采准切割量小、阶段可布矿块数少或矿体分散，矿块间通风、运输干扰少，和单阶段回采时，应取大值。
矿块生产能力（t/d）表7.1.3三、改、扩建矿山，应按照已取得的岩移观测资料和矿床地质条件有无转变等情形，对原定岩移范围进行修正。
第7.1.6条岩移范围的圈定，应符合下列要求：一、岩移范围应以开采矿体最深部位进行圈定，对深部尚未探清的矿体应从能作为远景开采的部位进行圈定。
地下采矿方法设计地下采矿方法设计(underground mining methods design)自地下矿山采出矿石所进行的各种开采工艺的地下采矿工程设计。
其主要内容包括：采矿方法选择，采准巷道布置，采准、切割及回采工程量计算，采掘设备选择，主要技术指标和采矿进度计划编制等。
采矿方法分类采矿方法的分类繁多，通常以回采过程中采空区存在的状态和维护方法为依据，分为空场法、充填法和崩落法三类(表1)。
(1)空场法。
亦称自然支撑法。
此法是将矿块划分成矿房和矿柱，回采矿房时所形成的采空区，主要靠围岩自身的稳固性和矿柱来支撑。
矿房回采后，有计划地回采矿柱(或不回采矿柱)和处理采空区。
此法适用于矿石和围岩均稳固的矿体。
空场法具有成本低、生产能力大，劳动生产率高，回采工艺简单等优点，多用于开采品位不高的矿体。
但留有大量的矿柱和采空区，需用两个步骤回采和处理，如不充填采空区，地表将受到破坏。
开采深部矿体时由于地压大，该法受到一定的限制。
(2)充填法。
亦称人工支护法。
此法将充填工序作为回采工序的一环，充填体起着控制采场地压，支撑围岩，减少、延缓和阻止采空区围岩的破坏和移动的作用。
主要用于开采围岩不稳固或围岩和矿石均不稳固的高品位矿石、贵金属、稀有金属及铀矿矿体。
充填法有利于开采深部形体，水下、建筑物下等地表不允许塌陷的矿体以及有自燃倾向的矿体。
该法的优点是适应各种开采技术条件，回采率高，贫化率低，作业安全，能利用工业废料和保护地表等。
缺点是工艺复杂，成本高，劳动生产率低。
20世纪60～70年代，特别是80年代以来，由于采掘设备和充填技术的发展，劳动生产率大幅度地提高，使采矿成本不断下降。
为了减少矿石损失和贫化，在矿石和围岩均稳固的高品位的矿山也使用了充填法，并取得了较好的采选综合技术经济效果。
(3)崩落法。
为一步骤回采法。
随回采作业面的推进，有计划地崩落围岩充填采空区，借以控制地压。
此法适用于地表允许塌陷，上部无较大的含水层和流砂的矿体。
采矿业中的地下矿山设计与规划地下矿山设计与规划在采矿业中扮演着至关重要的角色。
它涉及到最佳的矿山布局、矿井通风系统、安全生产等方面。
本文将探讨地下矿山设计与规划的重要性，以及具体的设计方法和应用。
一、地下矿山设计与规划的重要性地下矿山设计与规划对于采矿业来说至关重要。
首先，它可以确保矿山的安全性。
合理的设计和规划可以提供良好的通风系统，避免矿井内的有害气体积聚，减少事故的发生。
其次，它可以提高采矿效率。
通过科学的设计和规划，可以充分利用矿山资源，提高采矿的产量和效益。
最后，它可以降低采矿成本。
合理的设计和规划可以减少不必要的浪费，提高资源的利用率，降低生产成本。
二、地下矿山设计与规划的方法1. 三维地质模型构建在地下矿山设计与规划中，首先需要构建三维地质模型。
通过采集地质数据并进行分析和处理，可以建立真实准确的地质模型。
三维地质模型可以提供有关矿山的地质信息，为后续的设计和规划提供基础。
2. 矿山布局设计矿山布局设计是地下矿山设计与规划中的重要环节。
通过合理的布局设计，可以确定矿井的位置、通风系统的设置等。
矿山布局设计应考虑矿井的安全性、效率性以及后续开采的可持续性。
3. 矿井通风系统设计矿井通风系统设计是地下矿山设计与规划中的核心内容。
通风系统的设计涉及到矿井内的空气流动、有害气体的排放等。
通过合理的设计，可以保证矿井内的空气质量，减少有害气体的积聚，提高工人的劳动条件和安全性。
4. 安全生产规划安全生产规划是地下矿山设计与规划中不可忽视的部分。
通过制定科学的安全生产规划，可以减少事故的发生。
安全生产规划应包括相关的矿山管理、作业规程等内容，以确保矿山的安全生产。
三、地下矿山设计与规划的应用地下矿山设计与规划已经在采矿业中广泛应用。
它对于煤矿、金属矿等各类矿山都具有重要的作用。
通过合理的设计与规划，可以提高矿山的开采效率和资源利用率，减少事故的发生，降低采矿成本。
同时，地下矿山设计与规划也可以为相关决策提供科学依据，促进矿山的可持续发展。
化工矿山地下采矿设计规范篇一：矿山标准精选(最新)矿山标准精选（最新）G6722《GB 6722-2014 爆破安全规程》G7958《GB 7958-2014 煤矿用电容式发爆器》G9786《GB/T 9786-2015 工业导爆索》G12435《GB/T 12435-2015 工业黑索今》G13889《GB/T 13889-2015 油气井用电雷管》G14161《GB 14161-2008 矿山安全标志》G14659《GB/T 14659-2015 民用爆破器材术语》G15259《GB/T 15259-2008 矿山安全术语》G16423《GB 16423-2006 金属非金属矿山安全规程》G17682《GB/T 17682-1999 矿山杂散电流的测定》G17766《GB/T 17766-1999 固体矿产资源/储量分类》G18152《GB 18152-2000 选矿安全规程》G18341《GB/T 18341-2001 地质矿产勘察测量规范》G22206《GB/T 22206-2008 矿山环境地质分类》G25283《GB/T 25283-2010 矿产资源综合勘查评价规范》G29521《GB/T 29521-2013 钨矿山地下开采安全生产规范》G29723.1《GB/T 29723.1-2013 煤矿主要工序能耗等级和限值第1部分：主要通风系统》G29723.2《GB/T 29723.2-2013 煤矿主要工序能耗等级和限值第2部分：主排水系统》G29723.3《GB/T 29723.3-2013 煤矿主要工序能耗等级和限值第3部分：空气压缩系统》G29723.4《GB/T 29723.4-2013 煤矿主要工序能耗等级和限值第4部分：主提升带式输送系统》G50070《GB 50070-2009 矿山电力设计规范》G50385《GB 50385-2006 矿山井架设计规范》G50421《GB 50421-2007 有色金属矿山排土场设计规范》G50520《GB 50520-2009 核工业铀水冶厂尾矿库、尾渣库安全设计规范》 G50547《GB 50547-2010 尾矿堆积坝岩土工程技术规范》G50562《GB/T 50562-2010 煤炭矿井工程基本术语标准》G50595《GB 50595-2010 有色金属矿山节能设计规范》G50612《GB 50612-2010 冶金矿山选矿厂工艺设计规范》G50830《GB 50830-2013 冶金矿山采矿设计规范》G50863《GB 50863-2013 尾矿设施设计规范》G50864《GB 50864-2013 尾矿设施施工及验收规范》AQ1017《AQ 1017-2005 煤矿井下安全标志》(电子版)AQ1019《AQ/T 1019-2006 煤层自燃发火标志气体色谱分析及指标优选方法》 AQ1029《AQ 1029-2007 煤矿安全监控系统及检测仪器使用管理规范》 AQ1043《AQ 1043-2007 矿用产品安全标志标识》AQ1049《AQ 1049-2008 煤矿建设项目安全核准基本要求》AQ1050《AQ 1050-2008 保护层开采技术规范》AQ2005《AQ 2005-2005 金属非金属矿山排土场安全生产规则》AQ2006《AQ 2006-2005 尾矿库安全技术规程》AQ2007.1《AQ 2007.1-2006 金属非金属矿山安全标准化规范导则》AQ2007.2《AQ 2007.2-2006 金属非金属矿山安全标准化规范地下矿山实施指南》AQ2007.3《AQ 2007.3-2006 金属非金属矿山安全标准化规范露天矿山实施指南》AQ2007.4《AQ 2007.4-2006 金属非金属矿山安全标准化规范尾矿库实施指南》 AQ2007.5《AQ 2007.5-2006 金属非金属矿山安全标准化规范小型露天采石场实施指南》AQ2008《AQ 2008-2006 金属非金属矿山主要负责人安全生产培训大纲》 AQ2009《AQ 2009-2006 金属非金属矿山主要负责人安全生产考核标准》AQ2010《AQ 2010-2006 金属非金属矿山安全生产管理人员安全生产培训大纲》 AQ2011《AQ 2011-2006 金属非金属矿山安全生产管理人员安全生产考核标准》 AQ2013.1《AQ 2013.1-2008 金属非金属地下矿山通风安全技术规范通风系统》AQ2013.2《AQ 2013.2-2008 金属非金属地下矿山通风安全技术规范局部通风》 AQ2013.3《AQ 2013.3-2008 金属非金属地下矿山通风安全技术规范通风系统检测》AQ2013.4《AQ 2013.4-2008 金属非金属地下矿山通风安全技术规范通风管理》 AQ2013.5《AQ 2013.5-2008 金属非金属地下矿山通风安全技术规范通风系统鉴定指标》AQ2014《AQ 2014-2008 逆反射型矿山安全标志技术条件和试验方法》 AQ2015《AQ 2015-2008 石膏矿地下开采安全技术规范》AQ2016《AQ 2016-2008 含硫化氢天然气井失控井口点火时间规定》AQ2017《AQ 2017-2008 含硫化氢天然气井公众危害程度分级方法》AQ2018《AQ 2018-2008 含硫化氢天然气井公众安全防护距离》AQ2029《AQ 2029-2010 金属非金属地下矿山主排水系统安全检验规范》 AQ2030《AQ 2030-2010 尾矿库安全监测技术规范》AQ2031《AQ 2031-2011 金属非金属地下矿山监测监控系统建设规范》 AQ2032《AQ 2032-2011 金属非金属地下矿山人员定位系统建设规范》 AQ2033《AQ 2033-2011 金属非金属地下矿山紧急避险系统建设规范》 AQ2034《AQ 2034-2011 金属非金属地下矿山压风自救系统建设规范》 AQ2035《AQ 2035-2011 金属非金属地下矿山供水施救系统建设规范》 AQ2036《AQ 2036-2011 金属非金属地下矿山通信联络系统建设规范》MT878《MT/T878-2000 煤矿巷道矿山压力显现观测方法》NB51003《NB/T 51003-2012 采煤工作面瓦斯综合治理设计规范》NB51004《NB/T 51004-2012 井巷揭煤地质说明书编制规范》NB51005《NB/T 51005-2012 井巷揭煤设计编制规范》NB51006《NB/T 51006-2012 瓦斯预抽消突效果评价技术规范》NB51007《NB/T 51007-2012 无煤柱煤与瓦斯共采技术规范》NB51008《NB/T 51008-2012 矿内热环境测定与评价方法》HG22801《HG/T 22801-2013 化工矿山企业初步设计内容和深度的规定》HJ651《HJ 651-2013 矿山生态环境保护与恢复治理技术规范(试行)》HJ652《HJ 652-2013 矿山生态环境保护与恢复治理方案(规划) 编制规范(试行)》HJ740《HJ 740-2015 尾矿库环境风险评估技术导则》DZ223《DZ/T 223-2007 矿山环境保护与综合治理方案编制规范》DZ0254《DZ/T 0254-2014 页岩气资源/储量计算与评价技术规范》JC1081《JC/T 1081-2008 装饰石材露天矿山技术规范》YB4385《YB/T 4385-2013 冶金矿山井巷工程测量规范》YB4391《YB 4391-2013 冶金矿山井巷工程施工质量验收规范》篇二：化矿标准目录化工矿山行业标准目录化工矿山标准目录篇三：矿山工程设计基本规定基本规定一、矿山总体设计基本规定《煤炭工业矿区总体设计规范》MT 5006—94第1.0.5条矿区总体设计应根据批准的矿区详查地质报告,以及批准的矿区建设可行性研究报告和环境影响评价书进行编制。
1.4 技术经济指标表1-1 技术经济指标表第2章矿山地质略第三章 矿山生产能力3.1 矿山工作制度矿山年有效的工作天数按330天算，采用三八工作制，即每日三班，每班工作八小时。
3.2 矿山生产能力验证矿山生产能力即年产量，一般是根据国家对矿山规定的最终产品产量要求计算年采出矿石量、矿山设计的任务即从技术可能性和经济合理性验证矿山生产能力，毕业设计则是根据指导教师下达的设计任务书验证该矿山生产能力。
3.2.1矿山开采年下降速度验证生产能力年下降速度是计算矿山生产能力的一项综合性指标，它与实际开采矿山的地质条件，回采工艺，机械化程度，技术管理水平以及操作人员的技术水平和素质有十分密切的联系，是矿山综合水平的反映。
因此年下降速度的选用与矿山的可比性十分重要。
根据矿山开采年下降速度验证生产能力计算如下。
EK K VS A a m a ργη-=1 （3-1）=9.01.18.096.097.005.372305.815⨯⨯⨯⨯⨯⨯=2747189.98 式中 A a —矿山年产量，t/a ；V —矿床开采年下降深度，15m/a ；S —矿床开采面积，72305.8m 2；γ—矿石体重，3.05t/m ；η—矿石回收率，回收率 为97%[2]；ρ—矿石贫化率，取4.0%[2]； Ε—地质影响系数，取0.8[2]；K m —矿体厚度修正系数，取1.1[2]；K α—矿体倾角修正系数，取0.9[2]。
可知，满足280万t/a 的生产能力。
3.2.2经济上合理的服务年限验证生产能力根据经济上合理的服务年限验证生产能力计算如下。
)1(ρη-=j a T Q A （3-2）=96.03397.085793313⨯⨯=2708968.54 t式中 Q —矿床可采工业储量85793313t ；η—矿石总回收率，为97%；ρ—矿石贫化率，4.0%；Tj —经济合理的服务年限（一般是下限），计算如下。
Tj=Tzh+0.5（Tc+ T M ） （3-3）=30+0.5（3+3）=33 a式中 T c —矿山从投产到产到达产年限，3a ；T zh —矿山按设计能力正常生产时间，取30a （要求T zh ≮23T j ）；T M —矿山结尾时间，3a 。
《矿床地下开采》课程设计说明书设计题目专业名称学号学生姓名指导教师《矿床地下开采》课程设计任务书《矿床地下开采》课程设计成绩评定表评阅教目录1采择矿方法选 (1)设计矿体的开采技术条件 (1)矿体倾角 (1)矿体厚度 (1)矿体走向长度及沿倾斜长度 (1)矿石品位及围岩含矿品位情况 (1)矿石及上、下盘围岩种类，节理裂隙发育情况，地质构造，矿岩稳固程度及其矿岩接触情况1矿体的物理机械性能 (1)矿岩允许不支护暴露面积 (1)地表陷落的可能性 (1)采矿方法的选择 (1)矿块构成要素 (3)对选定的采矿方法，确定矿块的构成要素及矿块布置方式 (3)确定回采工作面形式及允许暴露面积 (4)2矿块采准切割工作 (4)阶段运输巷道布置 (4)选择运输设备 (4)确定阶段运输巷道断面尺寸 (4)确定阶段运输巷道布置形式 (4)矿块底部结构 (5)切割工作 (5)采准巷道及切割巷道断面尺寸 (5)选择采准巷道、切割巷道施工设备 (5)确定采准、切割巷道断面尺寸 (5)确定采准巷道及切割巷道数量及位置 (5). 采准工程量 (5)采准工程量计算 (5)采准工作量计算 (6)3 回采工作 (7)矿房落矿工作 (7)选择凿岩设备及工具 (7)确定落矿参数 (7)按类似矿山条件，确定单位炸药消耗 (7)确定炮孔布置形式，并绘制炮孔布置草图 (7)简述装药及起爆方法 (8)计算一个循环落矿量（T） (8)Q） (8)计算一个循环落矿消耗的炸药量（1q） (8)计算单位炸药消耗量（1T） (8)计算每米炮孔崩矿量（m简述二次破碎方法 (8)采场选择 (9)采场地压管理 (9)采场通风 (9)回采工作组织及编制回采循环图表 (9)简述回采工作组织 (9)计算回采凿岩、装药爆破、爆破后通风及出矿的时间 (9)编制回采循环图表 (10)编制采准、切割进度计划图表 (10)4 矿柱回采及空区处理 (11)5 附图 (12)图一炮孔布置图 (12)图二切割平巷和切割天井联合拉槽法 (12)6 参考文献 (13)7 结束语 (13)课程设计说明书1采择矿方法选设计矿体的开采技术条件矿体倾角倾角α=82°。
矿体厚度矿体厚度m=18～28米。
矿体走向长度及沿倾斜长度矿长60米，高50米。
矿石品位及围岩含矿品位情况地质品位2﹪矿床地质构造，矿岩稳固程度及其矿岩接触情况矿石容重m3，矿石中等稳固,f=6～8，上盘围岩6-8，下盘围岩f=9～13, 矿石的松散系数k=～，矿体与围岩接触明显，围岩均为黑色致密蛇纹石。
矿体的物理机械性能矿石的松散系数k=～。
矿石容重m3。
无氧化性，无自燃性。
矿岩允许不支护暴露面积m，在《采矿手册》中该矿为中等稳定矿床，则允许暴露面积范围在《采矿设计手册》中<2002m。
在《金属矿床地下开采》教材中50~2002m。
200~2502地表陷落的可能性该矿地表为荒山，容许塌陷。
采矿方法的选择该铁矿体属倾斜、急倾斜厚矿体，矿石中等稳固，围岩不稳固。
可选择分段崩落法、阶段崩落法和上向水平充填法。
表一采矿方法分类该铁矿山的设计年产量为70万t/a，属中型矿山，矿石平均品位%，品位较低。
如果采用充填法开采此矿体，经济上不合理。
该矿的价值不太高，崩落法中可选方法有无底柱分段崩落法、有底柱分段崩落法、阶段崩落法。
无底柱分段崩落法结构与回采工艺简单、安全、机械化程度高，按计划条件分析，矿石的损失贫化有可能小于有底柱分段崩落法，无底柱分段崩落法通风条件差，在完好通风系统和加强通风的情况下该缺点是可以减弱的。
有底柱分段崩落法回采矿石的损失贫化比较大，采准切割的工程量大，施工的机械化程度低。
其底部结构复杂，它的工程量约占整个采准切割工程的一半。
阶段强制崩落法矿石损失贫化大，灵活性也不如无底柱分段崩落法，大块产出率较高二次破碎工作量大。
综上所述，最后确定两种采矿方法即无底柱分段崩落法和阶段自然崩落法进行技术经济比较。
矿块构成要素对选定的采矿方法，确定矿块的构成要素及矿块布置方式第一方案，无底柱分段崩落法。
分段高度10m，回采巷道间距10m，沿走向布置。
第二方案，阶段自然崩落法。
根据上述选出来的两种采矿方法：无底柱分段崩落法，阶段自然崩落法进行不同方面的比较，主要在矿石生产能力，矿石贫化率及损失率，回采率，原矿成本，采准比等方面进行粗略的比较。
根据该矿的具体条件，因此选取与本矿山地质地形条件，及矿体赋存条件，矿石及围岩的物理力学性质相近的矿山来作为本矿山的比较蓝本。
根据上表显示，虽然两矿的情况不是完全相同，但是在大致基本情况相同的情况下，使用无底柱分段崩落法的采矿方法及掘进的方法相比阶段自然崩落法有明显的优势。
因此本矿山选取无底柱分段崩落法作为开采的采矿方法。
根据矿山地质资料及开采条件确定矿块要素：（1）阶段高度。
取50m。
（2）矿块尺寸。
矿块长度取50m，矿块宽度取23m。
（3）溜井位置。
溜井布置在脉外，溜井断面为方形×。
（4）分段高度。
取10m。
（5）回采巷道。
回采巷道的间距取10m，上下分段回采巷道严格交错布置，使回采分间成菱形。
确定回采工作面形式及允许暴露面积m，矿石顶板允许暴露面积≤8002m。
采用不支护的形式，上盘岩石允许暴露面积1500~200022矿块采准切割工作阶段运输巷道布置选择运输设备阶段运输巷道沿脉布置，采用ZYQ-14装运机运至溜井。
确定阶段运输巷道断面尺寸阶段运输巷道断面尺寸×。
确定阶段运输巷道布置形式阶段运输巷道沿脉布置。
将总长600米的矿体划分为12个矿块，每个矿块长50米。
矿块底部结构选择矿房底部结构形式为堑沟式底部结构形式。
其矿块底部结构的巷道有出矿巷道和堑沟巷道。
切割工作选择切割平巷与切割天井联合拉槽法。
切割平巷与切割天井联合拉槽法：沿矿体边界掘进一条切割平巷贯通各回采巷道端部，每条进路末端掘进一条切割天井。
切割平巷的断面尺寸×，切割天井断面尺寸为×。
施工设备选择YG—80型凿岩机。
采准巷道及切割巷道断面尺寸选择采准巷道、切割巷道施工设备选择YG—80型凿岩机8台，ZYQ-14型4台。
确定采准、切割巷道断面尺寸切割平巷的断面尺寸×，切割天井断面尺寸为×。
回采巷道断面尺寸×。
确定采准巷道及切割巷道数量及位置采准巷道数量为35，切割巷道数量为35。
切割巷道位于矿体上盘内部，上盘围岩一面相交。
回采巷道的末端形成切割槽，位置是沿矿体边界掘进一条切割平巷贯通各回采巷道端部，每条进路末端掘进一条切割天井。
. 采准工程量采准工程量计算表三采准工程量计算表采准工作量计算采准系数k 1及k 2分别按下式计算： （1）用长度表示采准系数：∑∑⨯⨯-=1000)/(1γV Q L K =1885÷(23000－12799×4)×1000 =kt（2）用体积计算采准系数：∑∑⨯⨯-=1000)/(12γV Q V K =9274÷(23000－12799×4)×1000 = m 3/kt其中：∑L=1885m ；∑V =12799m 3；()tLHB Q 230005050234=⨯⨯⨯==γ；∑1V=5635+1875+1764=9274m 3；式中： Q —矿石总量，[t]；L －矿块长度，50m ； H －可采高度，50m ； B －采场宽度，23m ； γ－矿石体重，平均3/4m t ；L∑—采准巷道和切割巷道总长度，m；V∑—脉内采切巷道矿石总体积，3m；1∑—由采准巷道和切割巷道中采出的矿石总体积，3m。
V3 回采工作矿房落矿工作选择凿岩设备及工具由凿岩设备YG-80，装配在CZZ-700型胶轮自行单机凿岩台车上。
确定落矿参数起爆时每次爆破两排炮孔，排距在~之间，方式为由上盘到下盘后退式回采，且要保证上分段回采超前于下分段，其中炮孔前倾角为85°，边孔角为45°。
凿岩设备为YG-80型凿岩机，YG-80型凿岩机装配在CZZ-700型胶轮自行单机凿岩台车上，根据设备参数可以选取孔径为60mm，即d=60mm。
它的有效孔深不超过14m，最小抵抗线W=25~30d=1500~1800mm，可取。
孔底距h=~=~，取。
崩矿步距可取为。
综上所述，炮孔前倾角为85°；边孔角为45°；有效孔深不超过14m；最小抵抗线W=；孔底距h=；崩矿步距。
按类似矿山条件，确定单位炸药消耗按类似矿山条件，根据矿石坚固性系数选择炸药单耗q=t。
确定炮孔布置形式，并绘制炮孔布置草图炮孔布置形式为上向扇形炮孔形式。
表四一排炮孔的装药量。
简述装药及起爆方法用FT —28—1药卷装药器，装药选择多孔粒状铵油炸药。
采用非电力起爆以及导爆索起爆，起爆方式为每次起爆2排孔。
计算一个循环落矿量（T ）一个循环落矿量t T 1280426.11010=⨯⨯⨯⨯= 计算一个循环落矿消耗的炸药量（1Q ）每次起爆2排孔，一个循环落矿消耗的炸药量kg Q 42.201271.1001=⨯= 计算单位炸药消耗量（1q ）t kg T Q q /35.642.2011280/11=÷== 式中：1q —单位炸药消耗量，t kg /；1Q —一个循环落矿消耗的炸药量，kg ； T —一个循环落矿量，t 。
计算每米炮孔崩矿量（m T ）m t l T T m /92.4)2130(1280/1=⨯÷==∑ 式中：m T —每米炮孔崩矿量，m t /； T —一个循环落矿量，t ；∑1l—一个循环炮孔总长度，m 。
简述二次破碎方法二次破碎的概念是：回采落矿后所产生的不合格的大块，在岩石运搬过程中需要进行破碎。
减少二次破碎量的方法有：（1）正确的选择崩矿的参数，使大块产出率降到最低；（2）允许有一定数量的大块产出率，但在地下设置破碎硐室，用破碎机进行二次破碎。
采场选择采用ZYQ-14型装运机出矿，铲斗将矿石装入自身带有的自卸车厢中，运至溜井卸矿，完成装、运、卸三种作业。
在同一分段水平，装矿顺序是逆风流风向进行的。
为提高装运机效率，每台装运机保有三条以上的回采巷道轮流作业。
出矿时，用铲斗从右向左循环装矿。
采场地压管理采场地压管理方法有：（1）留设矿柱或岩柱支护；（2）锚杆锚网支护；（3）充填空区；（4）封闭采空区等等。
其中它们的具体方式如下。
（1）留设矿柱或岩柱支护：留设必要的矿柱或岩柱支护采空区；（2）锚杆锚网支护：在采空区顶板打入锚杆，固定钢网，形成锚杆锚网加固顶板，防止顶板松散岩层或松石冒落；（3）充填空区：在矿房回采之后，可用充填材料将矿房或采空区充填，防止岩层移动或松散岩层垮落；（4）封闭采空区：在通采空区的巷道中，砌筑一定厚度的隔墙，使空区围岩崩落产生的冲击气浪，遇到隔墙时能得到缓冲。
