采礦通論課程設計---年產130萬噸露天開采方案設計

1、<p>　　“采礦通論”課程設計說明書</p><p>　　題 目:石寶鐵礦西區(qū)年產130萬噸露天開采方案</p><p><b>　　學生姓名：</b></p><p><b>　　學 號：</b></p><p><b>　　專 業(yè)：</b>&l

2、t;/p><p><b>　　班 級：</b></p><p><b>　　指導教師：</b></p><p><b>　　摘 要</b></p><p>　　本畢業(yè)設計題目為石寶鐵礦西區(qū)年產130萬噸露天開采方案設計，設計生產能力為130萬噸/年,采場最大長度為649米，

3、最大寬度為490米，礦山服務年限為15年，采場上盤最終邊坡角為41.2°，下盤最終邊坡角為43.1°。</p><p>　　本設計封閉圈標高1680m，開采最高標高1692m，露天礦底部標高確定在1500m。設計采用公路開拓運輸系統(tǒng)，回返式調車方式，礦區(qū)內公路采用的是國家Ⅱ標準設計，雙車道布置，車道寬度為14.5米，最大縱坡為8%，縱坡坡長限制為250米，采用21臺SH-380型自卸汽車來完成

4、運輸任務。爆破方法采用的是深孔微差爆破－導爆索起爆。排土工藝為汽車-推土機排土。</p><p>　　采用3臺SQ200型潛孔鉆機型潛孔鉆機穿孔，3臺WK—4型電鏟采裝。</p><p>　　關鍵詞：露天開采、境界、開拓、采剝</p><p><b>　　目 錄</b></p><p>　　摘要……………………

5、……………………………………………………………..Ⅰ</p><p>　　第一章 礦床概述及礦床地質特征…………..………………………………………1</p><p>　　1.1 礦床概述………………………………………………………………………1</p><p>　　1.1.1 地理交通位置、隸屬關系及企業(yè)性質………………………………… 1</p><

6、;p>　　1.1.2 礦區(qū)氣候條件………….…………………………………………………1</p><p>　　1.2 礦區(qū)地質特征…………………………………….……………………………1</p><p>　　1.2.1 礦區(qū)地質概況……………………………...……………………………1</p><p>　　1.2.2 礦床地質及地層………………………………………………

7、………...1</p><p>　　1.2.3 礦區(qū)構造………………………………………………………………...2</p><p>　　1.3 礦石質量特征………………………………………………………………….3</p><p>　　1.3.1 礦石類型、結構構造……………………………….……………………3</p><p>　　1.3.2 礦石的

8、礦物成分……………….…………………………………………3</p><p>　　1.3.3 礦石的化學成分…………………..……………………………………...3</p><p>　　1.4 礦巖物理力學性質…………………………………………………………….4</p><p>　　1.5 礦石儲量……………………………………………………………………….4</p>

9、;<p>　　1.6 礦區(qū)水文地質………………………………………………………………….5</p><p>　　1.6.1 礦區(qū)自然地理條件概況………..…………….…………………………...5</p><p>　　1.6.2 礦區(qū)水文地質條件……………..……………….………………………...5</p><p>　　1.6.3 礦區(qū)地下水補、逕、排和礦

10、坑涌水量預測………………………………6</p><p>　　1.7 礦床開采技術條件…………………………………………………………….6</p><p>　　第二章 露天開采境界…..…………………………………………………...……….7</p><p>　　2.1 露天開采境界圈定的原則和方法…………………………………………….9</p><p&

11、gt;　　2.2 經濟合理剝采比的選定…………...…………………………………………..9</p><p>　　2.3 露天礦的最小底寬和位置…………………………………………...………10</p><p>　　2.4 最終邊坡角、臺階坡面角和臺階高度的確定………………………………10</p><p>　　2.5 安全平臺、清掃平臺、和運輸平臺的確定……………………

12、……………...11</p><p>　　2.6 開采深度的確定……………………………………………………………...11</p><p>　　2.7 境界內礦巖量統(tǒng)計及開采服務年限………………………………………...12</p><p>　　2.8 生產剝采比的計算…………………………………………………………...14</p><p>　　2

13、.9 露天采場構成要素………………………………………………………….14</p><p>　　第三章 礦床開拓運輸……..………………………………………………………15</p><p>　　3.1 選擇開拓方法的主要原則…………………………………………………15</p><p>　　3.2 開拓方案的選擇……………………………………………………………15</p

14、><p>　　3.3 礦山道路及運輸設備的選擇………………………………………………17</p><p>　　3.3.1 礦山道路及其技術參數……………………………………………….17</p><p>　　3.3.2 運輸設備選型和汽車臺數計算……………………………………….17</p><p>　　3.3.3 汽車數量計算………………………………

15、………………………….19</p><p>　　3.4 道路通過能力計算…………………………………………………………20</p><p>　　第四章 礦巖采剝工程…..…………………………………………………………..22</p><p>　　4.1 穿孔工作……………………………………………………………………22</p><p>　　4.1.

16、1 穿孔設備的選擇……………………………………………………….22</p><p>　　4.1.2 穿孔設備生產能力的確定…………………………………………….22</p><p>　　4.1.3 設備數量的計算……………………………………………………….22</p><p>　　4.1.4 二次破碎方法和所需的設備數量…………………………………….23</p&

17、gt;<p>　　4.2 爆破…………………………………………………………………………24</p><p>　　4.2.1 爆破方法的選擇…………………………………………………………24</p><p>　　4.2.2 爆破方法及爆破器材……………...…………………………………….24</p><p>　　4.2.3 孔徑和孔深……………………………

18、…………………………………24</p><p>　　4.2.4 底盤抵抗線………………………………………………………………25</p><p>　　4.2.5 孔距和排距……………………...……………………………………….26</p><p>　　4.2.6 單位炸藥消耗量…………………………………………………………26</p><p>　

19、　4.2.7 單孔裝藥量………………………...…………………………………….26</p><p>　　4.3 裝車工作……………………………………………………………………27</p><p>　　4.3.1 采裝設備的選擇……………………………………………………….27</p><p>　　4.3.2 采裝工作面參數……………………………………………………….27

20、</p><p>　　4.3.3 挖掘機生產能力的確定……………………………………………….28</p><p>　　礦區(qū)概況及礦床地質特征</p><p><b>　　1.1 礦區(qū)概況</b></p><p>　　1.1.1地理交通位置、隸屬關系及企業(yè)性質</p><p>　　包頭市達茂旗石寶鐵

21、礦有限責任公司，位于內蒙古自治區(qū)包頭市達茂聯合旗石寶鄉(xiāng)境內，西南距包頭市198km,東南距呼和浩特市97km,北距達茂旗政府所在地百靈廟鎮(zhèn)65km,呼百公路在礦區(qū)通過,并與包固百公路相通,公路交通便利。</p><p>　　石寶鐵礦原為達茂旗經委下屬國有企業(yè),現已改制為包頭市達茂旗石寶鐵礦有限責任公司。截止到2003年底，石寶鐵礦有職工685人，固定資產凈值4728萬元。</p><p>

22、　　1.1.2礦區(qū)氣候條件</p><p>　　礦區(qū)屬丘陵地區(qū),四周地勢比較平坦,海拔高度平均為1650~1655m.該地區(qū)屬華北干旱大陸氣候,降雨集中在7~8月份,冬季較長。礦區(qū)周圍為半農半牧區(qū)。</p><p><b>　　1.2礦區(qū)地質特征</b></p><p>　　1.2.1礦區(qū)地質概況</p><p>　　本

23、區(qū)地處中朝準地臺內蒙臺隆陰山斷隆大青山復背斜北翼三合明擠壓帶的東端。該區(qū)自古生代以后長期處于活動狀態(tài)，構造線近東西向，印支旋回以后經燕山亞旋回、喜瑪拉雅山亞旋回的階段性上隆抬升，并在反沖斷裂構造的擠壓作用下，將部分鐵礦體抬升到地表或淺部形成了今日三合明鐵礦區(qū)以緊密褶皺和斷裂構造較為發(fā)育的復雜構造形態(tài)。整個礦區(qū)分為：西部異常區(qū)、中部露頭區(qū)和東部異常區(qū)，本次設計為西部異常區(qū)。區(qū)域出露的地層主要為下元古界三合明群、中元古界白云鄂博群、新生界老

24、第三系和第四系。</p><p>　　1.2.2礦床地質及地層</p><p>　　三和明鐵礦西部異異常區(qū)，長約1600m，礦體地表出露最長達1250m，露頭最大寬度106米。礦體厚度變化較大。礦體沿傾斜方向最大延伸為450m，一般延伸為300m左右。隨深度增加逐漸變薄，并迅速尖滅，而品位亦有變低的趨勢。礦體形態(tài)基本為層狀或似層狀，因后期構造運動影響，產生一系列的傾伏褶皺構造，礦體的形態(tài)和

25、產狀各處不一。</p><p>　　區(qū)內出露的地層主要為下元古界三合明群（Pt15），其次為新生界老第三系（E）和第四系（Q），該鐵礦賦存于三合明群之中。</p><p>　　三合明群含礦層自下而上分為六個巖段，但在中部露頭區(qū)僅出現四個巖段，由老到新分述如下：</p><p>　?。?）下角閃巖段：下部為中細粒角閃巖夾石英巖、透閃巖扁豆體；上部為磁鐵透閃片巖、石榴黑

26、云片巖夾斜長黑云片巖，條帶狀磁鐵石英巖、石英巖及石英透閃巖扁豆體。本層構成中部露頭區(qū)礦體的底板。</p><p>　?。?）下磁鐵石英巖段：分布在礦區(qū)中部，為條帶狀磁鐵貧礦夾磁鐵透閃片巖、石英巖扁豆體。礦石以條帶狀構造為主，沿礦層走向變化大，為本區(qū)中部露頭區(qū)的主礦體。</p><p>　?。?）片巖段：該層為中部露頭區(qū)礦體的頂板圍巖，礦體為磁鐵透閃片巖，其次為石榴黑云片巖、石榴透閃片巖，上

27、部為厚層石英巖夾透閃片巖，其次夾薄層磁鐵透鏡狀。</p><p>　?。?）中角閃巖段：角閃巖—斜長角閃巖夾石英巖，透閃巖，赤鐵石英巖及透閃片巖透鏡體。</p><p>　　新生界老第三系（E）：分布在礦區(qū)南北邊緣，主要由礫巖及砂礫粘土組成。</p><p>　　新生界第四系（Q）：主要分布在礦區(qū)南北邊緣及西部異常區(qū)和中區(qū)F14斷層以東地帶，由殘積、坡積、沖積及風成

28、砂土組成。</p><p><b>　　1.2.3礦區(qū)構造</b></p><p>　　礦區(qū)內巖漿巖不甚發(fā)育，規(guī)模一般不大，均呈脈狀產出。已發(fā)現的有：閃長巖脈、閃斜煌斑巖脈、碳酸鹽巖脈、輝石閃長巖脈，其中輝石閃長巖脈在深部對礦體有較大的破壞作用。</p><p><b>　　構造的分類主要有：</b></p>

29、<p>　?。?）褶皺構造：礦區(qū)含礦地層產狀變化復雜，出現多個倒轉褶皺，因所在部位不同而異，中部露頭區(qū)ⅩⅧ勘探線以西，地層走向東北東，向南東傾斜，ⅩⅧ勘探線以東，地層走向轉為北西，向南西傾斜。</p><p>　?、碧骄€以東，地層走向轉為西北，向西南傾斜；至F14斷層以東，地層走向為東西向，向南傾斜，東部異常區(qū)地層走向突然轉為南北，向東傾斜。</p><p>　?。?）斷裂

30、構造：礦區(qū)內斷裂構造較為發(fā)育，已發(fā)現大、小斷層20多處，對礦體有一定的破壞作用。斷裂構造大體分為5組：東西向反沖逆斷層組、北東向正斷層組、北東東向逆斷層組、北西向正斷層組及北東向正、逆斷層組。</p><p><b>　　1.3礦石質量特征</b></p><p>　　1.3.1礦石類型、結構構造</p><p>　　礦石的自然類型可分為石英型

31、磁鐵礦、石英閃石型磁鐵礦和閃石型磁鐵礦。中區(qū)西段與中段，以石英閃石型磁鐵礦礦石為主，其次為閃石型磁鐵礦礦石，石英型磁鐵礦礦石呈透鏡狀零星分布在石英閃石型磁鐵礦礦石之中。礦石結構主要為：自形一半自形粒狀變晶結構，纖維狀、束狀、放射狀變晶結構，包含變晶結構，交代溶蝕結構。礦石構造主要為條帶狀、皺紋狀和細脈侵染狀構造。</p><p>　　1.3.2礦石的礦物成分</p><p>　　有用礦物主

32、要有磁鐵礦，次為赤鐵礦和褐鐵礦。脈石礦物以鐵閃石、鎂鐵閃石和石英為主。此外尚有黑云母、方解石和黃鐵礦等。</p><p>　　1.3.3礦石的化學成分</p><p>　　礦石中的化學成分比較簡單，主要有益組份是鐵，未發(fā)現可供利用的其他有益組份。本次礦石是以SFe圈定。TFe最高含量為51.37%，平均含量為34.51%，SFe最高含量為44.59%，平均含量為27.52%。而SFe的含量

33、主要集中于25-32%之間。露天采場的礦石平均品位TFe34.34%，SFe26.86%。</p><p>　　礦石中有害組分主要是S和P，含量均較低，見下表：</p><p>　　表1.1 有害雜質含量表</p><p>　　表1.2 礦石中造渣元素含量表</p><p>　　1.4礦巖物理力學性質</p><p>

34、　　根據各種巖、礦石的物理機械性質試驗結果表明：磁鐵礦及角閃巖抗壓抗剪強度較大，巖、礦石的穩(wěn)定性較好，而片巖及砂巖的抗壓抗剪強度較小，巖石的穩(wěn)定性差。風化帶、斷層破碎帶及褶皺構造帶的軸部，風化及構造裂隙發(fā)育，巖石的穩(wěn)定性不好，特別是片巖沙巖及斷層破碎帶等因抗壓抗剪強度低，穩(wěn)定性差，為露天采場邊破的不穩(wěn)定地段，開采是必須注意安全。</p><p>　　表1.3 礦、巖的物理力學性質</p><p

35、><b>　　1.5礦石儲量</b></p><p><b>　　工業(yè)指標</b></p><p>　　表1.4 地質報告儲量計算采用的工業(yè)指標</p><p>　　Sfe－平均品位大于邊界品位而小于塊段最低平均品位的礦石為表外礦。</p><p>　　Sfe－平均品位大于或等于15%而小于2

36、0%，單獨進行圈定和計算。</p><p>　　地質隊采用水平斷面法計算的礦石儲量為8492.88萬t(包括表外礦石儲量44.78萬t)。表內儲量為8448.10萬t,其中B+C級7013.38萬t, D級1434.72萬t。石寶鐵礦自1988年建礦以來，截止2003年底，累計采出礦量1551.67萬t。本次設計計算了礦區(qū)內地質保有礦石儲量B+C級5730.67萬t, B+C+D級7184.83萬t(包括表外礦石

37、儲量 44.78萬t)。</p><p><b>　　1.6礦區(qū)水文地質</b></p><p>　　1.6.1礦區(qū)自然地理條件概況</p><p>　　礦區(qū)位于內蒙古大草原上，礦區(qū)四周地勢比較平坦，區(qū)內最高海拔標高1724.6m。 </p><p>　　區(qū)內屬于干旱和半干旱的大陸性氣候，年平均氣溫2.46℃ ，凍結期從

38、每年11月到翌年3月，最大凍層深度2.50m。據召河水文站資料，該區(qū)年平均降水量284毫米，多集中在7-8月份，最大24小時降水量多年平均值為30.4毫米，年蒸發(fā)量1995.4毫米，以5-9月份最大。</p><p>　　單雙河位于礦區(qū)南部，最高洪水標高約1665米。</p><p>　　1.6.2礦區(qū)水文地質條件</p><p>　　礦區(qū)含水層可為第四系孔系潛水、

39、第三系潛水及承壓水、基巖風化裂隙和構造裂隙水。</p><p>　?。?）第四系孔隙潛水含水層</p><p>　　該系地層主要由沖洪積、坡積物組成，在礦區(qū)的南部廣泛分布，其厚度變化較大，一般厚約6-8米，局部較厚，特別是距礦區(qū)較近的單雙河厚度可達60米，含水層曾多層結構。上部為中細砂夾砂礫石層，下部為砂卵石，水位埋深2.72-4.35米，地下水埋深為南西深、北東淺。在距礦區(qū)南部約300米

40、處以下降水的形式涌出地表，其流量為2000—2500m3/d。在礦區(qū)南部的單雙河河漫灘上的農用機井，單井出水量約1500m3/d，地下水水質為HCO-Ca?Mg型，礦化度0.47-1.17g/L。</p><p>　　（2）第三系潛水及承壓水</p><p>　　該系地層在礦區(qū)的西部、北部、東部均有分布。主要由礫巖、泥質砂巖及粘土組成，厚度54.55-156.46米，水位埋深2.39米。&

41、lt;/p><p>　　西部異常區(qū)CK21孔抽水試驗結果表明，涌水量0.038L/s，水質為HCO3-CaMg型，礦化度<1g/l，PH值7.9.</p><p>　?。?）基巖風化裂隙和構造裂隙水</p><p>　　本區(qū)基巖風化裂隙發(fā)育，含水層平均厚度11.95-14.19米，水位埋深4.81到39.19米，涌水量0.079-0.45L/S，參透系數0.045

42、-1.09，水質為HC03-Ca Mg型，礦化度0.37-1.06g/L,PH值為7.4-7.9。</p><p>　　1.6.3礦區(qū)地下水補、逕、排和礦坑涌水量預測</p><p>　　本區(qū)地下水分布受地質巖性、地貌、構造等控制，各層地下水均受大氣降水直接或間接補給。地下水流向在中部露頭區(qū)西、北、東三面均由北向南，排泄于單雙河。地下水徑流條件較好，排泄方式主要以人工排泄、蒸發(fā)及降水的形式

43、和通過地下徑流排泄到區(qū)外。</p><p>　　礦坑充水因素主要為基巖風化裂隙潛水及大氣降雨。大氣降雨匯入到礦坑內，基巖風化裂隙潛水按地下水動力學無壓完整井進行了預測。</p><p>　　1.7礦床開采技術條件</p><p>　　礦床周圍地勢比較平坦，地表最高標高為1724米，最低標高為1650米，平均標高1655米，高差30-40米。</p>&

44、lt;p>　　礦體形式基本層狀或似層狀，因為受后期構造運動的影響而產生一系列的傾伏褶皺構造，控制了礦體的形態(tài)和產狀。西段礦體為向斜構造，中、東段礦體沿走向出現多處短軸傾伏背向斜褶區(qū)，沿傾向一般呈波狀起伏。</p><p>　　礦體底板圍巖為角閃巖，頂板為片巖，呈整合接觸，界線明顯。礦石硬度系數f=8-16，巖石f=6-10。礦石和角閃巖抗壓、抗剪強度大，穩(wěn)定性好；片巖及砂巖抗壓、抗剪強度小，穩(wěn)定性差。<

45、;/p><p><b>　　露天開采境界</b></p><p>　　2.1露天開采境界圈定的原則和方法</p><p>　　露天開采境界設計的主要原則</p><p>　?。?）圈定的露天開采境界要保證露天采場內采出的礦石要盈利，即采用的境界剝采比不大于經濟合理剝采比。</p><p>　?。?）要

46、充分利用資源，盡可能把較多的礦石圈定在露天開采境界內，發(fā)揮露天開采的優(yōu)越性。</p><p>　?。?）圈定的露天采礦場的幫坡角等于露天邊坡穩(wěn)定所允許的角度，以保證露天采礦場的安全生產。</p><p>　?。?）盡量縮短礦石的運距，使開采境界與工業(yè)場地及地面生產系統(tǒng)在空間上力求布局合理。</p><p>　?。?）對工業(yè)設施留有一定的安全距離。</p>

47、<p>　?。?）開采境界邊緣附近有建筑物、構筑物、河流和鐵路干線需保護或難于遷移至露天采場影響范圍以外；排土場占用大量農田，征地困難；由于地形條件（如采場最終邊幫上有較高的山頭），造成基建剝離量大和初期生產剝采比大；為了避開嚴重影響邊坡穩(wěn)定的不穩(wěn)定巖層可適當縮小露天開采境界。即境界剝采比不大于經濟合理剝采比。</p><p>　　2.2經濟合理剝采比的選定</p><p>

48、　　本礦設計的年產量為130萬噸，屬于中型礦山，根據《冶金礦山設計參考資料》上冊，采用成本法進行經濟合理剝采比的確定，見下式：</p><p>　　njh=R(Cd-A)/B 式(2.1) </p><p><b>　　式中：</b></p><p

49、>　　njh— 經濟合理剝采比；</p><p>　　Cd— 地下開采原礦成本；</p><p>　　A — 露天礦開采的純采礦成本； </p><p>　　B — 露天礦開采的剝離成本；</p><p>　　R — 礦石的容重。</p><p>　　經計算：njh=3.3(180-63)/55=5m3/m3，所

50、以經濟合理剝采比njh=5m3/m3。</p><p>　　2.3露天礦的最小底寬和位置</p><p>　　露天礦的最小寬度，應滿足采掘運輸設備在底部正常運行與安全作業(yè)的要求。因為本礦場采用的是公路汽車運輸，且為回返式調車，故露天礦最小寬度為：</p><p>　　Bmin=2（Rmin+0.5b+e） (2.1)</p

51、><p>　　式中：Rmin－汽車最小回轉半徑 ，9.1m；</p><p>　　b－汽車的最大寬度 ，3.55m；</p><p>　　e－汽車距邊坡的安全距離，0.5m。</p><p>　　Bmin=2×（Rmin+0.5×b+e）=2×（9.1+0.5×3.55+0.5）=22.75m,取23米。&

52、lt;/p><p>　　若礦體厚度小于最小底寬，則境界底部取最小底寬；若礦體厚度比最小底寬大得不多，則取礦體厚度；若礦體厚度遠大于最小底寬，則取最小底寬。</p><p>　　露天礦底部位置沿水平方向移動時，開采境界內的礦巖量及平均剝采比也隨之變化。因此，在無其它特別要求的情況下，露天礦底應置于使平均剝采比最小的位置，且盡可能布置在礦體中間。</p><p>　　2.4

53、最終邊坡角、臺階坡面角和臺階高度的確定</p><p>　　石寶礦區(qū)地質構造復雜，分四層，礦石硬度系數f=8-16，巖石硬度系數f=6-10。根據礦區(qū)的地質條件和水文地質，礦巖的物理性質，以及終了平面圖，確定上盤邊坡角為41.2°，下盤邊坡角為43.1°。</p><p>　　臺階最終坡面角根據下表確定</p><p>　　表2.1 巖石硬度系數

54、與臺階坡面角關系</p><p>　　由于巖石普氏硬度系數f=6～10，根據上表確定工作幫最終坡面角為：69°。 依據本露天礦年生產能力130萬噸/年，此露天礦屬于中型露天礦，臺階高度可取值范圍在：10～12 m。根據本露天礦情況，最終確定臺階高度為：12 m。公路運輸露天采場最小寬度圖</p><p>　　2.5安全平臺、清掃平臺和運輸平臺的確定</p><

55、p>　?。?）安全平臺：根據采礦手冊，一般安全平臺寬度不小于4米，所以根據本礦山的巖石堅固系數，選擇安全平臺寬度為4米。</p><p>　　（2）清掃平臺：實踐經驗表明，較窄的清掃平臺在鄰近邊坡爆破時常遭破壞，以致不能發(fā)揮應有的作用。所以一般設置清掃平臺的寬度為10～12m，以便能有效地發(fā)揮攔截和清掃落石的作用。因此選取清掃平臺寬度為10m。</p><p>　?。?）運輸平臺：由

56、于是采用公路雙線運輸，根據所選擇的汽車寬度確定，其最小的運輸平臺為14.5m。</p><p>　　2.6開采深度的確定</p><p>　　對于長度不大的急傾斜礦體，端部礦巖量占總礦巖量的比例較大，用地質橫剖面法確定境界剝采比往往誤差甚大，通常采用平面圖法把采場作為一個整體，在平面圖上確定總的境界剝采比。綜合石寶鐵礦的實際情況，采用平面法計算。</p><p>&

57、lt;b>　　具體步驟如下：</b></p><p>　?。?）根據礦體的形狀和已確定的經濟合理剝采比，選定三個可能的深度方案，1476標高、1488標高、1500標高三個水平；</p><p>　?。?）在同一分層平面圖上，確定露天礦地表周界及邊坡上礦巖接觸線的垂直投影。在各橫剖面圖及縱剖面圖上，按選定的邊坡角作邊坡線，找出每條邊坡線與地形及礦巖接觸線交點，然后投影到分

58、層平面圖上，最后，將上述橫剖面、縱剖面的投影點連接，即得露天礦地表周界和邊坡上礦巖接觸線得垂直投影；</p><p>　　N=（S-Sp）/Sp (2.2)</p><p>　　式中：S—露天采場地表境界內礦巖水平投影總面積，㎡；</p><p>　　Sp—露天采場底和邊坡上礦石水平投影面積，㎡；</p>&l

59、t;p><b>　　N—境界剝采比。</b></p><p>　?。?）按平面圖法計算各深度方案的境界剝采比N1，N2，N3；</p><p>　　（4）繪制境界剝采比Nj隨深度H變化的關系曲線，在曲線上找出境界剝采比等于經濟合理剝采比的深度。這一深度就是露天礦的合理開采深度。最后調整確定最終開采深度為1500水平。見下圖:</p><p&g

60、t;　　圖2.1開采深度與經濟合理剝采比的關系曲線</p><p>　　2.7境界內礦巖量統(tǒng)計及開采服務年限</p><p>　　固體礦石儲量計算的基本原則，是將自然界中形狀復雜的礦體選擇與其大致相當的簡單形體，然后求其面積近而計算其礦石儲量。為簡化計算，可采用a、F值法計算:</p><p>　　V=(S1+S2)×F×H

61、 (2.3)</p><p>　　式中F－依a、F值表求對應的F值金屬礦山露天開采（上）表2-5-7</p><p>　　還可按斷面法計算，計算的基本公式為：</p><p>　　Q=Vd (2.4)</p><p>　　式中：Q－礦塊儲量；</p><

62、p><b>　　V－塊段面積；</b></p><p><b>　　d－礦石體重。</b></p><p>　　塊段的體積通常以下列公式計算求得：</p><p>　?。?）當兩個相對應的面積相差不大于40%時，采用下式計算：</p><p>　　V=0.5(S1+S2)H

63、 (2.5)</p><p>　　式中：S1、S2－塊段相對應面積；</p><p><b>　　H－斷面間距。</b></p><p>　?。?）當兩個相對應的面積相差大于40%時，采用下式計算；</p><p>　　V= [S1+S2+(S1S2)1/2]H /3

64、 (2.6)</p><p>　?。?）當礦體在兩斷面間呈楔形尖滅時，采用如下式計算：</p><p>　　V=0.5SH (2.7)</p><p>　　將整個礦體按臺階劃分為若干個分層，每個分層的礦巖量見下表</p><p>　　表2.2 礦巖量統(tǒng)計表</p><p

65、>　　由于礦石的容重為3.30t/m3，所以境界內的總礦石量為：</p><p>　　Q=4437333×3.3=14643198.9噸 (2.8)</p><p>　　因此，由礦山的服務年限計算公式：</p><p>　　T=Qη/A(1-R)

66、 (2.9)</p><p>　　式中：Q－露天礦境界內礦石的可采礦量，萬噸；</p><p>　　η－礦石總回采率，95%；</p><p>　　A－露天礦礦石年生產能力，105萬噸/年；</p><p>　　R－礦石混入率，3%；</p><p>　　T=1464.31989

67、5;0.95/（105×0.97）=14.2772年，取15年。</p><p>　　2.8生產剝采比的計算</p><p>　　N=Cn （2.10）</p><p>　　式中：N－生產剝采比，ｍ３／ｍ３；</p><p>　　n－平均剝采比，ｍ３／ｍ３；</p&

68、gt;<p>　　C－經驗系數，參考類似礦山選取，1.0～1.1；</p><p>　　經計算得N=1.0×2.15=2.15。</p><p>　　2.10露天采場構成要素</p><p>　　露天采場構成要素見下表：</p><p>　　表2.3 露天采場要素</p><p><b&g

69、t;　　礦床開拓運輸</b></p><p>　　3.1選擇開拓方法的主要原則</p><p>　?。?）礦山建設速度必須滿足國家的要求，保證投產早，達產快；</p><p>　?。?）要求生產工藝簡單、可靠，設備選擇應因地制宜，中型礦山盡量采用本地區(qū)能制造的設備；</p><p>　?。?）工程量少，施工方便；</p>

70、;<p>　　（4）不占良田，少占耕地，并有利于改地造田；</p><p>　　（5）基建投資少，特別是初期投資少；</p><p>　?。?）生產經營費用低。</p><p>　　3.2開拓方案的選擇</p><p>　　露天礦床的開拓方式與運輸方式有密切聯系。露天礦床開拓分類主要按運輸方式來確定，按運輸干線的布線形式和固定性

71、作為進一步分類的依據。露天礦床開拓案運輸方式可分為：</p><p>　?。?）公路運輸開拓；</p><p>　　（2）鐵路運輸開拓；</p><p>　　（3）聯合運輸開拓；</p><p>　　表3.1 開拓方式對比</p><p>　　根據石寶鐵礦的實際情況，選擇公路運輸開拓。</p><p

72、>　　3.3礦山道路及運輸設備的選擇</p><p>　　3.3.1礦山道路及其技術參數</p><p>　　表3.2 道路等級參數</p><p>　　3.3.2運輸設備選型和汽車臺數計算</p><p>　?。?）為了充分發(fā)揮汽車運輸的經濟效益，并考慮到實際年產量130萬噸，為便于維修，采用同一型號、同一生產廠家的汽車，決定選用車型

73、SH-380型汽車，載重32噸。SH-380汽車技術參數見下表</p><p>　　表3.3 汽車技術參數</p><p><b>　　（2）時間利用系數</b></p><p>　　時間利用系數與電鏟，汽車的良好狀況及工種制度有關，查采礦設計手冊2礦床開采卷（上冊）1-3-38采用，取0.75。</p><p><

74、;b>　?。?）不均衡系數</b></p><p>　　根據礦山的具體情況確定，一般取1.05～1.15。因為生產規(guī)模比較大，所以取1.15。</p><p><b>　?。?）平均運距</b></p><p>　　根據采場終了平面圖，初定平均運距為2.5km。</p><p><b>　　（

75、5）裝車時間</b></p><p>　　挖掘機裝卸汽車的時間主要與電鏟作業(yè)循環(huán)時間及裝載斗數有關，按下式計算：</p><p>　　tz= (3.1)</p><p>　　式中：tz－挖掘機裝車時間 ， min；</p><p>　　n－裝載斗數 ，可參考采礦設計手冊2礦床開采卷

76、（上冊）表（1-3-33）；</p><p>　　tr－汽車入換時間，一般取20～25s，取25s；</p><p>　　tx－挖掘機作業(yè)循環(huán)時間，s；當回轉角為120°時，可按下式確定：tx=20+1.2E (3.2)</p><p>　　式中：γ－礦石體重 ，t/m3；</p><

77、p>　　E－鏟斗標準容積，m3；</p><p>　　計算出裝運礦石的時間為tx=3.1min，裝運巖石的時間為tx=2.8min。</p><p>　?。?）調車及停留時間</p><p>　　調頭時間與汽車和電鏟的相對位置及裝卸平臺的布置形式、場地大小有關，一般取1.0min。停留時間取3.5min。</p><p><b&g

78、t;　　（7）卸車時間</b></p><p>　　汽車卸車時間主要取決于卸載物料的性質。正常情況下取1.0min。</p><p>　?。?）自卸汽車出車率</p><p>　　自卸汽車出車率系指平均每班開動的汽車臺數與在籍汽車臺數之比。而開動與在籍汽車臺數又和汽車大修里程（間隔）與大修周期中汽車保修里程(時間)有關。影響汽車出車率的因素很多，出車率可

79、按下式計算：</p><p>　　K=L/(L+abe) (3.3)</p><p>　　式中：K－自卸汽車出車率 ， %；</p><p>　　L－汽車大修間隔（里程），h（km）；</p><p><b>　　a－每日工作班數；</b></p><

80、;p>　　b－大修周期中汽車保修工日及其它停駛工日，其值見采礦設計手冊2礦床開采卷（上冊）表1-3-42；</p><p>　　e－班運時間（里程），h（km）。</p><p>　　經計算K=2600/（2600+3×166×8）=39.5%</p><p>　　3.3.3汽車數量計算</p><p>　?。?）汽

81、車臺班運輸能力</p><p>　　自卸汽車臺班運輸能力按下式計算：</p><p>　　A=（480×G×k1×k2）/T (3.4)</p><p>　　式中：A－自卸汽車臺班運輸能力，t；</p><p>　　G－自卸汽車額定載重量，t；</p><p

82、>　　K1－汽車載重利用系數，見采礦設計手冊2礦床開采卷（上冊）表1-3-33；</p><p>　　K2－汽車時間利用系數，0.75；</p><p>　　T－自卸汽車周轉一次所需時間，min；</p><p>　　T=t1+t2+t3+t4 (3.5)</p>

83、<p>　　式中：t1－挖掘機裝滿一輛汽車的時間；礦石為3.1min，巖石為2.8min；</p><p>　　t2－自卸汽車往返時間，tx=（120×L）/v=15min；</p><p>　　v－自卸汽車平均運行速度，見采礦設計手冊2礦床開采卷（上冊）表1-3-37；</p><p>　　t3－自卸汽車卸載時間 ，1.0min；</p&

84、gt;<p>　　L－自卸汽車平均運距，2.5km；</p><p>　　t4－自卸汽車調頭和停留時間，取4.5min。</p><p>　?。?）自卸汽車需要數量按下式計算：</p><p>　　N= (3.6)</p><p>　　式中：N－自卸汽車需要臺數，臺；</p&

85、gt;<p>　　Q－露天礦年運輸量，t/a；</p><p>　　K3－運輸不均衡系數，1.15；</p><p><b>　　C－每日工作班數；</b></p><p><b>　　H－年工作日數；</b></p><p>　　A－汽車臺班能力，t；</p><

86、p>　　K4－自卸汽車出車率，39.5%。</p><p>　　經計算，運輸礦石N＝6.8臺；運輸巖石N＝13.56臺，需要20.36臺，共計21臺。</p><p><b>　　3.4道路通過能力</b></p><p>　　露天礦山道路通過能力是指在安全條件下，道路允許通過的最大汽車數量或運輸量。</p><p&g

87、t;　　雙車道通過能力可按下式計算：</p><p>　　N=1000v×K1×K2/S (3.7)</p><p>　　式中：N－雙車道每小時通過的能力，輛；</p><p>　　v－汽車平均運行速度，km/h；</p><p>　　K1－與挖掘機數量有關的運行不均衡系數

88、，見采礦設計手冊2礦床開采卷（上冊）表1-3-21；</p><p>　　K2－考慮會車，交叉口及制動等因素的安全系數，取0.34～0.38；</p><p>　　S－同一方向上汽車之間安全行車間距，m；</p><p>　　S=l1+l2+l0</p><p>　　L1－司機觀察反應時間內所行駛的距離，m；</p><p

89、>　　L1=vt/3.6 (3.8)</p><p>　　式中：t－司機觀察反應時間，一般取1.5～2s；</p><p>　　l2－汽車開始制動到完全停住所行駛的距離，m；</p><p>　　l2=k×v2/254×(Фb+ω0+i)

90、 (3.9)</p><p>　　式中：K－制動使用系數，取1.3～1.4；</p><p>　　Фb－計算粘著系數，0.35；</p><p>　　ω0－滾動阻力系數，見采礦設計手冊2礦床開采卷（上冊）表1-3-24；</p><p>　　i－道路縱坡，8%；</p><p>　　L0－停車安全距離，取汽車全長，取7

91、.41米。</p><p>　　經計算：L2=1.4×152/254×(0.35+0.04+0.08)=2.64米；</p><p>　　S= 7.5+2.64+7.41＝17.55米，</p><p>　　N=1000×20×0.67×0.35/17.55＝267輛。</p><p><

92、;b>　　礦巖采剝工程</b></p><p><b>　　4.1穿孔工作</b></p><p>　　4.1.1穿孔設備的選擇</p><p>　　鑒于本礦屬于中型露天金屬礦，礦巖硬度為8~16，故選用潛孔鉆機完成主要的穿孔任務。它具有鉆孔效率高，機械化程度高，工作安全可靠；可以鉆鑿斜孔，提高爆破質量，穿孔作業(yè)成本低等多方面

93、優(yōu)點。根據礦山的規(guī)模選用SQ200型潛孔鉆機，具體參數見表</p><p>　　SQ200型潛孔鉆機參數</p><p>　　4.1.2穿孔設備生產能力的確定</p><p>　　根據本礦山的巖石性質，鉆機年工作天數，初步確定鉆機的臺班效率為25米。</p><p>　　4.1.3設備數量的計算</p><p>　　根

94、據《礦床開采(上篇)》，露天礦所需潛孔鉆機數量按式下式計算確定： N= 式(4.1)</p><p><b>　　式中：</b></p><p>　　N—所需設備數量，臺；</p><p>　　Q—設計礦山的年采剝總量，120+434.3=554.3萬t；</p><p>

95、;　　Q1—潛孔鉆機的穿孔效率，25000m/年；</p><p><b>　　e—廢孔率，4%；</b></p><p>　　G—每米炮孔的爆破量，礦石為110t/m，巖石為125t/m。</p><p>　　經計算：N礦=0.45臺，N巖=1.45臺。</p><p>　　所以共需SQ200型潛孔鉆機數共為3臺。&l

96、t;/p><p>　　4.1.4二次破碎方法和所需的設備數量</p><p>　　在生產爆破過程中，可能產生一定量的較大尺寸的巖石和礦石，不能滿足挖掘機和汽車的裝運工作，需要破碎成小的尺寸，這樣的礦巖稱為大塊。大塊尺寸的確定：</p><p>　?。?）按挖掘機鏟斗容積E確定允許塊度</p><p>　　B≤0.75×E1/3=1.19

97、m 　　　　　　　　　　　　 (4.2)</p><p>　?。?） 按汽車斗容V確定允許塊度</p><p>　　V=7.41×3.55×3.475=91.4m3 　(4.3)</p><p>　　B≤0.5×V1/3=2.25m

98、　　 　(4.4)</p><p>　　根據以上計算結果，將塊度最大尺寸大于1.2m的礦巖作為大塊，根據礦巖硬度系數及其性質，取大塊的發(fā)生率為5%。</p><p>　　每天需要處理的大塊量為3307500×0.05/330=501t，二次破碎設備采用YT—25型氣腿式鑿巖機，查表知，班工作能力為30m/班，炮孔裝2號巖石炸藥， 工作的鑿巖機臺數為：</p>

99、<p>　　N= (4.5)</p><p>　　式中：N－工作的鑿巖機臺數，臺；</p><p>　　Q－礦山每班的平均二次爆破的礦巖量， t；</p><p>　　q－每米孔的爆破量，t/m，一般取1.2～1.4m3/m；</p><p>　　Vb－鑿巖機的臺班工作能力

100、， 30m/班；</p><p>　　經計算 N=501/385=1.3臺</p><p>　　由于二次破碎只在白天作業(yè)，鑿巖機的備用量為50%，故實際所需的鑿巖機臺數為1.5N=1.5×1.3＝1.95臺，取2臺。</p><p><b>　　4.2爆破</b></p><p>　　爆破是礦山生產過程中的一個

101、主要先行環(huán)節(jié)，爆破巖石和礦石的數量的多少和質量優(yōu)劣，對后續(xù)生產環(huán)節(jié)如裝載、運輸、破碎的效率以及礦山生產能力和生產成本，都將產生直接的重大影響，尤其是隨著礦山生產機械化程度的進一步提高，大型機械設備的應用，這種影響顯得更為突出。</p><p>　　4.2.1爆破方法的選擇</p><p>　　由于本礦生產能力較大，一次爆破量大，因此生產爆破采用深孔微差爆破，臨近邊坡時，采用預裂爆破（預裂爆

102、破是在設計的開挖邊界上打一排間距較密的炮孔，每孔裝少量炸藥，在主沖擊波到達之前起爆，形成一條能反射主沖擊波并散逸生產爆破產生的膨脹氣體的張開裂縫，減弱主沖擊波對邊坡面的破壞），可以有效地保護邊坡穩(wěn)定。</p><p>　　4.2.2爆破方法及爆破器材</p><p>　　本礦采用深孔微差爆破與導爆管起爆系統(tǒng)。爆破器材有導爆索，火雷管，導爆管雷管。起爆采用“V”起爆，爆破網絡見下圖</

103、p><p>　　導爆管起爆系統(tǒng)有以下優(yōu)點：</p><p>　　費用低，爆破安全性高，改善爆破效果，提高微差爆破的質量等。</p><p>　　圖4.1 布孔方式與起爆順序</p><p>　　4.2.3孔徑和孔深</p><p>　?。?）孔徑由所選擇潛孔鉆機的確定，因此孔徑d為200mm。</p><

104、;p>　?。?）鉆孔深度h的確定：</p><p>　　h=H+L1 　(4.6)</p><p>　　式中 ：L1－超深，根據實際考察，取2米；</p><p>　　經計算h=12.0+2＝12米。</p><p>　　4

105、.2.4底盤抵抗線</p><p>　　底盤抵抗線的大小與炮孔直徑、裝藥直徑、炸藥威力、裝藥密度、巖石可爆性、要求破碎程度及階段高度等因素有關[2]。</p><p><b>　　W1與h的關系</b></p><p>　　W1=(0.6~0.9)×h 式(4.3)</p><

106、p><b>　　式中：</b></p><p>　　h—臺階高度，12m；</p><p>　　W1=7.2~10.8m，取9m。</p><p><b>　　W1與D的關系</b></p><p>　　W1=KD 式(4.4)

107、 </p><p><b>　　式中： </b></p><p>　　K—取值范圍是30~35；</p><p><b>　　D— 孔徑，mm；</b></p><p>　　經計算：W巖=0.2×35=7.0m。</p><p&g

108、t;　　根據鉆孔裝藥條件計算W1如下：</p><p>　　W1= 　　 式(4.5)</p><p><b>　　式中：</b></p><p>　　q—單位炸藥消耗量，0.4kg/m3；</p><p>　　q1—每米炮孔裝藥量，45kg/m；</p><p>　　e—堵塞

109、系數，0.8；</p><p>　　p—超鉆系數，0.1；</p><p>　　m—鉆孔鄰近系數，m=0.8~1.4，取1.1；</p><p>　　h—臺階高度，12m。</p><p>　　經計算：W1=9.6m。</p><p>　　按以上三種因素計算結果，最小抵抗線取7.0m。</p><p

110、>　　按以上三種因素計算結果，最小抵抗線取7.0m，并按平臺安全作業(yè)條件檢驗。</p><p>　　W1≥H×(cotα~cotβ)+C 式(4.6)</p><p><b>　　式中：</b></p><p>　　C—炮孔中心至平臺坡頂線的安全距離，一般為2~3m，取2.5m；</p&

111、gt;<p>　　α—臺階坡面角為70°；</p><p>　　β—炮孔傾角，垂直孔為90°；</p><p>　　經計算：W1≥12×cot70+2.5＝6.9m，滿足要求。</p><p>　　(1) 行間距的計算</p><p>　　b= (0.8~0.9) W1=0.9×7.0=6

112、.3m 式(4.7)</p><p>　　(2) 孔間距的計算</p><p>　　a= (0.8~2.0) W1=1.2×7.0=8.4m </p><p>　　4.2.5孔距和排距</p><p>　　近年來，礦山深孔爆破中，為了改善爆破質量，采用大孔距小抵抗線的爆破方法。</p&

113、gt;<p>　　第一排孔a1=m1×W1 (4.11)</p><p>　　后排孔a2=m2×b (4.12)</p><p>　　式中m1

114、、m2－分別為前后排炮孔鄰近系數。一般m1<1,m2>1，b=0.866a。</p><p>　　經計算可得第一排孔a1=4.1米，后排孔a2=6.4米。</p><p><b>　　填塞長度L2</b></p><p>　　L2=Z×W1

115、 (4.13)</p><p>　　式中：L2－填塞長度，m；</p><p>　　Z—填塞系數，垂直孔Z=0.7～0.8，斜孔Z=0.9～1。</p><p>　　經計算L2=0.9×8.2＝7.38米。</p><p>　　4.2.6單位炸藥消耗量</p><p>　　單位炸藥消耗

116、量q根據巖石的堅固性，炸藥種類等因素決定。</p><p>　　根據巖石的硬度系數，單位炸藥消耗量經查采礦設計手冊2礦床開采卷（上冊）表得0.5kg/m3</p><p>　　4.2.7單孔裝藥量</p><p>　　前排孔：Q1=q×a1×W1×H 　 (4.14

117、)</p><p>　　后排孔：Q1=q×a2×b×H×t 　　 (4.15)</p><p>　　式中：t－后排裝藥量增加系數，t=1.1～1.2。</p><p><b>　　其余符號意義同前</b></p><p&

118、gt;　　經計算前排孔裝藥量Q1為202kg，后排孔裝藥量Q2為148kg </p><p><b>　　裝藥量驗算</b></p><p>　?。≦/=L1лd2△）/4 　 (4.16)</p><p>　　式中：Q/－裝藥量驗算值，kg；</p>

119、;<p>　　△－裝藥密度，銨油炸藥0.9kg/dm3；</p><p>　　L1－裝藥長度，m；</p><p>　　計算得Q/=325kg>202kg，所以，滿足要求。</p><p><b>　　4.3裝車工作</b></p><p>　　4.3.1采裝設備的選擇</p><

120、p>　　根據礦山的年生產能力，選用WK-4型電鏟，SH-380型汽車來完成采裝任務。WK-4型電鏟技術參數見下表</p><p>　　表4.2WK-4型電鏟技術參數</p><p>　　4.3.2采裝工作面參數</p><p>　　4.3.2.1臺階高度</p><p>　　根據選用的挖掘機最大挖掘高度，綜合考慮挖掘機的斗容及礦巖特性，

121、參考鄰近類似礦山，確定臺階高度為12米。</p><p>　　4.3.2.2采區(qū)長度</p><p>　　一般情況下，電鏟采區(qū)（工作線）長度可按下表確定</p><p>　　表4.3 電鏟與采區(qū)長度的關系</p><p>　　故采區(qū)長度為300米。</p><p>　　4.3.2.3采掘帶寬度</p>&