河北省滦县刘店铁矿初步设计样本

河北省滦县刘店铁矿初步设计样本

目 录 摘要 I Abstract II 引 言 1 1 总论 3

1.1矿区交通位置 3 1.2矿区地质 3

1.3矿山企业主要产品，用户及在国民经济中的地位 4 1.4设计任务 4 1.5 主要生产过程 6 1.6 主要技术经济指标 6 2 矿山地质 7

2.1 矿区自然地理概况 7 2.2 矿床地质 7 2.3 水文地质 8

2.4 矿石储量、质量及计算 9 3 矿床开拓 10 3.1 矿山建设现状 10 3.2 矿山年产量验证 10 3.3 开拓方法 12 4 中段运输水平 15

4.1 矿床开采顺序 15

4.2 中段运输水平线路设计 15 5 矿山基建工程 18 5.1 主井与风井 18 5.2 石门及运输平巷 22 5.3 井底车场 30 5.4 基建工程量 36 6 采矿方法 41 6.1 开采技术条件 41 6.2 采矿方法选择 42 6.3 矿块采准切割工作 43 6.4 矿房回采工作 46 6.5 矿柱回采及空区处理 47 6.6 采准、切割及回采计算 47 6.7 采矿方法主要技术经济指标 50 7 矿井提升 52

7.1 主井提升方式及系统选择 52 7.2 矿井提升设备的选择 52 8 矿井通风 62

8.1 矿井通风系统及通风方式 62 8.2 全矿总风量计算 62 8.3 全矿总风压计算

8.4 选择通风设备 65 9 矿井排水 68 9.1排水设备选择 68 9.2供水设施 71 10 技术经济 73

10.1 基建井巷工程量投资 73

10.2 井巷工程费用摊消在每吨矿石的费用 73

10.3 矿石回收量 73 10.4 矿石成本计算 73

10.5 矿床开采情况盈利分析 73 参 考 文 献 75 谢 辞 76 翻 译 摘要

唐山市是河北省矿产资源最丰富的地区之一。近年来，滦县矿山开发有了长足的发展，该地区铁矿的开发对缓解近来矿石供求紧张的局面起了很大的积极作用，另外对促进地方经济的进一步发展有着重要的意义。

为了更加充分合理的利用矿产资源，本设计根据滦县刘店铁矿实际情况，对矿山的各个系统进行设计，其中包括开拓方案确定、采矿方法选择、矿山机械选型计算、排水系统设计、矿井通风方式及设备选取、技术经济分析等。针对矿山的实际情况，以提高矿山各生产系统机械化程度，提高生产效率，减少工人的劳动强度，增加矿山企业的经济效益为原则进行毕业设计。

关键词：开拓方案；采矿方法；开拓系统；通风系统

1 总论 1.1矿区交通位置

河北省滦县刘店铁矿位于河北省滦县安各庄镇刘店村800m，矿区南距滦县新城（火车站）40km，102国道2km，北距京省高速公路，各干线公路铁路均有乡间公路与其相连，交通便利。

批准的矿区范围地理坐标为：东经118°43′30″～118°44′00″，北纬39°52′00″～39°52′30″。矿区拐点坐标为： 1 Y=40390921.10

X=4416506.00

2 Y=40391634.00 3 Y=40391620.90 4 Y=40390907.90

X=44195.90 X=4415570.60 X=4415580.70

矿区范围面积7.24km2。 1.2矿区地质

本区地层由盖层、基底构成双层结构。 1.2.1盖层

区内有大面积出露的第四系形成盖层，覆盖于太古界基底地层之上，为松散的洪积岩，厚20—60m，自上而下一般为沙土层、泥层、沙层，局部为薄层互层。

1 浅部沙土层：厚10～20m，有粉细沙和少量黏土组成，以粉细沙为主，矿物成分主要为长石、石英、黏土。

2泥层：厚2～10m，由细沙、粗沙、和少量黏土组成。

3 深部沙层：厚10～20m，由细沙、粗沙、和少量黏土组成。 1.2.2基底

基底为太古界单塔子群白庙子组二段（Arb）,为本区分布最广，厚度最大，时代最老的结晶基底，是主要含矿岩系，主要岩性为黑云斜长片麻岩、混合岩、斜长角山岩、混合花岗岩和透角闪磁铁石英岩。

1 黑云斜长混合片麻岩：灰黑色，花岗变晶结构，片麻状构造。主要由斜长岩、微斜长石、石英和黑云母组成。普遍具有不同程度的 混合岩化，局部可达到混合岩。为本区主要基岩，矿体底板均有产出。

2 斜长角闪岩：灰黑色，粒状变晶结构，块状构造，主要由斜长石和角闪石组成，角闪石具弱绿泥石化。

3 混合花岗岩：灰白～浅肉红色，中粗粒花岗变晶结构，块状构造。主要由斜长石，钾长石和石英组成，其次为少量黑云母。

4 透角闪磁铁石英岩：为本区主要含矿层，灰黑色，中系粒变晶结构，条带～条纹状构造。主要矿物：石英、透闪石、磁铁矿。

1.3矿山企业主要产品，用户及在国民经济中的地位

矿山主要产品为铁矿石，主要用户为“唐钢”、“首

钢”等大型企业，在国民经济中占有一定的地位。 矿区农产品主要是小麦、玉米，经济作物以棉花为主，劳动力来源为农村，工业及生活用水为自打机井。 1.4设计任务 1.4.1设计依据

1、《河北省滦县刘店铁矿区地质详查报告》，中国冶金地质勘查工程总局一局五—五队，2004年3月；

2、《河北省滦县刘店铁矿区地质详查报告（附表）》，中国冶金地质勘查工程总局一局五—五队，2004年4月24日；

3、《河北省滦县刘店铁矿矿产资源开发利用方案》，中钢集团工程设计研究院，2004年5月。 1.4.2设计范围

开采水平范围为矿区拐点坐标圈定的范围，垂直范围为+25m～-248m之间的矿体。

图1-1 滦县交通位置图

1.5 主要生产过程 1.5.1 开拓系统简述

河北省滦县刘店铁矿采用竖井开拓系统，主井和风井均位于侧翼，岩石移动界线20m以外。采用主井进风，风井回风的单翼对角式通风系统，抽出式通风方式。 1.5.2 采矿方法概述

河北省滦县刘店铁矿有两条矿体，Ⅰ号矿体位于8～3线之间，走向长200m，倾斜延伸225～360m，赋存在24～-248m标高，矿体呈复杂透镜体状，矿体平均厚度17.32m，最大厚度46.m，厚度变化系数84％，属于中等变化。矿体产状，走向北东40°，倾向北西，倾角30°～86°。Ⅱ号矿体位于4～7线之间，走向长200m，倾斜延伸88～220m，赋存在-117m标高以下，矿体呈似层状，平均厚度4.53m，厚度变化系数69.7％，属于小到中等变化，走向5～30°，倾向北西，倾角45°。矿石不结块、不自燃，采用浅孔留矿法。 1.5.3 工作制度

该矿为小型矿山，依据国家相关规定，矿山采用

连续工作制度：330d/a，3班/d，8h/班。 1.5.4 生产服务年限

该矿为小型矿山，设计年产量为25万t/a，生产服务年限为15.7年。 1.6 主要技术经济指标

河北省滦县刘店铁矿主要技术经济指标见表1-1。

表1-1 开采设计主要技术经济指标表 指标名称 单位 数量 备注 矿石工业储量 万吨 440.6 矿石年产量 吨/年 25.0 矿石成本 元/吨 40 矿石回收率 % 88 矿石贫化率 % 9.5 采出矿石品位 % 31.43 矿山基建工程量 m3 24457 矿山基建时间 年 矿石单位成本 元/吨 40

2 矿山地质

2.1 矿区自然地理概况

2.1.1 矿区地理位置，外部交通及行政管辖

河北省滦县刘店铁矿位于河北省滦县安各庄镇刘店村800m，隶属滦县东安各庄镇管辖，属私营企业性质。各干线公路铁路均有乡间公路与其相连，交通便利。

矿区范围地理坐标为：东经118°43′30″～118°44′00″，北纬39°52′00″～39°52′30″。 矿区详细地理位置见图1-1：滦县交通位置图。 2.1.2 主要经济概况

当地农业生产主要为玉米、谷类。果木有板栗、苹果、梨等。改革开放以来采矿业也有很大发展，主要是铁矿，当地人民生活水平较高。 2.1.3 矿区气象、气候条件

矿区位于滦河冲积区，属半干旱性气候，降雨多集中于6～9月份，全区多年平均降水量为594.4mm，年平均气温11.1ºC，霜冻期为每年的11月至翌年的3月，最大冻结深度为0.6～0.87m。 2.2 矿床地质 2.2.1 矿区地形特征

矿区位于滦河冲积区，标高在50m以上，地势较平坦。

2.2.2 区域地质及矿区地质简述。

本区大地构造位置为燕山沉降带的上海关台拱西侧与滦县台褶带的交汇部位，出露地层以太古界和元古界为主，古生界零星出露，地表多被大面积第四系覆盖。 2.2.3 矿床地质 2.2.3.1矿体特征

经钻孔验证及东部贾营铁矿开采证实，刘店铁矿隐伏于第四系地层之下，钻探工程控制矿体2个，Ⅰ号矿体出露基岩面，Ⅱ号矿体赋存于Ⅰ号底板，未出露基岩面，为隐伏盲矿体，从平面上看，贾营、刘店矿体呈不连续透镜体状，呈北东向雁行排列，断面上看，矿体顶部陡而薄，-100m标高处产状急剧变缓增厚，向下延伸逐渐变薄，矿体变陡处多夹石。总体看矿体呈上陡下缓，两端薄中间厚的复杂透镜体状。从空间分布看，刘店矿体呈北东向雁行展布。

Ⅰ号矿体位于8～3线之间，走向长200m，倾斜延伸225～360m，赋存在24～-248m标高，矿体呈复杂透镜体状，矿体平均厚度17.32m，，最大厚度46.m，厚度变化系数84％，属于中等变化。矿体产状，走向北东40°，倾向北西，倾角30°～86°。

Ⅱ号矿体位于4～7线之间，走向长200m，倾斜延伸88～220m，赋存在-117m标高以下，矿体呈似层状，平均厚度4.53m，厚度变化系数69.7％，属于小到中等变化，走向5～30°，倾向北西，倾角45°。 2.2.3.2矿石质量特征

矿床成因类型为鞍山式沉积变质铁矿床，矿石自然类型为角闪磁铁石英岩型，矿石均为粒状变晶结构，矿石构造以条纹状为主，间有条纹带状构造。主要矿石矿物为磁铁矿，少量透闪石、石英组成。

矿石化学成分：经化验分析矿石TFe品位在26.23～43.46%之间，经矿山选矿表明，矿石易磨、易选。

2.2.3.3矿石加工技术性能

矿石中磁铁矿主要呈它形粒状及半自形粒状集合体，呈条纹、条带状分布，磁铁矿粒径一般在0.2～1.5mm之间，矿石易于破碎加工，矿物分离性好，经本区已采出矿石磁法选矿证实，矿石加工技术性能良好，矿石选矿回收率80～90%，属于易加工磁选的原生矿。 2.3 水文地质

矿区位于滦河西侧，地处滦河冲积平原水文地质区二级阶地洪冲积层孔隙水亚区（Ⅱ—2），东距滦河河床5km。区内地势起伏不大，区内标高46.20～60.38m，地形坡度0.1～0.5％，属滦河冲积平原区。矿区内地下水资源丰富，无地表水体。 通过钻孔简易水文观测，矿区地下水埋藏度深在13m，左右，水位海拔标高一般34m，矿区较为平坦、开阔、沟谷不发育，第四系地层有一定厚度，地面排泄条件较差，有利于地下水补给。雨季地下水位上升，距调查访问，水位上升大约1.5m左右。

第四系孔隙潜水含水层为本区主要含水层，区内民井星罗棋布，主要用于农田灌溉和生活用水，一般井深35～40m，静止水位13m左右，贾营铁矿开采证实，矿坑冲水主要为第四系潜水及风化裂隙水，一般排水量1400～1600 m3/d，周边民井调查结果，单口井抽水量在5～6m3/d。 矿区地下水主要补给来源为大气降水，地下水动态严格受大气降水控制。由于本区属半干旱性气候，四季分明，降水量集中在6～9月份，所以地下水峰值也相应出现在6～9月份，每年10月下旬至次年6月上旬降水量少，地下水由

于人工取水和蒸发量加大等消耗，地下水位出现最低值。地下水动态基本上遵循雨季水位上升，雨季过后水位逐渐下降的规律，年变幅1~2m，与区域地下水的动态变化规律基本一致。 总体评价位：该区水文地质条件简单～中等。 2.4 矿石储量、质量及计算 2.4.1 矿石矿物类型

矿床成因类型为鞍山式沉积变质铁矿床，矿石自然类型为角闪磁铁石英岩型，矿石均为粒状变晶结构，矿石构造以条纹状为主，间有条纹带状构造。主要矿石矿物为磁铁矿，少量透闪石、石英组成；矿石体重3.45t/m3。 2.4.2 工业指标

（1）边界品位TFe≥20% （1）工业品位TFe≥25% （2）最低可采厚度2m （3）夹石剔除厚度2m 2.4.3 矿石工业储量及其远景 2.4.3.1矿石工业储量

依据《河北省滦县刘店铁矿区地质详查报告》，-248m以上控制的经济基础储量：181万t，储量类别为122b。推断的内蕴经济资源储量259

万t，储量级别为333，本次设计+25m～-248m之间矿石可采储量为352.5万t。 2.4.3.2远景储量

本次设计深部储量未探明，但由地质剖面图可知其深部仍有矿石，不在本次设计范围内。

3 矿床开拓 3.1 矿山建设现状

该矿山已经进行了一些矿山建设，主井和风井已经完成建设，-48m、-88m水平的巷道及采准工程已利用措施井施工完毕。 3.2 矿山年产量验证

3.2.1 设计开采范围，开采深度以及设计范围内的可采矿量

本次设计开采水平方向为矿区拐点坐标控制的范围，垂直深度为+25m～-248m之间的矿体。开采范围内可采矿石矿量为352.5万t，设计年产铁矿石25万t，属小型矿山。

3.2.2 确定矿山工作制度及产量不均衡系数 采用连续工作制，330d/a，3班/d，8h/班。矿山产量不均衡系数φ＝1.1。

3.2.3 验证矿山年产量

3.2.3.1按技术可能性验证矿山年产量 （1）按矿山开采年下降速度验证年产量 A= 式中:

V～回采工作年下降速度25m/a； S～矿体开采面积约5108m2； r～矿体体重3.45 t/m3； B～废石混入率12%；

K1、K2～倾角、厚度、修正系数均取0.8； 经计算：A＝28.20×104t/a

所以，可以达到年产25万t的生产能力。 （2）按回采工作条件（即可能同时回采的矿块数目）验证矿山年产量 A= 式中：

A—阶段生产能力，万t/a； N—同时回采可布置的有效矿块数； E—地质影响系数； q—矿块生产能力，万t/a； a—矿块利用系数； Z—副产矿石率。

表3—1按可分布矿块数的生产能力验证表 阶段 N E q a Z A -88m 10 0.8 4 0.4 10% 14.22

-128m 10 0.8 4 0.4 10% 14.22

-168m 12 0.8 4 0.4 10% 17.07

-208m 12 0.8 4 0.4 10% 17.07

-248m 12 0.8 4 0.4 10% 17.07

经计算：A＝14.22×104t/a

从单个阶段的生产能力看，生产能力为（14.22～17.07）×104t/a，按两个中段同时开采，生产能力为（28.44～34.14）×104t/a。 （3）按经济合理服务年限验证矿山产量 A= 式中：

A～矿山生产能力；

T～合理服务年限（按10年考虑）；

Q～地质矿量；全矿区440.6万t； ～矿石回收率82.78%； E～地质系数0.8； B～废石混入率12%；

A=440.6×82.78%×0.8/10×(1-12%)=33.15×104t/a 由于矿床规模不大，生产能力为25万t/a，属小型矿山，其经济合理的服务年限应在10～15a以上，所以矿山生产能力确定为25万t/a，在技术上是可行的，经济上是合理的。 3.2.4 确定矿山服务年限

矿山企业服务年限按-48m～-248m之间矿量计算 式中：

A～矿山生产能力；

Q～地质矿量；全矿区440.6万t； ～矿石回收率82.78%； E～地质系数0.8； B～废石混入率12%； 所以

式中： ——矿山正常生产年限；

——矿山产量上升年限，取2年； ——矿山产量下降年限，取3年； 所以， ＝13.2－ （3+2）＝10.7年； 矿山实际总的存在年限

因此，该矿山的实际存在年限为15.7年。 3.3 开拓方法 3.3.1 阶段高度

阶段高度是指主要运输巷道将井田在垂直方向上划分成的矿段，是上下相邻的两条运输巷底板之间的垂直距离。

影响阶段高度的主要因素：矿体倾角，厚度，沿走向的长度；矿岩的物理力学性质；采用的开拓方法和采矿方法；阶段开拓、采准、切割和回采时间；阶段矿柱的回采条件等。

根据矿体的开采条件和设计选用的采矿，设计滦县刘店体矿地下开采的中段高度为40m。 -88m、-128m、-248m阶段运输巷采用单轨沿脉加穿脉布置形式，-168m、-208m阶段运输巷采用单轨组合式布置形式，-48m阶段为回风中段，-88m阶段设溜井，矿石溜到下一中段进行运输，其余中段均布置折返式车场，并适当布置探矿穿

脉。开拓系统见附图。 3.3.2 选择开拓方案

3.3.2.1可能使用开拓方案的叙述

开拓方案的选择主要根据矿山地形地质条件和矿体赋存条件。滦县刘店铁矿地势较为平坦，矿体埋藏较深，选用竖井开拓。其生产能力较小，易于维护。根据竖井与矿体的相对位置，分为下盘竖井开拓、上盘竖井开拓和侧翼竖井开拓。 3.3.2.2开拓方案比较

下盘竖井开拓法是在矿体下盘移动带外开掘竖井，再掘进阶段石门通达矿脉；上盘竖井开拓法是在矿体上盘移动带外开掘竖井，再掘进阶段石门通达矿体；侧翼竖井开拓是井筒布置在矿体侧翼的开拓方式。

下盘竖井开拓开采上部阶段石门短，基建工程量小，基建投资少，故矿山建设初期投资少，见效快。目前在国内使用较为普遍，但它只适用于倾角较陡的矿体（一般矿体倾角大于75°）对于矿体倾角小于75°的矿体，随着矿体向下延伸，下部运输石门逐渐加长，倾角越小，下部阶段石门就越长。

侧翼竖井开拓井筒布置在侧翼，巷道掘进和井下

运输只能是单向的，掘进速度受到一定的，在特殊条件下才考虑使用。

考虑到矿体的实际产状，竖井建在侧翼对厂址和外部运输有利，基建初期投资优越于其他，所以采用侧翼竖井开拓。 3.3.2.3选定的开拓方案简述

主井为2＃罐笼井，布置在矿体侧翼，岩石移动界线20m外，内设梯子间。井筒中心坐标：x=441606，y=40391077，Z=53.2m，井筒全长306m（含井底水窝），直径4.0m。承担矿石、废石、材料及人员的提升和下放任务。 回风竖井井筒中心坐标为：x=4416296，y=40391551，z＝50.4m，井筒直径2.2m，井筒全长140.4m，内设梯子间，兼作第二安全出口。新鲜风流由主井进入井下，污风经回风平巷、回风竖井排出地表，形成单翼对角式通风系统。 由于-88m阶段矿量较少，故在该水平设计溜井，溜到下一中段，再由矿车经运输巷道运至井底车场。其他阶段均通过石门、井底车场与主井连通。矿石由电机车经运输巷道到井底车场，由罐笼提升至地表。

4 中段运输水平 4.1 矿床开采顺序

4.1.1 矿体延深方向的回采顺序确定 矿体延深方向采用下行式开采，即先采上一中段矿体，再采下一中段矿体，其优点是：节省初期投资，缩短基建时间，在开采过程中可进一步进行探矿工作，生产安全条件好，适应性较广，并利于地压管理，可保证地下资源不被破坏。 4.1.2 中段上回采顺序的确定

中段上回采顺序采用后退式回采，即由矿体端部矿块开始回采。

4.1.3 确定矿体的回采顺序

为确保井下作业安全，矿山应按设计确定的开采顺序组织生产。

矿体垂直方向采用下行式回采；水平方向采用后退式开采。

4.1.4 达到设计能力的同时的阶段数目 根据设计要求，按同时回采而二个阶段即可达到设计生产能力。

4.2 中段运输水平线路设计 4.2.1 中段运输水平线路布置

4.2.1.1中段运输水平线路的布置应遵循以下原则

（1）为保证行车平稳和安全，线路应较平整，

且有较一致的坡度。

（2）在兼顾工程量小的前提下转弯处应采用较大曲率半径和较小的转角。

（3）轨道敷设应坚固、稳定且有一定的弹性以减轻行车震动。

（4）铁路的纵向、横向都具有一定的坡度，以便排除积水。 4.2.1.2线路布置形式 采用单轨运输，脉内布置。

此方式运输方便、简单，运输效率高。对于小型矿山，采用脉内布置可在基建初期采出矿石，及早回收成本，较有利。

4.2.1.3阶段运输水平矿石、废石、材料及人员的提升和下放 （1）矿石的运输：

矿石 漏斗 矿车 罐笼 由主井提升至地表 （2）废石的运输：

废石 矿车 罐笼 由主井提升至地表 （3）材料的运输：

主井 井底车场 石门 阶

段运输巷 人行设备 井 采场 （4）人员的升降： 人员上下井乘坐罐笼。 4.2.2 线路设计

根据中段运输能力、运距、矿车类型计算，全矿选用ZK3-6/250电机车6台，备用2台。需用YFC0.7-6矿车32辆。 （1）轨道的选择

采用电机车单轨运输，轨距600mm，钢轨选用15kg/m的轻轨。

验算：q＝5+Qp＝5+2.5×3＝12.5<15kg/m，符合要求。 （2）轨枕

选用木制轨枕，弹性好，价格便宜，易于加工，安装方便。 表4-1 轨枕参数

轨型（kg/m） 枕木厚度（mm） 轨枕长度（mm） 轨枕间距（mm） 钢轨长度（mm）

15 120 1200 675 7000 （3）道渣

道渣的块度为20～40mm，在水平或10°以下的倾斜巷道中，道渣的厚度不得小于150mm，轨枕下部的渣厚120mm。 （4）连接杆

包括道钉、垫板及鱼尾板。 （5）弯道半径

R＝CSz＝10×1100＝11000，取R＝12m（V>1.5m/s）

式中：Sz——运输设备轴距，电机车为1100mm，矿车为600mm。 （6）轨距加宽

列车运行到拐弯处，轨距需加宽，以保证行车安全。

△S＝0.18×(1100)2/12000＝18.15mm 式中：△S——轨距加宽值； R——弯道的半径，12m；

S——运输设备的轴距，电机车为1100mm，矿车为600mm。 （7）外轨超高

列车在弯道上运行时，由于离心力作用，使外轮轮缘向外轨挤压。这种现象轻则加剧轮缘与钢轨的摩擦，增加运行阻力；重则使车辆倾覆。为了

消除离心力的影响，要把外轨抬高，使离心力与矿车重力的合力与抬高后的轨面垂直，这样可以让车辆不受离心力的影响，和直线轨道运行一样。

计算公式为：ho＝SgV2/(g×R) 式中：ho——外轨超高值； Sg——矿车轨距，600mm； V——设备运行速度，1.5m/s； g——重力加速度，9.8m/s； R——弯道半径，1m；

ho＝0.6×1.52/（9.8×12）＝11.48mm，取12mm。 外轨抬高段长度为X＝(100～300)△h 式中：X——外轨抬高段长度，mm；

△h——外轨抬高值，为施工方便，取15mm； X＝150×15＝2250mm。 （8）巷道加宽

在弯道处，不仅轨距要加宽，巷道也要加宽，因为车辆在弯道上行驶时，车箱向外支出的距离，比在直线上的要大些。如不加宽，车辆与巷道之间的间隙就会减小，有碰人的危险。 巷道外侧加宽为：△1＝(L2-Sz2)/8R＝(45002-11002)/8R＝159mm,

巷道内侧加宽为：△2＝Sz2/8R＝11002/(8×15000)＝10mm。

5 矿山基建工程 5.1 主井与风井 5.1.1主井

5.1.1.1选择井筒断面形状

竖井井筒断面形状有圆形和矩形两种，考虑到圆形断面井筒具有承受地压性能好、通风阻力小、服务年限长、维护费用低以及便于施工等优点，本次设计主井和回风井均设计选用圆形断面。 5.1.1.2选择罐道形式及材料

设计选用木罐道，罐道梁选用工字钢。主罐道梁选用I22a型（b×h＝220×110mm），主罐道选用木罐道（b×h＝180×160mm）；次罐道梁（平衡锤罐道梁）选用I20a型（b×h＝200×100mm），次罐道选用木罐道（b×h＝120×110mm）；梯子梁选用[14b型（b×h＝140×60mm）。

5.1.1.3断面设计

（1）井筒各构件平面尺寸计算

井筒主要装备：2#单层双罐笼、罐道梁、梯子间。长1800mm，宽1080mm。

2#单层双罐笼长： 1800mm，宽1080mm。 罐道梁水平中心间距： L＝m0+2(h－△s)+1/2(b1+b2)

式中：L——两相邻主罐道梁水平中心距离，mm；

m0——提升容器要求的罐道之间的水平净间距，由罐笼型号确定，mm； h——罐道高度，mm；

△s——连接处木罐道卡入钢罐梁的深度，取10mm；

b1、b2——罐道梁的宽度，mm。故 L1＝1040+2×（110－10）+0.5×（100+100） ＝1340mm 梯子间尺寸计算 M＝1200+m+b3/2 S＝H－d

式中：M——梯子间短边梁中心线与井壁的交点至梯子主梁中心线间距，mm；

M——梯子间安全隔栏的厚度，取100mm；

b3——梯子主梁或罐道梁的宽度，mm； H——梯子间的两外边次梁中心线间距，即梯子间长度，取1400mm；

S ——梯子间短边次梁中心线至井筒中心线的距离，mm；

d——梯子间另一侧短边次梁中心线至井筒中心线的距离，考虑方便安装，应不小于300mm。

M＝1200+m+b3/2＝1200+100+110/2＝1355mm；

S＝H-d＝1400-400＝1000mm。 （2）利用图解法确定井筒直径

经绘图量取井筒直径近似为3865mm，直径按500mm模数进级，确定主井井筒断面直径为4.0m。

详见井筒断面图。 图5－1 主井工程断面图 （3）支护厚度选用

参照《井巷工程》表10-4，选取井筒支护厚度为300mm。故井筒的掘进直径为4.6m。

（4）管缆布置

按照管缆布置的原则，结合该井条件，管缆布置见井筒断面图。 （5）工程量及材料消耗

井筒净断面积：S净＝πD净2/4＝π×4.0 2/4＝12.57m2

井筒掘进断面积：S掘＝πD掘2/4＝π×4.6 2/4＝16.62m2

每米井筒混凝土量：V壁＝（S掘-S净）×1＝（16.62-12.57）×1＝4.05m3 罐道梁长度按下式计算：

式中：R——井筒净半径；

C——每根罐道梁至井筒中心线的距离。 故

在保证罐道梁埋入井壁的长度须合乎要求的前提下，取长度10的整数倍，则各罐道梁长度分别为：

L1＝1310mm；L2＝1310mm；

梯子梁长度：

Lt1＝952mm；Lt2＝952mm；Lt3＝813mm；Lt4＝813mm。

根据实际情况，取值如下：

Lt1＝960mm；Lt2＝960mm；Lt3＝820mm；Lt4＝820mm。

详见附图的井筒断面图 5.1.2 风井

井筒净直径φ2.2m，采用喷射混凝土支护，支护厚度设计为250mm。内设梯子间，兼作第二安全出口。详见井筒断面图。 图5－2 风井工程断面图

5.2 石门及运输平巷 5.2.1 巷道断面形式

本矿运输巷道断面主要有两种形式，即双轨运输巷道和单轨运输巷道。双轨运输巷道主要用于各水平井底车场，单轨运输巷道主要用于各水平沿脉运输巷中。运输巷均采用脉内布置，在矿体下盘。本矿矿岩稳固，选用fo＝B/3三心拱断面，巷道支护采用喷射混凝土，对于局部围岩不稳定的巷道可采用锚喷支护。

5.2.2 单轨巷道断面计算 5.2.2.1确定巷道净宽度

根据矿山的年产量25万t，选用ZK3-6/250型600mm轨距架线电机车，电机车尺寸为2700×1250×1550；YFC0.7-6矿车，矿车的尺寸为1650×980×1200。根据以上数据，选取较大值，故取运输设备的宽度A1＝1250mm，h＝1550mm。

由《井巷工程》表1-3取安全间隙b左＝300mm，人行道宽度b右＝800mm。a1＝A1/2+b左＝925mm，c1＝A1/2+b右＝1425mm。故巷道净宽度B＝a1+c1＝925＋1425＝2350mm，恰好是50mm的整数倍。 5.2.2.2道床的参数

根据巷道采用的设备及运输量，选用15kg/m的钢轨。由表1-3-9查得，底板运输水平与轨面的水平间距hc＝320mm，底板至道渣面的高度hb＝180mm。

5.2.2.3拱高fo及其它参数

拱高fo＝B/3＝2350/3＝783mm；大圆弧半径R＝0.692×2350＝1626mm；小圆半径r＝0.262×2350＝616mm。

5.2.2.4巷道墙高h3按下列三种情况计算 （1）按架线电机车导电弓子要求确定h3 ，即导电弓子进入大圆弧断面内，按下式计算：

式中：h4——轨道起电机车架线高，取h4＝2000mm；

n——导电弓子距拱壁安全距离，取n＝300mm；

K——导电弓子宽度之半，取K＝400mm；

b1——轨道中线与巷道中线间距；b1＝B/2-a1＝250mm。 故

（2）按管道架设要求确定h3

式中：h5——渣面至管子底高度，取h5＝1800mm；

h7——管子悬吊件总高度，取h7＝900mm；

m——导电弓子距管子间距，取m＝300mm；

D——压气管法兰盘直径，取D＝335mm。 故

（3）按人行高度要求确定h3

式中：j——距巷道壁j处的巷道有效高应不小于1800mm，j≥100mm，取j＝200mm。 故

按以上三个数据中最大值2267mm，按10mm的整数倍，取h3＝2270mm。 5.2.2.5巷道净高

Ho＝fo+h3-hb＝783+2270-180＝2873mm 5.2.2.6风速验证

风量Q＝42.24m3/s，查手册《采矿设计手册3》表1-3-23，可得过风断面 So＝(0.26×B＋h3-hb)×B ＝（0.26×2.35+2.27-0.18）×2.35 ＝6.35m2

由《井巷工程》表3-4查得V允＝7m/s V＝Q/So＝42.24/6.35＝6.65m/s＜V允 故满足通风要求，不用修改断面尺寸。

5.2.2.7选择支架参数

由《井巷工程》表5-7查取，混凝土支护厚度T＝200mm。 5.2.2.8水沟参数

本矿为小型矿山，且涌水量较小，约为410.6m3/h。参阅《采矿设计手册》井巷工程卷，决定选用Ⅲ型水沟，其断面参数：上宽为400mm，下宽为360mm，深400mm。净断面积为0.14m2，掘进断面积0.26m2，坡度3‰，水沟一侧墙基深500mm，另一侧250mm。 5.2.2.9巷道断面尺寸

从轨面算起电机车（矿车）的高度：h＝1550mm； 从轨面算起巷道墙高：h1＝h3-hc＝2270-320＝1950mm；

从道渣面算起巷道墙高：h2＝h3-hb＝2270-180＝2090mm；

巷道净高度：Ho＝fo＋h3-hb＝783+2270-180＝2873mm；

圆弧拱矢高：fo＝B/3＝2350/3＝783mm； 巷道掘进高度：H＝h3+fo+d＝2270+783+200＝3253mm；

巷道净宽：B＝a1＋c1＝925+1425＝2350mm；

巷道掘进宽度：B1＝B+2T＝2350+2×200＝2750mm；

巷道净断面积：S净＝(0.263×B＋h3-hb)×B＝6.35m2；

拱部面积：S拱＝do(B＋T)×1.33＝0.2×（2.35＋0.2）×1.33＝0.68m2；

边墙面积（整体式）：S墙＝2h3T＝2×2.27×0.2＝0.91m2；

基础面积：S基＝（0.25+0.5）×0.2＝0.15m2； S沟＝0.15m2 S渣＝0.35m2； 掘进断面积：S掘＝S净＋S拱＋S墙＋S基＋S沟＋S渣＝8.7m2；

巷道净周长：P＝2.33×B+2h2＝2.33×2350+2×2090＝9656mm＝9.66m。 5.2.2.10管缆布置

压风管和供水管布置在人行道的一侧上方，采用管缆托架架设，托架上部设压风管，托架下部悬挂供水管，两条动力电缆设于非人行道一侧，三条通讯照明电缆设于人行道一侧，电缆用挂钩挂在巷道壁上。

5.2.2.11每掘进工程量及材料消耗量 每米巷道掘进工程量：V＝S掘×1＝8.7m3

每米巷道砌拱混凝土量：V1＝S拱×1＝0.68m3 每米巷道砌拱墙混凝土量：V2＝S墙×1＝0.91m3 每米巷道基础混凝土量：V3＝S基×1＝0.15m3 每米巷道水沟混凝土量：V4＝S沟×1＝0.15m3 每米巷道需混凝土量：V＝V1+V2+V3+V4＝1.m3

每米巷道粉刷面积：S粉 ＝（1.33B＋2h2）×1＝（1.33×2.35＋2×2.09）×1＝7.3m2 表5-1 单轨巷道参数

断面积m2 断面尺寸mm 支护厚度mm 每米巷道需混凝土量m3

净 掘 净宽 净高 掘宽 掘高 墙 拱 1.

6.35 8.7 2350 2873 2750 3073 200 200

图5-3 单轨运输巷道断面图 5.2.3 双轨巷道断面计算 5.2.3.1确定净宽度

根据矿山的年产量25万t，选用ZK3-6/250型600mm轨距架线电机车，电机车尺寸为2700×1250×1550；YFC0.7-6矿车，矿车的尺寸

为1650×980×1200。根据以上数据，选取较大值，故取运输设备的宽度A1＝1250mm，h＝1550mm。

由《井巷工程》表1-3取安全间隙b左＝300mm，人行道宽度b右＝800mm。a1＝A1/2+b左＝925mm，b＝1500mm（由小型冶金矿山设计参考资料表5-1-3查得），c1＝A1/2+b右＝1425mm。故巷道净宽度B＝a1+b+c1＝925＋1500+1425＝3850mm，恰好是50mm的整数倍。 5.2.3.2道床的参数

根据巷道采用的设备及运输量，选用15kg/m的钢轨。由表1-3-9查得，底板运输水平与轨面的水平间距hc＝320mm，底板至道渣面的高度hb＝180mm。

5.2.3.3拱高fo及其它参数

拱高fo＝B/3＝3850/3＝1283mm；大圆弧半径R＝0.692×3850＝26mm；小圆半径r＝0.262×3850＝1009mm。

5.2.3.4巷道墙高h3按下列三种情况计算 （1）按架线电机车导电弓子要求确定h3

式中：h4——轨道起电机车架线高，取h4＝

2000mm；

hc——道床总高度；查《井巷工程》表3-5选用15kg/m钢轨，再查表3-7取hc＝320mm，道渣高度hb＝180mm；

n——导电弓子距拱壁安全距离；取n＝300mm；

K——导电弓子宽度之半；取K＝400mm。 故

（2）按管道架设要求确定h3

式中：h5——渣面至管子底高度，取h5＝1800mm；

h7——管子悬吊件总高度，取h7＝900mm；

m——导电弓子距管子间距，取m＝300mm；

D——压气管法兰盘直径，D＝335mm。 故

（3）按人行高度要求确定h3

式中：j——距巷道壁j处的巷道有效高应不小于1800mm，j≥100mm，取j＝200mm。故 按以上三个数据中最大值1955mm，按10mm的整数倍，取h3＝2000mm。 5.2.3.5巷道净高

Ho＝fo+h3-hb＝1283+2000-180＝3103mm 5.2.3.6风速验证

风量Q＝42.24m3/s，查手册《采矿设计手册3》表1-3-23，可得过风断面

So＝(0.26×B＋h3-hb)×B＝（0.26×3.85+2-0.18）×3.85＝10.86m2

由《井巷工程》表3-4查得：V允＝6m/s V＝Q/So＝42.24/10.86＝3.m/s＜V允 故满足通风要求，不用修改断面尺寸。 5.2.3.7选择支架参数

由《井巷工程》表5-7查取，混凝土支护厚度T＝200mm。 5.2.3.8水沟参数

本矿为小型矿山，且涌水量较小，约为410.6m3/h。参阅《采矿设计手册》井巷工程卷，决定选用Ⅲ型水沟，其断面参数：上宽为

400mm，下宽为360mm，深400mm。净断面积为0.14m2，掘进断面积0.26m2，坡度3‰，水沟一侧墙基深500mm，另一侧250mm。 5.2.3.9巷道断面尺寸

从轨面算起电机车（矿车）的高度：h＝1550mm； 从轨面算起巷道墙高：h1＝h3-hc＝2000-320＝1680mm；

从道渣面算起巷道墙高：h2＝h3-hb＝2000-180＝1820mm；

巷道净高度：Ho＝fo＋h3-hb＝1283+2000-180＝3103mm；

圆弧拱矢高：fo＝Bo/3＝3850/3＝1283mm； 巷道掘进高度：H＝h3+fo+d＝2000+1283+200＝3483mm；

巷道净宽：B＝a1＋c1＝925+1500+1425＝3850mm；

巷道掘进宽度：B1＝B+2T＝3850+2×200＝4250mm；

巷道净断面积：S净＝(0.263×B＋h3-hb)×B＝10.86m2；

拱部面积：S拱＝do(B＋T)×1.33＝0.2×（3.85＋0.2）×1.33＝1.08m2；

边墙面积（整体式）：S墙＝2h3T＝2×2.0×0.2＝0.8m2；

基础面积：S基＝（0.25+0.5）×0.2＝0.15m2； S沟＝0.15m2 S渣＝0.35m2； 掘进断面积：Sn＝S净＋S拱＋S墙＋S基＋S沟＋S渣＝13.5m2；

巷道净周长：P＝2.33×B+2(h3-hb)＝2.33×3850+2×(2000-180)≈12.6m。 5.2.3.10管缆布置

压风管和供水管布置在人行道的一侧上方，采用管缆托架架设，托架上部设压风管，托架下部悬挂供水管，两条动力电缆设于非人行道一侧，三条通讯照明电缆设于人行道一侧，电缆用挂钩挂在巷道壁上。

5.2.3.11每掘进工程量及材料消耗量 每米巷道掘进工程量：V＝S掘×1＝13.5m3 每米巷道砌拱混凝土量：V1＝S拱×1＝1.08m3 每米巷道砌拱墙混凝土量：V2＝S墙×1＝0.8m3 每米巷道基础混凝土量：V3＝S基×1＝0.15m3 每米巷道水沟混凝土量：V4＝ S沟×1＝0.15m3 每米巷道需混凝土量：V＝V1+V2+V3+V4＝2.18m3

每米巷道粉刷面积：S粉＝[1.33B＋2h2]×1＝[1.33×3.85＋2×1.82]×1＝8.76m2

图5-4 双轨运输巷道断面图 表5-2 双轨巷道参数

断面积m2 断面尺寸mm 支护厚度mm 每米巷道需混凝土量m3

净 掘 净宽 净高 掘宽 掘高 墙 拱

10.86 13.5 3850 3103 4250 3483 200 200 2.18

5.2.4 井巷掘进速度

主竖井、主回风井已完成掘进。天井：40-60m/月；水平和倾斜巷道：S硐室：300m3/月。 5.3 井底车场

井底车场巷道采用三心拱设计，混凝土支护，局部锚杆支护，-128 m 、-168m 、-208 m 、-248m井底车场采用折返式线路，掘进速度80m/月。巷道断面见上双轨巷道断面计算。 5.3.1 井底车场的规格尺寸

8m2 40-80m/月；

5.3.1.1基本参数 （1）轨的选择

由《采矿设计手册》（地下矿床卷）表2-3-50查得，年产量25万吨/年的矿车轨型为15kg/m。 轨型与机车轴重的关系式为：q≥5＋ap 式中：q——钢轨单重，kg/m； a——机车轴重，p＝3t； P——系数，取2.5；

所以q≥5＋2.5×3＝12.5，取q＝15kg/m； （2）道岔的选取 （a）单向分岔联接

615－1/4-12; ,a=3200mm,b=3390mm。

（b）单向双线联接

DK615－1/4-12; ,a=3200mm,b=3390mm，s=1500mm。

（c）三角道岔联接

此道岔由一个对称道岔DC615-1/3-12和两个单开道岔DK615-1/4-12构成，基础数据如下： 对称道岔： ，a1＝1882mm，b1＝2618mm；

单开道岔： ， a2＝3200mm，b2＝3390mm；

（3）弯道的最小半径R＝12m； （4）主井井底车场线路布置如图所示

图5-5 主井井底车场线路布置图 5.3.1.2机车牵引矿车数计算 （1）已知条件

本矿年产铁矿石25万t，废石按矿石的10％计算为2.5万t，共计27.5万t；年工作330d，每天工作3班，每班8h；井下最大运输距离约520m，平均运输距离约345m；中段运输采用分散布置形式；出矿点矿石容重3.45m3/t，矿石松散系数为1.5。按《采矿设计手册》第四卷“选取机车及矿车”表1-1-3选取设备。 （2）机车选型

参照《采矿设计手册》第四卷表1-1-3并考虑本矿运输距离，设计选用3t电机车，矿车容积0.7m3，轨距600mm，15kg/m的钢轨。选用的架线式电机车主要技术参数如下： 允许通过最小曲线半径5.7m 机车轮缘牵引力：小时制 5000 N

长时制 1310 N 机车速度：小时制 8.5km/h 长时制 12.75km/h 牵引电动机型号：数量：2台

功率： 小时制 12.2KW 长时制 4.8KW 外形尺寸：长×宽×高：2700×1250×1550mm 受电弓至轨面高度：1650～2050mm 机车常用制动力： 3760N （3）矿车选型

根据本矿运输条件，矿石车和废石车选用同一型号，并兼顾提升的需要，所选矿车主要技术参数如下：

矿车型号：YFC0.7-6型翻转车箱式矿车 最大装载量：1750kg

外形尺寸：长×宽×高：1650×980×1200 矿车质量：710 kg 标 准：GB2885.2-81

矿车配套设备：装载机 ZCZ-26 卸载设备：翻车架 （4）列车组成计算

Ⅰ.按重列车上坡弯道起动条件计算和车牵

引质量

式中：机车起动粘着系数为Φ=0.24；机车启动时单位基本阻力ωjq=1.5×98=147N/s；起动处的坡度i=3‰；弯道附加阻力ωw=80N/t；起动附加阻力ωqf=43N/t；重车组起动单位阻力ω1q=132N/t，将数据代入求得：

Ⅱ. 按列车下坡制动条件计算牵引质量：

式中：制动时列车单位惯性阻力 。制动时列车速度Vz=13km/h；制动距离Lz=40m；列车空走时间tkz=2.5s；则ωzd=178.3N/S。将该数据代入公式求得：

所以，电机车牵引矿车数根据公式

式中： ——上面计算的最小值21675kg； ——矿车有效载重， ＝ ＝2053kg； ——矿车的自重， ＝710kg； 所以，Z＝ ，取Z＝8辆。 5.3.1.3按电机车的温升条件校验

温升条件是：牵引电机车的温升不超过允许温升，即电机车的电流等值Id不应超过它的长时电流Ich。每台电动机的牵引力为：

式中：n——电机车上的牵引电机数，取n＝1； ， ——分别为重列车和空列车的基本阻力系数，查手册 ＝0.009， ＝0.011； 所以Fzh＝ Fk＝

由电动机特性曲线查得

Izh＝23A Vzh＝21km/h＝5.83m/s Ik＝25A Vk＝19km/h＝5.28m/s 电机车每运行一次，牵引电动机的等值电流Id为 ＝ ＝12.93A

式中： ——调车系数，即考虑调车时牵引电机车的工作系数，其大小与运输距离有关，这里取 ＝1.4；

t——在井底车场和采区车场的时间，包括调车，装卸车作业，让车和意外耽误时间，一般取20

分；

tzh——重车的运行时间， ； tk——空车的运行时间， ；

Lm——电机车到最后一个装运车站的距离，这里取520m；

0.75Vzh，0.75Vk——分别为重列车和空列车的平均速度，m/s；

T1——总的运输时间，T1＝tzh＋tk＝ 查表可知，牵引电机车的长时电流Ich＝25A，所以Id②列车每次运量Q有效＝ZG载＝8×2053＝124kg＝16.42吨

③列车往返一次时间t循＝T1+t＝24.17min ④每台电机车每班可完成的往返次数n次＝ ，取15次

⑤每班完成任务所需要列车的往返次数n矿＝ ，取20次

⑥该水平每班需要的电机车台数n1＝ ，取2台；n备＝1台

⑦所以该水平每班需要电机车台数n＝n1+n备＝2+1＝3台

⑧由于两个水平同时生产才可以达到矿山设计的生产能力，所以井下共用电机车6台。 5.3.1.5矿车列车长度

Lki＝n×L1＋L2＝8×1650＋2700＝15900mm 所以取16m，岩石列车也取16m。 5.4 基建工程量 5.4.1 编制依据 1.矿床开拓设计； 2.采矿方法标准设计；

3.本地区井巷掘进定额指标，并参考国家推荐的指标定出本矿井巷掘进指标；

4.基建工程的选定主要是依据基建期应准备出的三级矿量标准，即开拓矿量3～5a；采准矿量1a；备采矿量6个月。 5.4.2 各种井巷掘进定额指标

（1）主竖井：35m/月；风井：40m/月； （2）溜井、天井：60m/月； （3）水平和倾斜巷道：S8S

S

8m2 80m/月；

10m2 60m/月；

10m2 40m/月；

（4）硐室：300m3/月。 5.4.3矿山基建工程的确定

矿山基建工程量按投产时应保有的生产准备矿量和应达到的矿山生产能力确定，主要包括主井，回风井，回风石门、回风巷，运输石门、运输巷、井底车场，水泵房、变电硐室、水仓等开拓工程量及采切工程量。 表5-3 开拓工程量汇总表

编号 工程名称 支护 掘进断面（m2） 工 程 量 备注

长度（m） 开掘量（m3） 砼（m3）

1 主竖井 砼 16.62 306 5086 1215 已竣工

回风井 砼 5.73 140 802 270 已竣工

小计 440 5888 1485 2 -48m水平

回风石门 不支 4 40 160 已竣工

回风巷 不支 4 250 1000

已竣工

小计 290 1160 3 -88m水平 沿脉运输巷 喷射砼 8.7 250 2175 472.5 已竣工

回风石门 喷射砼 8.7 55 478.5 104.0 已竣工

小计 305 696 576.5 4 -128m水平 侯罐硐室 喷射砼 4 7 28 13.2

信号硐室 喷射砼 4 2 8 1.6

双轨井底车场 喷200 13.5 130 1755 283.4

单轨绕道 喷200 8.7 55 478.5 103.95

石门 喷 8.7 252 2192 476

沿脉运输平巷 喷射砼 8.7 255 2219 482

穿脉 喷射砼 8.7 116 1009

219

小计 817 76.5 1579.15

5 -168m水平 侯罐硐室 喷射砼 4 7 28 13.2

信号硐室 喷射砼 4 2 8 1.6

双轨井底车场 喷200 13.5 130 1755 283.4

单轨绕道 喷200 8.7 55 478.5 103.95

石门 喷 8.7 153 1331 2

沿脉运输平巷 喷射砼 8.7 852 7412 1610

穿脉 喷射砼 8.7 336 2923 635

小计 1535 13935.5 2936.15

6 -208m水平 侯罐硐室 喷射砼 4 7 28

13.2

信号硐室 喷射砼 4 2 8 1.6

双轨井底车场 喷200 13.5 130 1755 283.4

单轨绕道 喷200 8.7 55 478.5 103.95

石门 喷 8.7 168 1461 318

沿脉运输平巷 喷射砼 8.7 965 8396 1824

穿脉 喷射砼 8.7 353 3071 667

小计 1680 15197.5 3211.15

7 -248m水平 侯罐硐室 喷射砼 4 7 28 13.2

信号硐室 喷射砼 4 2 8 1.6

双轨井底车场 喷200 13.5 130 1755 283.4

单轨绕道 喷200 8.7 55 478.5 103.95

水泵房 砼支护，厚200 9 20 180 5

水泵房联络巷 喷射砼 7 15 105

水泵房通往竖井管子道 喷射砼 5 15 75

配电硐室联络道 喷射砼 7 15 105

配电硐室 喷射砼 7 10 70 水仓 不支护 7 240 1680 石门 喷 8.7 283 2462 535

沿脉运输平巷 喷射砼 8.7 443 38 837

穿脉 喷射砼 8.7 430 3741 813

小计 1665 141.5 2185

8 合计 6732 59108 10487.95

表5-4 基建开拓工程量表

编号 工程名称 支护 掘进断面（m2） 工 程 量 备注

长度（m） 开掘量（m3） 砼（m3）

1 主竖井 砼 16.62 306 5086 1215 已完成

回风井 砼 5.73 140 802 270 已完成

小计 440 5888 1485 2 -48m水平

回风石门 不支 4 40 160 已完成

回风巷 不支 4 250 1000 副产矿石2594t

小计 290 1160 副产矿石2594t

3 -88m水平 沿脉运输巷 喷射砼 8.7 250 2175 472.5 副产矿石3872t

回风石门 喷射砼 8.7 55 478.5 104.0 已完成

小计 305 696 576.5 副产矿石3872t

4 -128m水平 侯罐硐室 喷射砼 4 7 28 13.2

信号硐室 喷射砼 4 2 8 1.6

双轨井底车场 喷200 13.5 130 1755 283.4

单轨绕道 喷200 8.7 55 478.5 103.95

石门 喷 8.7 252 2192 476

沿脉运输平巷 喷射砼 8.7 255 2219 482

穿脉 喷射砼 8.7 116 1009 219 副产矿石2476t

小计 817 76.5 1579.15 副产矿石2476t

5 -248m水平

水泵房 砼支护，厚200 9 20 180 37.8

水泵房联络巷 喷射砼 7 15 105 28.35

水泵房通往竖井管子道 喷射砼 5 15 75 28.35

配电硐室联络道 喷射砼 7 15 105 28.35

配电硐室 喷射砼 7 10 70 18.9

水仓 不支护 7 240 1680 141.75

小计 315 2215 245.7 6 合计 2167 19606 3886.45 副产矿石9852t

表5-5 基建采准切割工程量表

巷道名称 数量 矿体中长度（m） 岩石中长度（m） 断面面积（m2） 工程量（m3） 矿石储量（t）

单长（m） 总长（m） 单长（m）

总长（m）

采准 天井 1 52.41 52.41 4 209. 723.258

联络道 12 4 48 4 192 662.4

漏斗穿 7 4 98 338.1

漏斗颈 7 2 56 193.2

上水平 回风巷 11.80 11.80 5.94 水平运输巷 1 27.36 27.36 5.94 溜井 1 4 16 55.2 切

割

劈

120.39 415.3455

拉底 1 40 160 552

总计 1446.03 4186.23

合计（2个矿块） 3.5 24.5 14 4 38.20 38.20 297 782.805 22. 22. 297 4.025 4 4 漏

7 40 4 243.75 487.5 1

22.06 8372.46

5.4.4 编制结果

（1）基建开拓工程量：19606m3 基建采切工程量：22m3 基建总工程量： 22498m3 基建巷道总长度：2167m （2）基建终了保有三级矿量为：

开拓矿量：84.6万t 保有期大于3年； 采准矿量：42.5万t 保有期1.7年； 备采矿量：38.6万t 保有期1.5年； 基建完成时，矿山保有的三级矿量能保证矿山按期投产并稳步生产，可以形成生产能力25万t/a。

6 采矿方法 6.1 开采技术条件 6.1.1 矿体赋存要素

依据《河北省滦县刘店铁矿区地质详查报告》，Ⅰ号矿体位于8～3线之间，走向长200m，倾斜延伸225～360m，赋存在24～-248m标高，矿体呈复杂透镜体状，矿体平均厚度17.32m，，最

大厚度46.m，厚度变化系数84％，属于中等变化。矿体产状，走向北东40°，倾向北西，倾角30°～86°。

Ⅱ号矿体位于4～7线之间，走向长200m，倾斜延伸88～220m，赋存在-117m标高以下，矿体呈似层状，平均厚度4.53m，厚度变化系数69.7％，属于小到中等变化，走向5～30°，倾向北西，倾角45°。

6.1.2 矿石、岩石和物理力学性质 （1）矿石、岩石的稳固性

矿石类型为闪石磁铁矿石英岩，灰～灰黑色，粒状变晶结构。矿石以条纹状为主、间有条纹条带状构造。主要矿石矿物为磁铁矿，少量透闪石；矿石顶底板围岩以黑云斜长混合片麻岩为主，局部为混合花岗岩和斜长角闪岩。矿体与围岩界线基本清楚。矿石、岩石的稳固性较好，围岩较坚硬顶底板稳固。

（2）矿石与岩石的结构、构造

矿石均为粒状变晶结构，粒径一般0.1mm，含量55%；石英呈它形不规则粒状，颗粒大小不等，粒径在0.1～0.3mm。含量45%。 （3）矿石自燃性含水性

矿石没有自燃性，有些裂隙多被泥质充填，富水性很弱，对矿山开采影响不大。 （4）矿石、岩石的体重和松散系数 矿石体重为3.45t/m3，矿石顶底板围岩以黑云斜长混合片麻岩为主，局部为混合花岗岩和斜长角闪岩。，矿石普氏硬度为10～16，松散系数1.5，极限抗压强度990～1580kg/cm2，致密坚硬；岩石体重为3.2t/m3，普氏硬度系数为9～14，松散系数1.4，极限抗压强度为900－1460 kg/cm2。 6.1.3 矿石价值、品位及分布

本矿矿石TFe品位约33.93%，按市场价格出售，售价约为150元/t。

6.1.4 矿体轮廓及连续性、断层矿岩接触状况 矿体连续，呈透镜状产出，矿区内无大的断层出没，矿岩接触性良好。矿区地处山区，地表允许崩落。

6.2 采矿方法选择 6.2.1 采矿方法的初选

采矿方法是指矿体或矿区的开采方法，包括采准、切割和回采工作。

采矿方法的选择应满足以下条件：

生产安全可靠，矿块开采强度大，经济效益好，

材料消耗低，劳动生产率高，兼采，富矿利用率高，采矿方法结构简单，灵活性大等条件。 影响采矿方法的因素主要有：

矿床地质条件，矿岩物理力学性质，矿体产状及厚度，矿石价值品位，水文地质条件，开采技术条件等。

采矿方法是一个全面综合的技术性问题，它决定着回采工艺，掘进工程量，劳动生产效率，矿石储量产出及回采质量。合理的采矿方法能带来可观的经济效益。

根据本矿具体地质地形条件、水文地质条件、矿体产状及采矿技术要求，初选以下几种方案，见表6－1。

表6－1 初选采矿法方案表

序号 主要地质开采技术条件 较适合的采矿方法

名称 特征

1 矿石稳固性 矿石稳固 全面法、留矿法

2 围岩稳固性 围岩较坚硬 全面法、留矿法、分段矿房法

3 矿体厚度及倾角 倾角75°，平均厚度

4.53m和17.32m 留矿法、分段矿房法 4 地表是否允许崩落 允许 空场法、留矿法、崩落法

5 矿石品位 33.93% 上向分层充填法、崩落法

6.2.2 采矿方法的技术经济比较

充填法主要用于矿石价值较高、矿体形态复杂的高品位或贵重金属矿床，特别是对于围岩和地表需要保护、地压大、有自燃火灾危害的矿体，其效率高、矿石损失贫化小的优点就更加突出。 全面法是一种工艺简单、采准和切割工程量小、生产效率高、成本较低的采矿方法。但是由于留下的矿柱不回采，矿石损失率在10～15%以上，顶板暴露面积大，且要求严格的顶板管理和通风管理。

分段矿房法适用于矿石和围岩中等稳固以上的倾斜和极倾斜厚矿体。由于分段回采，可使用高效率的无轨装运设备，应用时灵活性大，回采强度高。同时分段矿房采完后，允许立即回采矿柱和处理采空区，既提高了矿柱的矿石回采率，又处理了采空区，从而为下分段回采创造了良好的

条件。但是，分段矿房法的缺点是采准工程量大，每个分段都要掘分段运输平巷、切割平巷、凿岩平巷等。

崩落法基本特征是：单步骤回采，有的将阶段划分为矿块，有的划分为分区，有的还进行连续性回采；在落矿的同时或在回采过程中，用崩落围岩充填采空区的方法进行地压管理。因此，崩落采矿法没有矿柱回采问题，也没有采空区处理问题。但是其矿石回收率较低。

留矿法具有结构及生产工艺简单，管理方便，可利用矿石自重放矿，采准工程量小等优点。 6.2.3 采矿方法的确定

结合本矿实际情况进行分析，充填法费用较高，分段矿房法采准工作量大，不适用于此类小型矿山，而全面法适用于薄和中厚缓倾斜矿体，浅孔留矿采矿法适用于开采矿石和围岩稳定，矿石无自燃性，破碎后不易自行结块的急倾斜矿床，在薄和中厚以下的脉状矿床中，使用广泛,并且采切工作量小，生产管理简单，在唐山地区有成熟的开采经验可供矿山生产中借鉴，能较好的适应滦县矿山技术水平和管理现状。 6.3 矿块采准切割工作

6.3.1 矿块构造要素

浅孔留矿采矿法采准工程主要包括沿脉运输平巷、天井及天井联络道等。切割工程主要包括拉底及劈漏。

本次设计浅孔留矿采矿法矿块沿矿体走向和垂直方向布置，沿走向布置时：长50m，中段高度分别为40m。矿房宽度为矿体厚度4.5m，间柱宽度6m，底柱高度6m，顶柱高度7m。采用单排漏斗底部放矿结构，采矿方法详见采矿方法图。

图6-1 采矿方法图

沿垂直方向布置时：长43m，中段高度为40m。矿块宽度22m，间柱宽度8m，底柱高度6m，顶柱高度4m。采用双排漏斗底部放矿结构，采矿方法详见采矿方法图。

图6-2 垂直走向浅孔留矿法标准矿块图 6.3.2 矿块采准布置

（1）阶段运输巷道布置方式

阶段运输巷道布置在矿体下盘脉内，既节省了基建工程量和工程费用，又可在基建期间副产矿

石，提早回收成本，有利于小型矿山前期开采。 （2）采场底部结构及其尺寸

采用出矿底部结构，结构尺寸见图6-1和图6-2。 （3）采准、切割巷道的断面尺寸

采准工程主要包括天井、联络道、斗穿、斗颈、电耙巷、拉底巷和溜井，切割工程主要包括拉底和劈漏。其中底部结构尺寸如上。

联络道与天井布置在矿块两端间柱中，每个矿块有一个人行通风天井，在天井中每隔6m开凿人行联络道通往采场，采场两端联络道应错开布置。天井断面尺寸详见采准切割工程量表。 6.4 矿房回采工作

6.4.1 简述所推荐的各种采矿方法工艺过程及工艺过程的相互关系 （1）凿岩

矿石较稳固时采用上向炮孔：矿石稳固性较差时，采用水平炮孔。打向上炮孔时，采用梯段工作面，梯段工作面长度10～15m；打水平炮孔时，梯段工作面长2～4m，高度1.5m～2m，炮孔间距0.8～1m。 （2）爆破

落矿方法：挑顶，浅孔落矿；

起爆方式：普通爆破； 起爆顺序：同时起爆； 装药方式：连续装药 起爆方法：火雷管起爆

爆破参数：炮孔直径φ38mm；炮孔深度2.5m； 最小抵抗线W＝（25～30）d＝0.95～1.14m，取1.0m；

孔间距a＝（1.0～1.5）W＝1.0～1.5m，取1.2m； 炸药单耗0.45kg/t。

（3）采场运搬及二次破碎的方法和设备 采场运搬：靠自重由漏斗落入运输平巷，由矿车运出。

二次破碎：人工破碎；

破碎地点：采场内或放矿井口。 （4）采场地压管理

采场顶板稳固，矿石稳固，地压管理主要靠矿岩自身的稳固性，即靠所留矿柱维护矿房回采时的稳固性。对间柱的地压管理通过采场内的留矿；对采场顶部地压处理，主要通过及时爆破。 （5）回采组织工作

回采作业顺序：准备——凿岩——爆破——通风——局部放矿——撬顶平场——大量放矿

（6）采场通风

采场通风主要靠扇风机对井下通风，对于独头掘进的巷道要采用局扇通风。 6.4.2 工作循环图表

准备 凿岩爆破 局部放矿 大量放矿

撬顶平场 通风 6.5 矿柱回采及空区处理 6.5.1 矿柱回采方法的选择

矿房回采结束后留下矿柱，必须及时、有计划、有步骤地进行回收，同时处理采空区。 矿柱回采应首先进行设计，并严格按设计进行施工。崩落矿柱前，采场底部矿石不能放空，要保留15～20m左右厚的矿石作为垫层，保护采场底部结构。

在矿柱回采前相当长一段时间内，要做好矿柱的维护和监测工作，为制定矿柱回采方案提供可靠的依据。

6.5.2 矿柱回采在时间、空间上与矿房回采，阶段开采的相互配合关系

矿柱回采必须在矿房回采完毕之后进行，矿柱回采应在整个矿山的矿房回采完毕之后进行，先回

收下中段矿柱，再回收上中段矿柱。回采矿柱工作中要时刻注意工人的安全，做好维护和监测工作。

6.5.3 空区的处理方法及其与矿柱回采的配合关系

在回收矿柱的同时处理采空区，空区处理的原则是矿柱回采后，对未垮落的顶板围岩要及时的进行崩落，使崩落围岩充填采空区。 6.6 采准、切割及回采计算 6.6.1 采准、切割及回采工作量计算

（1）采准切割工程量计算见采准切割工程量表。

表6-3 采准切割工程量表

巷道名称 数量 矿体中长度（m） 岩石中长度（m） 断面面积（m2） 工程量（m3） 矿石储量（t）

单长（m） 总长（m） 单长（m） 总长（m）

采准 天井 1 52.41 52.41 4 209. 723.258

联络道 12 4 48 4 192 662.4

漏斗穿 7 4 98 338.1

漏斗颈 7 2 56 193.2

上水平 回风巷 11.80 11.80 5.94 水平运输巷 1 27.36 27.36 5.94 溜井 1 4 16 55.2 切

割

劈

120.39 415.3455

拉底 1 40 160 552

总计 1446.03 4186.23

3.5 24.5 14 4 38.20 38.20 297 782.805 22. 22. 297 4.025 4 4 漏

7 40 4 243.75 1

表6-4 垂直走向布置的浅孔留矿法采切工程量计算表

序号 工程名称 数量 断面(m2) 长度(m) 工程量(m3)

规格 面积 单长 矿石 岩石

1 运输平巷 1 2.2×2.2 22 22 107.58

2 装矿平巷 1 2×2 4 45 170 10

3 联络道 12 2×2 4 3 144

4 天井 1 2×2 4 52.22 208.87

5 斗穿 14 1.5×1.5 2.25 45.5 87.75 14.63

6 斗颈 14 1.5×1.5 2.25 124 20

7 劈漏 14 15 2.5 450 75

8 切割拉底 1 2×14 总长 4. 45 36 52.22 3.25 4 35 28

43.08 582.12

合计 342.8 2498.44 119.63

（2）矿块采出矿量表

表6-5 浅孔留矿采矿法回采计算表 工序名称 工业储量 （t） 回收率 （%） 废石混入率 （%） 纯矿石量 （t） 毛矿石量 （t） 采出矿石比重 （%）

采准切割 4186 100 0 4186 13.9

矿 房 19251 95 5 19251 63.9

矿 柱 7613 60 20 6090 22.2

合 计 31050 81.6 9.5 27426 100

4186 182 4568 24566

表6-6 垂直向布置的浅孔留矿法回采计算表 序号 工作阶段 地质矿量 （t） 矿石回采率 （%） 采出地质矿量 （t） 混入率 （%） 采出矿量 （t） 所占比例 （%）

1 采准 8620 95 81 5 8620 6.85

2 回采 74456 95 70733.2 5 74456 59.19

3 矿柱 47472 70 33230.4 20 42724.8 33.96

4 合计 1308 82.78 108067.6 11.83 125800.8 100

（3）计算采准切割工作量

（4）矿山投产时，所必须具有的采准、备采矿量

， ＝0.75年

， ＝0.5年

式中： ——投产时保有采准矿量，t； ——投产时保有备采矿量，t； P ——矿井设计年产量，t/a。 故：

（5）矿山正常生产时，所必须具有的采准、备采矿量 ， ＝1年 ， ＝0.5年 故

（6）矿山投产时，所需采准、切割巷道总长度

（7）矿山正常生产时，采准、切割巷道总长度

6.6.2 同时生产矿块数 （1）班产量 A矿＝

（2）班产量分配

采准切割出矿量T准=A矿×K＝252.5×6.85％＝17.3

回采出矿量 T采=A矿×K＝252.5×93.15％＝235.2

（3）同时采切矿块数

N准=（252.5×0.00263）/0.78=0.85个，取同时采切1个矿块。 （4）同时回采矿块数 N采＝ ， ＝

故N采＝ 个，取同时回采矿块数为2个。 （5）采出矿石品位

a′=（1—ρ）a＝（1—9.5％）×34.73％＝31.43％ 6.7 采矿方法主要技术经济指标 6.7.1 采准切割工作量

本设计每个矿块的采准切割工程量为2618.07m3。 6.7.2 平均生产能力

采场平均生产能力约为441t/d。

6.7.3 根据设备效率按矿班产量计算所需设备数量

采掘设备按照每个工作面配备三台YTP凿岩机和二台YSP－45上向式凿岩机分配，详见表6-5

采掘设备明细表 表6-7 采掘设备明细表

序号 设备名称 单位 工作台数 备用台数 总台数 备注

1 YTP 凿岩机 台 6 4 10 2 YSP-45 台 4 2 6 6.7.4 矿石回收率、矿石贫化率

矿石回收率为82.78%，矿石贫化率为9.5%。 6.7.5 采切、回采工作主要材料消耗 表6-8 采切、回采主要材料消耗表 材料名称 单位 掘进每米消耗 回采吨矿消耗 备注

雷管 个 30 0.3 炸药 kg 24 0.5 导火索 m 60 导爆管 m 1.0 钢钎 kg 0.7 0.008 钎头 个 1.5 0.009 坑木 m3 0.001 润滑油 kg 0.5 0.007