初步设计相关.doc

初步设计相关要点 1）主井 主井为4#双层罐笼配平衡锤提升系统，井口安装JKMD-2.8×4提升机，井口坐标 X=4719350，Y=412000，Z=605.5，进车方位角32°，井底标高127m,开凿深度478.5m。每次提2辆2m3曲轨侧卸矿车，钢丝绳罐道，井筒直径为φ4.5m。 2）副井 副井设有两套提升设备，一个是5#双层罐笼配平衡锤提升系统，配备JKMD-2.8×4提升机，另一套为2#单层多绳罐笼配平衡锤提升系统，配备 JKMD-1.6×4 提升机。井口坐标：X=4719330，Y=412033，Z=605.5，井底标高129m,开凿深度 476.5m。进车方位角 32°，布置管缆。每次提4辆0.7 m3翻转式矿车，提升岩石和下放人员、材料、设备等，钢罐道，井筒直径为φ6.5m，井筒内无梯子间。 3）回风井 在岩石移动界限外矿区北部布置一回风井，回风井为竖井，净直径φ4.5m，井口坐标X=4720160，Y=412040，Z=582。井底标高255m。井筒全深327m。井筒内布置梯子间兼作安全出口。 4)中段运输平巷 各中段运输平巷，净断面为 6.64m2，支护形式为素喷支护，可视围岩揭露情况及时调整支护形式，支护比例40％，支护厚度100mm。主要用于各中段的材料、设备、矿石及采切废石的运输。基建中首采260m中段施工井底车场、上下盘运输平巷并通过回风石门和回风井联通，310m中段施工靠近回风井部分运输平巷，两个中段均通过回风石门和回风井联通。160m中段施工井底车场和水仓、水泵房、中央变电所。这样在基建完成后形成完整的运输、通风、排水系统。 5）坑内运输系统 各中段采用环形运输，均采用22kg/m钢轨，轨距600mm，木轨枕碎 石道床，采用4#道岔。线路坡度3‰～5‰，最小弯道半径为15m。 （1）矿石运输 各中段矿石通过采场溜井装入2m3曲轨侧卸式矿车，由10t电机车牵引矿车组运至主井提升至地表。各分段矿石通过7t电机车牵引1.2m3侧卸式矿车通过卸矿硐室倒入中段矿石溜井，通过中段进行运输。各中段提升到地表的矿石通过汽车转运到破碎站。 （2）废石运输 各中段产出的废石装入0.7m3翻斗式矿车，通过7t电机车牵引至副井提升到地表。到地表后由人工手推车或汽车倒运到废石场。 （3）设备和材料 材料、设备由副井提升或下放到各生产中段，通过运输进入工作面。 1.5.3采矿方法采矿方法 在开采范围内的 1322.95万t矿石中，有富矿426.19万t,其品位为铜1.68%、锌2.76%，折合金属量为铜7.14万t,锌11.77万t，其余896.76万t为较贫矿石。铜品位0.81%、锌品位0.86%，铜金属量7.29万t,锌金属量7.75万t。对这896.76万t矿石因其品位低，只能采用空场法或崩落法开采，不能采用充填法开采。 经比选，比较适合富矿段开采的采矿方法主要有两种：无底柱分段崩落法和分段空场嗣后充填法。通过对两种方法的生产能力、矿山各年 的出矿量、采出的金属量以及综合指标和经济效益分析对比后，设计推荐采用无底柱分段崩落法进行开采。 对260中段以下矿体采用两种采矿方法联合开采。对厚矿体选用无底柱分段崩落法回采，采用 YGZ-90 钻机进行中深孔凿岩，2m3铲运机出矿。对薄矿体采用空场法开采，回采凿岩采用 YT28浅孔凿岩机，出矿采用30Kw电耙。 对260中段上部薄矿体以空场法为主进行开采。 有底柱崩落法损失率20％，贫化率均20％。空场法综合损失率19.87%，综合贫化率 8.89%。每年采出矿量及品位见第 4 章采矿进度计划表。 1.5.1 开采范围 本次设计开采范围是L1850线以东、160～460m 水平之间的矿体，其中铜锌矿体1条，铜矿体3 条、锌矿体6条，设计开采范围内总矿石量为1322.95万t，铜金属量为14.43万t，铜平均品位1.09%。锌金属量为19.52万t，锌平均品位1.48%。铜锌矿石主要分布在主矿体的上部，铜矿石分布在主矿体的下部，开采时很难对两种矿石分采分运，因此设计对铜锌矿石和铜矿石按混合回采考虑，对锌的矿石品位重新进行了计算。设计每50m设一个中段，各中段的矿量和品位见表1-2。 各中段的矿量品位表各中段的矿量品位表 表 1-2 中段 矿石量(万 t) 铜金属量(万 t) 铜品位(%) 锌金属量(万 t) 锌品位(%) 410 120.16 0.73 0.61 0.29 0.25 360 143.51 1.12 0.78 0.77 0.54 310 199.98 2.06 1.03