大坪金矿毛木树矿段250吨日地下开采设计（已处理）

大坪金矿毛木树矿段250吨日地下开采设计（已处理） 大坪金矿毛木树矿段250吨日地下开采设计 大坪金矿毛木树矿段250吨/日地下开采设计 摘要 本设计为华西元阳公司大坪金矿毛木树矿段V1-2-3矿体250吨/日地下开采设计。共分为11章:1.矿区概况及矿床地质;2.矿床开拓设计;3.盲斜井提升及盲斜井断面设计;4.矿山运输及平巷断面设计;5.阶段平面设计;6.井底车场设计;7.采矿方法设计;8.基建进度编制;9.矿山通风与安全技术;10.矿山排水;11.矿山动力供应。 本设计范围为545m~960m中段,矿体走向长3120m,平均倾角为78?,平均厚度为0.35m,矿体的上下盘为闪长岩,矿区地质条件简单。 矿井采用平硐加盲斜井开拓,开采760m以上阶段时采用平硐开拓,760m以下采用盲斜井开拓;采矿方法采用削壁充填法,主要包括崩落矿石与围岩、矿石搬运、架设顺路天井、充填工作;通风方式采用对角双翼式,主平硐进风,南北风井回风;采场内通风,两边顺路天井进风,采场中间的探矿天井回风;井底车场采用甩车道;矿山的运输方式采用电机车运输,盲斜井提升采用矿车组提升;矿山排水760m以上采用自流排水,深部采用分段接力式排水;矿山动力供应主要是空压机的选择。此外,还采用CAD进行辅助图形设计。 关键词:矿床开拓,削壁充填采矿法,矿井通风,矿井提升运输,矿山排水。 Daping gold mine Maomushu orebody 250 ton/day derground mining designs ABSTRACT This design for Huaxi Yuanyang Corporation Daping gold mine Maomushu ore section V1-2-3 orebody 250 ton/day derground mining designs. Altogether divides into 11 chapters: 1. Mining area survey and mineral deposit geology; 2. Mine development design; 3. Blind slope mine promotion and blind slope mine section design; 4. Mine haulage and driftway section design; 5. Horizon plane design; 6. Mine shaft station design; 7. Mining methods design; 8. Capital construction progress schedule establishment; 9. Mine ventilation and safety work; 10. Mine drainage; 11. mine power supplyThis design scope is the 545m~960m center-section, the orebody moves toward long 3120m, the mean obliquity for 78?, the average thickness is 0.35m, the orebody about plate is the diorite, the mining area geological condition is simpleThe mine pit uses the adit and blind slope mines development, mines above 760m when the horizon uses the adit development, the 760m following uses the blind slope mine development ; The mining methods use the inbreak wall rock flashing mine method, mainly includes the inbreak ore and the wall rock, the ore transporting, erects on the way the raise, the filling operation ; Mine ventilates the way to use diagonal ventilation, The main adit enters the wind, the north and south air shaft return air ; In the stope ventilates, two side raise enter the wind , the stope middle exploratory raise return air ; The mine shaft station uses flings the traffic lane; The mine transport mode uses the electric locomotive transportation, the blind slope mine promotion uses the tramcar group to promote; Above of Mine drainage 760m uses the free-draining, the depth portion uses the sublevel segmental draining; The mine power supply is mainly air compressor's choiceIn addition, but also uses CAD to carry on the auxiliary graph design Key word: mine development, inbreak wall rock flashing mine method, mine ventilation, mine hoist and transportation, mine drainage.目 录 第1章 矿区概况及矿床地质 1 1.1 矿床赋存地区的自然条件概况 1 1.1.1 矿区地理及行政概况 1 1.1.2 矿区经济条件概况 1 1.1.3 矿区自然条件 1 1.2 矿床地质 2 1.2.1 矿床地质概况 2 1.2.2 矿石质量 5 1.2.3 矿床开采技术条件和水文地质条件 6 1.3 矿床勘探和矿石储量计算 7 1.3.1 矿床勘探类型及勘探网度 7 1.3.2 矿石储量计算 7 第2章 矿床开拓 9 2.1 矿山工作制度 9 2.2 井田划分 9 2.3 矿山年生产能力的校核 9 2.3.1 按技术可能性验证矿山企业年生产能力 9 2.3.2 按经济合理性验证年生产能力 10 2.4 地表移动带的圈定 11 2.5 阶段高度的计算 12 2.6 主要开拓巷道位置的确定 13 2.7 开拓的提出 13 2.8 开拓方案的分析比较确定 16 2.8.1 开拓方案的初步分析比较 16 2.8.2 开拓方案的技术经济比较 17 2.8.3 开拓方案比较计算 20 2.8.4 开拓方案的确定 20 2.8.5 开拓系统图 21 第3章 盲斜井提升及盲斜井断面设计 22 3.1 盲斜井提升设计 22 3.1.1 盲斜井矿车组(串车)提升计算 22 3.1.2 盲斜井提升机与井筒、井架的相对配置 29 3.2 盲斜井断面设计 32 3.2.1 盲斜井井筒断面形状选择和断面布置 32 3.2.2 盲斜井断面设计 32 3.2.3 盲斜井三心拱断面尺寸及工程量计算 35 第4章 矿山运输及平巷断面设计 37 4.1 平巷断面设计 37 4.1.1 平巷断面形状选择 37 4.1.2 平巷断面设计 37 4.1.3 半圆拱巷道断面尺寸及工程量计算 41 4.2 电机车选型与计算 43 4.2.1 电机车类型及质量的确定 43 4.2.2 确定矿车组重量及车组中矿车数 44 4.2.3 确定井下电机车台数 47 第5章 阶段平面设计 49 5.1 阶段平面设计的内容 49 5.2 阶段运输巷道布置形式的选择 49 5.3 各种硐室尺寸规格 49 5.4 阶段平面设计图 50 第6章 井底车场设计 51 6.1 井底车场型式的选择 51 6.2 斜井井底车场设计 51 6.2.1 斜井甩车道布置 51 6.2.2 甩车道线路设计 53 6.2.3 斜井井口车场布置 57 第7章 采矿方法设计 58 7.1 选择采矿方法的基础资料 58 7.2 采矿方法选择 58 7.2.1 采矿方法初选 58 7.2.2 采矿方法技术经济分析比较 61 7.3 采矿方法论述 63 7.3.1 矿块结构参数 63 7.3.2 矿块底部结构 65 7.3.3 采准与切割工作 65 7.4 回采工作 68 7.4.1 回采工艺 68 7.4.2 凿岩爆破 69 7.5 同时工作矿块数 71 第8章 基建进度计划编制 74 8.1 基建进度计划编制的基础资料 74 8.2 基建工程量及三级矿量划分 74 8.3 编制基建进度计划表 75 第9章 矿山通风与安全技术 77 9.1 选择矿山通风系统 77 9.1.1 选择矿井通风系统 77 9.1.2 井巷断面风速校核 78 9.2 矿井风量计算与分配 79 9.2.1 矿井风量计算与分配规定 79 9.2.2 全矿总风量计算 80 9.2.3矿井总风量分配 84 9.3 矿井通风阻力和自然风压计算 88 9.3.1 矿井通风阻力计算 88 9.3.2 自然风压计算 89 9.4 选择主扇和电动机 89 9.5 矿井防尘 93 第10章 矿山排水 94 10.1 矿山排水设计的基础资料 94 10.2 确定矿山的排水方式及排水系统 94 10.3 排水设备选择计算 94 10.4 确定水泵房型式及水泵房平面布置 98 10.4.1 选择水泵房的型式 98 10.4.2 水泵房平面尺寸的确定 99 10.5 水仓布置与计算 100 10.5.1 水仓布置形式 100 10.5.2 水仓与车场巷道连接方式 100 10.5.3 确定水仓的总长度 100 10.5.4 沉淀池 101 10.6 水泵房相关设计 102 第11章 矿山动力供应 103 11.1 矿山压气 103 11.1.1 矿山压气设备的选择与计算 103 11.1.2 空压机站 105 11.1.3 矿山压气相关指标 106 11.1.4 选择压气管道 107 11.2 矿山电力供应 108 11.2.1 矿山电力负荷估算 108 11.2.2 井下配电电压 108 致 谢 110 参考文献 111 第1章 矿区概况及矿床地质 1.1 矿床赋存地区的自然条件概况 1.1.1 矿区地理及行政概况 大坪矿区南起黄岩山,北至十八塘,总长14.5千米;西至蒋家寨?白石老寨一线,东至老乌寨?金竹林,宽12千米,地理坐标:东经103?04′28〃?103?06′31〃,北纬22?51′38〃?22?55′37〃。 大坪金矿位于云南省元阳县城东南部135?方位,直距约120公里,行政区划隶属云南省红河州元阳县大坪乡管辖,矿区海拔688?2574.9米。矿区至元阳县城有县乡简易公路相通,运距168公里,县城至省城昆明有高等级公路相通,沿途经个旧、建水、玉溪等,运距450公里,矿区南部有简易公路通金平县城,公路里程约30千米,交通条件尚可,但雨季公路塌方较多,时有阻隔,冬春季节雾大,通行具有较大的危险性[[[] 云南省元阳县大坪金矿地质勘查总体设计评审书. 紫金矿业集团矿产地质勘查(总)院,紫金矿业集团西南矿产地质勘查院,2010.]](见图1-1)。 1.1.2 矿区经济条件概况 区内居民为哈尼族、瑶族、苗族等少数民族居住区,农业比较落后,农作物以水稻、玉米为主,经济作物为少量草果、香蕉和茶叶,粮食尚不能自给,经济条件较差。 区内工业主要为大坪金矿,现有日处理矿石150吨选厂一座。水力资源丰富,矿山建有梯级电站两座,总装机容量1600千瓦/小时,电力资源基本能满足工业生产、生活需要。矿区周围居民点多处,青壮年众多,劳动力资源充足。 1.1.3 矿区自然条件 区内金子河由北向南纵贯全区,气候属湿热多雨的南亚热带季风立体气候,年平均气温18?,雨量充沛,雨季时间长,据金平县气象资料,年降雨量平均2283.8毫米,日最大降雨量1861.1毫米,一般5-11月份为雨季,最大降雨量为7-8月,1-3月份为枯旱季。本区主要风向为西南风,最大风速16m/s,相对湿度84%。 矿区地处三江褶皱系,哀牢上断裂南段西侧,为中低?中山河谷地貌,海拔688?2574.9米,分水岭最高海拔2574.9米,最低为金子河出口海拔688米,相对高差1886.9米,为中低山深切割山地。红河与黑水河水系分水岭地带,主要河流为三家河支流(上游称金子河),属黑水河水系的勐拉河干流水文网,水急坡降大,呈北西-南东向延伸,支流呈树枝状分布。汇水面积127.73平方千米,年平均流量6.75立方米/秒,最大流量86.69立方米/秒,最小流量0.54 立方米/秒。金子河为矿区最低侵蚀基准面,河床标高一般低于探明资源储量的分布标高。图1-1 大坪金矿交通位置图 1.2 矿床地质 1.2.1 矿床地质概况 [1] 矿床成因类型及工业类型 大坪金矿田主要位于小寨?金平断裂与三家河断裂间的脆?韧性剪切带内,小新街断裂两侧的次级断裂严格控制矿体的分布、规模、形态和产状。金的矿化主要发生在石英脉中,在石英脉尖线上的构造蚀变闪长岩中叶时有金矿化。含金石英脉与石英二长岩脉大致平行或斜交,相距不远,有时贴在一起,两者有着成因联系。矿床是由基性火山岩提供成矿物质,其成因是与韧性剪切带形成有关的高?中温石英脉型金矿床;工业类型为金-石英脉硫化物型[[[] 杨进文,沈燕飞,张川,等.云南省元阳县大坪金矿地质勘查总体设计续作. 元阳华西矿业有限公司,2010.]]。 [2] 矿体规模 大坪金矿毛木树矿段地处东矿化带中段,十八塘以南,产于哀牢山西侧脆?韧性剪切带内,小新街断裂之上盘。其矿体顶、底岩石均为糜棱岩化蚀变闪长岩,容矿岩石为石英。 矿段北起99线,南到120线与玛沙迷矿段相接,东自小寨?新平断裂,西到小新街断裂。分布范围长约4400米,宽1400?1700米。矿体出露最高标高1586米,控制最低标高547米,最大斜深 655米。共圈定含金石英脉20余条,具有一定规模者11条,大多呈北西?南东向近于平行分布,少数呈近东西向平行排列。其中矿体10余条,V1-2-3为主矿体,V5、V5-2、V24、V27、V28为次要矿体,其余为小矿体或卫星矿体,矿床规模已达中型。本次设计主要对V1-2-3主矿体进行设计。 [3] 矿区地质构造 矿区位于哀牢山断裂西侧,紧傍其分布。构造以断裂为主,褶皱有老金山背斜和马店单斜。 断裂构造:区内断裂十分发育,北西?南东向的主干断裂有小寨?金平断裂、三家河断裂、小新街断裂,这三条断裂大致平行,具多期次活动,长度超过20千米,总体走向320??330?,倾向北东,倾角50??80?,皆具压扭性,其中三家河断裂和小寨?金平断裂控制着桃家寨闪长岩体的展布;小新街断裂纵贯陶家寨闪长岩体中部,大断裂带强烈挤压破碎。次一级的断裂构造呈北西?南东向展布的破碎带,长度数十米至千米,走向300??330?,倾向南西,倾角30??90?,该组破碎带充填有褐铁矿、黄铁矿、方铅矿及含金石英脉,是本区的主要容矿构造。 矿区岩浆活动比较强烈,具多期、多类特点,主要岩体为桃家寨闪长岩体和燕山期的二长花岗岩,此外还有灰绿岩脉、煌斑岩脉、石英二长岩脉零星侵入。 桃家寨闪长岩体:主要分布于大坪金矿区内,夹持于三家河断裂和小寨-金平断裂之间,呈北西-南东向展布,岩体的主岩石类型为闪长岩,具半自型细-粗粒晶粒构造、块状构造,主要矿物成分为斜长石(35%-70%)和角闪石(10%-20%),该岩体断裂、节理发育,与金矿脉有一定的空间联系。 燕山二长花岗岩体主要分布于矿区北部大鱼塘一带,岩石具花钢结构、块状构造,主要矿物成分为:斜长石(50-60%)、石英(25-30%)和正长石(10-15%),具轻微变质。 矿区内底层曾受过区域浅变质作用,变质岩种类为糜棱岩、板岩、页岩、酸性岩浆岩和结晶灰岩,与成矿关系密切的则是热液变质作用。 矿脉两侧围岩(闪长岩和灰岩、砂板岩)常出现硅化、黄铁矿化、铅矿化、黄铜矿化、娟云母化、绿帘石化、绿泥石化、碳酸盐化、斜长石化等围岩蚀变,一般金矿与硅化、黄铁矿化、铅矿化、黄铜矿化关系密切,矿化蚀变越强和多种蚀变叠加的部分金品位也好。矿区围岩蚀变具不完全的分带现象,以石英脉为中 心,向两侧依次为:硅化-绢云母化带(褪色带),绢云母-绿泥石化带,绿泥石-绿帘石化带。 [4] 矿体特征 V1-2-3矿体:矿体分布于49?110线,控制长3120米,出露最高标高1356米,控制最低标高547米(32ZK1),最大斜深655米,计有8个中段沿脉坑(以脉内沿脉为主)、12余条穿脉和30个钻孔(其中18个见矿)控制,矿体沿走向已基本圈闭,往下有较大延深。矿体已达中型矿床规模。但标高1000m以上基本为私人矿山开采,故本次设计为标高1000m以下矿体。 矿体赋于次级断裂的含金石英脉中,顶、底板围岩为闪长岩,具绢英岩化、绿泥石化及绿帘石化。其产状与赋矿断裂基本一致,同步变化,总体走向北西?南东,倾向南西,个别地段反倾,为北东向,倾角最大88度,最小52度,平均78度,属陡倾斜矿体,见图1-2。 图1-2 毛木树矿段24勘探线剖面图 矿体厚度最厚1.29米,最薄0.07米,平均厚0.35米,厚度变化系数73%,属厚度变化稳定。 矿体呈脉状、薄板状、豆荚状,以工业矿为主,低品位矿少,且分布零星。矿体在21?11线及80?86线1100米标高以下为无矿地段,且将矿体分成三大支,其中北支分布于49?21线,在39?37线又出现无矿地段,将北支矿体分成2小支,往下未能圈闭;中支分布于11?80线,是该矿体的主体,矿体连续性较好,Au品位较高;南支分布于90?108线,规模小,品位变贫。由上可见,矿体具有尖灭、再现之特征[[[] 段纯彬,刘玉昆,李治明,等.云南省元阳县大坪金矿整装勘察设计.云南华西矿产资源有限公司,2010.]]。 表1-1矿体产状及特征汇总表 序号矿体号矿体赋存特征 V1-2-3矿体 1 矿体走向 北西?南东 2 矿体倾向 南西 3 矿体走向长度(m) 3120 4 矿体倾角(?) 最大 88 最小 52 平均 78 5 矿体厚度(m) 最大 1.29 最小 0.07 平均 0.35 6 矿体赋存标高(m) 1356~547 7 矿体最大斜深(m) 655 8 矿体形态及其变化 矿体呈脉状、薄板状、豆荚状,具有尖灭、再现之特征。 1.2.2 矿石质量 [1] 矿石类型 V1-2-3矿体:矿石工业类型较为单一,以黄铁矿石英金矿石为主,次为黄 铁矿、黄铜矿(方铅矿)石英金矿石。矿石具压碎结构、半自形?它形结构、包含 结构、交代结构等。金属矿物以黄铁矿为主,次为黄铜矿、自然金、白钨矿及少 量方铅矿等,但在900坑南方铅矿含量增多,呈脉状、细脉状、团块状分布于闪长岩、石英角砾间或裂隙中,或呈浸染状分布于石英中[[[] 张邵洪,杨淑良,陈华昌,等.云南省元阳县大坪金矿地质勘查阶段性报告. 云南华西矿产资源有限公司,2008.]]。 [2] 矿石品位及其变化 V1-2-3矿体:矿体Au品位单样最高307.08×10-6,最低为0,平均品位14.67×10-6。在11?50线间999中段Au平均品位为9.95×10-6,900中段为14.58×10-6,至826中段为30.43×10-6,Au品位有由上往下变富之趋势,尤以826中段最富。品位变化系数186%,为组分分布不均匀。尚有Pb 、Cu、Ag伴生有益组分,其中Pb品位0.00?19.70%,平均0.59%;Cu品位0.0?10.03%,平均0.51%;Ag0.0?338.35×10-6,平均19.07×10-6,均可综合回收。 选矿工艺:在就地产金的基础上采用重选+混合浮选+氰化提金+氰尾铜铅综合回收有价金、铅、铜、银元素,获得高质量的铜铅硫精矿,选矿回收工艺、流程简单,采用技术成熟、可靠,分选效果良好、产品质量高,具有良好的经济和技术优势。 区内该矿石矿物组成复杂,属复杂难选多金属矿,但采用上述先进选矿工艺、流程后,多种金属均能回收,且各项经济、技术指标良好,金回收率为95.57%,精矿品位15%,铅回收率89.57%,铅精矿品位为76.86%,铜回收率90.3%,铜精矿品位为28.86%,银回收率80%,精矿品位21.55%。 [3] 矿石氧化程度 矿石类型按氧化程度分为氧化矿、混合矿及原生矿(硫化矿)三类,以硫化矿为主;按含矿岩性分为石英脉型、灰绿岩型、破碎型等。 1.2.3 矿床开采技术条件和水文地质条件 [1] 矿床开采技术条件 V1-2-3矿体的上下盘岩石均为闪长岩。矿石的松散系数为1.64,自然安息角为42?,矿岩容重为3.1t/m3。 矿区内岩土体结构以整体结构为主,近风化带及扭裂带部位为块状结构,Rb(Mpa)强度>60,仅在局部地段稍低Rb(Mpa)30-60,RQD指标平均值大于90%。 矿体上下盘90%是坚硬稳固的闪长岩及石英脉,夹少部分为原生条脉状云斜煌斑岩,深部岩体裂隙不发育,岩石较完整稳固,为硬质岩组,闪长岩的饱和单轴抗压强度70.7-212.6MPa,力学强度较高,岩石稳定性较好,抗水抗风化能力较强。局部地段岩石结构面较发育,形成片理化,裂隙面主要由石英充填。 矿体顶、底板稳固性好,开采中加于规范,强化采空支砌和充填,以此避免地表塌陷、塌方危险。地表浅部残积层及风化壳软岩层组在雨天容易造成小范围内滑坡和泥石流,是矿区内主要工程地质问,开采活动中应尽可能的避免厚大的残积层及风化壳软岩层组。 综上所述,矿区内工程地质类型为二类一型,以坚硬半坚硬岩石为主的非层状、厚层状岩类,工程地质条件为简单-中等类型,矿脉及上下盘岩石基本处于稳固状态。 对矿床开采有良好的保护作用。 [2] 水文地质条件 矿区侵蚀基准面标高为520米,绝大多数矿脉位于侵蚀基准面以上。矿体围岩为分布广、厚度大、致密坚硬、稳固性良好的闪长岩、灰岩(溶穴不发育),矿脉处于两侧被包围的封闭状态。 矿区地下水补给主要靠大气降雨,流经矿区的金子河基本与矿体走向平行,切割深,矿体产出位置隔水层厚大,地表流水-金子河对矿体充水量影响小;坑道的最大涌水量为30m3/h。矿区含矿破碎带为矿床充水的主要途径,由于断裂带 厚度薄,构造岩复杂,其富水性、导水性总体弱,平巷开采有利于自然排水,地下水淹没坑道的危险性较小。 综上所述,矿区水文地质属以裂隙含水层充水和火成岩风化带网状裂隙水为主的简单类型。 [3] 环境地质条件 矿区区域较稳定,地震基本烈度属七度区。无热害,矿石及围岩中硫含量较高,对环境有一定影响;放射性强度低,铀、钍含量均低于核工业;地下水无污染,矿区生活用水水质良好。但矿区范围内属于湿热多雨的南亚热带季风气候,容易产生长时间高频度的降雨,对地质灾害的发生起着重要的促进作用,滑坡及泥石流灾害较严重,矿区环境地质质量中等至复杂类型。 1.3 矿床勘探和矿石储量计算 1.3.1 矿床勘探类型及勘探网度 依据《岩金矿地质勘查规范》(DZT0205?2002)中矿体规模、形态及构造破坏程度、结合矿体组分及厚度变化程度对矿脉综合考查,参考《铜、铅、锌、银、镍、钼矿地质勘查规范》(DZ/0214?2002)中对五种影响因数的系数赋值,如表7?1。其中毛木树矿段的V1-2-3矿脉综合类型系数为2.3,勘查类型为?类,其余矿脉综合类型系数为1.7?1.8,勘查类型均以主矿脉的勘查类型同步控制。在同一矿段中以主矿脉为主,尽量兼顾距离较近的其它矿脉,次要矿脉以主矿脉的勘查类型同步进行控制。 勘探网度:毛木树矿段V1-2-3为陡倾斜矿体,在坑道之下钻探按320×160米和320×320米网度较系统地控制,提交33+334资源量。总的认为,通过深部的初步控制,可为扩大矿山生产规模提供依据,可望达预期效果。 1.3.2 矿石储量计算 [1] 储量计算工作指标: 大坪金矿为老矿山,原武警黄金十三支队于东矿段(即毛木树矿段)V1-2-3矿脉53?110线1040m标高以上及西矿段(即白沙坡矿段)V9矿脉234?302线750m标高以上提交了地质勘探报告。矿区在资源整合时亦作了储量核实报告,为保持资料的前后衔接及对前人资料的利用。参照D2/T0205?2002《岩金矿地质勘查规范》,结合本矿区矿体特征,确定工业指标如下: 1)边界品位?1×10-6 2)最低工业品位 ?3×10-6 3)矿床平均品位 14.67×10-6 4)最低可采厚度为0.2m。 5)夹石剔除厚度2m 6)无矿段剔除长度对应工程15m,不对应工程30m。 7)米?克/吨值:当可采厚度小于最低可采厚度,而品位较高时,可采用米?克/吨。 8)伴生组分含量 Cu:0.1% Pb:0.2% Ag:4×10-6 WO3:0.05% [2] 资源/储量估算结果 按照工程控制程度和地质研究程度,将资源/储量估算结果分为基础储量、内蕴经济的和潜在经济的资源量[[] 沈燕飞,何文忠,张川,等.云南省元阳县大坪金矿矿山生产系统调查摸底报告. 元阳华西黄金有限公司,2010.]。 ? 保有的基础储量和内蕴经济的资源量(122b+332+333) 大坪金矿V1-2-3矿体总矿石量(122b+332+333)108.27万吨,其中122b为17.66万吨,占总矿量的16.31%;332为17.57万吨,占总矿石量的16.23%;333为73.03万吨,占总矿石量的67.45%。 总金属量为15923.86千克,Au平均品位14.67×10-6。其中122b为3673.3千克,占总金属量的23.1%,Au平均品位20.8×10-6;332为2412.44千克,占总金属量的15.2%,Au平均品位13.73×10-6;333为9838.12千克,占总金属量的62.7%,Au平均品位13.47×10-6。各矿段、矿体矿石量及金属量详见表1-2。 表1-2 大坪金矿V1-2-3矿体报告资源量估 矿段编号 矿体编号 项目名称 工 业 矿 Au 伴生组分 333 122b 332 122b +332 333 合计 Pb Cu Ag 金属量吨 品位% 金属量吨 品位% 金属量吨 品位 10-6 毛木树矿段 ?1、2、3 矿石量吨 176601 175706 352307 730373 1082680 3824.61 0.75 2251.8 0.44 9550.44 金属量千克 3673.3 2412.44 6085.74 9838.12 15923.86 平均品位10-6 20.8 13.73 17.27 13.47 14.67 比 例% 23.1 15.2 38.3 62.7 100 ? 保有的潜在经济的资源量334? 总计矿石量98232吨,金属量1069千克,Au平均品位10.88×10-6;伴生组分金属量:铅228.66吨,平均品位0.23%;铜285.97吨,平均品位0.29%;银875.49吨,平均品位8.91×10-6。矿体资源量详见表1-3。 表1-3 大坪金矿田毛木树矿段V1-2-3矿体334?工业矿资源量汇总表 矿 段 矿 体 号 金 伴 生 组 分 矿石量 吨 金属量 千克 平均 品位10-6 Pb Cu Ag 金属量 吨 品位 % 金属量 吨 品位 % 金属量 吨 品位 10-6 毛木 树矿段 V1-2-3 98232 1069.00 10.88 228.66 0.23 285.97 0.29 875.49 8.91 第2章 矿床开拓 2.1 矿山工作制度 本设计矿山工作制度采用连续工作制度,矿山年工作日为330天,采用 “三八制”,即每天三班,每班工作8小时的工作制度。 2.2 井田划分 本次设计毛木树矿段V1-2-3矿体控制的走向长度为3120米,走向长度较 长,连续性一般;矿体平均厚度为0.35米,平均倾角78?,为极薄陡倾斜矿体;矿 体最大延伸655米;且矿床高于金子河,不金子河的影响的影响,且矿床地表为山岭。考虑矿体的赋存条件及地表条件,把矿体划分为一个井田开采(即一个工区)是合理的。用一个井田开采还有许多优越性:用一个井田开采,人员、材料、设备、矿石的运输方便,对于年产量仅为8.25万t的小型矿山,一个井田开采也完全能满足要求,一个井田开采,管理方便且集中,可减少非井下生产人员,管理费用低,在经济上优越。 综上:本次设计将矿体划分为一个井田开拓。 2.3 矿山年生产能力的校核 矿山生产能力是指在适应矿床开采条件下,所采取的开采方法、工艺设备、人员与管理达到最佳状态的协调配合,形成整体的开采系统,稳定达到所需要的矿石年产量。 2.3.1 按技术可能性验证矿山企业年生产能力 按技术可能性确定矿山生产能力的方法有三种,即按可能布置的矿块数,按年下降速度及按新水平准备时间。本设计仅采用按年下降速度来验证矿山年生产能力。 按矿床开采年下降速度方法确定矿山年生产能力的实质是根据采矿技术条件类似矿山的开采强度经验指标,概括地求出年产量A。 ,t/a (式2-1) 式中:H?回采工作年下降深度,m/a; S?矿体水平面积,m; v?矿石容重,t/m3; K?矿石回收率,%; '?废石混入率,%; E?地质影响系数,一般取E0.7~0.9; K1?矿体厚度的修正系数; K2?矿体倾角的修正系数。 年下降深度H取值参阅《采矿设计手册》第2卷下册第864页表2-1-51,本设计采用的采矿方法为削壁充填法(即分采充填法),多阶段设计,控制的走向长度为3120m,矿体水平面积为1232?,参照表中的极薄脉群留矿法(面积为1000~2000?)的年平均下降深度21.75m/a,充填采矿法(金州石棉矿)年平均下降深度10m/a,本矿体取年下降深度为15.5m/a。 矿体水平面积S应采用各阶段水平面积与阶段矿段量的加权平均面积,即: 表2-1 矿床开采年下降深度按矿体厚度和倾角的修正系数 矿体厚度/m 5 5~15 15~25 25 矿体厚度修正系数K1 1.25 1.0 0.8 0.6 矿体倾角/? 90 60 45 30 矿体倾角修正系数K2 1.2 1.0 0.9 0.8 K1及K2的取值参照表2-1,矿体平均厚0.35m5m,则K11.25;矿体平均倾角为78?,则K21.1。地质影响系数E取0.9。 矿石的容重v取3.1t/m3;矿石回收率为92%;废石混入率为20%。 ,另外由设计任务书的规定设计年生产能力为250*3308.25万吨/a8.42万吨/a。 通过技术可能性上的校核,大坪金矿毛木树矿段250吨/日的生产能力在技术上可行。 2.3.2 按经济合理性验证年生产能力 按经济合理性确定年生产能力的方法有两种,一是按最小成本法确定生产能力,另一种按合理的服务年限确定生产能力,本设计仅按第二种方法校核矿山年生产能力。 ,(a) (式2-2) 式中:K?矿石的综合回收率,%; ?废石混入率,%; A?矿山年生产能力,t/a; T?计算服务年限,a; 矿石的综合回收率K的值为92%,废石混入率 为20%,矿体储量为108.27万吨,矿山年生产能力为A250*3308.25万吨。 则: (a) 矿山总服务年限: , a ; (式2-3) 计算服务年限: ,a ;(式2-4) 式中 t1?由投产至达产的时间,a ;(中小型矿山t11~3年); t2?正常生产阶段,a ; t3?矿山结尾期间(即产量逐渐下降阶段),a 。(一般t31~3年)。 在校核矿山生产能力时,还应计算出矿山达到设计生产能力的正常生产能力不能小于整个服务年限的三分之二,即t2?2T/3。 由于本次设计矿山属于小型矿山,t1取值为1年;t3取值为1年。则: ,。 则t2142T/310.67,即矿山达到的设计生产能力的正常生产能力大于整 个服务年限的三分之二。 同时设计矿山的年生产能力为8.25万吨/a,在有色金属矿山中属于20万吨以下的小型矿山,矿山经济合理服务年限应不小于10年;通过以上计算出矿山总服务年限为16年,符合冶金工业部规定的经济合理服务年限。 当前冶金工业部规定的矿山规模和经济合理服务年限如表2-2所示: 表2-2 合理服务年限表 矿山规模 矿山企业生产能力(万吨/a) 矿山企业经济合理 服务年限(a) 黑色金属矿山 有色金属矿山 大型及特大型 200以上 100以上 ?25 中型 60~200 20~100 ?18 小型 60以下 20以下 ?10 2.4 地表移动带的圈定 为了使地面建筑物以及主要开拓巷道不受地下开采而引起地表移动的影响,须圈定地表移动带。地表移动带的界限应标在地质地形图及开拓系统剖面图上。设计区域的V1-2-3矿体的上下盘岩石均为闪长岩,矿体为石英脉,矿脉及上下盘岩石基本处于稳固状态,矿岩上下盘的普氏系数为10~14。参考《采矿设计手册》类似矿山(程湖铁矿、安庆铜矿、金岭铁矿等)的经验取值,再参照表2-3岩石移动角,则矿体下盘移动角取65?,上盘移动角取60?,走向端部移动角取70?。 表2-3 岩石移动角 岩石名称 垂直矿体走向的岩石移动角/? 走向端部移动角/? (上盘) (下盘) 第四纪表土 45 45 45 含水中等稳固岩 45 55 65 稳固片岩 55 60 70 中等稳固致密岩石 60 65 75 稳固致密岩石 65 70 75 2.5 阶段高度的计算 [1] 采矿技术条件: 矿体厚度:平均0.35厚,属于极薄矿体; 矿体倾角:78?; 矿石与围岩的稳固性:基本稳固(f10~14); 矿石的品味14.67克/吨; 矿石的容重:3.1t/m3; 采矿方法:削壁充填法法; 矿山设计年产量:8.25万吨/年。 [2] 按阶段开拓和采准时间计算出阶段高度 在一定矿山年产量的条件下,增加阶段高度可以改善矿床回采的总回收 指标,并可降低开拓采准和回采矿柱的超额费用所摊至每吨矿石上的数额;并可 使阶段回采时间增长,为新阶段的建立赢得了时间,并对开采阶段的回采时间有 必要的超前关系,依此公式来确定最小阶段高度。(式2-5) 式中:Hmin??计算出最小的阶段高度 S??矿床的水平面积,相当于同时开采的采场面积,1232; A??矿山年产量,; W??开拓和采准时间对回采的超前系数,一般取W1.5; t??下一阶段开拓、采准所需时间,取2年; ??矿石的贫化率,; ??矿石体重,; ??矿石回收率,; 将数据代入得: 综合上述开采技术条件,采矿方法,勘探类型及计算最小阶段高度的要求和参照《采矿手册》表17-26中一些类似矿山实际开采急倾斜矿床的经验(阶段高度一般为40~60m)。由于本矿体为极薄矿脉,赋存条件变化大,开采技术条件复杂,阶段高度不宜过大,一般为30~50m[[[] 解世俊.金属矿山地下开采.冶金工业出版社.1984.]]。另一方面,为了减少采切工程量,故综合考虑决定阶段高度以40m为主。 具体阶段高度:分为960m、920m、880m、840m、800m、760m、720m、680m、640、590m、545m共十一个中段。 2.6 主要开拓巷道位置的确定 由于矿体走向长度长,矿脉薄,倾向延伸大,按地下运输功最小的原则考虑将主平硐布置在矿体中间即在勘探线32线附近,再根据哀牢山为陡峻的山岭,把主平硐口布置在760m水平(高于金子河历年最高洪水位)便于布置工业场地,且主平硐口离选厂的位置近,地表运输功小。故将主平硐垂直于矿体布置在32线,主平硐口布置在矿体上盘,与矿体相距1000m左右的金子河岸上。 盲斜井位置的确定主要考虑与主平硐的位置,尽量减少石门总长度,尽量满足地下运输工最小,且位于地表移动带外,且满足680m等深部各阶段水仓和水泵房的布置,故将盲斜井布置在矿体下盘外约80m处,盲斜井与矿体走向平行布 置,盲斜井出口位于距矿体80m与勘探线30线相交处(主要开拓巷道的位置详见附图)。 2.7 开拓方案的提出 根据v1-2-3矿体分布于49?110线,控制的走向长度为3120米,开采的范围为1000~547m,矿床大部分赋存在地平面以上,而另一部分赋存则赋存于在地平面以下;矿体平均倾角为78?,平均厚度为0.35m,是急倾斜极薄矿体;矿体的上下盘岩石均为闪长岩,矿体及上下盘岩石基本处于稳固状态;设计的年生产能力为8.25吨/年。综合考虑矿体的地质条件、地质地形条件、气象及工程地质资料、开采技术条件初步提出以下几种开拓方案: ?方案:平硐与盲斜井联合开拓法 本方案采用平硐与盲斜井联合开拓法,矿体在赋存地表以上部分(即+760m以上)的采用平硐开拓。由于设计年产量仅为8.25万吨/年为小型矿山,采用单轨电机车运输。从矿体中间位置,上盘掘进平硐穿过矿脉(矿脉与山坡倾斜方向相同),在+760m开掘主平硐,760m以上各阶段掘进辅助平硐。各阶段平硐穿过矿脉后,再沿矿脉掘进沿脉巷道。各阶段采下的矿石通过漏斗装车,用电机车沿主要运输平巷运至溜井,卸矿至溜井下部,在+760m主平硐装车,再用电机车运出地表。人员、材料、设备通过各阶段的的辅助平硐运至上部各阶段。同时这些辅助平硐也可以改善通风、行人、运出废石的条件。 矿体赋存在地表以下部分(即+760m以下)的采用盲斜井开拓。在+760m矿体的中央下盘掘进盲斜井,盲斜井出口通过石门与+760m主平硐相连,+760m以下各阶段掘进石门与斜井相连。阶段内掘脉内巷道(即阶段运输巷道进行开拓同时兼探矿作用。斜井除作提升矿石外,兼作提升人员、通风井。由于本次设计的 矿山为小型矿山,斜井采用矿车组(串车)提升,斜井斜角一般在20。斜井井筒上部和中部的各个停车场,必须设挡车器。 通风排水系统:采用对角双翼式通风,主扇采用抽出式。在矿体的两侧布置南回风井和北回风井。+760m以上水平新鲜风流从各阶段平硐进入井下各生产阶段,+760m以下水平新鲜风流通过760主平硐再经盲斜井进入各生产开拓阶段,污风从南回风井和北回风井排至地表。+760m以上采有平硐开拓,坑内水通过平硐排水沟自流排出;+760m以下采用盲斜井开拓,各阶段设置水仓,泵房,采用分段接力排水,通过盲斜井,再经+760m主平硐排出。 ?方案:平硐与斜坡道联合开拓法 本方案采用平硐与斜坡道联合开拓,矿体在赋存地表以上部分(即+760m以上)的采用平硐开拓。由于设计年产量仅为8.25万吨/年为小型矿山,采用单轨电机车运输。从矿体中间位置,上盘掘进平硐穿过矿脉,在+760m开掘主平硐,760m以上各阶段掘进辅助平硐。各阶段平硐穿过矿脉后,再沿矿脉掘进沿脉巷道。各阶段采下的矿石通过漏斗装车,用电机车沿主要运输平巷运至溜井,卸矿至溜井下部,在+760m主平硐装车,再用电机车运出地表。人员、材料、设备通过各阶段的的辅助平硐运至上部各阶段。同时这些辅助平硐也可以改善通风、行人、运出废石的条件(由于+760m以上都是采用平硐开拓,故此部分与?方案的平硐开拓方式相同)。 矿体赋存在地表以下部分(即+760m以下)的采用斜坡道开拓。在矿体的侧翼由+760m至+547阶段掘进折返式斜坡道,断面根据采用的无轨设备来确定一般为4*3?,设计曲率半径为20%。由上而下开掘阶段巷道连通折返式斜坡道和工作面,阶段巷道断面由于采用了无轨设备同样需要扩大到4*3?。连通地表的主斜 坡道主要用于运输矿岩,兼作无轨设备出入、通风和运送设备材料之用。同时阶段间需掘进辅助斜坡道,它可以转运无轨设备,方便行人,和材料的运送。 通风排水系统:采用对角双翼式通风,主扇采用抽出式。在矿体的两侧布置南回风井和北回风井。新风从各阶段平硐和斜坡道进入井下各生产阶段,污风从南回风井和北回风井排至地表。+760m以上采有平硐开拓,坑内水通过平硐排水沟自流排出;+760m以下采用斜坡道开拓,各阶段设置水仓,泵房,采用分段接力排水,最后通过+760m斜坡道口排出。 ?方案:侧翼平硐与明斜井联合开拓法 本方案采用侧翼平硐与明斜井联合开拓法,矿体在赋存地表以上部分(即+760m以上)的采用侧翼平硐开拓。由于设计年产量仅为8.25万吨/年为小型矿山,采用单轨电机车运输。平硐沿矿脉走向掘进,由于矿体稳定且矿体厚度为极薄,平硐设在脉内。在+760m开掘主平硐,760m以上各阶段掘进辅助平硐,各阶段采下的矿石通过漏斗装车,用电机车沿主要运输平巷运至溜井,卸矿至溜井下部,在+760m主平硐装车,再用电机车运出地表。人员、材料、设备通过各阶段的的辅助平硐运至上部各阶段。同时这些辅助平硐也可以改善通风、行人、运出废石的条件。 矿体赋存在地表以下部分(即+760m以下)的采用斜井开拓。在+760m矿体的南翼掘进斜井,斜井出口布置在矿体的一侧,+760m以下各阶段掘进石门与斜井相连。阶段内掘脉内巷道(即阶段运输巷道进行开拓同时兼探矿作用。斜井除作提升矿石外,兼作辅助行人、通风井。由于本次设计的矿山为小型矿山,斜井采用矿车组(串车)提升。斜井井筒上部和中部的各个停车场,必须设挡车器。 通风排水系统:采用单翼抽出式通风,在矿体的北翼布置北回风井。+760m 以上水平新鲜风流从各阶段平硐进入井下各生产阶段,+760m以下水平新鲜风流通过斜井进入各生产开拓阶段,污风从北回风井排至地表。+760m以上采有平硐开拓,坑内水通过平硐排水沟自流排出;+760m以下采用侧翼斜井开拓,各阶段设置水仓,泵房,采用分段接力排水,最后通过斜井井口排出。 ?方案:平硐与盲竖井联合开拓法 本方案采用平硐与盲竖井联合开拓法,矿体在赋存地表以上部分(即+760m以上)的采用平硐开拓。运输方式采用电机车运输。从矿体中间位置,上盘掘进平硐穿过矿脉,在+760m开掘主平硐,760m以上各阶段掘进辅助平硐。各阶段 平硐