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    焦家金矿-270矿体开采设计dsgj.docx

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    焦家金矿-270矿体开采设计dsgj.docx

    毕业设计计(论文文)任务务书毕业设计计(论文文)题目目: 焦焦家金矿矿-2770矿体体开采设设计 学生姓名名:王伟伟学 号号:专业、年年级: 采采矿20008级级 学习形形式:学习层次次: 专科 函授站:毕业设计计(论文文)内容容:设计的基基本原则则,矿区区概述,矿矿床地质质与开采采技术条条件,矿矿山工作作制度,矿矿床开拓拓系统,中中段平面面开拓系系统,采采矿方法法,矿山山通风系系统,矿矿井提升升运输系系统,总总图运输输,设计计矿山的的技术经经济指标标等。设计要求求:中段段生产能能力255万吨/年。专题(子子课题)题题目:-270m中段段采矿设计计内容:根据矿床床地质条条件和开开采技术术条件,设设计-2270m中段段矿体采采矿方法法。包括括:采矿矿方法初初选,技技术经济济分析,详详细技术术经济计计算、综综合分析析比较。采采矿方法法简述,结结构参数数,采准准巷道布布置,切切割工作作,回采采工作(落落矿、出出矿、通通风、支支护、损损失贫化化、顶板板管理、充充填),回回采顺序序,地压压管理,采采掘进度度计划,成成本计算算与技术术经济指指标。毕业设计计(论文文)指导导教师(签签字):主 管 教 学学 院 长(签签字):20100年 44月 55 日日目 录录前言11 矿区概概述21.1 矿区交交通位置置22 矿床床开拓332.1 地表移移动范围围的圈定定32.2 开拓拓方法442.2.1岩岩石条件件42.2.2水水文地质质条件552.2.3开开拓方案案选择552.2.4主主要巷道道的规格格62.2.5掘掘进工程程152.2.6、装装运1993 采矿方方法1993.1 开采范范围1993.2 采矿方方法2003.2.1、采采矿方法法选择2203.2.2、采采场构成成要素2213.2.3、采采准切割割工作2213.2.4、千千吨采切切比计算算223.2.5、回回采工作作234 矿井通通风系统统334.1 通风风系统现现状概述述334.2 矿井井总风量量计算3334.2.1、总总风量计计算公式式335 矿矿山主要要机械设设施3555.1提提升设备备355.2 地下下运输3355.3 地地下破碎碎365.4 排水水系统3366.5 风水电电供应系系统3666 总图运运输3776.1 矿山山总平面面布置3376.2 内内外部运运输3777 采场场单体设设计3777.1 上向向分层进进路充填填采矿法法378 总总结42参考文献献43前 言为加强理理论联系系实际,具具有解决决金属矿矿床开采采中有关关的技术术问题和和编制金金属矿床床开采设设计的能能力。在在逐步的的学习、工工作中,重重新认识识矿山,对焦家金矿的矿区概况、矿区地质、矿山工作制度和生产能力、矿床开拓、采矿方法、矿井通风、矿井主要机械设施、总图运输进行了系统的了解。并利用本专业所学过的基础理论,专业知识综合地解决金属矿床开采问题,做到了在实践中了解和掌握理论,巩固了自已所学的专业知识。1. 设计范范围焦家矿区区原有开开拓系统统仅设计计服务到到本矿区区-2770米中中段,本本次设计计就焦家家矿区-2300米在原原有开拓拓系统基基础上进进行矿体体回采设设计,设设计矿石石年生产产能力225万吨吨,日生生产能力力为8330吨。2 设设计依据据焦家金矿矿设计范范围内各各矿区采采矿许可可证。国国家现行行的律法法规和设设计规范范。 焦焦家金矿矿生产探探矿资料料及主要要生产技技术指标标及20007年年7月山山东省莱莱州市焦焦家金矿矿焦家矿矿区资金金矿源储储量核实实报告。1矿区概概述1.1矿矿区交通通位置焦家金矿矿位于山山东省莱莱州市金金城镇境境内焦家家村西北北侧,地地理坐标标为东经经1200°06461200°0752,北纬纬37°°232237°2424,矿区区范围面面积0.91664kmm²。矿区有烟烟潍公路路通过,向向南经莱莱州市至至潍坊火火车站1126kkm,向向北经龙龙口港至至烟台市市1455km,水水陆交通通方便。矿区属低低山丘陵陵区,东东高西低低。东部部为以剥剥蚀作用用为主的的丘陵区区,标高高一般为为4060mm,最高高点为矿矿区东侧侧的望儿儿山,海海拔1777.339m。西邻莱莱州湾,为山前冲洪积平原,地面标高2235m,地势平缓,属滨海平原。本区四季分明,气候温和,属暖温带季风型气候,最高气温38.9,最低-18,年平均12.4。年平均降水量600700mm,降水量多集中在68月份。区内无大水系,下切冲沟较发育,雨季呈径流,旱季常干涸。2 矿床床开拓2.1 地表移移动范围围的圈定定在圈定矿矿山开采采的岩石石移动范范围和崩崩落范围围时,往往往采用用类比法法,即参参照矿体体产状、围围岩条件件和采矿矿方法相相类似的的矿山岩岩体移动动资料来来确定矿矿山的岩岩石移动动范围和和崩落范范围。通过参考考类似矿矿山岩体体移动资资料,并并对照本本矿区下下部矿体体的赋存存条件,矿矿、岩性性质及稳稳固程度度,经综综合分析析确定矿矿体的岩岩石移动动角,并并按此圈圈定岩体体移动范范围。2.2 开拓拓方法由于焦家家矿区已已有开拓拓系统为为:斜坡坡道加混混合竖井井开拓,系系统已经经形成且且比较合合理,因因此不再再进行设设计,在在这里只只从石门门开始做做开拓设设计。2.2.1岩岩石条件件由于矿床床处于构构造破碎碎带内, 矿体及及围岩均均破碎、稳稳定性差差。通过过对岩石石力学研研究,焦焦家金矿矿床岩石石属半坚坚硬-坚坚硬岩石石, 其其抗拉强强度仅为为单轴抗抗压强度度的1/911/199,而垂垂直于结结构面的的抗拉强强度趋近近于零。矿矿区构造造应力场场最大主主应力为为水平应应力,方方位SEE-NWW,与矿矿体走向向近似垂垂直。破碎岩体体易受爆爆破震动动的影响响而发生生微观结结构上的的破坏, 当结构构面上的的滑移超超过其位位移极限限值时,岩岩体结构构解体崩崩溃,往往往无明明显变形形而突然然冒落。井井巷工程程施工过过程中,当当顶板岩岩体承受受的拉应应力超过过岩体本本身的抗抗拉强度度时,易易出现拱拱顶塌落落,这便便是焦家家金矿地地压活动动的主要要表现。焦焦家金矿矿矿床岩岩体基本本无岩爆爆或底鼓鼓现象,不不出现大大规模地地压活动动。但是是,岩体体越破碎碎,爆破破对其稳稳定性影影响就越越大。矿矿山开采采中,一一般尽量量采用拱拱形断面面,进路路布置尽尽量与构构造垂交交或斜交交。2.2.2水水文地质质条件焦家金矿矿床井下下水为天天水与矿矿床水的的混合体体, 存存在于岩岩体裂隙隙中,具具有较好好的连通通性。井井下涌水水特点主主要有:下部工工程拉开开后,上上部相应应地段涌涌水则迅迅速减少少,由原原来的喷喷涌变为为滴淋;一般地地,局部部破碎强强蚀变带带构造裂裂隙发育育,导水水性能好好,含水水量大,涌涌水多。2.2.3开开拓方案案选择由于I号号矿体厚厚度较大大,倾角角较缓,矿矿块生产产能力比比较大,服服务年限限较长,因因此选择择下盘脉脉外平巷巷加穿脉脉布置见见图4-1。布置如图图所示。一一般多采采用下盘盘脉外巷巷道和若若干穿脉脉配合。从从线路布布置上讲讲,采用用双线交交叉式,即即在沿脉脉巷道中中铺设双双线,穿穿脉巷道道中铺单单线。沿沿脉巷道道中双线线用渡线线连结,沿沿脉和穿穿脉用单单开道岔岔连结。图4-11下盘脉脉外平巷巷加穿脉脉布置下盘脉外外平巷加加穿脉布布置这种布置置的优点点是阶段段运输能能力大,穿穿脉巷道道装矿安安全、方方便、可可靠,穿穿脉巷道道还可起起到探矿矿作用。缺缺点是掘掘进工作作量大。2.2.4主主要巷道道的规格格电机车、矿矿车及铲铲运机选选型根据矿块块生产能能力,电电机车选选用CJJY6/6(ZZK6-6/2250)型架线线式直流流电机车车,矿车车选用22立方单单侧曲轨轨侧卸式式矿车;铲运机机选用阿阿特拉斯斯ST2D铲铲运机。电机车,主主要技术术参数如如下:外型尺寸寸(长××宽×高):44770×10445×15000(mmm)轨距:6600mmm 轴距距:11100mmm粘着着重量:7t额额定电压压:2550V 最小转弯弯半径:70000mmm集电弓弓工作高高度:11800022200mmm 牵引引高度:3200mm小小时制牵牵引力:130040NN 小小时制功功率:220.66*2KKW侧卸式矿矿车,主主要技术术参数如如下:矿车容积积: 22m³ 自自重:110000kg 载重重:5tt外型尺寸寸(长××宽×高):22000×11000×13000(mmm)轨距:6600mmm 轴轴距:6600mmm 牵引高高度:3320mmm铲运机,主主要技术术参数如如下:外形尺寸寸(长××宽×高)666044 ×15449 ××19881 (mmm)拐弯半径径:内半半径:226677mm 外外半径:46999mmm最大举升升高度:25115mmm 最大大卸载角角:455°选择巷道道断面形形状:由于焦家家金矿矿矿体下盘盘岩石相相对比较较稳固, 阶段段巷道形形状选择择1/44三心拱拱拱形断断面;阶阶段巷道道选择11/3三三心拱巷巷道大部部分不需需支护,轻轻微破碎碎带可选选用管缝缝式锚杆杆和喷射射混凝土土支护,破碎情情况较严严重的可可采用喷喷锚网支支护。由于I号号矿体阶阶段运输输平巷运运输量较较大,因因此规格格应适当当加大,确确定阶段段运输平平巷规格格为2.8m××2.66m ;确定出出矿穿脉脉规格为为2.66m×2.55m ;确定分分段巷道道的规格格为3.1×2.88m。布置巷道道内水沟沟和管线线:采用水沟沟坡度为为0.33%,查查表3-11得得:水沟沟深4000mmm,水沟沟宽4000mmm,水沟沟净断面面积0.16mm。管子悬吊吊在人行行道一侧侧,电力力电缆挂挂在非人人行道一一侧,通通信电缆缆挂在管管子上方方。计算巷道道掘进工工程量和和材料消消耗量:阶段运输输平巷每每米巷道道计算掘掘进体积积出矿穿脉脉每米巷巷道计算算掘进体体积绘制巷道道断面施施工图,编编制巷道道特征表表和每米米巷道掘掘进工程程量和材材料消耗耗表根据以上上计算结结果,按按1:550比例例绘制出出巷道断断面图,并并附上工工程量及及材料消消耗量表表,如表表。这些些施工图图表发至至施工单单位,作作为指导导施工的的依据。59 阶段运输输平巷特特征围岩类别别断面面积积/m设计掘进进尺寸/mm喷射厚度度/mmm 锚杆/mm净周长/m净面积设计掘进宽高型式外露长度度排列方式式间排距锚杆长直径7.2887.28828000260000管缝式015000180004010.88出矿穿脉脉特征围岩类别别断面面积积/m设计掘进进尺寸/mm喷射厚度度/mmm 锚杆/mm净周长/m净面积设计掘进宽高型式外露长度度排列方式式间排距锚杆长直径6.56.526000250000管缝式0方形15000180004010.22分段巷道道特征围岩类别别断面面积积/m设计掘进进尺寸/mm喷射厚度/mmm 锚杆/mm净周长/m净面积设计掘进宽高型式外露长度度排列方式式间排距锚杆长直径8.48.4260002500050mmm管缝式0方形15000180004011.66出矿穿脉脉巷道断断面阶段运输输平巷巷巷道断面面分段巷巷巷巷道断断面2.2.5掘掘进工程程掘进工程程主要工工序为:凿岩、爆爆破、通通风、装装运、支支护,此此外还有有清理浮浮石、接接管线等等辅助工工艺。阶阶段运输输平巷掘掘进为掘掘支铺轨轨架线依依次成巷巷方式,即即:掘进进工程结结束后,进进行永久久支护,然然后进行行铺轨架架线,经经验收合合格后,掘掘进工程程结束。分分段巷道道则不需需要铺轨轨。(一)凿凿岩本设计所所施工的的巷道工工程均采采用浅孔孔爆破。1.凿岩岩工具:使用YYT277型风动动凿岩机机凿眼,选选用适应应岩性的的钎头和和钎杆,钎钎杆长22.5米米,钎头头为Ø38mmm的柱柱齿型或或一子型型钎头,风风源自地地表压风风机房经经主井井井筒到达达石门巷巷,凿岩岩机风管管由此接接入。水水源由设设在地表表的的水水池提供供,供水水路线与与供风路路线一样样。2.凿岩岩工艺:爆破凿凿岩严格格按照中中线腰线线施工,按按照控制制爆破要要求,在在井巷断断面上合合理布置置掏槽眼眼,辅助助眼及周周边眼。断断面炮孔孔布置见见下图。炮炮孔布置置图装药形式式根据岩石石的易爆爆性,选选择适宜宜的凿眼眼爆破参参数,尤尤其要选选择适应应的掏槽槽方式。一一般的,当当岩石较较松软时时,应采采用楔型型掏槽,当当岩石较较致密,宜宜采用垂垂直桶型型掏槽,中中心布置置一个空空孔作为为掏槽自自由面,可可尽量利利用地质质构造提提高凿眼眼爆破效效果。允允许周边边眼向外外偏23度的的角度,最最多不能能大于66度。爆破爆破器材材:2#岩石铵铵梯炸药药和防水水乳化油油炸药、非非电导爆爆管、起起爆器、导导线等,药药卷长度度2000mm,药药卷直径径有两种种:32mmm与25mmm,后后者只用用于顶板板眼的装装药,目目的是减减小对周周边岩石石的破坏坏,提高高控制爆爆破效果果。当掘掘进过程程存在水水害时,可可以选择择防水乳乳化油炸炸药或使使用防水水乳胶套套。起爆药包包加工和和装药:装药按炮炮孔顺序序选取段段数,装装药时不不准搞错错段数,用用木棍轻轻轻捣入入孔内;推进导爆爆管时,只只准后随随一个药药包,推推进的速速度应与与导爆管管的速度度一致,尽尽量减少少摩擦和和猛拉,防防止导爆爆管变形形和损坏坏而导致致拒爆;装药后,必必须堵塞塞炮泥,捣捣炮泥时时,应防防止导爆爆管打结结、折断断、拉细细等现象象发生;在装药过过程中要要注意保保护塑料料导爆管管,不要要脚踏,防防止被石石块砸断断或划破破。工作面爆爆破网络络的联线线方法:将工作作面导爆爆管捆绑绑在一起起,用胶胶布缠好好,然后后把这导导爆管与与导线相相连,最最后用起起爆器起起爆。通风降尘尘通风系统统掘进工作作面起爆爆后,应应进行通通风。根根据本工工程独头头掘进、且且距离比比较长的的特点,前前期通风风采用压压入式通通风方式式,后期期巷道掘掘进较长长后采用用压入式式与抽出出式混合合通风,风风机选择择YBTT-622-2型型轴流式式风机,风风机选择择6000mm胶胶质皮风风筒,风风筒采用用岩壁锚锚杆吊挂挂。后期巷道道掘进较较长后,采采用压入入与抽出出混合式式通风方方式进行行通风。在在掘进巷巷道内安安装压入入式、抽抽出式风风机,压压入式风风机将新新鲜风送送至工作作面,冲冲洗工作作面,再再由抽出出式风机机将污风风排到硐硐口外,完完成掘进进巷道的的通风工工作。除尘措施施凿岩完成成后即进进行装药药爆破工工作。采采用2#岩石炸炸药、非非电导爆爆雷管起起爆,人人工装药药。爆破破时产生生含COO、NOO2的废气气。贯穿穿风流不不能到达达的工作作面、通通风难以以控制或或风阻较较大的独独头3掘进巷巷道均需需采用局局扇或辅辅扇进行行局部通通风,并并采取如如下抑尘尘措施降降尘:湿式凿凿岩捕尘尘;向爆堆堆喷雾洒洒水降尘尘;在卸矿矿站及其其它粉尘尘较多的的采矿点点采用喷喷水降尘尘。2.2.6、装运运阶段运输输平巷的的掘进,以以扒装机机将爆破破产生的的岩渣装装入矿车车,进入入中段运运输系统统,由ZZK7-6/2250架架线式电电机车牵牵引或人人力推矿矿车进入入中段卸卸载站,汇汇入井下下提升运运输系统统。分段段巷道的的掘进采采用铲运运机铲至至毛石井井,然后后用电机机车从阶阶段运输输平巷运运至卸载载站。3采矿方方法3.1 开采范范围根据地质质资料本本设计只只对-2230中中段844线1120线线的矿体体进行回回采设计计。3.2 采矿方方法3.2.1、采采矿方法法选择由于地表表不允许许崩落,矿矿山可采采用空场场采矿法法事后充充填和充充填采矿矿法。我我矿选择择充填采采矿法。充填采矿矿法 充填法法的目的的是利用用充填体体进行地地压管理理,以控控制围岩岩崩落和和地表下下沉,并并为回采采创造安安全和方方便条件件。充填填法生产产能力相相对要低低,成本本较高,但但地压管管理较好好。上向分层层进路充充填采矿矿法 此此法是从从上向分分层水平平充填法法演变而而来,把把矿房划划分成若若干条进进路。用用于厚度度较大的的倾斜矿矿体,机机械化出出矿,尾尾砂胶结结充填。此此法要求求机械化化程度较较高,成成本高;但矿石石回采率率较高,适适用于贵贵金属矿矿山。初步选定定上向分分层进路路充填法法进行各各种经济济技术指指标的对对比。原原因有二二,首先先,矿山山地理位位置决定定地表不不允许崩崩落;其其次,其其它采矿矿方法不不适合本本矿山地地质条件件。经过对以以上集中中采矿方方法综合合分析比比较,最最终确定定采用上上向分层层进路充充填采矿矿法。在在北部矿矿石极破破碎地区区采用下下向分层层进路采采矿法。该法具有有生产能能力大,采采准工程程量相对对较小,贫贫化率较较低,劳劳动生产产率相对对较高等等优点,但但同时也也要加强强采场顶顶板管理理,加强强生产技技术管理理与放矿矿技术管管理,严严格控制制大块产产出率及及矿石损损失率,努努力减少少矿石的的贫化。3.2.2、采场场构成要要素阶段高度度阶段高度度为400m。分段分分层高度度由于矿岩岩稳固,浅浅孔凿岩岩机凿岩岩,分段段高度为为10mm;分层层高度为为3m。采场布置置采场沿走走向布置置。采场长度度宽度度采场沿走走向布置置约50060mm,宽度度为矿体体水平厚厚度 。3.2.3、采准准切割工工作采准工作作采准工作作包括:在矿体下下盘掘进进阶段运运输平巷巷,规格格为2.8×2.66m;自阶段运运输平巷巷一侧向向上盘,每每隔200 m掘掘进一条条出矿平平巷,规规格为22.6××2.55m。沿斜坡道道每隔110米垂垂直高度度掘进一一条分段段巷道,规规格3××2.88m。切割工作作切割工程程有:自放矿溜溜井起沿沿矿房下下盘掘进进回风上上山,规规格为22.0××2.00m。3.2.4、千吨吨采切比比计算用长度表表示:,mm/ktt用体积表表示:,mm3/ktt其中:式中:千吨吨采切比比,m/kt或或m3/ktt;采场场采切巷巷道的总总长度,mm;采场场中采切切巷道的的总体积积,m33;采场场采出矿矿石量,tt;采场场工业储储量,tt;采切切工程中中的副产产矿石体体积,mm3;矿石石容重,tt/m33。3.2.5、回采采工作矿房回采采先使用YYT277风动凿凿岩机在在矿房下下盘施工工一条回回风上山山,然后后进行进进路拉底底,进路路高度为为3m,炮炮孔排距距0.775m,间间距0.7m,孔孔深2.3m。随随进路工工作面的的推进,每每循环爆爆破结束束,在进进路顶板板,及时时打锚杆杆和穿带带进行锚锚固。锚锚杆眼深深度为22.0mm,角度度不低于于60°°,网度度为1.0m××1.00m 。采场第一一分层采采用掘进进方式回回采,每每条进路路结束后后先打550mmm厚的人人工假底底,然后后采用胶胶结充填填至接顶顶;第二二分层开开始利用用下一分分层的充充填体为为自由面面,采用用挤压爆爆破,向向下压炮炮。矿石采用用ST-2D铲铲运机铲铲至采场场放矿溜溜井中,然然后在阶阶段运输输巷道用用电机车车转运至至中心溜溜矿井。凿岩工作作炮孔布置置:采场凿岩岩采用浅浅孔水平平落矿方方式,顶顶板采用用光爆技技术,以以确保采采场顶板板安全;炮孔为为水平炮炮孔。炮炮孔平行行布置,孔孔间距为为0.77m,排排间距为为0.775m;每次爆爆破面布布置炮孔孔数量为为25个个,爆破破进尺22m,分分层采高高3m,爆爆破体积积为188m³,落矿矿量约为为50tt。落矿矿时炮孔孔必须进进行封堵堵。炮孔孔布置见见:炮孔孔布置图图二分层以以上炮孔孔布置图图炮孔参数数凿岩采用用YT227型气气腿式风风动凿岩岩机,钎钎杆长22.5mm ,采采用直径径为388mm柱柱齿形或或一字形形钎头,每每个掌子子面的炮炮孔数为为2530个个,孔深深1.88m22.2mm,成孔孔直径为为38mmm442mmm。最小小抵抗线线为,取取0.88m,炮炮孔孔间间距,取取1m,排排间距取取0.88m 。爆破工作作选择炸药药和爆破破器材:爆破器材材为2#岩石铵铵梯炸药药药卷32mmm。起起爆器材材为非电电导爆管管秒差雷雷管。装装药方式式为人工工装药,顶顶板眼采采用空气气间隔装装药,装装药率220%30%;其余余炮孔采采用柱状状连续装装药,顶顶板眼每每孔在孔孔底和外外侧间隔隔放置22个同段段起爆雷雷管,其其余炮孔孔每孔放放置1个个起爆雷雷管,其其位置在在装药长长度200%(从从孔底算算起)左左右的药药卷中,要要求雷管管聚能穴穴朝向孔孔口。装装药时应应在警戒戒区边界界设置明明显标志志,防止止无关人人员进入入爆破作作业区。矿石运搬搬井下矿石石运输系系统是由由采场矿矿石溜井井、出矿矿巷、中中段运输输巷、石石门、卸卸载站、集集中溜井井和箕斗斗装矿点点组成。用用ST-2D铲铲运机将将采场工工作面落落下矿石石经采场场溜井、采采场振动动放矿机机装到22m³侧卸式式矿车,用用6吨电电机车牵牵引至卸卸载站卸卸载。采场通风风由于回采采为掘进进式回采采,借助助于自然然风流扩扩散通风风难以达达到通风风要求,必必须采用用局扇强强制通风风。结合合本采矿矿方法特特点,为为达到通通风效果果,在每每个采场场采用压压入式通通风,采场地压压管理支护方法法及材料料根据矿岩岩稳固程程度,在在采矿生生产过程程中必须须同时进进行合理理有效的的支护工工作。采采场内支支护方式式主要有有锚杆支支护、锚锚杆加穿穿带支护护和木立立柱、木木棚支护护等。锚杆支护护:适用用于岩石石较为稳稳固的采采矿工程程,为临临时支护护措施。采采用摩擦擦全锚固固的管缝缝式锚杆杆,将采采场顶帮帮挤压加加固,形形成稳定定的承压压层,达达到支护护顶帮的的目的。有关管缝缝锚杆的的主要技技术参数数如下:长18800mmm,杆杆体外径径40mmm,杆杆体采用用壁厚为为2.55mm屈屈服强度度不低于于3500MPaa的合金金钢材轧轧制而成成,管缝缝缝宽112mmm,托盘盘规格为为1400mm××1400mm××6mmm。锚杆排列列根据具体体条件,锚锚杆排列列有方形形、矩形形及梅花花形,我我矿采用用梅花形形。安装锚杆杆应符合合以下要要求:锚杆应交交错呈梅梅花网状状布置,锚锚杆网度度根据岩岩石破碎碎程度现现场确定定。锚杆孔轴轴线与构构造面夹夹角不得得小于660°,锚杆杆不得沿沿构造面面或裂隙隙布置,托托盘安装装应凹面面向里并并紧靠岩岩体,不不得将托托盘反装装或挤压压变形。锚杆眼打打上一个个必须安安装一根根,禁止止打完锚锚杆眼集集中安装装锚杆。采用管缝缝锚杆进进行支护护时,管管缝锚杆杆不准将将其砸扁扁后再使使用。锚杆加穿穿带支护护:当锚杆支支护达不不到支护护要求时时,应采采用锚杆杆加穿带带支护;即在两两根锚杆杆之间加加一根穿穿带,穿穿带是用用10mmm钢筋筋焊接而而成,长长度12200mmm115000mm之之间。穿带形式式木立柱、木木棚支护护:当以上两两种支护护形式都都打不到到要求时时,则必必须采用用木棚支支护。木木棚支护护应符合合下列要要求:梁和腿的的结合要要严密,其其夹角一一般为11001100°,顶压压大夹角角小,测测压大夹夹角大。棚腿柱窝窝应挖到到硬岩,松松软地段段应垫基基石或设设地梁。棚梁与棚棚腿应在在同一平平面上,必必须与巷巷道中心心线成直直角。梁的中部部及腿的的顶端与与顶帮间间的空隙隙必须用用木楔楔楔紧。为防止棚棚子发生生倾斜,各各腿之间间应用直直径不小小于100cm的的撑木互互相支撑撑。个木棚棚棚腿之间间距离在在0.881.2m之之间为防止巷巷道顶帮帮岩石的的片落,棚棚壁间必必须填塞塞结实。棚腿和立立柱应小小头向下下,大头头向上支支护。发现棚腿腿歪斜、压压裂、顶顶梁折断断或坑木木腐烂等等,应及及时更换换修复。采场顶板板管理工作面必必须按照照作业规规程和质质量标准准搞好工工程质量量,采场场顶板呈呈微拱形形,两帮帮平直,避避免超欠欠挖现象象。充填料的的输送根据充填填工艺的的要求,制制备好的的充填料料必须及及时送往往充填地地点。为为了将大大量充填填料送往往井下,必必须寻找找一种高高效率的的运输方方法,以以提高充充填法的的经济技技术效果果。目前前在矿山山中,已已广泛应应用流体体做输送送介质的的两相流流来输送送充填材材料。根根据采用用的输送送介质不不同,大大致将两两相流分分为水力力输送和和风力输输送。由由于水是是最为廉廉价的输输送介质质,所以以大多数数矿山都都采用水水力输送送充填材材料。影响两相相流阻力力的因素素主要有有以下几几个方面面:第一,断断面平均均流速的的影响,为为确保输输送可靠靠,工作作速度应应大于临临界流速速的155220,而而此时阻阻力也随随流速的的增加而而增大。第二,管管径。两两相流的的水头损损失是随随管径的的减小而而增大的的。管径径要根据据充填能能力和运运输距离离、充填填倍线等等指标来来确定,既既不能过过粗,也也不能过过细。第三,颗颗粒成分分及平均均粒径。如如果料浆浆中细粒粒较多时时,水头头损失比比细粒少少时要小小。这是是因为细细粒较多多形成的的砂浆相相当于一一种比重重较大的的液体,它它能使一一些较粗粗粒子更更容易悬悬浮。 第四,两两相流的的浓度对对阻力特特性有很很大影响响,在相相同的流流速下,水水头损失失是随浓浓度的增增加而增增大的。根根据本矿矿山的实实际,充充填最高高浓度可可达700以上上。第五,固固体颗粒粒的比重重,在体体积浓度度相同时时,比重重越大与与管壁的的摩擦就就越大。第六,颗颗粒沉降降速度。沉沉降速度度越大,就就意味着着水头损损失也会会增加。当水力输输送固体体物料的的浓度达达到某一一限值时时,浆料料会变得得很稠,它它沿管道道输送的的特性会会发生很很大的变变化,不不同于普普通的水水力输送送。浓度度很高的的浆料,只只需很低低的输送送速度就就能沿管管道压送送至目的的地。这这种在管管道中呈呈“柱塞”状低速速流动的的料浆称称为结构构流。结结构流大大致可分分为两类类,一类类是不加加胶结剂剂的结构构流,一一类是加加入胶结结剂的结结构流。结结构流的的浓度较较高,随随着技术术设备的的高速发发展,将将是以后后矿山充充填的发发展方向向。根据实践践在充填填料浆输输送中往往往会出出现各种种事故和和问题,最最主要的的有以下下几个方方面的问问题:管理堵塞塞事故,造造成管路路堵塞的的主要原原因有以以下几点点:料浆发发生离析析沉淀;自流输输送速度度太低;料浆中中混入杂杂物;管道未未清洗干干净等因因素。根根据以上上因素首首先要避避免料浆浆发生离离析沉淀淀,把物物料级配配组合好好;适当当加大料料浆输送送速度;避免管管路中进进入空气气,形成成复杂的的、不稳稳定的多多相流;利用高高浓度输输送;增增加料浆浆中细物物料的含含量。其其次要避避免管路路中进入入大块杂杂物,在在管路入入口处应应加一格格筛,格格筛的网网孔不能能大于管管道直径径的1/3。第第三充填填结束必必须用清清水、压压气或清清水压气气同时进进行,将将管路清清洗干净净,若清清洗不干干净、不不彻底,管管道中残残留的固固体物料料、特别别是胶结结充填是是的胶结结充填料料,就会会在下次次充填时时造成堵堵管。管道的磨磨损,由由于充填填料浆输输送速度度和压力力都很大大,管壁壁磨损非非常严重重。为了了保证安安全顺利利输送,了了解管道道磨损情情况,必必须定期期、定点点的用高高敏度超超声波测测厚仪及及金属探探伤仪对对管路进进行监测测。为了了降低管管路的磨磨损程度度,延长长其使用用寿命,可可以适当当降低料料浆流速速;适当当减小管管径采用用满管输输送;在在保证充充填体强强度的条条件下,尽尽可能降降低粒径径,多加加细料;适当给给料浆加加入减阻阻剂,减减小料浆浆对管道道的磨损损;采用用耐磨防防腐性好好的新型型管材;如果主主管路使使用钢管管还要定定期转动动管路,把把管壁较较厚的地地方转到到磨损较较严重的的地方。充填倍线线,若倍倍线值过过小,料料浆出口口剩余压压力过大大,管道道振动剧剧烈,磨磨损严重重;若倍倍线值过过大,压压力损失失过大,料料浆流动动不畅,容容易造成成堵管。 充填体体的强度度 水水力输送送的充填填料充入入采场经经过脱水水后,就就逐渐形形成整体体的充填填体。它它的作用用是用来来维护采采空区和和作为采采场下一一分层的的工作平平台。因因此,研研究充填填体时,必必须对充充填体的的透水性性、沉降降和强度度给予高高度重视视。充填填体的脱脱水主要要通过水水在充填填体的空空隙中流流动、渗渗透、扩扩散排出出。在细细颗粒的的松散体体中才可可能存在在毛细管管现象,其其中毛细细管水面面升高的的大小完完全取决决于松散散颗粒的的大小或或其中空空隙的大大小。无无论是自自由水从从细粒松松散体中中渗出;或松散散体干燥燥脱水,都都要克服服毛细管管力的影影响。在在采场进进行水力力充填时时,充填填料被输输送到采采场后,运运送充填填料的水水除少部部分以泾泾流的形形式在充充填体表表面上排排除外,大大部分水水是以渗渗透的形形式从充充填体的的空隙中中渗透排排出。为为了提高高充填体体的渗透透系数,应应正确选选择充填填料的粒粒径尺寸寸,孔隙隙率、颗颗粒级配配,以及及水力输输送时的的输送浓浓度,应应保证充充填料能能迅速脱脱水,并并形成坚坚固的整整体。对于饱和和水的松松散体在在自重条条件下,会会产生自自然沉降降。自然然沉降是是由两方方面原因因形成的的,一方方面是重重力水被被蒸发或或渗出失失去了对对固体颗颗粒的浮浮力;另另一方面面是重力力水被蒸蒸发或渗渗出后,充充填体中中仍保持持着毛细细水,毛毛细力的的作用是是发生自自然沉降降的主要要因素。充填体作作为支护护围岩的的手段,不不仅可以以控制采采场两帮帮围岩的的局部破破坏,而而且可以以防止大大规模的的岩石移移动。所所以就要要求充填填体必须须具备一一定的强强度。另另外,充充填体还还要作为为采场的的工作底底板,也也要具备备必要的的强度。为为提高充充填体的的强度首首先可以以通过加加压提高高充填体体的容重重;改善善充填料料的粒级级组成提提高充填填体的密密度;控控制充填填体内的的含水量量等手段段;来提提高充填填体的内内摩擦角角。其次次要提高高充填体体的粘结结力,粘粘结力是是通过灰灰沙比和和水灰比比决定的的。灰砂砂比在11:100时抗压压强度就就能达到到1015公公斤/平平方厘米米,就能能达到工工作面地地板的要要求;当当灰砂比比在1:20时时抗压强强度达到到577公斤/平方厘厘米,就就能达到到采场充充填的目目的。当当灰砂比比为1:3、输输送重量量浓度为为65%、水灰灰比3.22时时,每平平方厘米米的抗压压强度就就能达到到30公公斤。所所以为了了提高充充填体的的强度,在在满足输输送要求求下,尽尽量提高高输送浓浓度,若若浓度从从65%提高到到75%,强度度可以提提高1.522倍。相相反,输输送浓度度过低,会会造成充充填体脱脱水时间间过长,甚甚至还会会在充填填体表面面产生泾泾流,造造成水泥泥量的流流失和离离析。每每次充填填时要在在板墙外外构筑二二道板墙墙,对充充填时滤滤出的粒粒度较细细的泥沙沙进行二二次过滤滤,避免免污染整整个采场场。4 矿井通通风系统统4.1 通风风系统现现状概述述依据矿山山的两翼翼对角式式开拓系系统,斜斜坡道及及管缆斜斜井为总总进风井井,主竖竖井允许许有少量量漏风,南南北风井井为总出出风井。新新鲜风流流通过斜斜坡道,进进入井下下各个中中段,清清洗采场场和掘进进作业面面后分别别经各采采场的回回风天井井上行至至上水平平中段回回风巷,污污风在回回风巷主主扇的作作用下经经回风井井排至地地表。每中段主主扇为一一台BDDK455-2NNo133型轴流流式风机机,功率率为755Kw。在在整个通通风系统统中,采采用风门门,风窗窗,封闭闭巷道等等措施调调节各作作业点的的通风量量。4.2 矿井井总风量量计算4.2.1、总总风量计计算公式式式中:矿井井总风量量,;回采采工作面面需风量量,;备采采工作面面需风量量,;掘进进工作面面需风量量,;独立立通风硐硐室需风风量,;其他他巷道需需风量,;外部部漏风系系数;内部部漏风系系数。5 矿矿山主要要机械设设施5.1提提升设备备矿井提升升采用混混合竖井井:井筒筒直径55.5米米,井塔塔高度660.007米,井井塔内装装备有两两套JKKM2.25/4型多多绳摩擦擦式提升升机;井井筒内装装备有33.7mm3底卸卸式箕斗斗及其平平衡锤,44#单层层罐笼及及其平衡衡锤。5.2 地下下运输根据中段段生产能能力,电电机车选选用CJJY6/6(ZZK6-6/2250)型架线线式直流流电机车车。电机车,主主要技术术参数如如下:外型尺寸寸(长××宽×高):44770×10445×15000(mmm)轨距:6600mmm 轴距:11000mmm 粘粘着重量量:7tt

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