采矿方法设计说明书

第一篇 矿山概况 ........................................................................................................................................ 3 第一章 矿区基本情况 .................................................................................................................................. 3

1.1.1 地理位置 ............................................................................................................................... 3 1.1.2 交通情况 ............................................................................................................................... 3 1.1.3 气候条件 ............................................................................................................................... 3 1.1.4 材料资源 ............................................................................................................................... 3 1.1.5 矿区供电 ............................................................................................................................... 3 1.1.6 劳动力状况 ........................................................................................................................... 4 1.1.7 技术保障 ............................................................................................................................... 4 1.1.8 矿山企业发展状况、发展史、企业性质、规模。 ........................................................... 4

第二章 矿床地质 .......................................................................................................................................... 4

1.2.1 矿区地层系统 ....................................................................................................................... 4 1.2.2矿区地质构造 ........................................................................................................................ 5 1.2.3 矿体特征 ............................................................................................................................... 6 1.2.4 矿石加工技术性能 ............................................................................................................... 6 1.2.5 矿床地质勘查工作及勘查程度评述 ................................................................................... 7 1.2.5.1 地质勘查阶段的勘探工作................................................................................................. 7 1.2.5.2 矿山生产探矿工作 ............................................................................................................ 7 1.2.6 矿区工业储量 ....................................................................................................................... 8 1.2.6.1 工业指标 ............................................................................................................................ 8 1.2.6.2 矿区地质资源量 ................................................................................................................ 9 1.2.6.3 设计利用源储量计算 ........................................................................................................ 9

第三章 矿床开采技术条件........................................................................................................................... 9

1.3.1 开采技术条件 ....................................................................................................................... 9 1.3.2 矿区环境地质 ..................................................................................................................... 10 1.3.3 矿岩稳固性 ......................................................................................................................... 10 1.3.4 矿体特征 ............................................................................................................................. 11

第四章 矿床水文地质条件概述................................................................................................................. 13 第五章 现用主要采矿方法简介................................................................................................................. 14 第六章 主要阶段运输巷道的运输方法 ..................................................................................................... 15

1.6.1 矿石运输 ............................................................................................................................. 15 1.6.2 废石运输 ............................................................................................................................. 15 1.6.3 人员、设备和材料 ............................................................................................................. 15 1.6.4 通风 ..................................................................................................................................... 16

第七章 矿井通风 ........................................................................................................................................ 16

1.7.1 相关安全规程 ..................................................................................................................... 16 1.7.2 通风方案 ............................................................................................................................. 16

第二篇 永昌铅锌550中段42#采场采矿方法单体设计.......................................................................... 17 第一章 设计基本资料............................................................................................................................. 17

2.1.1 矿体地质特征 ..................................................................................................................... 17 2.1.2 地质勘查阶段的勘探工作 ................................................................................................. 17 2.1.3 矿岩物理力学性质 ............................................................................................................. 17

第二章 采矿方法的选择............................................................................................................................. 18

2.2.1 方案初选 ............................................................................................................................. 18

2.2.2 技术经济分析 ..................................................................................................................... 18

第三章 矿块概况 ........................................................................................................................................ 19 2.3.1 矿块构成要素的确定 ......................................................................................................... 19 2.3.2 矿块采准切割的简述 ......................................................................................................... 19 2.3.2.1 采准的主要任务 .............................................................................................................. 19 2.3.2.2 切割的主要任务 .............................................................................................................. 19 2.3.3 采准切割工程量计算 ......................................................................................................... 19 第四章 采准切割工艺计算......................................................................................................................... 20

2.4.1 采切工程费用计算 ............................................................................................................. 22

第五章 整个矿块的生产能力计算............................................................................................................. 22 2.5.1 大量回采凿岩爆破工作 ..................................................................... 错误！未定义书签。

2.5.1.1 凿岩设备及工具的选择 .................................................................. 错误！未定义书签。 2.5.1.2 凿岩爆破参数的确定 ...................................................................................................... 22

2.5.2 回采工作的组成形式及组成 ............................................................. 错误！未定义书签。 2.5.3 回采工艺循环图 ................................................................................. 错误！未定义书签。 2.5.4采场出矿 .............................................................................................. 错误！未定义书签。 2.5.5 矿柱回采及空区处理 ......................................................................... 错误！未定义书签。 2.5.6 采场支护及地压管理 ......................................................................... 错误！未定义书签。 2.5.7 采场通风 ............................................................................................. 错误！未定义书签。 第六章 整个矿块的生产能力计算............................................................................. 错误！未定义书签。 2.6.1 一个矿块回采时间计算 ..................................................................... 错误！未定义书签。 2.6.2 部分技术指标计算 ............................................................................. 错误！未定义书签。 2.6.3 矿房回采每吨矿石直接成本 ............................................................. 错误！未定义书签。 2.6.4 矿房回采的技术经济总表 ................................................................. 错误！未定义书签。 第三篇 总结及致谢 .................................................................................................................................... 29 参考文献 ...................................................................................................................................................... 30

第一篇 矿山概况

第一章 矿区基本情况 1.1.1地理位置

云南永昌铅锌股份有限公司勐糯铅锌矿区位于龙陵县城1300方向，平距50Km，隶属龙陵县勐糯镇。矿区北临怒江，南至罕乖，东起红木寨分水岭，细接勐糯坝子，中心地理坐标：东经99004'，北纬24017'；矿区范围：东经99003'?99005'，北纬24015'?24020'，面积约30平方千米。

1.1.2 交通情况

矿区内部交通极为方便，主要生产区，公路已经使用多年，已经能满足建设需要。外部运输为公路运输，各种生产生活物资的运输，均进行外委。矿区往西经平达、龙新乡有105km沥青公路抵黄草坝与320国道相接，沿国道南至龙陵17km、北至保山103km，至昆明673km;往北沿怒江有78弹石路，过红旗桥接320国道，交通方便。

1.1.3 气候条件

矿区地处低纬度、低海拔，属亚热带气候，夏季炎热，多雨，年平均气温

19.50C，最高气温40.40C。年降雨量665-1508毫米，雨季多集中在每年的6-9

月份，冬季温暖干燥，有轻霜，最低气温0.70C。矿区主风向为东南风，平均风速20米/秒，一般为3-4级，最大为6-7级。矿区地表宜生长亚热带阔叶林，植被覆盖面大于80%。

1.1.4 材料资源

砖、石、砂子及木材就地解决，水泥及钢材可由龙陵县、芒市、保山市场购买。

1.1.5 矿区供电

龙陵县境内水能资源丰富，电力充沛。永昌公司勐糯铅锌矿电锌厂现有35kV总降压变电站1座，设计规模为：整流变压器2x2750kVA，+1x9500kVA；电力变压器2x3150kVA，35x10kVA，其35 kVA电源由勐糯镇110 kVA变电站双回路架空线引来，导线型号LGJ-185,线路长约1.5km。可供给勐糯铅锌矿10kV电源有

三江口电站、供养河电站、蛮关河电站及昌宁县电网等，可以满足矿山竖井提升机和井下排水的一级用负荷的用电需求。

1.1.6 劳动力状况

龙陵县经济相对落后，人口较多，以简单的农作物作为经济来源，有丰富

的廉价劳动力。

1.1.7 技术保障

云南永昌铅锌股份有限公司勐糯铅锌矿具有几十年的井下开采经验，矿山有健全的管理机构，造就了一批吃苦耐劳、既懂专业技术又善于管理的技术人才和大批生产熟练工人。这些强有力的技术力量为该工程的实施提供了有力的技术保证。

1.1.8 矿山企业发展状况、发展史、企业性质、规模。

云南永昌铅锌股份有限公司前身是1958年1月建立的龙陵县勐兴铅厂。隶属云南冶金集团总公司，1988年11月后历经改扩建、兼并改制、债转股诞生的国有控股企业。

经过50年的发展，永昌公司已发展成为一个集采、选、冶、化工和经济作物种植为一体的国有控股大型冶金企业。总股本29864万元，总资产8.8亿元,形成采矿12万t/a、选矿12万t/a、冶炼电锌2万t/a、硅铁5万t/a、工业硅5万t/a、硫酸1.8万t/a的生产能力。“十五”期间，实现工业总产值60875万元，实现利润4464万元，上缴税金7255万元。2007年实现工业总产值5.3亿元，与2006年同比增1.2亿元；全年累计实现销售收入5.39亿元，与2006年同增比1.04亿元；上激税费7000万元，实现利润3060万元。为地方经济的发展做出了重要贡献。

“十一五”期间，永昌公司将紧紧围绕“十一五”发展的思路：即以资源战略为中心，以发展铅锌产业为龙头，以整合多种金属资源为支撑，以金属深加工为突破口，做精、做强铅锌主业，从而不断完善产业结构；同时，把握机遇，实现企业资源战略；加大科技进步和科技创新工作，坚持不移地走新型工业化发展路子；同时，依托总公司境外上市，构建融资平台，实施资本化运作，加快企业发展。

第二章 矿床地质

1.2.1 矿区地层系统

勐糯铅锌矿位于龙陵县城130°方向平距约50km。矿区范围：东经99°03′－99°05′，北纬24°15′－24°20′，矿区北临怒江，南至罕乖寨，东依红木寨分水岭，西接勐糯坝，呈南北向长条形展布，长约10Km，宽约3Km，面积约30Km2。

矿区地处保山—镇康弧后盆地中部姚关—酒房复式向斜南缘，近南北向勐糯次级向斜的东翼。矿区出露寒武系公养何群（?gn）变质砂岩、千枚岩夹片岩、

片麻岩；奥陶系（Ｏ）长石石英砂岩夹千枚岩、泥岩；志留系（S）碎屑岩夹生物碎屑灰岩、凝灰岩；泥盆系（D）中、下统灰岩、泥灰岩夹粉砂岩；三叠系中统（T2）角砾状灰岩、白云质灰岩夹钙质泥页岩；侏罗系中统勐戛组（J2m）泥灰岩、泥岩夹砂岩；第四系（Q）洪积、冲积粘土、砂土、含砾土。含矿地层志留系岩性特征如下：

下志留统下仁和桥组（S1）为黑灰色薄层千枚岩与细砂岩、石英千枚岩互层，顶部夹钙质石英千枚岩，为次要含矿层。厚235m。中志留统上仁和桥组（S2）分为两段：下段（S21）为灰、深灰、绿灰、紫色层纹状灰岩、泥灰岩夹黑色含碳千枚岩及浅绿灰色沉晶屑凝灰岩，底部夹灰、深灰色中厚层—块状生物碎屑结晶灰岩透镜体，为区内主要含矿层，厚11m～99 m。上段（S22）为灰色中厚层状细粒长石石英砂岩夹千枚岩，顶部为石英千枚岩、细砂岩与千枚岩互层，厚42m～400 m。上志留统栗紫坝组（S3）为灰、灰黑、紫色薄层状千枚岩夹石英千枚岩及灰岩透镜体，厚48m～120 m。 矿岩物理力学参数见表1。

表1 矿岩物理力学参数表 指标类别 矿岩类型 单位 数值 备 注 矿石 t/m3 3.26 平均体积密度 岩石 t/m3 2.80 松散系数 抗压强度 围岩 矿岩 矿岩 Mpa 56.7-116.40 1.60 9.80-121.70 1.2.2矿区地质构造

矿区为一单斜构造。从南到北，地层走向由北东向转向南北向，倾向由北西

转向西，倾角中等—陡倾。

纵向断裂：如F1、F13、F10、F8等，均为压扭性断裂，产状陡，常有0.5m—3.5m宽的破碎带；F10为怒江断裂系之分支断裂，破碎带宽数米至数十米，部份糜棱岩化；一般西盘下降，倾向东或西。推测为区内控矿构造。

横向断裂：如F3、F4、F6等，多横切地层走向产出，多数为张扭性断层，断距均不大，15m—75m不等；一般北盘地层下降，断层倾斜，地表朝北、深部朝南，总体显示地层向北超覆叠推性质。是矿区破岩、破矿构造。

层间断裂与破劈理：具扭性特征，是该矿区控矿和储矿构造。其层间破碎带也为矿液通道及贮矿场所。北部地层产状陡直甚至倒转时，即发现与层理呈锐角相交、密集产出的破劈理带，常为矿液充填交代。若其边部呈波状面交代状，则整个矿体呈穿层（交角甚小）的细脉产出，如矿区北部出现的层脉型矿群。

综上所述，区内北东向转为南北向、中等倾斜的单斜构造转为陡立乃至倒转的褶曲构造，以及与其匹配的纵向和横向断层所形成的构造组合，反映了区域应力场力学性质，其中纵向断层还可能是导矿断层。由以上褶皱构造所产生的层间滑动和破劈理带，也是本区铅锌矿体呈似层状产出和细脉产出的重要控矿和贮矿构造。

1.2.3 矿体特征

铅锌矿床的矿体产出于一定层位。主要赋存于志留系下统(S21) 层纹灰岩中的生物碎屑灰岩及生物点礁灰岩内，尤其在灰岩与碎屑岩、千枚岩、含炭千枚岩的接触界面附近矿体规模较大。主要为Ⅱ、Ⅲ号矿群，走向长度2300m，总体走向NNE，倾向NW，单个矿体走向长度为50m－662m,倾角30°－76°；矿体呈似层状、透镜状、豆荚状顺层产出，产出状态与围岩一致；矿体无论是沿走向还是倾向，具一层为主多层含矿及尖灭再现；厚度变化较大，由几厘米到数米不等，平均2.28m;品位较高，铅矿体平均品位大于3%，锌大于6%；设计地段平均品位铅3.55%、锌6.86%、铅+锌10.41%，为较富的铅锌矿床。各中段详细产状特征如下表

表2 矿体剖面产状特征统计表 中段 600 550 500 450 400 350 300 250 200 开采标高范围 (m) 650 600 600 550 550 500 500 450 450 400 400 350 350 300 300 250 250-200 中段高度 矿体倾角 矿体斜长 (m) 50 50 50 50 50 50 50 50 50 (o) 63.21 48.14 32 54.66 37.5 55 55.75 61.42 55.75 (m) 56 68.62 76.0 70.42 72.16 74.10 60.5 56.93 60.5 厚度≤4m 矿块数量 平均厚度 (个) (m) 55 51 37 30 41 54 60 93 60 2.04 2.24 2.04 2.04 2.07 2.10 2.04 2.06 2.04 1.2.4 矿石加工技术性能

历次勘查作了3个小型选矿试验（氧化矿2个、混含矿1个），获得铅精矿、

铅锌混合精矿和锌精矿三种合格产品，铅、锌回收率均在80%以上。试验结果表明，除呈微粒状嵌布于脉石中的铅锌氧化物难选外，基本得到回收。伴生银、镉在铅、锌精矿中得到富集，可以综合收利用。

矿山经多年生产实践，不断改进选矿工艺流程，自1994年以来选矿回收率逐年提高，铅、锌回收率均达到80%以上，超过设计铅最高74%、锌最高70%的指标，接近实验室选矿试验的最佳指标。精矿品位也达到或超过设计铅50%、锌

48%的要求。银的回收率在铅精矿中为68.7%、锌精矿中为12.6%；镉在锌精矿中的回收率。

1.2.5 矿床地质勘查工作及勘查程度评述

勐糯(兴)铅锌矿区地质工作始于1985年，至今曾先后有多个地质部门及企业开展过区域地质调查、物化探、普查、勘探等各个不同阶段的地质勘查工作，先后提交了不同程度的多份勘查报告及储量核实报告，为矿区的开发奠定了坚实的资源基础。

1.2.5.1 地质勘查阶段的勘探工作

原西南有色地质勘探公司304队对矿区进行勘探，1986年2月提交的《云南省龙陵县勐兴铅锌矿床勘探地质报告》，其勘探手段主要以钻探为，965m标高以上利用了部分生产坑道对矿体进行控制，勘探区主矿体按第Ⅲ勘探类型进行控制。其网度为50m×50m配合部分坑道B 及储量，以100m×40m－50m钻探求C级储量，其余矿体按100m×100m求D级储量。通过对勘探区系统控制和远景评价区的稀疏控制，基本查明了矿区含矿带的展布，对矿区含矿层位的岩性特征和和控矿地质因素作了较深入的地质研究，勘探区主矿体的形态、产状、厚度、品位已基本查明；矿体的空间位置及分布范围已基本控制；查明了矿石的类型、物质成分、结构构造主金属元素的含量及其赋存状态，查明了伴生元素Ag、Cd的含量及分布规律，对矿石进行了可选性试验，说明矿石可选；储量计算方法选择正确、参数的确定正确，各级储量比例满足了矿山生产建设的要求；

1.2.5.2 矿山生产探矿工作

（1） 生产地段的储量升级工作

生产探矿原则与手段及网度:遵循生产探矿工程与采矿工程紧密配合，采用坑钻结合，网度按25m穿脉×中段高度和坑内水平钻孔控制矿体，从生产多年来的实际情况,能较好的控制矿体，满足了采场建设的要求。

（2）、矿山找矿勘查工作

勐糯(兴)铅锌矿于1958年开始土法生产，如今已生产了50年，1990年进行改扩建，改扩建工程于1994投产，设计矿山服务年限为15年，迄今已属于超期服役的老矿山，原改扩建设计范围的基础储量已经消耗殆尽，因此本矿已属严重危机矿山。所幸于2007年申报的《全国危机矿山接替资源勘查项目》已获批准。勐糯铅锌矿区的生产探矿工作，自1994年改扩建工程投产以来，一直从未间断，工作主要集中分布于详勘区 (铅厂矿段的深部、空白地段)、远景评价区的后寨矿段及白沙水矿段。生产找矿根据已掌握的矿区地质特征、控矿条件与矿体分布规律的研究，结合以往工程控制情况以及瞬变电磁法（TEM）、大功率激电法等物探方法（IP）的综合运用，区内找矿工作取得了较好效果。勐糯地区呈现出东西两个矿化带，综合分析和研究认为勐糯铅锌矿区及外围仍具较好找矿的潜

力。首先志留系中统上仁和桥组下段(S21)底部或其与志留系下统下仁和桥组(S1)的接触面附近的Ⅲ号矿群仍是主要找矿方向，其次为产于志留系中统上仁和桥组

1

下段(S2)中上部的Ⅱ号矿群。

采用地、物、化、遥感及地表深钻结合的综合找矿手段，经过矿山工程技术人员的艰苦努力，找矿工作在矿区深部取得了突破性的进展， 2008年施工的深部钻孔见矿率高达80%左右。值得一提的是56号勘探线ZK5621号孔在标高225m－190m之间揭露了三层矿体，厚度为2.07m－3.20m,Pb+Zn品位为5.83%－11.49%，根据这个钻孔资料分析，说明矿体向深部尚未尖灭，综合预测，有可能使勐糯成为大型铅锌矿。为深部接替工程的开展提供了地质资源依据。

矿床勘探手段主要以钻探为主，遵循生产探矿工程与采矿工程紧密配合，采用坑钻结合，网度按25m穿脉?中段高度和坑内水平钻孔控制矿体，从生产多年的实际情况，能较好的控制矿体，满足了采场建设的要 求。勐糯铅锌矿区地质工作始于1985年，至今曾先后有多个地质部门及企业开展过地质调查、物化探、普查、勘探等各种不同阶段的地质勘查工作，先后提交了不同程度的多份勘查报告及储量核实报告，为矿区的开发奠定了坚实的资源基础。

1.2.6 矿区工业储量

1.2.6.1 工业指标

矿区资源储量计算采用的工业指标是根据云南省地方有色金属公司《关于龙陵县勐兴铅锌矿床工业指标批复》一文([85]第13号)执行的，具体是：

① 边界品位：氧化矿：Pb 0.7％、Zn 3％混合矿及硫化矿：Pb 0.5％、Zn 2.0％； ② 最低工业品位：氧化矿：Pb l.5％、Zn 4.0％，混合矿及硫化矿：Pb 1.0％、Zn 3.0％。

③ 最低可采厚度：最低可采厚度不分矿石类型皆为1.0m； ④ 夹石最小剔除厚度:夹石最小剔除厚度为2.0m。

1.2.6.2 矿区地质资源量

截止2008年11月30日，勐糯铅锌矿区共计保有探明112b+332+333类铅锌矿石量404.89万t，平均品位Pb 4.19%，Zn 8.06%，Pb+Zn 12.25%金属量Pb 169773 t，锌Zn 326499 t，，Pb+Zn 496272 t。资源量分布地段详见表3 。

表3 勐糯铅锌矿区截止2008年11月30日保有资源量表 范围 2000年提交的后寨矿段勘查报告 白沙水矿段 (72－108号勘探线)新增 铅厂矿段 (72－24号勘探线)新增 分类编码 333 333 332+333 矿石量(万t) 品位(%) 金属量(t) 4040 4.60 4.06 8.78 1866 90.65 4.99 9.66 45300 87600 162.68 3.99 7.91 64858 128677 铅厂矿段(11－24号勘探线)新增 合 计 333 112b+332+333 65.86 3.35 7.05 22074 46442 404.89 4.19 8.06 169773 326499 1.2.6.3 设计利用源储量计算

以云南省国土资源厅矿产资源储量评审中心评储字〔2008〕95号评审通过的《云南省龙陵县勐糯铅锌矿区资源储量核实报告》保有量及深部找矿新增资源量相结合；设计范围共计保有332+333+334矿石资源量413.61万t，品位Pb3.55%，Zn6.86%，金属量Pb 146758t，Zn 283738t，Pb+Zn品位10.41%，金属量430496t。其中332+333矿石资源储量193.89万t，品位Pb4.08%，Zn7.37%，金属量Pb 79127t，Zn142920t，Pb+Zn品位11.45%，金属量222047t；334预测资源储量219.72万；品位Pb3.08%，Zn6.41%，金属量Pb 67631t，Zn 140818t， Pb+Zn品位9.49%，金属量208449t。

第三章 矿床开采技术条件

1.3.1 开采技术条件

矿体围岩一般为微晶灰岩、生物碎屑灰岩，夹不规则的细砂岩团块及千枚岩。顶扳岩性主要为层纹灰岩，其次为含钙千枚岩、千枚岩；底板主要为生物碎屑灰岩、含钙石英千枚岩，其次为层纹灰岩及千枚岩。影响顶底板稳固的因素主要取决于岩层的风化程度、断层发育程度、夹软弱层的情况等。通过矿山生产多年的开采证明，在弱(未)风化坚硬岩体地段的坑道中，围岩稳固性较好，仅局部地段发生小范围的掉块、落石现象，一般毋须支护，而在强风化软质岩层或夹薄层软弱岩层、风化破碎或断裂破碎带地段，围岩稳定性较差，极易产生工程地质问题。

2

通常，S2砂岩底部软弱夹层较多，含水性及吸水性都好，高应力地区开采易产生塑性形变；S21层纹灰岩段和S1中下部的千枚岩(尤其是含炭千枚岩)易风化，遇水软化，层间断层及揉皱发育，“X”节理发育，裂隙产状较陡，在这些部位多产生塑性形变及冒顶、片帮、侧胀、底鼓等不良工程地质现象。

矿区内可划分为3个工程地质岩组:

散体结构松散岩(土)组：一类是零星分布的坡残积物，较松散，对矿山地下开采影响甚微；二为断层破碎带的未或弱胶结碎块及断层泥，仅在局部出现，为不良地质岩体，易垮塌，开采时须采取支护措施。

半坚硬岩组：为地表、近地表强风化岩石，如强风化的细砂岩、千枚岩等，风化裂隙发育，力学强度较低，局部易发生崩塌。

坚硬岩组：指矿区内未风化的灰岩、结晶灰岩、微晶灰岩、层纹灰岩、生物碎屑灰岩、千枚岩、石英千枚岩、含钙千枚岩、含炭千枚岩等，构成矿体顶底板，平均抗压强度64.7－198.0MPa，岩石坚硬，节理裂隙不发育，为良好工程地质岩体。

表4 各种矿岩抗压强度统计表 微晶灰岩 矿体 层纹灰岩 石英千枚岩 细砂岩 项目 平行 垂直 平行 垂直 平行 垂直 平行 垂直 平行 垂直 层面 层面 层面 层面 层面 层面 层面 层面 层面 层面 样品5 2 5 8 6 2 2 4 1 3 数 抗压强度102.6 116.7 22.8 9.8 47.1 121.4 52.6 98.7 56.7 198.0 范围~137.7 ~139.1 ~65.4 ~121.7 ~90.8 ~166.4 ~153.7 ~196.1 ~92.6 (MPa) 平均值115.4 127.9 47.4 43.1 64.7 146.1 103.2 139.5 198.0 80.0 (MPa) 体积密度:矿石为3.26t/m3, 围岩2.80t/m3;松散系数矿围岩均为1.60;自然安息角矿石为38°－39°，摩擦角为31°－34°,矿石自然湿度2.85%。

矿床工程地质条件总体为以软硬相间层状岩类为主的中等类型。坑道在弱（未）风化的坚硬岩体中掘进，围岩稳固性较好；但在强风化软质岩层或软弱夹层、风化破碎或断裂破碎带中，围岩遇水易软化，极易产生变形及冒顶、片帮、侧胀、底鼓等不良工程地质现象。随着开采面积加大，深度增加、采空区增多，有向复杂类型转化的可能。

1.3.2 矿区环境地质

矿区位于怒江与勐糯坝子夹持的近南北向分水岭西侧的斜坡地带,地形相对平缓，山顶宽缓浑园；地表植被发育，植被覆盖率大于80%。区内土层较薄或基岩裸露，矿山对矿区内的采矿废石堆积区均有拦砂坝，并修筑了坚固的尾矿坝，矿区无地面塌陷、滑坡、崩塌、泥石流等地质灾害现象，矿山环境地质条件总体为中等。矿区处地震烈度Ⅷ 度区，属区域不稳定区。地表人类经济、工程活动强度中等，矿区内地质灾害不发育。矿区岩矿石砷含量为0.003％－0.3%，属正常范围；汞含量极低，在正常值之下，对矿区环境影响甚微，矿层中无有害人体健康的有害气体和放射性等。选矿流程为浮选，选矿废水如果不达标排放，对勐兴坝子地表水及怒江水会造成一定污染。随着矿山进一步的开发建设，采矿废弃物若不妥善堆放、选矿尾液不达标排放，将会对环境造成一定污染、引发次生地质灾害，矿山在矿床开发中应注意采取预防措施，注意保护环境。

矿床工程地质条件总体为以软硬相间层状岩类为主的中等类型。坑道在弱（未）风化的坚硬岩体中掘进，围岩稳固性较好；但在强风化软质岩层或软弱夹层、风化破碎或断裂破碎带中，围岩遇水易软化，极易产生变形及冒顶、片帮、侧胀、底鼓等不良工程地质现象。随着开采面积加大，深度增加、采空区增多，有向复杂类型转化的可能。

1.3.3 矿岩稳固性

矿体围岩一般为结晶灰岩、生物碎屑灰岩，夹不规则的细砂岩团块及千枚岩。顶板岩性主要为纹灰岩，其次为含钙千枚岩、千枚岩及含炭千枚岩；影响顶板稳

固的因素有：风化程度、断层发育程度、软弱层及矿围岩含水情况等。底板主要为生物碎屑灰岩，含钙石英千枚岩，其次为层纹灰岩及千枚岩。S22砂岩底部软弱夹层较多，含水性和吸水性都好，高应力地区开采易产生塑性变形。S21层纹灰岩易分化，遇水软化、层间断层及揉皱发育、节理裂隙产状较陡、“X”节理发育。近矿围岩总体以软硬相间层状岩类为主的工程地质条件中等类型。矿山采矿活动及各开采水平（开拓平巷）均在志留系（S）这一含矿岩系层位，地下井巷、采空区及矿层顶、底板均为软硬相间岩层，矿区井巷及地下开采区工程地质条件差异较大。在弱、未风化坚硬岩体地段的坑道中，围岩稳固性较好，但在强风化软质层岩或夹薄层软弱岩层、风化破碎或断裂破碎带地段，围岩稳定性较差，遇水易软化，极易产生工程地质问题，多产生塑性形变及冒顶、片帮、侧胀，底鼓等不良工程地质现象。随着矿山开采面积不断增大，开采深度不断加深，地下采空区逐渐增多，有逐渐向复杂类型转化的可能。

1.3.4 矿体特征

1 铅锌矿床的矿体产出于一定层位。主要赋存于志留系下统S2层纹灰岩中的

生物碎屑灰岩及生物点礁灰岩内，主要为II、III号群体，走向长度2300m，总

00体走向NNE，倾向NW，单个矿体走向长度为50m-662m，倾角30?76；矿体呈似

层状、透镜状、豆荚状顺层产出，产出状态与围岩一致；矿体无论是沿走向还是倾向，具一层为主多层含矿及尖灭再现；厚度变化较大，由几厘米到数米不等，平均2.28m；品位较高，铅矿体平均品位大于3%，锌大于6%。各中段详细产状见表5.

表5 矿体特征 中段 开采标高范围 （m） 600 550 500 450 400 350 300 250 650 600 600 550 550 500 500 450 450 400 400 350 350 300 300 中段高度 （m） 50 50 50 50 50 50 50 50 矿体倾角 (度) 68.21 48.14 32 54.66 37.5 55 55.75 61.42 矿体斜长 （m） 56 68.62 76.0 70.42 72.16 74.10 60.5 56.93 厚度?4m 矿块数量 （个） 55 51 37 30 41 54 60 93 平均厚度 （m） 2.04 2.24 2.04 2.04 2.07 2.10 2.04 2.06 250 200 250-200 50 55.75 60.5 60 2.04 第四章 矿床水文地质条件概述

矿区位于怒江与勐糯坝子夹持的近南北向分水岭西侧的斜坡地带，北、东、南三面为怒江环绕，怒江标高560m－600m。盆地与怒江之间分水岭标高950m－1204m，相对高差约350m－604m，属中山中度切割地貌。西侧勐糯坝子标高740m，为—南北向怒江断裂通过并相对下降的断陷盆地。受地层产状及构造制约，构成单斜自流斜地，为独立的水文地质单元。

区域所属的水文地质单元为一完整的岩溶地下水均衡区。地下水由南而北以暗河形式排泄于怒江(与怒江流向相反)。次级水文地质单元又可分为岩溶水区和裂隙水区，即以泥盆系灰岩与志留系千枚岩为界，西为岩溶水区；东为裂隙水区；矿区则处于地表分水岭以西斜坡地带的裂隙水区内。矿体主要赋存于志留系中统(S21) 层纹灰岩中的生物碎屑灰岩及生物点礁灰岩内。

志留系(S)为矿区含矿岩系，也是与矿床充水有关的地层。在矿区内有两个含水层和两个隔水层。含水层为志留系中统上含水层(S22)、下含水层(S21)；隔水层包括志留系上统S3、志留系下统S1层位。上含水层（S22）为层间构造裂隙潜水-承压含水层，含水性相对较好，为矿层顶板上覆第一含水层；下含水层（S21）含层间岩溶裂隙水，属构造裂隙承压含水岩组，含水相对丰富，为矿床底板直接充水的含水层。S3、S1分别为矿区两个含水层的隔水顶、底板，隔水性较好。矿床水文地质条件为裂隙含水层充水为主的简单类型。随着开采范围的扩大、开拓水平下降，矿坑涌水量越来越大，尤其是揭露沟通强导水断裂或破碎带时会产生突水；采空区的增加使地表水下渗补给面积及长度加大，补给量增加，水文地质条件有向中等类型转化的趋势。

矿坑涌水量预测（引用昆明理工大学2008年11月提供的资料） 由于深部无水文地质资料，本次矿坑涌水量的初步预测，主要沿用西南地质勘探公司304地质队于1985年提交的《云南省龙陵县勐兴铅锌矿床勘探地质报告》中原有的渗透系数。由于随着开采深度的加深，矿区条形状降落漏斗的形成，南北两端进水量有限，降落漏斗中心深度加深，影响半径不可能无限延伸，故对原来地质队引用影响半径计算公式做了相应的修正。

由于开采深度的增加，开采深度将低于区域最低侵蚀基准面560m—600m标高的怒江面，矿山水文地质条件逐渐发生变化，目前矿山水文地质条件已明显由最初的层间裂水直接充水为主的简单类型向中等类型方向发生变化。矿山地下水补、径、排条件逐渐变化，补给源、途径、通道增多，涌水量增大，同时，矿坑突水的可能性也增大。新增矿体大部分位于区域最低侵蚀基准面怒江以下，矿山水文地质条件将变得更复杂。随着矿山开拓系统的影响范围扩大、开拓水平的下降，越接近区域最低侵蚀基准面（怒江面560m—600m标高），矿坑涌水将有可能变得越来越大，尤其是揭露勾通上下含水层强导水断裂或破碎带时会产生突水，使上下含水层之间的水力联系由弱变强，突水机率增大。因此，矿山开采中应一改过去对水文地质条件的轻视态度，加强矿区地表水、泉水以及矿坑涌水、突水点的动态观测，完善排水系统的自然通畅，建立矿坑突水监测预警措施。

第五章 现用主要采矿方法简介

矿山主要采用的采矿方法主要有两种：普通浅孔留矿法、全面留矿法。采矿方法主要构成要素：1、普通浅孔留矿法：矿块高度为中段高度（50m），小矿体为矿体赋存高度。矿块长度25m~30m，沿走向布置矿块，矿块内采矿高度为矿体厚度，矿体留间柱6m，顶柱4m，底柱5m.。2、全面留矿法：矿块沿矿体走向连续布置，矿块长度25m，矿块采矿高度为矿体厚度，中段高50m，矿块斜长一般为70m左右，间柱3m~4m，顶柱高2m~2.5m，底柱高3m。

普通浅孔留矿法：回采工作面自下而上逐步推进，从拉底巷道开始回采包括凿岩、爆破、通风、局部放矿平整工作面及撬毛等作业。回采工作面多为水平梯状布置。回采中每循环落下的矿石放出30%左右。大量放矿时必须轮流均衡放矿，以保贫损指标。

采场通风主要依靠主风流所形成的风压，新鲜风流由中段运输平巷经人行通风材料井上行进入矿房，洗刷采矿工作面后，污风经上山回至上中段平巷会回出。采场施犦后，为使炮烟得以尽快排出，可采用局部扇风机进行辅助通风。

全面留矿法：回采工作沿伪倾斜工作面凿岩、耗矿，工作面以扇形斜线工作面成推进。采场贫化小，凿岩效高，用YT—28、7655型上向成凿岩机打眼配ZPK—14KM0.2m3耙斗的电耙出矿。采矿时，每次爆破后扒（放矿量）为崩下矿石量的1/3左右，采用ZPK-14型电耙绞车配0.2m3耙斗向采场溜矿井耙矿，将矿石下放至运输中段后装车运出。

通风主要依靠主风流的风压。新鲜风流由中段运输平巷经人行通风材料井上至脉内拉底巷道。再进入矿房，洗刷才进入采矿工作面后。污风经上山回至上中段平巷回出。

公司两种采矿方法的个技术经济指标如下表

表6 采矿方法主要技术经济指标

序号 1 2 3 4 名称 所占比例 损失率 贫化率 掘采比 采准比 单位 % % % m/kt 普通留矿法 70 10 15 24.02 113.82 13.51 43.38 1.75 43.89 全面留矿法 综合 30 15 10 28.59 120.88 14.56 49.07 5.27 43.89 100 12.5 12.5 26.3 117.35 14.03 46.2 3.51 43.89 m3/kt m/kt (1) m3/kt m/kt (2) 切割比 m3/kt m/kt (3) 开拓比 6.21 43.89 2.4 8 10 15 50 9 11.4 29.6 350 6.21 43.89 2.4 8 10 10 60 10 15.5 21.9 350 6.21 43.89 2.4 8 10 12.5 52 9.5 12 28.45 350 m3/kt m/kt (4) 5 6 7 8 9 10 11 12 (1) (2) (3) (4) (5) (6) 生探比 副产矿率 废石率 矿块生产能力 采场工班效率 采场凿岩工效 采场出矿工效 矿石合格块度 主要材料单耗 炸药 雷管 合金片 铅钢 木材 机油 m3/kt % % t/d t/1班 t/1班 t/1班 Mm Kg/t 个/t g/t Kg/t 0.42 0.32 0.59 0.075 0.00057 0.01 0.48 0.62 0.59 0.046 0.0035 0.0116 0.47 0.41 0.59 0.06 0.0007 0.0102 m3/t Kg/t 第六章 主要阶段运输巷道的运输方法

1.6.1 矿石运输

矿、废石由各矿段斜井采用多段提升至地表，中段则采用电机车和人工推车。各中段采场的矿石通过采场溜井漏斗装入1.6m3侧卸式矿车，经7t电机车牵引至竖井车场，经斜井提升至795m标高主平巷，经电机车牵引运输至地表矿仓。

1.6.2 废石运输

各中段的废石采用1.6m3矿车及7t电机车牵引至竖井车场，经竖井提升至795m平坑，从795m平坑采用电机车牵引运输至地表废石场。

1.6.3 人员、设备和材料

井下的工作人员、设备及材料通过795m主平巷经斜井从运送至各中段后再进入各中段及采场。

1.6.4 通风

新鲜风流经795m主平坑进入，经中段平巷和采场天井(斜上山)进入采场，经过采场后，废风由采场上山回入上中段平巷进入南端部回风斜上山，原系统回风平巷排出地表。通风总体布置图如附图一

第七章 矿井通风

1.7.1 相关安全规程

《冶金矿山安全规程》规定：

⑴ 井下采掘工作面进风流中的空气成分（按体积计算），氧气不低于20%，二氧化碳不高于0.5% 。

⑵ 井下所有作业地点的空气含尘量不得超过每立方米2mg，入风井巷和采掘工作面的风源含尘量不得超过每立方米0.5mg 。

⑶ 井下作业地点（不采用柴油设备的矿井）有毒有害气体浓度，不得超过表10

⑷ 使用柴油机设备的矿井，井下作业地点有毒有害气体的浓度应符合以下规定：一氧化碳小于50ppm；二氧化碳小于5ppm；甲醛小于5ppm；丙烯醛小于0.12ppm。

（5）井下炸药库和充电硐室空气中氢的含量不得超过0.5%，并且必须有独立的回风道。井下所有机电硐室，都必须供给新鲜风流。

（6）采场、二次破碎巷道和电耙巷道，应利用贯穿风流通风。 （7）矿井所需风量，按下列要求分别计算，并采取其中最大值。

按井下同时工作的最多人数计算，每人每分钟供给风量不得小于4m3；按排尘风速计算风量，硐室型采场最低风速不应小于每秒0.15m；巷道型采场和掘进巷道不应小于每秒0.25m；电耙道和二次破碎巷道不应小于每秒0.5m；箕斗硐室、破碎硐室等作业地点，可根据具体条件，在保证作业地点符合国家规定的卫生标准前提下，分别采取计算风量的排尘风速值。

1.7.2 通风方案

通风系统采用多风机多级机站、抽出式通风方式。通风井采用对角抽出式，生产初期通风网络简单，630m以上利用原通风系统，基建投时只需要在通风系统630m总回风平巷设置1级机站，与原通风系统连接(经初步核实)可以满足500m以上的生产通风需要。采矿向下延伸而通风困难时，可通过增加机站接力的方式解决后续通风问题，通过机站串、并联共同克服矿井通风阻力并达到有效分风的目的。

新鲜风流从795m平坑进入，通过中段平巷进入采场，废风由上中段平巷排到回风斜上山，再通过回风平巷排到老矿回风系统中去，由老通风系统从842m排出地表。井下泵房、炸药发放室、变电所等硐室由所在中段供给新鲜风流。见通风系统立体附图。

防尘措施主要是洒水及作业方式采用湿式作业。

第二篇 永昌铅锌550中段42#采场采矿方法单体设计

第一章 设计基本资料

2.1.1 矿体地质特征

①铅锌矿床的矿体产出于一定层位。主要赋存于志留系下统(S21) 层纹灰岩中的生物碎屑灰岩及生物点礁灰岩内，尤其在灰岩与碎屑岩、千枚岩、含炭千枚岩的接触界面附近矿体规模较大。主要为Ⅱ、Ⅲ号矿群，总体走向NNE，倾向NW，单个矿体走向长度为50m－662m,倾角30°－76°。

②矿体呈似层状、透镜状、豆荚状顺层产出，产出状态与围岩一致。 ③矿体无论是沿走向还是倾向，具一层为主、多层含矿及尖灭再现； ④ 厚度变化较大，由几厘米到数米不等，平均2.28m;

⑤ 品位较高，铅矿体平均品位大于3%，锌大于6%；设计地段平均品位铅3.55%、锌6.86%、铅+锌10.41%，为较富的铅锌矿床。

矿石自然类型有氧化矿、混合矿、硫化矿。氧化带一般分布于900m标高以上，原生带在765 m标高以下。矿石工业类型分为铅锌共生矿、单锌矿、单铅矿三种，分别占88.19%、5.39%、6.42%。矿石结构有原生的粒状、莓球状、同心环带状和放射状结构；交代充填形成的假象结构、再生长结构、定向乳滴结构、交代残余结构、填隙结构和港湾状、网络状结构；应力作用形成的压碎结构；氧化作用形成的环带反应边结构。矿石构造主要有散点状、浸染状、细脉条带状构造。

金属矿物有闪锌矿、方铅矿、铅矾、铅铁矾、白铅矿、菱锌矿、水锌矿、水锌矿、异极矿、砷铅矿、脆硫锑铅矿、硫镉矿及黄铜矿、铜蓝、孔雀石、毒砂。主要脉石矿物为方解石、石英、 重晶石。主要有用元素为铅、锌。伴生元素有银、镉、铟、锗，其中银、镉含量达综合利用要求。

矿床受层位、岩性和后期构造控制，为层控沉积—改造型矿床。

2.1.2 地质勘查阶段的勘探工作

矿床勘探手段主要以钻探为主，遵循生产探矿工程与采矿工程紧密配合，采用坑钻结合，网度按25m穿脉?中段高度和坑内水平钻孔控制矿体。从生产多年的实际情况，能较好的控制矿体，满足了采场建设的要求。

2.1.3 矿岩物理力学性质

矿岩物理性质：稳固性较好。矿岩物理力学参数表7如下：

表 7 矿岩物理性质 指标类型 矿岩类型 单位 数值 平均体积密度 松散系数 矿石 岩石 矿岩 矿岩 t/m3 t/m3 3.26 2.80 1.60 9.80-121.40 抗压强度 围岩 Mpa 56.7-116.40 第二章 采矿方法的选择

2.2.1方案初选:

① 矿体总体走向NNE，倾向NW，单个矿体走向长度为50m－662m,倾角30°－76°矿体呈似层状、透镜状、豆荚状顺层产出，产出状态与围岩一致。

② 该矿体倾角40°,矿体倾角变化不大。

③ 矿体无论是沿走向还是倾向，具一层为主、多层含矿及尖灭再现； ④ 厚度变化较大，由几厘米到数米不等，平均2.28m;

⑤ 品位较高，铅矿体平均品位大于3%，锌大于6%；设计地段平均品位铅3.55%、锌6.86%、铅+锌10.41%，为较富的铅锌矿床。

⑥矿岩物理性质：稳固性较好,f=6－8。

根据上述矿体赋存条件和采矿技术条件，初选出全面法、房柱法、留矿全面采矿法三种方法。

2.2.2技术经济分析:

表 8 采矿方法初步技术经济分析表 顺序 留矿全面法 1 矿块生产能力 吨／日 70 60—100 75 2 矿块劳动生产率 吨／工班 12 10—14 10 3 采切比 米／千吨 124—140 50—150 11.33 4 矿石损失率 ﹪ 10 20—30 8 5 矿石贫化率 ﹪ 6—9 5—10 11 6 主要材料坑木 米3／吨 0.004 0.0005 0.003 消耗 炸药 公斤／吨 0.25 0.35 0.17 雷管 发／吨 0.19 0.05 0.224 7 采出矿石的直接成本 元／吨 25.4 28.7 21.7 从表中可以看出三种采矿方法的矿块生产能力相差不大，劳动生产率留矿全面法的相对较低，采切比及损失率留矿全面法相对较低，而矿石贫化率全面法的较高，但是三种方法留矿全面法的采矿成本最低，故选留矿全面法为宜。

指标项目 计算单位 全面法 房柱法

第三章 矿块概矿

2.3.1矿块构成要素的确定:

矿块沿走向布置，阶段高度40—60m，取50m。矿块长度30—100m，取46m。间柱取6m，顶柱取5m，底柱取6m，矿块平均厚度2.28米。阶段运输平巷2×2㎡，矿块天井2×2㎡，联络道2×2㎡。

2.3.2矿块回采各步骤的简述:

2.3.2.1采准的主要任务是形成矿块开采的系统:掘进阶段运输平巷、矿块天井、联络道。

2.3.2.2切割的主要任务是为矿块的回采提供自由面和补偿空间，并形成受矿结构:拉底及扩漏。

2.3.3 采准切割工程量计算

表9 采准切割工程量的计算 巷道长度(M) 体 积（m3） 岩石中 巷道断矿石中 合计 面（㎡） 合计 矿石 废石 单长 总长 单长 总长 工程项目 数量 千吨采切比（m3/kt） 采准工程 阶段运输平巷 通风行人天井 1 2 46 77.4 4 0.28 46 155.6 48 0.28 0 0 0 7.72 0 0 0 7.72 4.4 4 4 4.4 202.4 622.4 192 1.232 1018.032 160 15.2 175.2 1193.20 0 0 33.968 33.968 0 0 0 33.9202.4 622.4 192 35.2 1052 39.549 天井联络道 12 装岩穿脉 小 计 切割工程 拉底 放矿小井 小 计 合 计 1 1 1 40 3.8 40 3.8 0 0 4 4 160 15.2 175.2 1227.2 46.135 32 68 备注：矿石密度为3.26m3/t、围岩密度为2.8 m3/t、阶段运输平巷断面2?2.2（宽?高）、通风行人天井及联络道2?1.5m（宽?高）、矿体倾角68°。漏斗口3?1.5（宽?高）扩每个漏斗所有工程按每个漏斗153算，共计5个漏斗。

2.3.4 矿块工业储量计算

矿块工业储量、矿块采出矿石按照下式计算

采出矿量?采出工业储量采出矿石量 占矿块采出矿石量?

1?贫化率总工业储量计算结果如表10所示

表10 矿块采出矿石量计算表 工程项目 矿石工业储量（吨） 3318.784 571.152 571.152 19265.818 3371.727 26600.505 95 90 80 91.99 5 12 15 11.16 542.594 17339.236 2697.381 24469.147 571.152 19703.677 3173.39 27542.889 2.08 71.54 11.52 100 回收率 % 100 100 贫化率% 5 5 采出工业储量 （吨） 3318.784 571.152 采出矿量（吨） 3493.457 601.213 占矿块总采出矿量的比重% 12.68 2.18 一、采准工程 二、切割工程 三、回采 1、拉底层 2、大量回采 3、矿柱回采 合 计 第四章 采准切割工艺计算

2.4.1 采切工程费用计算如下表

表11 采切工程费用计算表

采切费用，元 工程项目 计算 单位 m3 m3 m3 工程量 掘进费 单价 一、采准工程 阶段运输巷道 通风人行天井 天井联络道 202.4 622.4 192 35 40 26 费用 7084 24896 4992 支护费 单价 费用 40元/m 13元/m 10元480 5元/m 240 720 2022.8 10元/m 1556 3578.8 1840 装格费 合计 单价 20元/m 费用 920 2760

/m 装岩穿脉 小 计 二、切割工程 拉底 放矿小井 小 计 合 计 m3 m3 160 15.2 26 40 4160 608 13元/m 4817.4 12276 49.4 4160 657.4 m3 35.2 35 1232 30元/m 7458.6 240 20元/m 160 400

表12 采切工程及补充切割工程量计算表 一个工工程名称 工程量（m） 巷道断面（m2） 作面月掘进速度，m/月 一、 采准工程 46 155.6 48 8 40m 3.8 4.4 4 4 4.4 4 4 100m/月 80m/月 150m/月 100m/月 120m/月 80m/月 13.8 58.35 9.6 2.4 10 1.425 一个工作面需掘进时间，d 一个工作面每日所需工班数，工班 同时施工两个头 同时施工两个头 备注 阶段运输巷道 通风行人天井 天井联络道 装岩穿脉 二、切割工程 拉底 放矿小井

第五章 回采工艺

2.5.1 大量回采凿岩爆破工作

2.5.1.1 凿岩设备及工具的选择

回采时凿岩为浅采凿岩，并结合矿上实际情况故设计采用YT-28型凿岩机进行采矿凿岩（凿平行炮孔）。选用常规的YSP-45型凿岩机进行向上钻凿75°的炮孔。装药采用人工装药方式。

2.5.1.2 凿岩爆破参数的确定

根据矿山生产中实际取用的爆破参数和崩矿效果，结合本次设计的实际情况，本次设计浅孔回采选用的炮孔排距0.67m～1.72m，孔底距0.77m～1.98m，落矿炸药单耗0.6kg/t，二次破碎单耗0.1kg/t。

爆破为浅采爆破。浅采爆破直接采用人工装药，炸药为32mm药卷。浅采爆破起爆采用电起爆系统，即采用电雷管起爆。

本项目主要的凿岩设备为浅孔并且围岩稳固，故浅孔凿岩设备选用了YSP45型上向式浅孔凿岩机凿75°的炮孔，浅孔设备的孔径一般在Φ38～42mm之间，根据以往生产的实践经验，设计选用的浅孔直径为Φ38mm。矿房分为四部分即采场分四个梯段每一个梯段10m长，矿房每个阶梯长10m，布孔10排共30个炮孔，炮孔总长66m，炮孔平行布置。孔深2.2m、炮孔利用率90%、炮孔平均装药系数0.85。炸药单耗0.6kg/t。

最小抵抗线（炮孔排距）按下式计算，炮孔布置图如附图2：

W=（0.35～0.6）L;

式中：W=0.77～1.32m。

孔距a=(1～1.5)W=0.77～1.98； 排距b=a/m；

m——密集系数，取1.15； 则a=0.77m～1.98m。取1.1m； 排距b=0.67m～1.72m。取1m；

即每阶梯爆破炸药用量为Q=0.6×66×0.85=33.66kg。四阶梯为一分层即为一个循环炸药总耗Q=100.98kg。每阶梯崩矿量为148.656t每循环为594.624t。

同时工作一台凿岩机，两人操作凿岩准备1小时。查表得YSP-45凿岩机台班效率为55m/台班。每天按3个班计算。完成矿房一个阶梯的凿岩工作需要1.2个班,每一个分层需要4.8个班。2名凿岩工配合两名专职爆破工进行采场装药、连线、爆破及通风工作需1个班。回采分层高度为2m，矿房每一个阶梯爆破矿石量为148.656t。局部放矿量为爆破量的1/3局部放矿量为198.2t，1个漏斗放矿，每个漏斗每一班平均放矿20t，需放矿工2人工作9.91个班。喷洒雾水、撬毛平场支护、破碎大块有3名工人在1个班内完成。

完成每一个分层共需要14.43个班，回采工艺见循环图表。 矿房回采需开采34个分层，落矿共需102天。

大量放矿量为396.416t。1个漏斗放矿每班平均放矿20t,需2名工人工作

19.82工班即6.61天。

整个矿房回采（不含补充切割）的时间为224.74天。

2.5.2 回采工作的组成形式及组成

回采工作队有凿岩工、爆破工、电工、放矿工、杂工组成。凿岩工和爆破工为专业施工队，其他为综合施工队。

2.5.3 回采工艺循环图

表 13 回采工艺循环表 工序名称 时 班 间1 2 3 4 5 6 7 （班） 8 9 10 11 12 13 14 15 16 17 18 凿5 岩及准备时间 装1 药爆破通风 撬1 毛平场 局9. 部91 放矿

14 整个矿房回采循环图表 工序名称 时 月 间（1 2 3 4 5 d） 6 7 8 9 10 11 12 13 14 分19 层1.回65 采 大22 量4.放74 矿 2.5.4 采场出矿

留矿全面法采用电耙出矿。采场出矿合格块度控制在350mm以下。二次破碎一般在采场内进行。采出矿石用用电耙下放漏斗人工放矿。

2.5.5 矿柱回采及空区处理

本次设计矿体为2.28m的薄矿体。故先采矿房，然后一次爆破同时回采顶柱、间柱，上中段的底柱则视情况选择回收，一般只采高品位的矿体，但要用毛石混泥土隔离。为确保安全，防止大面积地压，间柱采用间隔式。由于矿体薄，故空区一般只做密闭，即矿块回采结束后用毛石混泥土将底柱中央中段坑道于采区相通的部位 。

2.5.6 采场支护及地压管理

因矿体薄采空区较小且围岩中等稳固不需要支护。局部破碎段用喷射混泥土支护。支护厚度一般为50mm，部分采用锚杆支护，特殊情况视现场情况而定。留矿全面法的地压特征主要表现为顶底柱两帮围岩的压力。

2.5.7 采场通风

新鲜风流主要从中段运输平巷进入，经人行材料井进入采场工作面，清洗工作面后，经上中段人行材料井进入上中段运输平巷汇入专用回风斜井排出地表。局部风机采用型号为JB-62型，电机额定功率为28KW，风筒直径为500mm,材料为橡胶，通风时间为2小时.

第六章 整个矿块的生产能力计算

2.6.1 一个矿块回采时间的计算

表15 一个矿块回采的总时间

工作项目 一、采准巷道 阶段运输平巷 通风行人天井 行人天井联络道 装岩穿脉 二、切割巷道 拉底 放矿小井 三、矿房回采 合 计 m m m m m m m m t 40 3.8 19265.818 26600.505 120 150 1941.926 0.333 0.025 13.698 16.771 46 155.6 48 8 120 80 150 120 0.383 1.945 0.32 0.067 单 位 工 作 量 定 额 米/月 时 间 （月） 上进度(月) 1 中下上2 中下上3 中下旬 旬 旬 旬 旬 旬 旬 旬 旬 注：各天井同时施工，施工完毕即可进行各天井联络道的施工。

2.6.2 部分技术指标计算

2.6.2.1 单位爆破材料计算

每分层落矿炮孔88个，193.6米。每米炮孔装药量为0.6kg/m，炮孔平均装药系数0.85，共装药98.736kg。每分层落矿量为594.624t。即每米炮孔崩落矿石为6.022t/m，每吨矿石需要炸药量为0.166kg。

2.6.2.2 工人劳动生产率计算

每分层凿岩需4.8个班，每台凿岩机两人操作，需凿岩工9.6个班，回采34个分层，共需凿岩工326.4个工班。专职爆破工102个班。局部放矿工673.88个工班。橇毛平场及支护工102个工班。大量放矿工1348.44个工班。矿房回采每天需修理工0.2个班。共需修理工83.278个工班。合计共需采矿工2635.998个工班。所以凿岩工劳动生产率为59.025t/工班。采场劳动生产率为7.39t/工

班。

2.6.3 矿房回采每吨矿石直接成本

矿房回采每吨矿石直接成本n由每吨矿石材料费n1、每吨矿石劳动力费用n2、每吨矿石燃料动力消耗费用n3组成，即

n = n1 + n2 + n3

①每吨矿石材料消耗费n1用下式计算

n1?s1T循（元/吨）

式中：S 1——每循环材料消耗费用（元），用表17进行计算； T循——每循环采出矿石量（吨）。

表16 每循环材料消耗费用(S1)

编号 1 1 2 3 4 5 6 材料名称 2 炸药 电雷管 导爆索 钎杆 钻头 原木 单位 3 kg 个 m kg 个 m3 每循环 消耗 4 100.98 133 300 59.46 0.595 1.784 合计 单位消 耗定额/t 5 0.1698 0.224 0.505 0.1 0.001 0.003 单价（元） 6 4.2 2.6 1.6 8.5 35 900 单位消耗费用(元) 7 0.713 0.5824 0.808 0.85 0.035 2.7 合计 (元) 9 0.713 0.5824 0.808 0.85 0.035 2.7 0.853 6.54 未计入材料费，约占上述15% 则n1?6.54元吨

②每吨矿石劳动力消耗费用n2用下式计算。

s2n2?T循（元/吨）

式中：—每循环劳动力消耗费用（元），用表18进行计算。

表17 每循环燃料和动力消耗费用（S2） 编号 1 1 燃料和动力 种类 2 压气 动力设备名称 3 YSP-4同时工作台数 4 1 单位时间内动力消耗 5 5 m3每循环工作时动力动力消间（h） 单价 耗5×6 6 38.4 7 11520 8 0.12 每循环动力费用 7×8 9 1382.4 每吨矿石动力费用（元/吨） 10 2.325 5 2 3 4 水 电力 电力 YSP-45 JB-62局扇 电耙2DPJ28 1 1 1 /min 0.005m3/min 28kw/h 30km/h 合 计 38.4 2 237.84 11.52 56 7135.2 0.9 0.35 0.35 10.37 19.6 2497.32 S2=3909.69 0.017 0.033 4.2 6.575 则n2?6.575元③每循环燃料动力消耗费用n3用下式计算

n3?s3T循吨

（元/吨）

式中：S3—每循环燃料动力消耗费用（元），用表19进行计算。

表18 每循环劳动力消耗费用(S3)

编号 1 1 2 3 4 工种 名称 2 凿岩工 爆破工 放矿工 平均级别 3 3 4 2.5 2.5 4 日工每循环资率所需工（元数（工./工.班） 班） 4 136 159 113 113 159 5 4.8 1 29.73 1 2.45 每循环基本工资（元） 6 652.8 159 3359.49 113 389.55 每循环附加工资 工资总（元） 费用6×10% （元） （6+7） 7 65.28 15.9 335.95 11.3 38.96 8 718.08 174.9 3695.44 124.3 428.51 S3=5141.23 备注 8 杂工（橇毛平场） 5 电工及修 理工 合计 则

n3?5141.23?8.646元

吨594.624所以每一吨矿石的直接成本n?n1?n2?n3?6.54+6.575+8.646=21.761元/吨

2.6.4 矿房回采的技术经济总表

表19 采矿方法技术经济指标总表 项目 矿房回采采切比 矿房采出矿石量 矿房回采时间 单位 指标 85.68 27542.889 416.34 66.155 91.99 11.16 7.39 59.025 6.022 3.83 项目 炸药 雷管 导爆索 钎杆 钻头 原木 压气 电力 水 每吨矿石直接成本 单位 Kg/t 发/t m/t Kg/t 个/t 指标 0.1698 0.224 0.505 0.1 0.001 0.003 19.374 12.094 0.019 21.761 m3/kt t d 矿房平均生产能力 t/d 矿块回收率 矿块贫化率 采矿工人劳动生产率 % % t/工.班 m3/t m3/t Kwh/t 凿岩工劳动生产率 t/工.班 每米炮孔崩落量 副产矿率

t/m % m3/t 元/t 第三篇 总结及致谢

本次毕业设计是在云南永昌股份有限公司毕业实习后的基础上进行的，在段永祥、夏建波、朱鸿德、汤丽等老师的精心指导下完成的。是对我大学三年的理论、实践学习的总结和深化。在设计过程中，认真结合矿山的实际情况，将各种设备搭配好，优化好，做到节约成本，不浪费资源的理念。

通过本次设计，我有了将知识运用于实际的成就感和自豪感；通过毕业设计，不仅加强了我对所学专业知识的综合运用，而且让我从中又学到了许多新知识，扩宽了知识面。同时意识到各种开采工艺设计都应考虑到矿山的实际情况。这次设计完成后，我感觉具有了一定的解决工程问题和进行科学研究的能力。这次设计还对我的精神和品质方面有了一定的锻炼和提高，培养了我吃苦耐劳的精神，使我了解了矿山生产与社会、经济、文化、环境等的关系，使我在今后的工作和学习中受益匪浅。

作为一个采矿专业毕业的大学生，我深深的明白只掌握书本上的理论知识而不会将其运用到实际中是无法在这激烈的社会竞争中生存的，我将此次的设计看作是我大学三年中最重要的一个环节来加以利用和珍惜，在汤丽等老师的辛苦指导下我终于完成了此次设计。在此次设计中我收获颇丰，从中我学到了将来作为一名工程技术人员所应该有的治学严谨的态度和一丝不苟的敬业精神，从实习和设计的过程中我体会到了将来作为一名工程技术人员所应该有严谨的作风和吃苦耐劳的精神。

设计虽然已经结束了，但我学到的知识将永远在我的人生中发挥重要作用，

它将鼓励我在今后的人生道路上克服困难、不断前进！！这次毕业设计是在段永祥、朱鸿德、夏建波、汤丽等老师认真、负责、严谨的辅导精心指导和悉心关怀下完成的，在我的学习和设计中倾注着老师辛勤的汗水和心血。在设计的过程中，老师做了大量的指导工作，特别是对设计的选题、总体结构及内容等提出了许多宝贵的建议;几位老师渊博的知识、严谨的治学、达观的处事、可亲的为人使我深受启迪，获益匪浅；使我开拓了视野、增长了知识、锻炼了实际解决工程问题的能力。在此对几位老师的教导表示深深的感谢!

另外，感谢实习期间各位师傅、师兄的认真指导和帮助，同时也谢谢各位同学的帮助，在大家共同的努力下营造出了一个良好的学习氛围，在与大家互相交流、团结协作、和睦相处的过程中，培养了我良好的团队合作精神和乐观向上的人生态度!是你们让我有集体的感觉，让我感受到温暖。

谨向所有关心、支持和帮助我的各位领导、老师和同学表示诚挚的谢意！并祝你们身体健康、工作顺利、万事如意！

参考文献

1. 金属矿床露天开采.冶金工业出版社 2. 工程爆破.冶金工业出版社 1986。

3. 采矿手册（1）、（3）、（5）册.冶金工业出版社. 4. 矿山机械设备.机械工业出版社 1989 5.云南永昌铅锌股份有限公司原始设计资料.

本文来源：https://www.bwwdw.com/article/96kg.html