《鐵礦礦床地下采礦方案設(shè)計》26000字

鐵礦礦床地下采礦方案設(shè)計摘要 1第一章 地質(zhì)資料概括 81.1礦區(qū)位置、交通 81.2礦區(qū)概括 81.3井田及其附近的地質(zhì)特征 81.3.1區(qū)域地質(zhì) 81.3.2地層 91.3.3巖石性質(zhì) 91.4礦區(qū)地質(zhì) 101.4.1礦區(qū)地質(zhì) 101.4.2礦區(qū)內(nèi)地質(zhì)構(gòu)造 101.5礦床的規(guī)模及礦帶特征 101.6礦石質(zhì)量 111.6.1礦石的物質(zhì)組成 111.6.2礦石類型 111.6.3礦石化學成分 12礦、巖物理力學性質(zhì) 131.7水文地質(zhì) 141.7.1自然地理條件 141.7.2礦區(qū)含水層 14第二章 礦石儲量及礦區(qū)境界 162.1礦石儲量計算 162.2三級儲量計算 162.3礦區(qū)境界 17第三章 生產(chǎn)能力、服務(wù)年限及一般工作制度 183.1礦井的生產(chǎn)能力 183.2服務(wù)年限計算 183.3礦山工作制度 18第四章 開拓運輸方案 194.1礦井開拓的概念、要求及影響因素 194.1.1礦井開拓的概念 194.1.2礦床開拓的方案選擇的基本要求 194.1.3開拓方案選擇和技術(shù)比較 194.2開拓方案的選擇及技術(shù)經(jīng)濟比較 204.3井筒形式及位置的確定 214.3.1井筒數(shù)目及位置 214.3.2井筒的用途及規(guī)格等的確定 214.4階段平面設(shè)計 254.4.1開采水平設(shè)計 254.4.2階段運輸巷斷面設(shè)計 254.4.2.5巷道斷面施工圖 284.4.2.6階段運輸巷道的布置及運輸線路設(shè)置 284.4.2.7石門斷面 284.4.2.8穿脈斷面 294.5礦床劃分及開采順序 294.5.1階段的劃分 294.5.2開采順序 294.6井底車場 29第五章 采礦方法 315.1采礦方法的選擇 315.1.1選擇采礦方法的原則 315.1.3采礦方法的確定 315.2礦塊開采方案設(shè)計 335.2.1礦房布置及結(jié)構(gòu)參數(shù) 335.2.2采準切割工作 335.2..3回采工作 335.2.4地壓管理 345.2.5礦柱回采 345.3勞動組織及主要技術(shù)經(jīng)濟指標 345.3.1勞動組織 345.3.2工作面循環(huán)作業(yè)表 345.3.3采礦方法主要技術(shù)經(jīng)濟指標 355.3.4主要采掘設(shè)備 36第六章 基建工程量及基建進度計劃 376.1基建工程量 376.2基建進度表 39第七章 礦井通風 417.1礦井通風概述 417.2礦井通風方式與通風系統(tǒng)的選擇 417.2.1礦井通風方式 417.2.2通風系統(tǒng)簡述 427.3礦井總風量計算 427.4礦井總風壓的計算 437.5通風設(shè)備的選擇 44第八章 礦井提升與運輸 478.1運輸系統(tǒng)及運輸設(shè)備概述 478.2提升能力計算 478.3主要巷道運輸設(shè)備的選擇 498.3.1計算電機車牽引礦車數(shù) 508.3.2電機車臺數(shù)計算 518.4主要運輸與提升設(shè)備 52第九章 給排水 549.1礦山涌水量 549.2礦井排水方式及系統(tǒng) 549.3排水設(shè)備的選擇 549.4礦區(qū)給水 559.4.1水源 559.4.2主要構(gòu)筑物 559.4.3管路系統(tǒng) 55第十章 電力與通訊 5610.1概括及設(shè)計依據(jù) 5610.2電力 5610.2.1用電負荷 5610.2.2供電電源 5610.2.3供配電系統(tǒng) 5610.2.4防雷接地及照明 5710.2.5節(jié)能措施 5710.3電信 5710.3.1概括 5710.3.2調(diào)度通信系統(tǒng) 57第十一章 采暖與熱力 5811.1編制依據(jù) 5811.2氣象條件 5811.3采暖措施 5811.4井口熱風供應(yīng)設(shè)施 5911.5供熱設(shè)施 5911.6除塵設(shè)施 59第十二章 機修與倉庫 6012.1機修 6012.2倉庫 60第十三章 礦區(qū)平面布置 6113.1總平面布置原則 6113.2礦區(qū)組成 6113.3礦區(qū)總體布置 6113.4生態(tài)環(huán)境與總平面布置 61第十四章 職業(yè)安全衛(wèi)生 6314.1設(shè)計依據(jù) 6314.2職業(yè)危害因素 6314.3職業(yè)安全防范措施 6314.3.1防火防爆 6314.3.2防水 6414.3.3防危巖 6414.3.4防雷電 6514.3.5防機械傷害和墜落 6514.4職業(yè)衛(wèi)生防范措施 6514.2.3防噪音噪聲 6614.4.3降溫保溫及其他 66第十五章 技術(shù)經(jīng)濟指標 6715.1全礦人員的編制 6715.2勞動生產(chǎn)率 6915.3成本 6915.4全礦技術(shù)經(jīng)濟指標 70參考文獻 73附錄 74Abstract 74致謝 79地質(zhì)資料概括1.1礦區(qū)位置、交通內(nèi)蒙巴彥淖爾盟布爾干鐵礦礦產(chǎn)有限公司(注:曾有名為小佘太鐵礦)已列入內(nèi)蒙古自治區(qū)冶金機械廳“八五”期間發(fā)展冶金礦山規(guī)劃中擬建設(shè)的三個骨干中小型礦山之一。該鐵礦位于內(nèi)蒙古巴彥淖爾盟烏拉特前旗小佘太鄉(xiāng)東南部，東五分子村境內(nèi)。礦區(qū)東距包白線壩梁車站17公里，礦區(qū)往西6公里有包頭通至烏拉特中后聯(lián)合旗公路通過，交通尚屬方便。1.2礦區(qū)概括除河套灌區(qū)外，區(qū)內(nèi)無常年性地表徑流。礦區(qū)內(nèi)土石裸露，植被稀疏。礦區(qū)屬于中溫帶干旱氣候區(qū)，具有干燥少雨，多風干旱，日照充足，年、日溫差大，寒暑變化劇烈的顯著特征，屬與典型的大陸性氣候。據(jù)氣象站1970—1990年氣象資料。年最高氣溫37.4℃，最低氣溫-33.1℃，平均氣溫7.1℃；年最大降水量235.4mm，最小降水量56.3mm，平均降水量134.6mm，追大積雪深度17cm；年日照時數(shù)2976—3484h，多年平均風速2.6m/s，極大風速29.2m/s；從10月至翌年4月為凍土期，凍土最大深度127mm，風多集中在春秋兩季，主導(dǎo)風向隨季節(jié)而變化，春季和8、9月份多為NE向，11月份為SW向。據(jù)國家地震局1990年出版的1：200萬地震烈度圖，礦區(qū)范圍基本烈度為7度，屬基本穩(wěn)定區(qū)。1.3井田及其附近的地質(zhì)特征1.3.1區(qū)域地質(zhì)本區(qū)位于陰山東西向復(fù)雜構(gòu)造帶。大地構(gòu)造單元屬內(nèi)蒙古背斜。構(gòu)造特征：區(qū)內(nèi)斷裂，褶皺比較發(fā)育。以NW向構(gòu)造為主。一些主要的斷裂及褶皺軸向皆呈NW向展布。次為EN向構(gòu)造他在深度和廣度上也是本區(qū)主要控制性構(gòu)造。近S—N向構(gòu)造在區(qū)內(nèi)也有分布，規(guī)模很小。區(qū)域內(nèi)出露的主要地層：為太古界桑乾群混合片麻巖。五臺群綠色片巖。元古界渣爾泰群及中生界中，下侏羅統(tǒng)石拐群。下白堊統(tǒng)固組等。其他地層分布較少。太古界桑乾群（Ar，Sh）以烏拉爾山包白線兩側(cè)出露較全。巖漿活動：主要于區(qū)內(nèi)E-W向控制性構(gòu)造關(guān)系密切。大面積出露的為華力西晚期肉紅色花崗巖及閃長巖等。其次為加里東期灰綠黑云母斜長花崗巖。也有呂粱期角閃斜長花崗巖等。1.3.2地層（一）第四系沉積物1、沖擊、洪積物：分布在山間溝谷中。由砂礫組成，是區(qū)內(nèi)主要的含水層。厚度0.70-7.71m。2、黃土及殘坡積層：分布在溝谷兩側(cè)的緩坡處，厚度0-15m。（二）元古界渣爾泰群石英巖：分布在礦區(qū)西北角。與下覆太古界五臺群片麻巖呈斷層接觸。（三）太古界五臺群1、上部角閃斜長片麻巖（M3）2、中部斜長片麻巖（M2）3、下部角閃斜長片麻巖（M1）本層是礦區(qū)的主要含礦層位，局部莢薄層云母綠泥片巖，斜長角閃巖及角閃巖。也是各礦體主要的頂?shù)装鍑鷰r。礦區(qū)西部有少量斜長片麻巖。1.3.3巖石性質(zhì)1、中粒鉀長花崗巖：在礦區(qū)南部邊緣出露。與太古界五臺群片麻巖為斷層接觸。2、脈巖有：（1）閃長玢巖：該類脈巖切穿礦體，無明顯位移。（2）花崗偉晶巖：該類脈巖貫入礦體中。1.4礦區(qū)地質(zhì)1.4.1礦區(qū)地質(zhì)該礦床產(chǎn)于太古界五臺群下部角閃斜長片麻巖中。屬鞍山式沉積變質(zhì)礦床。全礦大小礦體共余13條，其中工業(yè)礦體3條。分布在東西1公里，南北寬0.3公里的范圍內(nèi)。其中以1、2號礦體規(guī)模最大，約占全礦總儲量的94%。礦體呈錐斜構(gòu)造產(chǎn)出，走向N60～70度W，傾斜NE，傾角55～85度。以Ⅷ線附近傾角最緩為50度。1.4.2礦區(qū)內(nèi)地質(zhì)構(gòu)造礦區(qū)內(nèi)斷層比較發(fā)育。南北各有一個規(guī)模較大的斷層分布：1、北部斷層：它是分布于元古界渣爾泰群石英巖與太古界五臺群片麻巖之間的斷層。傾向北東。傾角40—50°，由膠結(jié)松散的破碎帶及礫巖組成。2、南部斷層：它是分布于華力西晚期中粒鉀長花崗巖與太古界五臺群片巖之間的斷層，傾向南西，傾角40—50°其間布幅寬2m-3m的破碎帶，斷層面可見滑動擦痕。這兩個斷層平行產(chǎn)出，走向N60-70°W，與礦區(qū)內(nèi)構(gòu)造線方向一致。中部太古界五臺群片麻巖有相對下降趨勢，沿傾斜方向斷層西側(cè)巖石超覆其上形成地塹式構(gòu)造。礦區(qū)太古界五臺群片麻巖單傾構(gòu)造產(chǎn)出，地層走向N60-70W，傾向NE，傾角60-70°，局部巖層產(chǎn)狀變化大，有的傾向西南，傾角40-90°不等。礦區(qū)斷裂按其分布方向主要有二組;一組走向N60-70°W，另一組為N40-60°E。各斷層的斷距及其產(chǎn)狀均對本礦體無明顯的破壞作用。1.5礦床的規(guī)模及礦帶特征全礦大小礦體共13余條，其中工業(yè)礦體3條（包括三號盲礦體）。皆分布在東西長780m，南北寬250m的范圍內(nèi)。其中以1、2號礦體規(guī)模最大，約占全礦總儲量的94%。Ⅱ-Ⅳ線之間被表土覆蓋，線以動據(jù)磁異常推斷任可延續(xù)100m。從Ⅱ線起礦體厚度顯著變薄，沒有向東追索，西段在K25-K60之間尖滅。走向N60-70°W，傾向NE，傾角55-65°以Ⅷ線附近傾角最緩為40°，向兩側(cè)有逐漸變陡的趨勢，例ⅹ線上部傾角為74°，下部變?yōu)?4°。該礦延伸以線延伸最大，為365m，工業(yè)礦體的延伸邊界一般為128-221m，最深為282m，最線89m，線以西延伸逐漸變大。礦體形態(tài)比較簡單，沿走向和傾向呈扁豆狀產(chǎn)出。以Ⅵ-Ⅶ線厚度最大，為36.31m，兩端逐漸變薄，直至尖滅。沿傾向方向以礦體的中部深度（大致在1480m-1460m的標高上）厚度最大，向下逐漸變薄，平均厚度15.71m。該礦體在ⅩⅫ線上盤叉出一條支礦，沿走向線間尖滅。沿傾斜方向在Ⅹ線ZK57-ZK15之間與主礦合并。礦體深部ⅩⅫ線ZK49以及ⅩⅣ線ZK17附近也有分叉現(xiàn)象。深部Ⅻ線有厚度為1.86m的角閃斜長片麻巖的夾石產(chǎn)出。Ⅳ線礦體中有三層夾石，總厚8.69m，其中最厚為4.07m。Ⅵ線以下有三層夾石，厚2.17-3.20m，夾石巖性：多為斜長片麻巖，次為斜長角閃巖，絹云母綠泥片麻巖等。該礦體的底板Ⅳ-Ⅻ線有明顯的順層滑動。頂、底板圍巖含鐵品位3%-10%。本礦床成因類型屬鞍山式沉積變質(zhì)礦床。1.6礦石質(zhì)量1.6.1礦石的物質(zhì)組成礦石中的礦物:主要為磁鐵礦、次為赤鐵礦、褐鐵礦及黃鐵礦、方鉛礦等。脈石礦物：主要是石英、其次為角閃石、綠泥石、黑云母等硅酸鹽類礦物。磁鐵礦大部分呈半自形～他形變晶狀，于脈石礦物成不平或不規(guī)則的彎曲接觸，磁鐵礦粒度變化不大，主要集中在0.4mm～0.55mm級別中，含量在74%～80%之間，個別地段粒度在0.1mm～0.05mm，含量可達20%以上。礦石的結(jié)構(gòu)、構(gòu)造很簡單，多為花崗變晶結(jié)構(gòu)。有的礦石還間有自形～半自形晶結(jié)構(gòu)。礦石結(jié)構(gòu)多為條帶狀構(gòu)造。1.6.2礦石類型1、礦石自然類型：礦石類型比較單一，以閃石石英型磁鐵礦為主，根據(jù)TFe/FeO>3.5為氧化礦，小于3.5為原生礦的劃分標準，磁鐵率（TFe/FeO）都小于3.5，也就是說：全礦體無氧化礦，全為原生礦。2、礦石工業(yè)類型：屬貧磁鐵礦，含鐵礦物以磁鐵礦為主。TFe與SFe之差普遍小于2%，局部有大于6.11%的，但所占比例甚小，且分布無明顯規(guī)律。所以在地質(zhì)勘探工作中沒有單獨圈定。1.6.3礦石化學成分礦石中的化學成分，見表1—1及表1—2。礦體礦石質(zhì)量比較穩(wěn)定，品位變化不大，根據(jù)化學分析：TFe最低為30%，最高為45.55%，平均為33.38%。本次設(shè)計，根據(jù)300多個普遍分析試樣，進行了統(tǒng)計分析，其TFe平均品位為33.70%，TFe與FeO之比均小于3.50，即均為原生礦。表1—1礦體化學全分析表序號元素含量（%）備注1SiO241.432Fe2O331.203FeO16.284AI2O32.945TiO20.226P2O50.317CaO2.788MgO1.329K2O1.0310Na2O0.5011MnO0.0612Cr2O30.00613V2O50.00714TFe34.4315SFe33.5016Co0.00417NiO0.00618Cu0.00819Pb0.00220Zn0.00721Sn0.00222SO20.05623H2O+0.1424H2O—0.1725燒失量0.08表1—2伴生元素含量表序號元素含量（%）備注1S0.392～0.0022P0.21～0.0083As0.00～0.0084Pb0.00～0.015Zn0.026～0.0016Cu0.12～0.0017SiO232.58～53.558AI2O30.80～1.099CaO5.52～1.5410MgO1.00～3.28根據(jù)表1—1和1—2所示，該礦除Fe，沒有發(fā)現(xiàn)其它有益伴生組份。S、P含量很低，Pb、Zn、Sn、Cu、As含量甚微。根據(jù)酸堿性分析結(jié)果（MgO+CaO）/(SiO2+Al2O3)<0.5.應(yīng)為非自熔性礦石。見表1—3表1—3原礦礦石酸堿性元素含量（%）MgO+CaOSiO2+Al2O3SiO2Al2O3MgOCaO41.432.941.322.780.09礦、巖物理力學性質(zhì)礦石容重：3.50t/m3圍巖容重：2.83t/m3表土容重：2.10t/m3硬度系數(shù)：礦石f=10～12巖石f=10～12表土f=2～3松散系數(shù)：礦石1.50巖石1.50表土1.20～1.301.7水文地質(zhì)1.7.1自然地理條件1、地形地貌礦區(qū)位于色爾騰山北部邊緣，一般標高為1586.00m～1664.00m，相對高差37m～78m。由太古界五臺群片麻巖及花崗巖組成侵蝕構(gòu)造——低山丘陵地形。山頂多呈混圓狀，山谷呈“U”形或箱形沖溝，谷底平均坡降11‰。2、地表水體礦區(qū)內(nèi)無常年河流。有兩條季節(jié)釁性河流，其一，穿過露天采礦場中部，洪水位標高1592.50～1590.30m；其二，斜穿露天采礦廠中部，洪水位標高1591.24～1592.14m。由暴雨形成的山洪急流，對露天采礦廠有直接威脅，故此對其必須進行截流和改道。3、氣象概況本區(qū)屬干旱半干旱氣候區(qū)。年降水量84.2mm～259.4mm〔1962～1971年統(tǒng)計資料〕，一日最大降水量54.2mm〔1969年8月9日〕。從《內(nèi)蒙古自治區(qū)水文手冊》查H24=40mm,偏差系數(shù)Cv,變差系數(shù)Cs=2.5Cv。1.7.2礦區(qū)含水層礦區(qū)主要有第四系洪積砂礫石孔隙潛水、太古界五臺群片麻巖風化裂隙潛水，次之為花崗巖裂隙潛水。1、第四系洪積砂礫石孔隙潛水。沿溝谷櫬呈條帶式分布，含水厚度0.7～7.71m，水位埋深0.82～4.48m，單位涌水量0.026～3.343L／Sm滲透系數(shù)0.66～70.76m／d，水化學類型為HCO3·CL—Ca2+Mg2+型水，固形物0.39～0.51g／L。由大氣降水直接補給。2、太古界五臺群片麻巖風化裂隙潛水分三層，上部角閃斜長片麻巖、中部斜長片麻巖、下部角閃斜長片麻巖。風化帶厚14.69m～46.60m、平均厚度26.29m，水位埋深0.81m～18.08m，單位涌水量0.0015L／Sm，滲透系數(shù)0.0024～5.96m／d，水化學類型為HCO3CL—Na+形水，固形物0.55～0.78g／L。3、構(gòu)造裂隙水有兩組斷裂，一組N60～70。W、傾向NE及SW、傾角60～70，次一組N40～60E、傾向SE及NW、傾角較陡一般70以上。前一組為壓性斷裂，后一組為壓扭性斷裂，單位涌水量0.005～0.01L/Sm，滲透系數(shù)0.0009～0.008m/d，水位標高1588.82m，1589.44m水化類型為HCO3-SO42-CL—Na+型水，固形物0.58～0.78g/L。4、花崗巖裂隙水礦區(qū)東段南部由花崗巖所組成或低緩丘陵地形，花崗巖含裂隙潛水，單位涌水量0.41L/Sm，滲透系數(shù)10.26m/d，水化學類型為CL-Ca2+—Mg2+型水，固形物1.1g/L。5、地下水補給及動態(tài)變化地下水主要由大氣降水滲入補給。降水量少而集中。6～8月地下水位下降，10～12月份水位上升，據(jù)井1971～1973年觀測，水位變化幅度為0.86。當徑流至溝谷形成泉，排泄于地表。礦石儲量及礦區(qū)境界2.1礦石儲量計算根據(jù)礦體的面積計算礦石儲量：S=226348.68/COS22°=244173.33m2礦石儲量為：Q=244173.33*15*3.5=12816614.46t因此礦石的儲量大約就是1281.6萬噸。2.2三級儲量計算根據(jù)布爾干礦區(qū)礦床的整體概況及本次設(shè)計的生產(chǎn)能力，初步確定整個礦山主要采用水平深孔落礦礦房法回采。經(jīng)類比相關(guān)礦山資料可知：貧化率：r=10%；回收率：K=90%。三級儲量計算1.開拓儲量Qk：Qk=A*Tk*(1-r)/K31=60*3*(1-10%)/0.9=180萬噸A生產(chǎn)能力Tk開拓儲量保有期3年2.采準儲量Qz：Tz采準保有期1年Qz=A*Tz*(1-r)/K32=60*1*(1-10%)/0.9=60萬噸3.備采儲量Qz：T=b備采量保有期6個月Qz=A*Tb*(1-r)/0.9033=60*0.5*(1-10%)/0.90=30萬噸2.3礦區(qū)境界因采礦活動影響礦體上下盤圍巖的穩(wěn)固性失衡，導(dǎo)致礦體圍巖發(fā)生失衡而移動的邊界線，叫做采礦巖移界線。采礦巖移界線如圖2-1采礦巖移界線2-1生產(chǎn)能力、服務(wù)年限及一般工作制度3.1礦井的生產(chǎn)能力根據(jù)設(shè)計的內(nèi)容和針對布爾干礦區(qū)的實際情況，對礦體的初步估計和礦區(qū)實際情況，本次本礦設(shè)計的生產(chǎn)能力為60萬噸/年。3.2服務(wù)年限計算查采礦設(shè)計資料知礦井服務(wù)年限T的計算公式：T=Q*K/A*(1-r)=1281.6*0.90/60*0.90=21.35取21年式中：Q礦石工業(yè)儲量T礦井服務(wù)年限K礦石總回采率R廢石混入率A礦井生產(chǎn)能力根據(jù)礦山工業(yè)儲量及服務(wù)年限來驗證礦山的生產(chǎn)能力，用經(jīng)濟合理服務(wù)年限檢驗礦山規(guī)模，一般采用的公式為：A=Q×k/T（1-β）式中：A礦山年產(chǎn)量，萬t/a；T經(jīng)濟合理服務(wù)年限，21a；Q礦石工業(yè)儲量，1281.6萬t；β礦石貧化率，10%；K礦石總回采率，90%經(jīng)計算A=1281.6×90%/21×（1-5%）=60.7萬t/a該礦山設(shè)計規(guī)模為60萬t/a，所以符合要求。3.3礦山工作制度年工作天數(shù)為300天，每天三班，每班工作八小時，連續(xù)作業(yè)，工人實行輪休制，管理人員除直接生產(chǎn)管理人員外實行社會星期天休息制度。開拓運輸方案4.1礦井開拓的概念、要求及影響因素4.1.1礦井開拓的概念為了開采地下礦床，需從地面掘進一系列的巷道通達礦體，使之形成完整的提升、運輸、通風、排水和動力供應(yīng)等系統(tǒng)，稱為礦床地下開拓。礦床地下開拓方法，概括起來一般分為兩大類，即單一開拓法和聯(lián)合開拓法。凡用一種主要開拓巷道開拓礦床的開拓方法，稱為單一開拓法，可分為平硐，斜井、立井、斜坡道等幾種方法。如果礦床上部用一種主要開拓巷道，其下部用另外一種主要開拓巷道開拓，或用兩種主要開拓巷道組合起來開拓一個或幾個礦體則稱為聯(lián)合開拓方法。4.1.2礦床開拓的方案選擇的基本要求（1）確保安全生產(chǎn)、創(chuàng)造良好的勞動衛(wèi)生條件，建立完善的通風、提升、運輸、排水等礦山服務(wù)系統(tǒng)；（2）技術(shù)可靠，滿足礦山生產(chǎn)能力的要求，以保證礦山企業(yè)的均衡生產(chǎn)并能顧及到礦山發(fā)展遠景；（3）基建工程量少，投資省，經(jīng)濟效益好；（4）不留和少留保安礦柱，以減少礦石損失；（5）地表總平面布置應(yīng)不占或少占農(nóng)田。4.1.3開拓方案選擇和技術(shù)比較（1）地表地形是確定井巷開拓的重要條件。（2）一般情況下，礦體傾角≥45°，可采用豎井開拓；傾角在15°—45°的礦床，可采用斜井開拓。（3）礦體傾角、厚度、埋藏深度等決定礦山開采深度和巖石移動范圍，進而影響地表建筑物的布置范圍及主要開拓巷道的位置；礦區(qū)構(gòu)造應(yīng)力場方向、大小，直接影響主要開拓井巷的布置和階段的劃分。此礦體為薄至厚礦體、埋藏較深。（4）礦床開采深度對選擇開拓井巷的類型具有一定的影響。為了最大限度的利用地下資源，本次設(shè)計開采圈定的全部，預(yù)計開采深度為250米。（5）礦床規(guī)模。通常是決定礦山生產(chǎn)能力的重要因素，而生產(chǎn)能力又決定著開拓井巷的類型及提升設(shè)備的選型。（6）巖體的物理力學性質(zhì)是決定井巷類型、掘進方法和井巷支護方法的重要因素。巖體穩(wěn)定時，采用豎井，斜井，斜坡道均可；巖體不穩(wěn)定時，豎井掘進及維護較斜井、斜坡道簡單。此礦山的圍巖性質(zhì)比較好，屬中等穩(wěn)固致密巖石。（7）礦山地表工業(yè)場地總平面布置與開拓方案有密切關(guān)系，通常是地表總圖布置與主要井巷位置統(tǒng)籌考慮，以求合理布局。4.2開拓方案的選擇及技術(shù)經(jīng)濟比較根據(jù)本礦的地質(zhì)特征提出兩種初步可行的開拓方案：下盤豎井開拓，平硐－豎井聯(lián)合開拓。并對這兩種方案進行比較。方案1.下盤豎井開拓由于礦體傾角在45度以上，埋藏又較深，故可采用下盤豎井開拓。優(yōu)點：下盤豎井開拓對井筒保護條件較好，井筒不易變形，提升過程中事故小。不需要留保安礦柱。初期掘進工程量小，達產(chǎn)快。排水線路短，施工容易實現(xiàn)機械化，提升運輸能力相對大。缺點：礦體傾角變化小時，石門長度隨開采深度增長，開拓工程量大。開拓費用較大，運輸費用亦隨開采深度增加而增大。方案2.平硐－豎井聯(lián)合開拓平硐開拓適用于采用賦存在地表以上的礦體。平硐開拓具有能充分利用礦石的自重溜放，便于通風、排水、多階段出礦（巖），施工簡單易行，建設(shè)速度快，投產(chǎn)省，成本低，管理方便等優(yōu)點。豎井開拓的的要求是需要礦體賦存于地表以下，礦體的傾角為較大。此方案與方案1不同的是采用了平硐開拓，減少了一段回風豎井的長度，開采平硐以上的礦體自然通風，平硐以下的礦體用平硐回風。平硐－豎井聯(lián)合開拓有平硐開拓和豎井開拓的優(yōu)點：平硐開拓具有能充分利用礦石的自重溜放，便于通風、排水、多階段出礦（巖），施工簡單易行，建設(shè)速度快，投產(chǎn)省，成本低，管理方便等優(yōu)點。豎井開拓對井筒保護條件較好，井筒不易變形，提升過程中事故小。不需要留保安礦柱。初期掘進工程量小，達產(chǎn)快。排水線路短，施工容易實現(xiàn)機械化，提升運輸能力相對大。平硐－豎井聯(lián)合開拓的缺點基本就是豎井開拓的缺點：石門長度隨開采深度增長，開拓工程量大，豎井井筒裝備較為復(fù)雜。經(jīng)綜合考慮礦山地形地質(zhì)條件、費用及施工的可操作性和方便性，把下盤豎井開拓定為本礦的開拓方案。4.3井筒形式及位置的確定4.3.1井筒數(shù)目及位置結(jié)合礦體賦存的實際情況，確定礦體采用下盤豎井開拓,由豎井開采礦體。主豎井用箕斗提升礦石，副井用罐籠做提升廢石、運送材料和人員、進風等。主豎井硐口位置：坐標：X=84.51Y=47.77標高：H=1601傾角：90°進風副井硐口位置：坐標：X=84.65Y=47.71標高：H=1601傾角：90°回風井1硐口位置：坐標：X=84.21Y=48.13標高：H=1600傾角：90°回風井2硐口位置：坐標：X=85.23Y=47.68標高：H=1514傾角：90°4.3.2井筒的用途及規(guī)格等的確定主豎井及副井的用途：該礦的主井主要用于運輸?shù)V石及廢石，副井用于運輸廢石、材料和行人等，副井同時作為進風井，回風井主要作為回風。豎井規(guī)格的確定：豎井規(guī)格的確定，應(yīng)首先根據(jù)巷道中運輸設(shè)備的類型和數(shù)量，礦山安全規(guī)則規(guī)定的人行道寬度和各種安全間隙，并考慮管路、電纜的布置設(shè)計其凈斷面尺寸，最后根據(jù)巷道支護結(jié)構(gòu)及尺寸，道床及水溝等參數(shù)繪出巷道斷面圖，必要時還應(yīng)進行經(jīng)濟比較。4.3.2.1豎井井筒斷面豎井的選擇依據(jù)《采礦設(shè)計手冊》，選擇進風井直徑為5.0m的圓形井筒,目的是為了通風阻力小而且維修費用要比矩形井筒小。由于地質(zhì)條件比較好，圍巖屬中等穩(wěn)固到穩(wěn)固所以支護采用噴射混凝土支護。豎井井筒設(shè)備：箕斗的選擇：合理提升速度計算v=式中：H——最大提升高度，m；0.3-0.5——系數(shù)，當H<200m是時取下限，H>600m時取上限；取0.35；v——提升速度，m/s。代入數(shù)據(jù)v=0.35?在選擇提升容器型號規(guī)格之前需先計算小時提升量：A式中：AsC——不均衡系數(shù)，箕斗提升時取C=1.5An——礦石年產(chǎn)量，t/a；取60tr——年工作日數(shù)，連續(xù)工作制取tr=ts代入數(shù)據(jù)A單箕斗提升時一次提升量：Q代入數(shù)據(jù)Q箕斗容積的計算值：V式中：H——最大提升高度，m；取251m；μ——箕斗在卸載曲軌處低速爬行的附加時間，取μ=12s；ρs——礦石松散密度，t/m3；取3.5t/mCm——箕斗裝滿系數(shù)，取Cm=K1——系數(shù)，取K1=2.7-3.7，當H<200m時取上限，H>600m時取下限；取K1θ——箕斗裝載停歇時間數(shù)據(jù)采礦手冊，取8；Q'根據(jù)采礦手冊第五卷，選擇箕斗為FJD2（4）箕斗參數(shù)見下表型號箕斗容積（m3最大載重量最大外形尺寸（mm）箕斗自重（t）罐道繩數(shù)量罐道繩直徑（mm）長*寬高FJD2(4)241236*145243213.6754?34在有提升設(shè)備的豎井井筒內(nèi)，為了提升容器在提升過程中的橫向擺動，保證提升的安全，必須安有導(dǎo)向裝置—罐道和罐道梁。1.罐道罐道是提升容器升降時沿其滑動或滾動以控制其運行方向的導(dǎo)向設(shè)備。本設(shè)計中采用鋼絲繩罐道，是將鋼絲繩兩端固定在井架上和井底，并拉緊作為罐道，提升容器沿著鋼絲繩上下運行。其優(yōu)點是結(jié)構(gòu)簡單，安裝方便；便于維修，使用壽命長，更換鋼絲繩簡單，對生產(chǎn)影響小；提升容器運行平穩(wěn)，減少動力消耗；減少通風阻力，減輕了井壁的載荷，提高了井壁的整體性。2．罐道梁罐道梁在井筒內(nèi)布置主要是滿足罐道，梯子，管纜固定的需要。罐道梁的固定采用兩端固定在井壁上。罐道梁的材料選用金屬，其特點是強度大，占井筒斷面小，使用期限長，使用安裝方便。金屬罐道梁采用38Kg/m工字鋼。3.井筒格間劃分和斷面布置a.提升間提升間的布置是根據(jù)提升容器的類型，規(guī)格，數(shù)量和井筒裝備的類型及其布置形式確定的。本礦山主井選用雙箕斗，型號選用FJD2(2)，卷揚機型號為2JK-2.5/11.5。副井采用兩個2a﹟單層罐籠作為豎井提升容器，其代碼為YJGS-1.8a-1；提升機型號選用2JK-2.5-20A。罐籠間布置與井底車場及地面出車方向一致。梯子間緊靠罐籠間，以便人員提升途中遇到停電情況時，便于從梯子間出井。同時b.梯子間在提升人員的井筒內(nèi)，必須設(shè)置梯子間作為停電及井下發(fā)生突發(fā)事件是的安全出口，平時可用來檢修井筒裝備和處理提升設(shè)備或容器故障。梯子間由梯子，梯子梁和梯子平臺組成，布置在井筒一側(cè)，并用隔板與提升間，管子間等隔開。梯子間的布置采用并列形式，遵從以下規(guī)定：梯子安裝傾角為80度；梯子寬度為0.5m；梯子下端與井壁的距離為0.7m；梯子上端伸出平臺1m；平臺梯子口尺寸為0.6m×0.7m。c.管子間及電纜敷設(shè)井筒內(nèi)需敷設(shè)專門的管子間以輸送空氣，供水和排水。管子間按管子法蘭盤最大外徑尺寸布置，并留有安裝，檢修和更換的空間位置。在管子間除布置管道外，還設(shè)有動力，信號，通訊等電纜。電纜用電纜卡子固定在梁上。豎井井筒斷面尺寸見進風井井筒斷面圖?；仫L立井直徑為2.8m的圓形井口作為通風豎井，同時作為逃災(zāi)井筒。4.4階段平面設(shè)計4.4.1開采水平設(shè)計影響階段高度的因素有：（1） 礦體的傾角、厚度、沿走向的長度；（2） 礦巖的物理力學性質(zhì)；（3） 采用的開拓方法和采礦方法；（4） 階段開拓、采準、切割和回采時間；（5） 階段礦柱的回采條件；（6） 每噸礦石所攤的基建開拓和采準費用；（7） 每噸礦石所攤的提升、排水及回采費用；階段的合理高度應(yīng)符合下列條件：（1） 階段高度的基建費和經(jīng)營費攤到一噸備采儲量的數(shù)額應(yīng)最小；（2） 保證能及時準備階段；（3） 保證工作安。依據(jù)本礦的實際情況，綜合考慮上述因素，確定階段高度為50米，階段數(shù)目為4個。4.4.2階段運輸巷斷面設(shè)計4.4.2.1選擇巷道斷面形狀和支護類型用于運輸?shù)V巖的電機車型號ZK1.5—6/250型架線式電機車，礦車為JFC0.75-6型翻斗式礦車。為運輸布線方式采用雙線布置，軌距600mm；服務(wù)年限較長，預(yù)計巷道承受較大的頂壓，故選三心拱形，支護材料選用澆注混凝土。4.4.2.2確定巷道斷面尺寸1）巷道的凈寬度（B0）的確定由運輸設(shè)備的寬度、軌道數(shù)目、安全間隙及人行道寬度。雙軌巷道B0＝b1+2b+m+b2＝300+2*1035+300+800＝3470mm式中b1－運輸電機車與支護之間的安全間隙取300mm，b2－人行道寬度取800mm，b－運輸設(shè)備的最大寬度，數(shù)據(jù)通過采礦設(shè)計查表得到b=1035mm。2）巷道凈高度（H0）的確定H0＝f0+h3－h(huán)5式中f0－拱高；h3－拱形巷道墻高，h5－巷道鋪軌道渣高度。三心拱的拱高（f0）確定：根據(jù)礦體圍巖穩(wěn)固的特點，可取三心拱的拱高（f0）為f0＝B0/3=1157mm大圓弧半徑R＝0.692×B0＝0.692×3470＝2402mm小圓弧半徑r=0.261×B0=0.261×3470=906mm巷道墻高（h3）的計算：①按電機車架線要求計算：設(shè)電機架線導(dǎo)電弓子之半K=400mm，軌面到頂棚的高度取H1＝1900mm。非人行道一側(cè)，軌道中心線至墻的距離a=b/2+b1=1035/2+300＝816mm，cosα＝cos56°18’36’’＝0.554由于r?a+?②按管道架設(shè)要求計算：軌道中心線與巷道中心線的間距Z=B0/2-b3=3470/2－1317.5＝418管道所占高度為管道直徑與托管橫梁高度之和，即：n=D1+100+D2=100+100+50=250D1、D2為假設(shè)的管徑。三心拱單軌運輸巷道墻高（h3）計算：?3③按人行要求計算巷道墻高（h3）,即?=1800+160?按以上三種要求計算后h3取其中的最大值1786。3）巷道凈高度H0:得H4）水溝參數(shù)：水溝坡度與巷道坡度相同，取3‰，選用Ⅲ型水溝。5）斷面尺寸：凈斷面面積S凈＝12.25㎡，掘進斷面面積S掘=15.7㎡。6）選擇支護參數(shù)：查表知，混凝土支護厚度T=T1=1004.4.2.3掘進工程量及材料消耗量每米巷道拱與計算掘進體積V1＝S2×1＝15.7m3每米巷道墻角計算掘進體積V2＝0.2×（T+δ）×1=0.04m3每米巷道拱與墻噴射材料消耗V3＝(1.27B+1.57T+0.24)T1+2h3T1=0.84m3每米巷道墻腳噴射材料消耗V4＝0.2T1×1＝0.02m3每米巷道噴射材料消耗V=V3+V4=0.86m34.4.2.4管纜布置壓風管和供水管布置在人行道一側(cè)上方，采用管子托架架設(shè)。托架上部敷設(shè)壓風管，托架下部懸掛供水管。動力電纜設(shè)于非人行道一側(cè)，三條通訊、照明電纜設(shè)于人行道一側(cè)。電纜采用掛鉤懸掛在支護側(cè)墻上。4.4.2.5巷道斷面施工圖4.4.2.6階段運輸巷道的布置及運輸線路設(shè)置階段運輸巷道的布置形式選用單一沿脈巷道布置或下盤沿脈加穿脈布置運輸線路，設(shè)計沿豎井向下掘進至某一階段，掘進通向礦體的石門，下部礦體在脈外掘進沿脈運輸巷道，這樣在采場內(nèi)采出的礦石沿沿脈運輸巷道運至石門，在經(jīng)石門車場將礦體從豎井運出。4.4.2.7石門斷面由于礦山的年運輸能力比較大，選用的采礦方法的生產(chǎn)能力大，要求階段運輸巷的通過能力較大，因此石門內(nèi)的線路布置方式和階段運輸巷類似，石門內(nèi)采用噴射混凝土支護，斷面形狀與階段運輸巷類似。連接進風立井與階段運輸巷的石門的斷面與階段運輸巷道一樣，回風立井與階段運輸巷的石門的凈斷面為3.5×3.5米，連接通風豎井與階段運輸巷的石門的凈斷面也為3.5×3.5米。4.4.2.8穿脈斷面為了提高礦石的回采率，避免在礦體內(nèi)留礦柱，因此沿階段運輸巷道，每40米布置一個穿脈巷道，這種布置的優(yōu)點是穿脈巷道裝礦安全、方便、可靠。還可起探礦作用。綜合考慮以上兩種需要，為了確保設(shè)備能正常運行，將巷道斷面布置為矩形，型號選3m×3m。4.5礦床劃分及開采順序4.5.1階段的劃分在前面已經(jīng)確定階段高度為50米，共五個中段，每一階段再進行礦塊的劃分，每一個礦塊走向長度50m，高度為50m,寬度為礦體的厚度。4.5.2開采順序按照回采工作對主要開拓巷道的位置關(guān)系，階段中礦塊的開采順序可分為三種情況：1. 前進式開采：當階段運輸巷道掘進一段距離后，從靠近主要開拓巷道的礦塊開始回采，向井田邊界一次推進。這種開采順序的優(yōu)點是礦井基建時間短，缺點是增加了采準巷道的維護費用。2. 后退式開采：階段運輸巷道掘進到井田邊界后，從井田邊界的礦塊開始，向主要開拓巷道方向依次回采。其優(yōu)缺點反之于前進式開采。3. 混合式開采：初期用前進式開采，待階段運輸巷道掘進完后，改為后退式開采，或者即前進又后退同時開采。這種開采順序利用了前兩種開采順序的優(yōu)點，但生產(chǎn)管理比較復(fù)雜。結(jié)合本礦實際，圍巖比較穩(wěn)定，巷道基本不支護，決定采用后退式開采，階段自上而下的下行式開采，其中同時工作中段數(shù)：2個。4.6井底車場井底車場是位于開采水平、連接井筒和井下主要運輸巷道的一組巷道和硐室的總稱。選擇井底車場的原則：井底車場的通過能力應(yīng)大于礦井的生產(chǎn)能力，并有30%以上的富余量；調(diào)車簡單、安全、方便，彎道及交叉點少；操作安全，符合規(guī)程、規(guī)范要求；井巷工程量小，建設(shè)投資少、速度快、時間短，便于維護，生產(chǎn)成本低；施工方便，有利于各井筒之間、井底車場巷道與主要巷道之間迅速貫通，從而縮短建井時間。設(shè)置井底車場的主要目的：1、實現(xiàn)井筒提升與大巷運輸?shù)霓D(zhuǎn)載；2、實現(xiàn)井下集中供電；3、實現(xiàn)礦井集中排水；4、為井下生產(chǎn)安全提供便利。井底車場巷道是在進行轉(zhuǎn)載和調(diào)度時臨時存放來自大巷和井巷的各種空、重車輛的場所，也是各種車輛進、出轉(zhuǎn)載載點的通道。井底車場硐室是為運輸轉(zhuǎn)載、礦井排水、礦井供電以及便利礦井生產(chǎn)與安全而專門設(shè)置的一些專用的短巷道。井底車場設(shè)計以線路布置為核心。由于采用罐籠井兼做主副提升井且產(chǎn)量較大，經(jīng)過比較井底車場最后采用環(huán)形車場。其運行路線如下圖所示：采礦方法5.1采礦方法的選擇根據(jù)前面內(nèi)容知礦體賦存條件：大部分礦體傾角在55-65度，屬傾斜和急傾斜礦體，礦體平均厚度15米，屬中厚礦體，礦體和圍巖均較穩(wěn)固，礦石的品位較低，所開采礦體為單TFe礦，沒有硫礦石，不存在自燃性，礦石的吸水率較低，沒有結(jié)塊性，礦石中不含有膠結(jié)性強的泥質(zhì)。設(shè)計礦塊所在礦體平均厚度為15m，屬中厚礦體。5.1.1選擇采礦方法的原則在礦山企業(yè)中，采礦方法的選擇是否合理直接影響整個礦井的生產(chǎn)安全和各項技術(shù)經(jīng)濟指標。由于礦體賦存條件多種多樣，各個礦山的技術(shù)經(jīng)濟條件各不相同，因此在選擇采礦方法時應(yīng)結(jié)合具體的礦山地質(zhì)和技術(shù)條件，使所選擇的采礦方法符合安全、經(jīng)濟、礦石回收率高的基本原則。1.生產(chǎn)安全。應(yīng)當充分利用先進科學技術(shù)并不斷提高管理水平，以保證在安全、良好的工作條件及環(huán)境中進行采礦生產(chǎn)。2.經(jīng)濟合理。選擇采礦方法時不僅應(yīng)根據(jù)礦床條件提出多種方案進行技術(shù)比較，而且進行經(jīng)濟分析，最后確定經(jīng)濟上最合理的采礦方法。3.礦山回收率高。提高礦石回收率，充分利用地下資源，是保持和延長工作面開采期限、降低掘進率、保證正常生產(chǎn)的重要途徑。我國礦山的礦石回收率比國外礦山低得多，一些小礦山的礦石回收率只有10%左右，資源的破壞與浪費令人痛心，亟待提高。上述三方面的要求是密切聯(lián)系、互相制約的，選擇采礦方法時應(yīng)當全面綜合考慮，選出最優(yōu)的采礦方法。5.1.3采礦方法的確定根據(jù)礦山的生產(chǎn)能力,礦體賦存條件,礦石品位及礦巖的物理特性等條件,可以初選出符合要求的采礦方法,現(xiàn)對以下三種方案水平深孔落礦階段礦房法,無底柱分段崩落法，有底柱崩落法進行技術(shù)比較.第一方案水平深孔階段礦房法該方法是用深孔回采礦房的空場采礦法，要求在礦房底部進行拉底。階段高度為50m,沿走向布置的礦房長度50m，垂直走向布置的礦房寬度15m，間柱寬度10m，頂柱厚度6m，底柱高度：漏斗底部結(jié)構(gòu)為8m，平底結(jié)構(gòu)為6m。出礦用電耙。第二方案無底柱分段崩落法該方法將礦塊劃分為分段，在分段進路中進行落礦、出礦等回采作業(yè)，不需要開掘?qū)Ｓ玫某龅V構(gòu)。分段高度為10m，回采巷道間距為8m，階段高度為50m.第三方案有底柱分段崩落法該方法按分段逐個進行開采，每個分段下部都設(shè)有出礦的專用底部結(jié)構(gòu)表1采礦方法方案技術(shù)比較序號項目名稱第一方案第二方案第三方案水平深孔階段礦房法無底柱分段崩落法有底柱分段崩落法1礦塊生產(chǎn)能力（t/d）300~400150~25075~1002礦石損失率(%)7%5%15%~20%3礦石貧化率(%)10%720%~30%4安全條件回采作業(yè)安全地壓控制較好，回采礦柱較易，安全性好通風條件好5采切比（%）1010~15126采礦設(shè)備與技術(shù)難易程度簡單充填工藝較復(fù)雜、鏟運機維護難、簡單7采準工作量大較大大8采礦成本低略高10資料來源河北銅礦福山銅礦以上的比較可以看出，第一種方案采切比較小、采礦直接成本低，相對于第二種方案而言，生產(chǎn)能力較大，礦石損失貧化都比較大，安全性高，回采強度大，勞動生產(chǎn)率高回采作業(yè)安全等優(yōu)點；第二種方案運用鏟運機出礦，是在前方案的基礎(chǔ)上進行改進，生產(chǎn)能力大大提高，礦石貧化損失明顯降低，地壓控制較好，工作安全條件好，缺點是充填工藝較復(fù)雜，成本增加，鏟運機維護要求高。第三種方案生產(chǎn)能力最大，出礦設(shè)備簡單，但采準切割工程量大，機械化程度低，礦石損失貧化大。綜合考慮該礦山的生產(chǎn)能力與礦石價值品位以及安全生產(chǎn)的要求，選用水平深孔階段礦房法比較合適。5.2礦塊開采方案設(shè)計5.2.1礦房布置及結(jié)構(gòu)參數(shù)參考?設(shè)計手冊2?和?金屬礦地下開采?礦房沿走向布置，取礦塊長度為50m，礦塊寬度等于礦體厚度，礦塊的高度等于階段高度為50m，沿走向布置的礦房長度40m，礦房寬度為礦體平均厚度15m，間柱寬度10m，頂柱厚度6m，底柱高度：漏斗底部結(jié)構(gòu)高度為8m，平底結(jié)構(gòu)高度為6m。出礦用電耙。表2礦塊結(jié)構(gòu)參數(shù)礦塊長度（m）階段高度(m)間柱寬度(m)頂柱厚度(m)漏斗底部結(jié)構(gòu)高度(m)平底結(jié)構(gòu)高度(m)5050106865.2.2采準切割工作階段運輸巷道一般布置在脈外；在厚礦體中布置上、下盤脈外沿脈運輸巷道，構(gòu)成環(huán)形運輸系統(tǒng)。在脈外運輸巷道間柱中心線位置掘穿脈巷道，在階段運輸水平之上4-5m掘電耙巷道。由于應(yīng)用深孔落礦，二次破碎工作量較大，電耙巷道設(shè)有專用的回風系統(tǒng)。在穿脈巷道一側(cè)掘鑿巖天井，在天井垂向按水平深孔排距3m掘鑿巖聯(lián)絡(luò)平巷通達礦房，然后再將其前端擴大為鑿巖硐室（平面直徑3.5m，高3m）。5.2..3回采工作回采工作包括鑿巖、崩礦、通風、局部放礦、撬頂平場和破碎大塊，礦房全部采完后進行大量放礦?；夭墒褂肶GZ-90型鑿巖機打眼。用水平扇形深孔崩礦，間柱一般為垂直扇形側(cè)向崩礦，頂、底、間柱用水平和傾斜等炮孔聯(lián)合崩落。礦房和礦柱的炮孔一次鉆完，分次爆破。先采礦房，后采礦柱。礦房根據(jù)補償空間和生產(chǎn)實際情況，分2~3次崩完。采完礦房后接著回采礦柱。間、頂柱和上階段的底柱同時爆破。采用雷管數(shù)段控制，先崩間柱后崩頂柱，最后上中段底柱是順序起爆。5.2.4地壓管理采場作業(yè)時主要利用所留頂柱、底柱、間柱和留礦堆管理地壓。若遇特殊地方可采用要支架支護。放頂利用深孔崩落礦柱進行大面積放頂，充填采空區(qū)，控制地壓。5.2.5礦柱回采礦柱回采：礦柱回采采用大量崩礦方法，先爆間柱，后爆頂?shù)字?，間柱采用YSP—45鑿巖機，頂柱采用中深孔鉆機（YGZ—90）布置水平孔（平行或扇形孔），分區(qū)同時大爆破。分區(qū)順序是由礦區(qū)兩翼向中央推進。如果礦柱回采后，空區(qū)仍較穩(wěn)定，則需采取強制崩落上盤圍巖措施。分段鑿巖的階段礦房法回采時，底柱用束狀中深孔，頂柱用水平深孔，間柱用垂直扇形中深孔落礦。同次分段爆破，先爆間柱，后爆頂?shù)字?。由于礦體與圍巖界限不明顯，因此回采過程中二次圈定礦體工作較重要，這是減少回采工作中一次損失和貧化的重要前提。5.3勞動組織及主要技術(shù)經(jīng)濟指標5.3.1勞動組織年工作天數(shù)為330天，月工作28天，每天三班，每班工作八小時，連續(xù)作業(yè)，工人實行輪休制，管理人員除直接生產(chǎn)管理人員外實行社會星期天休息制度。5.3.2工作面循環(huán)作業(yè)表主要回采工作面循環(huán)作業(yè)表表5-2工序時間一班二班三班123456789101112131415161718192021222324鑿巖6h爆破3h通風2h出礦13h5.3.3采礦方法主要技術(shù)經(jīng)濟指標階段礦房法主要技術(shù)經(jīng)濟指標表5-4序號指標名稱單位指標及數(shù)量1礦塊生產(chǎn)能力t/d150-2002工作面工效t/工班223采切比m/kt154回采率％905貧化率％106主要材料消耗炸藥單耗Kg/t45雷管單耗個/t0.3導(dǎo)火線單耗m/t0.21釬子鋼單耗Kg/t0.22合金片單耗g/t1.45.3.4主要采掘設(shè)備主要采掘設(shè)備表表5-5序號設(shè)備型號臺數(shù)工作備用合計17655鑿巖機5592YSP—45鑿巖機64103YGZ—90鑿巖機55104TJ25臺架225DZPJ-55電耙2136BQF100型裝藥器1127ZCG-1X型裝巖機516基建工程量及基建進度計劃6.1基建工程量本礦的井巷開拓分期開拓，一期開拓1550米以上的礦體。根據(jù)本期的開采范圍和開拓，采準切割工作對基建工作的要求，基建工程主要有：進風立井、回風立井、1550米運輸巷、1500米運輸巷、1450米運輸巷，井底水倉硐室、水泵房、變電所等基建工程，采切工程有天井、聯(lián)絡(luò)道、斗穿斗頸、拉底巷道等。總基建工程量37188立方米，滿足投產(chǎn)時三級礦量要求。基建工程量詳見表6-1。井巷基建工程量表表6-1序號工程名稱支護形式凈斷面掘進斷面長度（m）體積（m3）1開拓工程（1）主豎井硂D5.0D5.42514926（2）進風立井硂D5.0D5.42514926（3）西回風井硂D3D3.4100707(4)東回風井硂D3D3.4114806(5)1550米中段①運輸巷道硂3.2×3.53.4×3.74665115②進風井石門硂3.1×3.43.3×3.51201164③回風石門3.5×3.5981200(6)1500米中段①運輸巷道硂3.2×3.53.4×3.74605048②進風井石門硂3.1×3.43.3×3.51301261③回風石門3.5×3.51101348④水倉350⑤水泵房、變電所200⑥炸藥庫60(7)1450米中段①運輸巷道硂3.2×3.53.4×3.74464895②進風井石門硂3.1×3.43.3×3.51401358③回風石門3.5×3.5789562采切工程（1）天井2.0×2.050200（2）聯(lián)絡(luò)道2.0×1.52884（3）斗穿及斗頸2.0×2.080320（4）拉底巷道2.0×2.055220（5）出礦巷道2.4×2.650312（6）電耙道及小溜井2.0×2.055220（7）切割天井2.0×2.040160（8）分段鑿巖巷道2.6×2.62001352合計371886.2基建進度表井巷基建工作是礦山建設(shè)的重要環(huán)節(jié)，施工前要及時做好準備工作，并做好基建時期的組織工作。初步選取如下掘進進度指標：進風井：50m/月回風井：55m/月平巷：90m/月出礦巷道：100mm/月電耙道及小溜井：140m/月斗穿及斗頸：160m/月拉底巷道：140m/月切割天井：55m/月分段鑿巖巷道：160m/月其他：350m3/月基建期為二年，基建期結(jié)束后投產(chǎn)第一年礦石產(chǎn)量為30萬t/a,第二年達產(chǎn)?；ㄟM度計劃見表6-2?；ㄟM度計劃表表6-2礦井通風7.1礦井通風概述礦井通風設(shè)計是礦床總體設(shè)計的一個不可缺少的組成部分，它的基本任務(wù)是：與開拓、采礦方法相配合，建立一個安全可靠、經(jīng)濟合理的礦井通風系統(tǒng)；計算各時期各工作面所需的總風量及礦井中的總風量，計算礦井阻力，選擇通風設(shè)備。一、 通風系統(tǒng)的選擇原則：（1） 礦井通風網(wǎng)路結(jié)構(gòu)合理，嚴格遵循安全可靠通風基建費用和經(jīng)營費用最低以及便于管理的原則。（2） 礦井中漏風少。（3） 充分利用可用通風井巷，使專用通風井巷工程最少。（4） 通風構(gòu)筑物和風流調(diào)節(jié)較少。（5） 通風動力較少，通風費用低。二、 通風系統(tǒng)的幾項具體規(guī)定：（1）每個礦井和階段水平之間都必須有兩個安全出口。（2）通風井與工作面的進風流的風塵濃度不得大于0.5mg/m3。（3）局扇利用率要在80%以上。（4）主要回風巷不得作人行道，井口進風不得受礦塵和有毒氣體污染。井口排風不得造成公害。（5）定期對主要入風巷道進行洗壁防塵，凡產(chǎn)生粉塵的作業(yè)地點，利用噴霧器灑水方式作業(yè)，保證作業(yè)地點含塵量在2mg/m3?？傊M行通風系統(tǒng)選擇時，在滿足技術(shù)可行、保證安全可靠的前提下，應(yīng)力求經(jīng)濟合理。另外，隨著礦井生產(chǎn)的發(fā)展，礦體的賦存條件發(fā)生變化時，開拓方法發(fā)生變化時，應(yīng)對通風系統(tǒng)進行調(diào)整。為使坑內(nèi)空氣含塵量達到國家衛(wèi)生標準，設(shè)計中用“風水結(jié)合，以風為主”的綜合防塵措施。7.2礦井通風方式與通風系統(tǒng)的選擇7.2.1礦井通風方式本礦通風采用兩翼對角式抽出式通風系統(tǒng)，在兩翼附近安裝抽出式扇風機，進風豎井作為入風井。7.2.2通風系統(tǒng)簡述新鮮風流從進風豎井井口口進入，經(jīng)豎井、石門、各中段沿脈運輸巷穿脈，人行進風井、聯(lián)絡(luò)巷、分段鑿巖巷到達采場，污風經(jīng)過采場回風井到達回風巷道，再經(jīng)過回風石門及回風井排出地表。在工作面進行爆破作業(yè)時，采用壓入式局扇通風以排除炮煙，凈化工作環(huán)境。對難以利用系統(tǒng)主扇風流直接通風的獨頭掘進巷道，利用局扇輔助通風。7.3礦井總風量計算礦井風量計算是礦井通風設(shè)計的一個極其重要的內(nèi)容。礦井通風的目的在于供給礦井必要數(shù)量的新鮮空氣，以稀釋并排除有毒氣體和粉塵，創(chuàng)造良好的勞動條件，保證井下人員的身體健康，提高勞動生產(chǎn)率。另外，礦井風量又是計算礦井通風阻力和選擇通風設(shè)備的基本參數(shù)。風量計算分為兩個時期：容易時期和困難時期。當井筒或井口發(fā)生火災(zāi)，啟動反風裝置。其全礦總風量的計算公式如下：Qt=K（ΣQS+ΣQS/＋ΣQj/＋QH）式中：QS—回采工作面所需風量，m3/s；QS/—備采工作面所需風量，m3/s；ΣQj/—掘進工作面（采切）所需風量，m3/s；QH—硐室所需風量，m3/s；K—礦井風量備用系數(shù)，取K=1.4；（地表有崩落區(qū)k=1.35～1.5）1.回采工作面風量⑴按排塵風量確定：查表得q=4.0m3/s。（參見《采礦設(shè)計手冊》的表2－16－14選取，排塵風量表）⑵按排塵風速確定：q=s×v；式中：q--作業(yè)面排塵需風量，m3/s；s——工人和產(chǎn)塵設(shè)備所在位置過風斷面，36m2；v——作業(yè)面排塵風速0.15m/s；即作業(yè)面產(chǎn)塵設(shè)備所在位置的平均風速，建議值如下：硐室型（>20m2）作業(yè)面，當s小于等于30m2~40m2時，v=0.15m/s；計算得q=s×v=5.4m3/s。⑶按排除炮煙計算：QS=（N/t）LS；式中：QS—工作面所需風量，m3/s；L—采場長度，40m；S—采場過風斷面積，10.8m2；t—爆破后通風時間，s；一般取1800s；N—采場中炮煙達到允許濃度時，風流交換倍數(shù)，取N=12；計算得QS＝2.88m3/s。根據(jù)以上結(jié)果，取三者最大值5.4m3/s計算風量。按最多4個礦塊同時回采，回采總需風量為：Ｑs＝5.4×4＝21.6ｍ3/ｓ2、備采工作面風量：其風量可取回采工作面風量的二分之一，備采工作面4個。備采總需風量為：QS/＝0.5QS×4＝2.7×4=10.8m3/s。3、掘進工作面（采切）所需風量：掘進工作面3個，其風量可按《采礦設(shè)計手冊》的表2－16－16選取，即：ΣQj/×3＝3×3=9m3/s。4、硐室所需風量：變電硐室風量：4ｍ3/ｓ，井下水泵硐室風量：2ｍ3/ｓ，電機車庫風量：1ｍ3/ｓ，其他：2ｍ3/ｓ硐室總風量為：Ｑ硐室＝4+2+1+2＝9ｍ3/ｓ5、全礦井總風量計算結(jié)果為：Qt＝1.4（21.6＋10.8＋9＋9）＝70.56m3/s，即Qt＝70.56m3/s。7.4礦井總風壓的計算礦井通風總阻力是指風流由進風井口到扇風機風硐（抽出式）沿任一風路流動途中所產(chǎn)生的摩擦阻力和局部阻力之總和（按礦井通風困難時期計算）。礦井總摩檫阻力見下表：礦井摩擦阻力表7-1因此，礦井總摩擦阻力為：hf＝2351.69Pa。2、礦井總局部阻力：其全礦的總局部阻力可根據(jù)總摩擦阻力進行估算。一般認為，總局部阻力大致等于總摩擦阻力的20％，即hl＝0.2hf。所以礦井的總局部阻力為hl＝0.2hf＝0.2×2351.69＝470.34Pa。3、局扇通風總風量的計算按壓入式通風的風量計算公式計算：QP=18（ALrS）1/2/t，m3/s；式中：QP壓入式通風工作面所需風量，m3/s；t通風時間，一般取1800s；A一次爆破的炸藥消耗量，112.24Kg；Lr巷道長度，40m；S巷道斷面積，10.8m2；經(jīng)計算QP=2.20m3/s。7.5通風設(shè)備的選擇礦井通風設(shè)備的選擇包括主扇風機和電動機的選擇。1、主扇風機的選擇選擇扇風機必須首先知道礦井通風系統(tǒng)要求扇風機提供的風量和風壓。扇風機的風量：Qf＝∮Qt式中：∮—扇風機裝置的風量備用系數(shù)，一般取∮＝1.1；Qt—礦井要求的總風量，70.56m3/s；經(jīng)計算Qf＝77.61m3/s。（2）扇風機的風壓：Hf＝H＋hr式中：H—礦井總阻力，2822.03Pa；hr—扇風機裝置阻力，本礦風機取180Pa；經(jīng)計算Hf＝3002.03Pa。（3）根據(jù)扇風機工況點的Hf和Qf，計算扇風機的功率Nf：即Nf＝Hf×Qf/nf/1000，式中：nf—扇風機的效率，本礦井取0.85；經(jīng)計算Nf＝274.10kw。2、電動機的選擇：根據(jù)通風容易與困難兩個時期主扇風機的輸入功率Nf，計算出電動機的功率Ne：Ne＝KNf/n*ne，式中：K—電動機的容量備用系數(shù)，取1.1；n—傳動效率，取0.95；ne—電動機效率，取0.95；經(jīng)計算Ne＝334.08kw。根據(jù)以上的計算，在查閱設(shè)計手冊后，選用70-B2-21-28-Ⅱ型扇風機。主要技術(shù)性能如下表：風扇機技術(shù)性能表7-2通風機電動機通風參數(shù)型號轉(zhuǎn)速(r/min)葉片度（°）型號功率(Kw)轉(zhuǎn)速(r/min)風量(m3/s)風壓（Pa）70-B2-21-28-Ⅱ60035JS126-6480600801325～2970局扇的選擇以局扇所需風量作為局扇選型的依據(jù)，局扇選用BKJ66-11NO3.8型選用與局扇配套的風筒，即：434mm的柔性風筒。其局扇技術(shù)參數(shù)表如下：局扇技術(shù)參數(shù)7-3系列風量(m3/s)全壓（Pa）電動機質(zhì)量（Kg）轉(zhuǎn)速(r/min)功率（Kw）BKJ6—11NO3.82.5103029004100礦井提升與運輸8.1運輸系統(tǒng)及運輸設(shè)備概述本礦運輸方式在每個階段采用電機車運輸，每個階段通過架線式電機車運至井底車場，然后由提升機提升至地面，再汽車運輸?shù)降V石廠或廢石場內(nèi)。（1）礦石運輸本礦的礦石由電機車牽引0.75m3礦車運至井底車場，由箕斗提升至地表的井口車場，再由汽車運輸至礦石場。（2）廢石運輸本礦的廢石通過架線式電機車牽引0.75m3礦車運至井底車場，再由進風立井由罐籠提升至地表的井口車場，最后通過自卸式汽車運輸至廢石場。（3）人員、材料、設(shè)備運輸本礦的入坑人員、材料、設(shè)備，由進風立井提升下運至其各個中段。根據(jù)本礦山的生產(chǎn)能力，確定選用型號為JFC0.75-6型翻轉(zhuǎn)式礦車作為主要的運礦設(shè)備，石門和階段運輸巷道內(nèi)選用ZK1.5-6/250型號架線式電機車，主井選用FJD(2)4型箕斗，提升機選用2JK-2.5/11.5；副井選用2JF-2.5/20A型提升機。有軌電機車運輸巷道鋪軌為15kg/m，軌距600mm,彎道半徑5.7m,線路坡度3-5%0，道岔采用DK624-4-12型。8.2提升能力計算箕斗的選擇：合理提升速度計算v=式中：H——最大提升高度，m；0.3-0.5——系數(shù)，當H<200m是時取下限，H>600m時取上限；取0.35；v——提升速度，m/s。代入數(shù)據(jù)v=0.35?在選擇提升容器型號規(guī)格之前需先計算小時提升量：A式中AsC——不均衡系數(shù)，箕斗提升時取C=1.5An——礦石年產(chǎn)量，t/a；取60tr——年工作日數(shù)，連續(xù)工作制取tr=ts代入數(shù)據(jù)A箕斗的選擇單箕斗提升時一次提升量：Q代入數(shù)據(jù)Q箕斗容積的計算值：V式中H——最大提升高度，m；取251m；μ——箕斗在卸載曲軌處低速爬行的附加時間，取μ=12s；ρs——礦石松散密度，t/m3；取3.5t/mCm——箕斗裝滿系數(shù)，取Cm=K1——系數(shù)，取K1=2.7-3.7，當H<200m時取上限，H>600m時取下限；取K1θ——箕斗裝載停歇時間數(shù)據(jù)采礦手冊，取8；Q'根據(jù)采礦手冊第五卷，選擇箕斗為FJD2（4）箕斗參數(shù)見下表8-1表8-1箕斗技術(shù)規(guī)格表型號箕斗容積（m3最大載重量最大外形尺寸（mm）箕斗自重（t）罐道繩數(shù)量罐道繩直徑（mm）長*寬高FJD2(4)241236*145243213.6754?34主井主要承擔驚嚇的礦石的提升任務(wù)，提升系統(tǒng)采用箕斗提升，選用FJD2(4)型號。副井根據(jù)礦車的型號選擇YJGS-1.8a-1型雙罐籠，根據(jù)罐籠的選擇，選擇提升機的型號為2JK-2.5/20A，技術(shù)規(guī)格見表8-2。主要負責人員、材料、設(shè)備運輸。表8-2提升機技術(shù)規(guī)格表提升機型號2JK-2.5/20A卷筒鋼絲繩數(shù)量（個）直徑（mm）寬度（mm）最大靜張力（KN）最大靜張力差（KN）最大直徑（mm）22500120088．2653．9431鋼絲繩最大速度（m/s）最大提升高度（m）電動機最大近似功率（Kw）一層二層三層3．802054357002808.3主要巷道運輸設(shè)備的選擇8.3.1計算電機車牽引礦車數(shù)（1）按電機車起動條件計算牽引數(shù)量Qzh≤式中：Qzh——重車組重量即牽引重量，噸；Pn——機車粘著重量，1.5噸；ψ——電機車起動時的粘著系數(shù)，ψ=0.2；ωzh——重列車起動時的阻力系數(shù)，0.008；ip——線路的平均坡度，0.003；a——列車的加速度，0.04m/s2；P——電機車的重量，1.5噸。經(jīng)計算Qzh≤17.98噸。（2）按制動條件計算牽引重量Qzh≤式中：Pz——電機車制動重量，1.5噸；φˊ——閘瓦與輪面之間的摩擦系數(shù)，0.17；Vch——電機車長時速度，3.54m/s；Lz——制動距離，取35m；az——列車制動的減速度，az=Vch2/（2×Lz）＝0.18m/s；ωzhˊ——重列車的運行阻力系數(shù)，0.006；經(jīng)計算Qzh≤13.67噸。（3）以較小的牽引重量Qzh＝14噸計算電機車牽引的礦車數(shù)式中：G0——礦車自重0.5噸；G——礦車的實際載重1.45噸。經(jīng)計算：Z1=14/（0.5+1.45）=7.17輛取7輛。8.3.2電機車臺數(shù)計算（1）電機車往返一次時間T=T1+θ式中：T1總的運行時間，T1＝2L60×Vc?L運行長度，階段運輸巷長500米。θ調(diào)車時間，25分鐘；經(jīng)計算T＝25+5=30分鐘。（2）一臺電機車每班可完成的往返次數(shù)：n1=式中：tb——電機車每班工作小時數(shù)，8小時；經(jīng)計算，n1=16次。（3）完成每班出礦量需要的往返次數(shù)：式中：Ab——每班平均生產(chǎn)量，606t；C——運輸?shù)牟痪庀禂?shù)，1.2；Z1——電機車牽引礦車數(shù)，7臺；G——礦車的有效載重，1.45t。經(jīng)計算m＝71.64，取72次。（4）需要的電機車工作臺數(shù)：N1＝＝72/16=4.5臺取5臺（5）電機車總臺數(shù)N＝N1+N2式中：N2——備用電機車臺數(shù)，1臺；則N＝1+5=6臺。（6）礦車臺數(shù)Z＝K1×K2×N1×Z1式中：K1——礦車檢修系數(shù)，1.1；K2——礦車備用系數(shù)，1.3；經(jīng)計算Z＝50.05，取50輛。此礦車數(shù)為運礦石用，運廢石和材料的也礦車數(shù)也取為50輛。根據(jù)確定的礦山生產(chǎn)規(guī)模和經(jīng)過的計算，選用JF75-6翻斗式式礦車見表8-3和ZK1.5—6/250型電機車見表8-4。表8-3JF75-6型翻斗式礦車規(guī)格與主要參數(shù)項目車箱容積（m3）最大載重量（㎏）軌距（mm）外形尺寸（mm）車輪直徑（mm）車箱長度（mm）質(zhì)量（kg）長寬高參數(shù)0.7518756001820103512303001260710表8-4ZK1.5-6/250型號架線式電機車規(guī)格與主要參數(shù)粘著質(zhì)量（t）軌距（mm）供電電壓（v）小時制牽引力（N）最大速度（km/h）外形尺寸（mm）總長寬度軌面到頂棚高受電器工作高度1.5600250324013.2237091415501800~22008.4主要運輸與提升設(shè)備表8-5主要運輸與提升設(shè)備表序號設(shè)備名稱設(shè)備型號數(shù)量單位1電機車ZK1.5-6/2506臺2礦車JF75-650輛3礦車（運廢石）JF75-650輛4提升絞車2JK-2.5/11.52臺5提升絞車2JK-2.5/20A2臺6道軌15Kg米7道岔24Kg副8材料車YLC(600)2臺9平板車YPC(600)2臺10裝巖機Z-30AW6臺11自卸汽車SH—38010臺給排水9.1礦山涌水量由于基巖裂隙水微弱，本身對礦床開采無大影響，第四系（xxx溝）孔隙潛水水量雖較豐富，但由于基巖滲透性差，對礦山開采影響亦不大。因此礦床水文地質(zhì)條件較好。地下水主要由大氣降水滲入補給。降水量少而集中。6～8月地下水位下降，10～12月份水位上升，據(jù)井1971～1973年觀測，水位變化幅度為0.86。當徑流至溝谷形成泉，排泄于地表。9.2礦井排水方式及系統(tǒng)一期開拓在1500米中段井底車場附近修建水倉，各階段的涌水通過階段運輸巷道的水溝和專門的排水巷道流入水倉內(nèi)，將各中段的水匯集于此，用水泵集中排至地表。整個礦山采用集中排水方式。石門及階段運輸巷中必須有3‰的坡度，以實現(xiàn)自然排水。9.3排水設(shè)備的選擇由于本礦井的礦床水文地質(zhì)條件較好，所以選用小型的排水系統(tǒng)。選用型號較小的水泵，其型號為150D-30×9，選用兩臺即可，一臺工作，一臺以備檢修。水泵選型見表9-1表9-1水泵型號流量m3/h揚程m轉(zhuǎn)數(shù)r/min軸功率Kw電動機功率Kw允許細上真空高度m效率(%)液輪mm泵質(zhì)量Kg150D-30×915526114801431806．57730511109.4礦區(qū)給水9.4.1水源本企業(yè)水源采用地下水，水源地位于礦區(qū)東南側(cè)。設(shè)計采用井群取用地下水。根據(jù)企業(yè)用水量的要求，除利用已有的地下水取水構(gòu)筑物外，本次設(shè)計新增管井2口，包括一口備用井。綜合考慮含水層的水質(zhì)、基建投資等因素，首先采用淺層承壓水。設(shè)計2口井中，淺層承壓井2座，井深70~100m，設(shè)計單井出水量為75m3/h。水源在礦區(qū)東南面的井取水作為礦區(qū)的生活用水，井下生產(chǎn)用水將井下的涌水排出地表，在地表建兩個250m3的連通水池經(jīng)過濾后作為井下生產(chǎn)用水和消防水，設(shè)備冷卻水。9.4.2主要構(gòu)筑物生活供水泵兩臺，型號為100D-45×3，一臺用，一臺備用；消防水泵兩臺，一臺用，一臺備用。循環(huán)冷卻水泵兩臺，一臺用，一臺備用。9.4.3管路系統(tǒng)9.4.3.1輸水管線由取水井輸送至生活水池（500m3），管徑為DN90，無縫鋼管直埋。9.4.3.2生產(chǎn)給水管線井下水有地表過濾后送到主井供水管，管徑為DN90，無縫鋼管直埋。9.4.3.3消防水管線由過濾水直接DN100管，廠區(qū)內(nèi)設(shè)置室外消火栓。9.4.3.4生產(chǎn)、生活排水管井下排水復(fù)用后余者與生活排水合流，管徑為DN90，采用排水鑄鐵管直埋就近排出。9.4.3.5循環(huán)冷卻水管線有過濾后水池送至冷卻水池，用管徑為DN50焊接鋼管直埋，冷卻水池用循環(huán)泵供水。電力與通訊10.1概括及設(shè)計依據(jù)本設(shè)計是依照各專業(yè)提供設(shè)計開展的，共分五個部分：1、供電電源2、采礦設(shè)備（包括井底泵站）3、礦山機械（包括采區(qū)牽引變電）4、機修設(shè)備5、生活辦公、給排水、采暖及消防10.2電力10.2.1用電負荷1、總?cè)萘繛?745.5KW，其中6KV高壓電動機，容量4538KW，功率因數(shù)0.94，工作負荷為1227KW。2、年用電量為1227KW×330×8×3=9717840KWh10.2.2供電電源根據(jù)礦山用電負荷和地區(qū)電網(wǎng)情況，從當?shù)貐^(qū)域變電站引進LGj-120，110KW的現(xiàn)有線路的供電能力可滿足礦山供電要求。10.2.3供配電系統(tǒng)10.2.3.1總降壓變電所主變選用一、二次電壓分別為110KW和6KV的雙線圈變壓器，內(nèi)設(shè)一臺SFZ7-10000/110，10000KVA，110±8×1.25%，16.3主變，所內(nèi)預(yù)留有一臺主變位置?？偨祲鹤冸娝?10KVA的電氣主結(jié)線要用內(nèi)橋結(jié)線，6KV采用單母線。10.2.3.2企業(yè)配電系統(tǒng)從降壓變電所一放射方式分別向空壓機站和扇風機房配變電所、通風機房配電所、水源地變電所、民用設(shè)施用電、中段配電站配電，按負荷的重要性以雙回或單回的6KV線路配電。1205m中段平硐口外的礦車電機車修理寶，坑口機電站等設(shè)施的用電，在坑口機電修站建一車間變電所，再以低壓分別向各用電設(shè)施送電，該變電所的電源從去空壓機房的6KV線路上T接。10.2.4防雷接地及照明防雷接地按有關(guān)規(guī)程設(shè)計。照明盡量采用高效節(jié)能燈具，井下運輸巷道采用127V白熾燈，采礦工作采用24V白熾燈，手提式移動照明采用12V白熾燈。10.2.5節(jié)能措施①采用就地和集中電容補償相結(jié)合的方式，提高功率因數(shù)，降低電能損失②采用低損耗變壓器。10.3電信10.3.1概括本礦是年產(chǎn)60萬噸規(guī)模的采選礦山企業(yè)，通信分井下和地表兩部分，為保證工作順利開展，礦區(qū)內(nèi)設(shè)200門行政管理自動電話站一座。10.3.2調(diào)度通信系統(tǒng)xxx礦調(diào)度通信系統(tǒng)分為兩級調(diào)度系統(tǒng)，即礦總調(diào)度及采二級調(diào)度系統(tǒng)。⑴全礦40門生產(chǎn)調(diào)度會議電話站。（DT-60φ型）⑵采礦場20門生產(chǎn)調(diào)度電話站。（KT本安型）各調(diào)度電話站平時均使用220V交流電源，停電時自動切換到備用的20GV22，25V，40AH鎘鎳蓄電池供電。礦區(qū)通信線路以架空電纜為主。井下電纜單用礦用電話纜。采暖與熱力11.1編制依據(jù)設(shè)計依據(jù)以以下國家標準、規(guī)范、規(guī)程進行編制。《采暖通風與空氣調(diào)節(jié)設(shè)計規(guī)范》（GBJ19-87）《工業(yè)“三廢”排放試行標