初步设计相关要点DOC.docx
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初步设计相关要点
1)主井
主井为4#双层罐笼配平衡锤提升系统,井口安装JKMD-2.8×4提升机,井口坐标X=4719350,Y=412000,Z=605.5,进车方位角32°,井底标高127m,开凿深度478.5m。
每次提2辆2m3曲轨侧卸矿车,钢丝绳罐道,井筒直径为φ4.5m。
2)副井
副井设有两套提升设备,一个是5#双层罐笼配平衡锤提升系统,配备JKMD-2.8×4提升机,另一套为2#单层多绳罐笼配平衡锤提升系统,配备JKMD-1.6×4提升机。
井口坐标:
X=4719330,Y=412033,Z=605.5,井底标高129m,开凿深度476.5m。
进车方位角32°,布置管缆。
每次提4辆0.7m3翻转式矿车,提升岩石和下放人员、材料、设备等,钢罐道,井筒直径为φ6.5m,井筒内无梯子间。
3)回风井
在岩石移动界限外矿区北部布置一回风井,回风井为竖井,净直径φ4.5m,井口坐标X=4720160,Y=412040,Z=582。
井底标高255m。
井筒全深327m。
井筒内布置梯子间兼作安全出口。
4)中段运输平巷
各中段运输平巷,净断面为6.64m2,支护形式为素喷支护,可视围岩揭露情况及时调整支护形式,支护比例40%,支护厚度100mm。
主要用于各中段的材料、设备、矿石及采切废石的运输。
基建中首采260m中段施工井底车场、上下盘运输平巷并通过回风石门和回风井联通,310m中段施工靠近回风井部分运输平巷,两个中段均通过回风石门和回风井联通。
160m中段施工井底车场和水仓、水泵房、中央变电所。
这样在基建完成后形成完整的运输、通风、排水系统。
5)坑内运输系统
各中段采用环形运输,均采用22kg/m钢轨,轨距600mm,木轨枕碎
石道床,采用4#道岔。
线路坡度3‰~5‰,最小弯道半径为15m。
(1)矿石运输
各中段矿石通过采场溜井装入2m3曲轨侧卸式矿车,由10t电机车牵引矿车组运至主井提升至地表。
各分段矿石通过7t电机车牵引1.2m3侧卸式矿车通过卸矿硐室倒入中段矿石溜井,通过中段进行运输。
各中段提升到地表的矿石通过汽车转运到破碎站。
(2)废石运输
各中段产出的废石装入0.7m3翻斗式矿车,通过7t电机车牵引至副井提升到地表。
到地表后由人工手推车或汽车倒运到废石场。
(3)设备和材料
材料、设备由副井提升或下放到各生产中段,通过运输进入工作面。
1.5.3采矿方法采矿方法
在开采范围内的1322.95万t矿石中,有富矿426.19万t,其品位为铜1.68%、锌2.76%,折合金属量为铜7.14万t,锌11.77万t,其余896.76万t为较贫矿石。
铜品位0.81%、锌品位0.86%,铜金属量7.29万t,锌金属量7.75万t。
对这896.76万t矿石因其品位低,只能采用空场法或崩落法开采,不能采用充填法开采。
经比选,比较适合富矿段开采的采矿方法主要有两种:
无底柱分段崩落法和分段空场嗣后充填法。
通过对两种方法的生产能力、矿山各年
的出矿量、采出的金属量以及综合指标和经济效益分析对比后,设计推荐采用无底柱分段崩落法进行开采。
对260中段以下矿体采用两种采矿方法联合开采。
对厚矿体选用无底柱分段崩落法回采,采用YGZ-90钻机进行中深孔凿岩,2m3铲运机出矿。
对薄矿体采用空场法开采,回采凿岩采用YT28浅孔凿岩机,出矿采用30Kw电耙。
对260中段上部薄矿体以空场法为主进行开采。
有底柱崩落法损失率20%,贫化率均20%。
空场法综合损失率19.87%,综合贫化率8.89%。
每年采出矿量及品位见第4章采矿进度计划表。
1.5.1开采范围
本次设计开采范围是L1850线以东、160~460m水平之间的矿体,其中铜锌矿体1条,铜矿体3条、锌矿体6条,设计开采范围内总矿石量为1322.95万t,铜金属量为14.43万t,铜平均品位1.09%。
锌金属量为19.52万t,锌平均品位1.48%。
铜锌矿石主要分布在主矿体的上部,铜矿石分布在主矿体的下部,开采时很难对两种矿石分采分运,因此设计对铜锌矿石和铜矿石按混合回采考虑,对锌的矿石品位重新进行了计算。
设计每50m设一个中段,各中段的矿量和品位见表1-2。
各中段的矿量品位表各中段的矿量品位表表1-2
中段矿石量(万t)铜金属量(万t)铜品位(%)锌金属量(万t)锌品位(%)
410120.160.730.610.290.25
360143.511.120.780.770.54
310199.982.061.032.581.29
260402.615.181.298.052.00
210310.294.131.336.792.19
160146.401.220.831.030.70
小计1322.9514.431.0919.521.48
4.5井巷工程
4.5.1井巷工程种类
本次设计的井巷工程主要有:
主井、副井、回风井、分段斜井、各中段井底车场、水仓、水泵房、中央变电所、沿脉、穿脉、回风巷道、采区变电硐室、电机车修理硐室、空压机硐室、炸药发放站以及探矿工程和采准工程等。
4.5.2.井巷工程量及设备选择
4.5.2.1.主井
主井作为双层单罐笼主提升井,用于提升矿石。
掘进工程量为568m/11985m3(含马头门、井底水泵房)。
采用钢筋混凝土支护,井筒标准段厚度300mm,选用多绳摩擦轮式提升机提升。
4.5.2.2副井
副井为5#双层罐笼配平衡锤+2#单罐笼配平衡锤提升系统,其中5#罐笼用于提升人员、材料和废石,2#单罐笼用于井筒检修等。
掘进工程量71m/21144m3(含马头门、井底水泵房、管子平巷)。
选用多绳摩擦轮式提升机。
井内安装2条φ108×6排水管和φ108×4供水管。
4.5.2.3回风井
回风井为竖井,净直径φ4.5m,断面15.90m2,风井掘进工程量为394m/6083m3。
4.5.2.4分段盲斜井
各分段通过盲斜井与中段连通,盲斜井净断面5.94m2,角度25°。
4.5.2.5巷道工程
井下设置的平巷包括车场平巷、沿脉、穿脉、回风石门以及采场采准、切割巷道等。
平巷掘进采用YT-28凿岩机;铲运机和电耙出矿;天、溜井掘进采用YSP-45凿岩机;采用装岩机出碴,工作面用局扇通风。
4.5.2.6硐室工程
井下设置的硐室有水泵房及水仓,中央变电硐室,炸药发放站、采区变电硐室、防水门硐室、信号硐室、空压机硐室等。
各硐室的工程量如下:
水泵硐室:
净断面10.92m2、掘断面14.31m2,混凝土支护300mm厚,工程量为17m/243m3。
水仓:
净断面5.83m2、掘断面6.79m2,素喷混凝土支护,厚度为100mm,工程量为260m/1765m3。
中央变电硐室:
净断面21.9m2、掘断面26.6m2,混凝土支护300mm
厚,工程量为23m/624m3。
炸药发放站:
工程量为120m/1013m3。
采区变电硐室:
净断面15.29m2,掘断面18.11m2,混凝土支护,工程量24m/435m3。
防水门硐室:
混凝土支护,工程量为4.88m/47m3。
信号硐室:
净断面6.14m2、掘断面7.14m2,喷射混凝土支护,厚度100mm,工程量为3m/22m3。
空压机硐室净断面14.33m2、掘断面18.66m2,混凝土支护300mm厚,工程量为81m/1512m3。
4.6.2三级矿量
基建工程完成后保有的三级矿量:
开拓矿量366.06万t保有期7.32年
采准矿量50.29万t保有期12.07个月
备采矿量25万t保有期6个月
基建带矿9.86万t
4.7.1.2三级矿量
达产后,矿山应保有的三级矿量
开拓矿量150万t保有期3年
采准矿量50万t保有期12个月
备采矿量25万t保有期6个月
4.7.1.1矿体的回采顺序
由于矿体上缓下陡,开采260m中段及以下中段的厚矿体时,上部矿体都在下部采空区崩落界限以外,下部开采对上部中段影响很小。
因此,根据矿体赋存条件,选择260m中段作为首采中段。
以300m分段L19800剖面线以北作为首采地段。
对上部的薄矿体采用空场法、对下部的厚矿体采用无底柱崩落法进行回采。
为了确保矿山达产和稳产,加大矿山开采强度和提高矿山效益,依据矿体上缓下陡的特点,采用不同采矿方法的两个中段可同时作业。
中段划分高度为50m,分为410m、360m、310m、260m、210m、160m六个中段。
由于上部矿体和下部矿体开采时互相没有影响,矿体开采时垂直方向上先回采260m及其以下中段,260m以上中段从上至下,在水平方向上从矿体北部到南部(即由风井退向副井)进行后退式开采。
4.7.2编制采掘进度计划表
经设计验证,矿山服务年限为28年,其中第1年投产,产量为15万t,第二年达产,稳产17年,第19~25年产量减为40万t/a,第26~27年产量为30万t/a,第28年23.01万t.各中段设计采出矿量见表4-28。
据此编制采掘进度计划和采矿进度计划表。
具体内容分别见表4-29、表4-30。
4.8矿井通风
4.8.1通风方式和通风系统的选择
根据开拓系统的特点,并依照“按需分风”的原则,设计采用机械通风。
由主井和副井同时进风,260m以上中段直接采用主回风井回风,160m和210m中段利用中段回风井导到260m中段后经主回风井回风。
形成单翼对角抽出式通风系统。
新鲜风流由主副井进入井下各中段,经井底车场、石门,沿下盘沿脉运输巷进入采场,冲洗工作面后,污风由采场回风井汇入上中段回风巷,沿回风联巷经回风井排出地表,形成完善的通风系统。
为了保证井下各工作面都能得到所需风量,采取增阻和设置辅扇等
措施,进行风量调节。
4.8.3通风设备的选择
矿体开采所需风量为80m3/s,负压911Pa,计算最大风量为92m3/s,最大负压为1211a,选用K40-6-№21轴流式风机,配套电机型号为Y355M-6,功率200kW,380V,备用一台电机。
风机安装在地表风井附近。
4.8.4局部通风
为了保证井下通风良好,在部分地段按照需要采用局扇进行局部通风。
尤其是独头工作面,不能形成贯穿风流,因此需要局扇加风筒的方式进行通风。
5.1.1概述
新疆哈密黄土坡铜锌矿采用竖井开拓系统,矿山设计规模为年产50万t矿石。
主井担负全矿年产50万t矿石的提升任务,副井担负10万t岩石、人员、材料及部分大型设备的升降任务。
经方案比较(方案比较表见4-25),确定采取第Ⅱ种方案。
主井安装一套提升设施,采用JKMD-2.8×4型落地式多绳摩擦式提升机,罐笼配平衡锤提升系统。
罐笼为4#多绳双层罐笼,每次装2辆2m3矿车。
罐笼自重14t,平衡锤重21t。
采用钢丝绳罐道。
副井安装两套提升设施,主提升采用JKMD-2.8×4型落地式多绳摩擦式提升机,罐笼配平衡锤提升系统。
罐笼为5#多绳双层罐笼,每次装4辆0.7m3矿车。
罐笼自重15t,平衡锤重19t。
采用钢罐道。
副提升作为交通罐,辅助人员的下放工作,采用JKMD-1.6×4型落地式多绳摩擦式提升机,罐笼配平衡锤提升系统。
罐笼为2#多绳单层罐笼,乘人数10人,可载0.7m3矿车。
罐笼自重2.4t,平衡锤重3t,采用钢罐道。
6.2.1矿石特征
6.2.1.1矿石类型
a.自然类型
矿石自然类型为硫化矿石,主要由黄铁矿、黄铜矿、闪锌矿与石英、绢云母等组成。
不发育氧化带、混合带、次生带。
b.矿石工业类型
矿石工业类型为铜锌矿石和铜矿石。
6.2.1.2矿物组成
金属矿物:
矿石中主要为黄铁矿、黄铜矿,次为闪锌矿,并含极少方铅矿等;
脉石矿物:
主要有石英、绢云母及少量的绿泥石、方解石、重晶石、长石等。
致密块状矿石中金属硫化物矿物含量高达90%以上,仅含少量石英、绢云母等非金属矿物。
6.2.1.3矿石结构构造
矿石构造有致密块状、稠密浸染状、角砾状、条带状、细粒-网脉浸染状等。
1)块状铜矿石
块状铜矿石以黄铜矿及黄铁矿为主,闪锌矿的含量少于2%。
其矿石结构以它形中细粒结构为主,并有海绵陨铁结构、交代残余结构、填隙结构,反映了后期热液叠加改造作用;黄铜矿多为中粒它形,0.25~1.20mm,接触边界较规整,易于单体解离。
闪锌矿多为中粗粒它形,0.3~1.0mm,多独自成网脉状分布,与黄铜矿相穿插,与块状黄铁矿接触边界不太规整。
闪锌矿内可见乳滴状黄铜矿出溶物。
黄铁矿多为≤0.2mm的微粒,少量粒径达0.3~0.5mm。
块状铜矿石构造主要为致密块状、稠密浸染状、角砾状、条带状等。
2)块状锌(铜)矿石
块状锌(铜)矿石以闪锌矿为主,黄铜矿及黄铁矿的含量一般少于5%。
其矿石的结构以它形中细粒结构为主,并有海绵陨铁结构、交代残余结构、填隙结构,反映了后期热液叠加改造作用。
闪锌矿多为中粗粒它形,0.25~2.0mm,少数自型,与脉石矿物的边界呈犬牙状,不易充分单体分离。
黄铜矿多为中细粒它形0.03~0.25mm,与闪锌矿相互包裹。
黄铁矿多为<0.2mm的微粒,少量粒径达0.3~0.5mm,成脉状被包裹于闪锌矿中。
块状锌矿石构造主要为致密块状、稠密浸染状、角砾状、条带状等。
3)脉状铜矿石
脉状铜矿石以黄铜矿及黄铁矿为主,闪锌矿的含量少于0.5%。
其矿石结构以它形中细粒结构为主,并有交代残余结构、填隙结构,反映了后期热液叠加改造起了主要作用。
黄铜矿多为它形粗晶,多在1~2mm,其集合体成3~10mmm网脉包裹黄铁矿。
黄铜矿与黄铁矿及脉石矿物的接触边界规整,易充分解离。
6.2.1.4主要矿物的嵌布关系及粒度特性的嵌布关系及粒度特性
铜主要赋存于黄铜矿中,锌主要赋存于闪锌矿中,硫主要赋存于黄铁矿等硫化物中。
金银与锌矿化关系密切,铜锌矿石中金银含量高,而单一铜矿石中金银含量明显较低;金以微细粒碲化物形式嵌布在闪锌矿及黄铜矿晶隙中,银以微细粒辉银矿及螺硫银矿形式嵌布在闪锌矿及黄铜矿晶隙中。
6.2.1.5化学组成
矿石主要有用组分为铜、锌;铜锌矿石中伴生有益组分有金、银、硫等,金在局部地段有富集现象,但很不连续;有害组分为砷,但矿石中其含量甚微,仅0.008-0.224%、平均0.08%
6.2.1.6矿石物理性质
矿石密度:
3.72t/m3岩石密度:
2.83t/m3
矿石硬度:
f=2~5岩石硬度:
f=8~21
矿石松散系数:
1.60岩石松散系数:
1.60
6.2.2供矿条件
矿山工作制度为300d/a,每天3班,每班8h,地下开采;选矿厂工作制度为300d/a,每天3班,每班8h。
矿石运输至选矿厂原矿仓,年总供矿量为50万t。
原矿供矿最大块度500mm,原矿水分3.0%。
6.4.11设计流程
a.碎矿流程
新疆黄土坡铜锌矿选矿厂内外部交通运输条件较一般,考虑国内外
设备生产的发展现状,按照多碎少磨、节约能耗的原则,为保证最终破碎产品粒度,设计采用三段一闭路破碎流程,中细碎设备均采用具
有“层压破碎”效能的进口圆锥破碎机。
给矿粒度≤500mm,产品粒度控制在12mm以下。
b.磨矿流程
新疆黄土坡铜锌多金属矿有用矿物之间关系密切,不经细磨难以单体解离,故选矿试验流程采用的最终磨矿细度为-200目占97.0%,其目的是为了尽可能获得合格的铜、锌精矿,故本次设计采用两段闭路磨矿流程,磨矿细度为-200目占97.0%。
c.浮选流程
(1)铜矿石
铜选别:
矿石经过一粗三精两扫获得铜精矿;
(2)铜锌矿石
铜选别:
矿石经过铜锌等可浮浮选后精矿进行铜锌分离,铜锌分离
铜经过两精获得铜精矿;
锌选别:
矿石经过铜锌等可浮浮选后尾矿加上铜锌分离扫选尾矿一
同进入锌系统浮选,经一粗三精两扫获得锌精矿。
硫选别:
锌扫选尾矿经一粗一精一扫获得硫精矿。
d.脱水
浮选产出的铜、锌、硫精矿采用浓密、过滤两段脱水流程,精矿水分8%左右,脱水后的精矿贮存在精矿仓。
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