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1、内蒙古科技大学毕业设计说明书第一章 矿区概况及矿床地质特征1.1 矿区概况1.1.1 矿区地质概况及气候条件本区地处中朝准地台内蒙台隆阴山断隆大青山复背斜北翼三合明挤压带的东端。该区自古生代以后长期处于活动状态，构造线近东西向，印支旋回以后经燕山亚旋回、喜玛拉雅山亚旋回的阶段性上隆抬升，并在反冲断裂构造的挤压作用下，将部分铁矿体抬升到地表或浅部形成了今日三合明铁矿区以紧密褶皱和断裂构造较为发育的复杂构造形态。整个矿区分为：西部异常区、中部露头区和东部异常区，本次设计为中部露头区。区域出露的地层主要为下元古界三合明群、中元古界白云鄂博群、新生界老第三系和第四系。矿区属丘陵地区,四周地势比较平坦,
2、海拔高度平均为16501655m.该地区属华北干燥大陆气候,降雨集中在78月份,冬季较长。矿区周围为半农半牧区。1.1.2 矿区工作程度东鞍山铁矿开采的三合明铁矿区中区走向长约1600米，中、东采场在1548米水平以上连成一个露天采矿场，1548米以下形成中、东两个露天采场。截至到2003年底，东鞍山铁矿累计采出矿石约1551.67万吨。1.2 矿床地质特征1.2.1 矿床地质及地层三和明铁矿中部露头区，自线XII以东F14断层，长约1600m，矿体地表出露最长达1250m，露头最大宽度106米。矿体厚度变化较大。矿体沿倾斜方向最大延伸为450m，一般延伸为300m左右。随深度增加逐渐变薄，并
3、迅速尖灭，而品位亦有变低的趋势。矿体形态基本为层状或似层状，因后期构造运动影响，产生一系列的倾伏褶皱构造，矿体的形态和产状各处不一。区内出露的地层主要为下元古界三合明群（Pt15），其次为新生界老第三系（E）和第四系（Q），该铁矿赋存于三合明群之中。三合明群含矿层自下而上分为六个岩段，但在中部露头区仅出现四个岩段，由老到新分述如下：a下角闪岩段：下部为中细粒角闪岩夹石英岩、透闪岩扁豆体；上部为磁铁透闪片岩、石榴黑云片岩夹斜长黑云片岩，条带状磁铁石英岩、石英岩及石英透闪岩扁豆体。本层构成中部露头区矿体的底板。b下磁铁石英岩段：分布在矿区中部，为条带状磁铁贫矿夹磁铁透闪片岩、石英岩扁豆体。矿石以条
4、带状构造为主，沿矿层走向变化大，为本区中部露头区的主矿体。c片岩段：该层为中部露头区矿体的顶板围岩，矿体为磁铁透闪片岩，其次为石榴黑云片岩、石榴透闪片岩，上部为厚层石英岩夹透闪片岩，其次夹薄层磁铁透镜状。d中角闪岩段：角闪岩斜长角闪岩夹石英岩，透闪岩，赤铁石英岩及透闪片岩透镜体。1.2.2 岩浆岩及构造矿区内岩浆岩不甚发育，规模一般不大，均呈脉状产出。已发现的有：闪长岩脉、闪斜煌斑岩脉、碳酸盐岩脉、辉石闪长岩脉，其中辉石闪长岩脉在深部对矿体有较大的破坏作用。构造的分类主要有：a褶皱构造：矿区含矿地层产状变化复杂，出现多个倒转褶皱，因所在部位不同而异，中部露头区勘探线以西，地层走向东北东，向南东
5、倾斜，勘探线以东，地层走向转为北西，向南西倾斜。b断裂构造：矿区内断裂构造较为发育，已发现大、小断层20多处，对矿体有一定的破坏作用。断裂构造大体分为5组：东西向反冲逆断层组、北东向正断层组、北东东向逆断层组、北西向正断层组及北北东向正、逆断层组。1.2.3 矿床地质矿区内岩浆岩不甚发育，规模一般不大，均呈脉状产出。已发现的有：闪长岩脉、闪斜煌斑岩脉、碳酸盐岩脉、辉石闪长岩脉，其中辉石闪长岩脉在深部对矿体有较大的破坏作用。构造的分类主要有：a褶皱构造：矿区含矿地层产状变化复杂，出现多个倒转褶皱，因所在部位不同而异，中部露头区勘探线以西，地层走向东北东，向南东倾斜，勘探线以东，地层走向转为北西，
6、向南西倾斜。b断裂构造：矿区内断裂构造较为发育，已发现大、小断层20多处，对矿体有一定的破坏作用。断裂构造大体分为5组：东西向反冲逆断层组、北东向正断层组、北东东向逆断层组、北西向正断层组及北北东向正、逆断层组。1.3 矿石质量特征1.3.1矿石类型、结构构造矿石的自然类型可分为石英型磁铁矿、石英闪石型磁铁矿和闪石型磁铁矿。中区西段与中段（线以西），以石英闪石型磁铁矿矿石为主，其次为闪石型磁铁矿矿石，石英型磁铁矿矿石呈透镜状零星分布在石英闪石型磁铁矿矿石之中。矿石结构主要为：自形一半自形粒状变晶结构，纤维状、束状、放射状变晶结构，包含变晶结构，交代溶蚀结构。矿石构造主要为条带状、皱纹状和细脉侵
7、染状构造。1.3.2矿石的矿物成分和化学成分有用矿物主要有磁铁矿，次为赤铁矿和褐铁矿。脉石矿物以铁闪石、镁铁闪石和石英为主。此外尚有黑云母、方解石和黄铁矿等。矿石中的化学成分比较简单，主要有益组份是铁，未发现可供利用的其他有益组份。本次矿石是以SFe圈定。TFe最高含量为51.37%，平均含量为34.51%，SFe最高含量为44.59%，平均含量为27.52%。而SFe的含量主要集中于25-32%之间。露天采场的矿石平均品位TFe34.34%，SFe26.86%。矿石中有害组分主要是S和P，含量均较低，见表。有害杂质含量表1-1组 分最高含量（%）最低含量（%）平均含量（%）S1.2720.0
8、030.219P0.2190.0340.105矿石中造渣元素含量表1-2组 分SiO2Al2o3MgOCaoK2ONa2O最高含量（%）56.9610.584.8411.200.681.60最低含量（%）28.500.350.270.56痕迹痕迹平均含量（%）41.451.2472.3912.6530.210.121.3.3矿岩的物理力学性质根据各种岩、矿石的物理机械性质试验结果表明：磁铁矿及角闪岩抗压抗剪强度较大，岩、矿石的稳定性较好，而片岩及砂岩的抗压抗剪强度较小，岩石的稳定性差。风化带、断层破碎带及褶皱构造带的轴部，风化及构造裂隙发育，岩石的稳定性不好，特别是片岩沙岩及断层破碎带等因抗压
9、抗剪强度低，稳定性差，为露天采场边破的不稳定地段，开采是必须注意安全。矿、岩的物理力学性质表1-3矿石的硬度系数f=8-16岩石的硬度系数f=6-10 矿石体重3.30t/ m3岩石体重2.80t/ m3含矿石体重3.09t/m3虚方体重2.10t/ m3矿石松散系数1.60岩石松散系数1.45 1.3.4矿石储量1.3.4.1 工业指标 地质报告储量计算采用的工业指标表1-4矿体的边界品位SFe20%块段最低工业品位SFe25%最小可采厚度2m夹石剔除厚度2m SFe平均品位大于边界品位而小于块段最低平均品位的矿石为表外矿。SFe平均品位大于或等于15%而小于20%，单独进行圈定和计算。1.
10、3.4.2 地质储量地质队采用水平断面法计算的矿石储量为8492.88万t(包括表外矿石储量44.78万t)。表内储量为8448.10万t,其中B+C级7013.38万t,D级1434.72万t。东鞍山铁矿自1988年建矿以来，截止2003年底，累计采出矿量1551.67万t。本次设计计算了矿区内地质保有矿石储量B+C级5730.67万t,B+C+D级7184.83万t(包括表外矿石储量 44.78万t)。1.4 生产勘探生产探矿是矿山生产过程中所进行的探矿工作，其目的是使矿山保有规定的三级矿量，准确控制矿体边界及厚度变化，进一步查明矿石质量的空间分布特征及其变化规律，查明对矿体有破坏作用的断
11、裂及岩脉，查明近期开采地段水文地质条件和开采技术条件，为保证矿山正常持续生产和指导生产采准与回采切割工程的设计、施工而提供可靠的地质资料。根据本矿床矿体产状为中等倾斜的特点，设计决定以槽探为生产勘探的主要手段，槽探间距25米，垂直矿体走向布置，按年生产320万t/a矿石计算，年挖槽探工程量为3879米，槽探取样采取刻槽法，连续取样，样长2米，取样1940件。所有样品均需进行基本分析，分析TFe和SFe，另取基本分析样10%的付样194件进行组合分析，分析SiO2、Al2o3、MgO、Cao、S、P。内检和外检样分别占基本分析样的10%和5%，约290件，分析TFe和SFe。1.5矿区水文地质1
12、.5.1矿区自然地理条件概况矿区四周地势比较平坦，区内最高海拔标高1724.6m。 区内属于干旱和半干旱的大陆性气候，年平均气温2.46 ，冻结期从每年11月到翌年3月，最大冻层深度2.50m。据召河水文站资料，该区年平均降水量284毫米，多集中在7-8月份，最大24小时降水量多年平均值为30.4毫米，年蒸发量1995.4毫米，以5-9月份最大， 单双河位于矿区南部，最高洪水标高约1665米。1.5.2矿区水文地质条件矿区含水层可为第四系孔系潜水、第三系潜水及承压水、基岩风化裂隙和构造裂隙水。a第四系孔隙潜水含水层该系地层主要由冲洪积、坡积物组成，在矿区的南部广泛分布，其厚度变化较大，一般厚约
13、6-8米，局部较厚，特别是距矿区较近的单双河厚度可达60米，含水层曾多层结构。上部为中细砂夹砂砾石层，下部为砂卵石，水位埋深2.72-4.35米，地下水埋深为南西深、北东浅。在距矿区南部约300米处以下降水的形式涌出地表，其流量为20002500m3/d。b.第三系潜水及承压水该系地层在矿区的西部、北部、东部均有分布。主要由砾岩、泥质砂岩及粘土组成，厚度54.55-156.46米，水位埋深2.39米。本区基岩风化裂隙发育，含水层平均厚度11.95-14.19米，水位埋深4.81到39.19米，涌水量0.079-0.45L/S，参透系数0.045-1.09，水质为HC03-Ca Mg型，矿化度0
14、.37-1.06g/L,PH值为7.4-7.9。1.5.3矿区地下水、涌水量预测本区地下水分布受地质岩性、地貌、构造等控制，各层地下水均受大气降水直接或间接补给。地下水流向在中部露头区西、北、东三面均由北向南，排泄于单双河。地下水径流条件较好，排泄方式主要以人工排泄、蒸发及降水的形式和通过地下径流排泄到区外。矿坑充水因素主要为基岩风化裂隙潜水及大气降雨。大气降雨汇入到矿坑内，基岩风化裂隙潜水按地下水动力学无压完整井进行了预测。1.6 矿床开采技术条件矿床周围地势比较平坦，地表最高标高为1724米，最低标高为1650米，平均标高1655米，高差30-40米。矿体形式基本层状或似层状，因为受后期构
15、造运动的影响而产生一系列的倾伏褶皱构造，控制了矿体的形态和产状。西段矿体为向斜构造，中、东段矿体沿走向出现多处短轴倾伏背向斜褶区，沿倾向一般呈波状起伏。矿体底板围岩为角闪岩，顶板为片岩，呈整合接触，界线明显。矿石硬度系数f=8-16，岩石f=6-10。矿石和角闪岩抗压、抗剪强度大，稳定性好；片岩及砂岩抗压、抗剪强度小，稳定性差。第二章 露天开采境界2.1概述 2.1.1 露天开采境界的组成及其影响因素露天开采境界指露天矿开采终了时所形成的采场空间边界。它由露天采场的地表境界、底部境界和周围边坡组成。露天开采境界设计就是要合理的确定露天矿的底部周界、最终边坡和开采深度16。由于矿床埋藏条件不同，
16、在确定矿床开采方式时可能遇到下列三种情况： (1) 矿床全部宜用地下开采； (2) 矿床上部宜用露天开采而下部用地下开采； (3) 矿床全部宜用露天开采，或上部用露天开采而剩余部分暂不宜开采。露天开采境界的大小决定了露天矿的可采储量和剥离岩量。开采境界的位置和演化与露天矿开拓、采剥程序、生产能力以及基建工程量密切相关，并直接影响矿床开采的总体经济效果。因此，合理确定露天开采境界不仅是一个技术问题，也是一个经济问题。影响露天开采境界的因素很多，归纳起来有以下几个方面1：(1) 自然因素：包括矿床赋存条件，如矿体形态、大小、厚度、倾角等，矿石种类及品位，矿石和围岩性质、地形、矿区附近的河流、工程和
17、水文地质等。(2) 技术组织因素：包括露天开采技术水平、装备水平、矿山附近的铁路、主要建筑物和构筑物。(3) 经济因素：包括基建投资、基建时间和达产时间、矿石的开采成本和销售价格，开采过程矿石的贫化和损失，以及国民经济发展需要等。以上各种因素，对不同的地区、不同的矿床、不同的开采时期所起的作用是不同的。因此，在确定露天开采境界时，必须全面分析和综合考虑各种因素，分清主次关系。2.1.2 确定露天开采境界主要原则露天开采境界的大小决定了露天矿采矿量和剥离量的多少。随着露天开采境界的延深和扩展，在采矿量增加的同时剥离量也大幅度增加，从而导致剥采比不断增大。因此，露天开采境界的确定，实质上是对剥采比
18、的大小加以控制，使之不超过经济合理剥采比。然而，究竟要控制哪一种剥采比，存在许多不同观点，其中形成较早又具有代表性的观点可以归纳成下面讨论的三种原则1。(1) 境界剥采比不大于经济合理剥采比原则 该原则的实质是，露天开采境界向下延深时，露采的边际经济效益不劣于地采经济效益。该原则的技术经济目标是使整个矿床的开采盈利最大。目前，国内外普遍运用nknjh原则来圈定露天开采境界。(2) 平均剥采比不大于经济合理剥采比原则对于露天开采境界内的全部矿岩量，这一原则要求露天开采的总体经济效果不劣于地下开采。上式的左端是平均剥采比，右端是经济合理剥采比。可以证明，平均剥采比不大于经济合理剥采比原则的技术经济
19、目标是：在满足露采的平均经济效果不劣于地采的条件下，使划归露天开采境界的矿石储量最大。由于这一原则是采用算术平均的方法，因此难免会使露天开采某些时期的经济效果劣于地下开采。 (3) 生产剥采比不大于经济合理剥采比原则 生产剥采比可以反映露天矿生产的实际剥采比。因此按nsnjh原则确定开采境界，可以使露天矿任何生产时期的经济效果都不劣于地下开采。该原则中的生产剥采比，可以是均衡生产剥采比，也可以是未均衡的生产剥采比即时间剥采比。随之而来的初始剥离量和基建投资也较大。另外，由于生产剥采比的概念不易明确界定，加之它与采深的关系较为复杂而不易把握，因而该原则相应的设计方法的可操作性较差。鉴于上述原因，
20、这个原则很少采用。因此采用nknjh这一原则，能使整个矿床开采的总经济效果达到最佳，而且运算比较简单，因而国内外广泛运用这个原则，本设计也采用这一原则。2.2 确定经济合理剥采比本矿设计的年产量为110万吨，属于中型矿山，根据冶金矿山设计参考资料上册，采用成本法进行经济合理剥采比的确定，见下式： njh=R(Cd-A)/B 式(2.1) 式中：njh 经济合理剥采比； Cd 地下开采原矿成本； A 露天矿开采的纯采矿成本； B 露天矿开采的剥离成本； R 矿石的容重。经计算：njh=3.3(139-67)/54=4.4m3/m3，所以经济合理剥采比njh=4.4m3/m3。2.3 采场最终边坡
21、角根据矿体的底板围岩为角闪岩，顶板为片岩，呈整合接触，界线明显。岩石的硬度系数为f=610。根据采矿手册(2)，选上盘的最终边坡角为37，选下盘的最终边坡角为42。2.4 露天矿的最小底宽露天采场底部最小宽度不应小于开段沟宽度。底部最小宽度按采装和运输设备规格确定，因为本矿场采用的是公路汽车开拓运输，且为回返式调车。故可根据以下汽车回返式调车最小底宽计算公式计算，见下式： Bmin =2(Rmin+0.5L+E) 式(2.2) 式中：Rmin汽车最小转弯半径，11m； L汽车的最大宽度 ，3.02m； E挖掘机、汽车和阶段坡面三者之间的安全间隙，取0.5m。经计算：Bmin=2(Rmin+0.
22、5T+E)=2(11+0.53.020+0.5)=26.02m。根据此铁矿床的实际赋存条件，确定最小底宽为26.02m。 2.5 台阶最终坡面角和台阶高度根据岩石硬度系数的不同，台阶坡面角的取值范围见表2.1。表2.1 台阶坡面角的取值范围岩石的坚固系数15208143712台阶坡面角7585657560654560由于岩石普氏硬度系数f=610，根据上表确定，台阶坡面角为：70。根据此本露天矿年生产能力为110万吨/年，鉴于此露天矿属于中型露天矿，台阶高度可取值范围在：1012 m。根据本矿实际情况，最终确定台阶高度为12m。图2.1 公路运输露天采场最小宽度图 2.6 安全平台和清扫平台以
23、及运输平台(1) 安全平台：设在最终边帮上，是用以缓冲和截阻滑落岩石以及减缓最终边坡角，保证最终边坡的稳定和下部水平的工作安全。安全平台一般为3m到5m，根据本矿山的岩石坚固系数，故可选择为5m。(2) 运输平台：是工作平盘与地面之间的运输联系通道，其上铺设运输线路，具体布置位置和宽度视开拓运输方式而定。由于本矿是采用公路双线运输，根据所选择的汽车宽度确定，其最小的运输平台为12m。(3) 清扫平台：用以阻截滑落岩石并用清扫设备进行清理，还起减缓边坡角的作用。每隔23个安全平台设一个清扫平台，其具体宽度视清扫设备而定，一般为812m，本矿两个安全平台设置一个8m的清扫平台。2.7 确定开采深度
24、2.7.1 境界剥采比的计算由于这是个短露天矿，采用平面图法来计算境界剥采比。平面图法原理如图2.2：图 2.2 平面图法原理示意图把每一条勘探线上剖面图都找出矿体与岩石向下的投影点。然后在通过每一条的勘探线的点，绘制出平面图。然后计算里面岩石量与矿石量之比，就是这一分层平面的境界剥采比： nj=式中： S1 某一水平的边帮与地表的交点在该水平上投影面积，m2； S2 某一水平的边帮与矿体的交点在该水平上投影面积，m2； S3 某一水平的边帮与夹杂矿体的交点在该水平上投影面积，m2。2.7.2 确定最终深度的标高具体步骤为：(1) 根据矿体的形状和已确定的经济合理剥采比，选定三个最有可能的深度
25、方案，分别为1488水平、1500水平、1512水平，1524水平，然后绘制每个开采深度的平面图。按平面图上矿体形状，根据运输线路要求，初步确定每个平面的露天采场底部周界。(2) 确定地面境界线。在可利用的地质横剖面图上将某一水平的底部周界按最终边坡角的大小向上投影出顶部开采境界，并将边帮上矿岩界线和地表境界线投到横剖面图上。(3) 根据已知的境界深度和边帮坡面的水平投影距，确定各辅助剖面的地表境界点，连接平面图上各剖面的地表境界点，得出地表境界线。(4) 在平面图上用求积仪分别量出地表境界线内的矿岩总面积和矿石面积，并计算四个深度境界的剥采比公式如下： 式(2.3)式中： S 露天采场地表境
26、界内矿岩水平投影总面积，m2； Sp 露天采场底和边帮上矿石水平投影面积，m2。2.7.3 调整露天矿底部标高由于各地质勘探线上矿体的形态、厚度不均，导致确定的理论开采深度不一致，因而有必要对深度进行调整，使底部平面处于同一水平面上，这样有利生产活动的正常开展。将各剖面图上确定的开采深度投影到地质纵投影图上，连接各点，可得到一条不规则的折线。为了便于开采和布置运输线路，露天矿底平面宜调整至同一标高，调整的原则是使调整后少采出的矿石量与多采出的矿石量基本平衡，并保证剥采比尽可能小。经调整后，露天矿的理论最低标高为1512m，符合矿山的勘探程度，能够满足设计的要求。 2.8 露天开采境界的参数2.
27、8.1 露天矿的底部周界根据以上确定的露天矿底平面标高，在各地质剖面图上确定露天开采境界，并将各地质剖面图的底部周界位置反映在地质地形图上，用光滑的曲线连接各点，可得到露天矿底部周界。为了便于采掘运输，初步得出的理论周界，需进一步修整，原则是：底部周界要尽量平直，弯曲部分要满足运输设备对曲率半径的要求。2.8.2 采场的构成要素根据本矿山的规模和地质条件，确定采矿场的构成要素见表2.2。表2.2 露天采场构成要素表采场最大长度569m采场宽度442 m采场最终边坡角41.543.3开采最高标高1700开采最低标高1512采场封闭圈标高1785台阶高度12 m 台阶最终坡面角70安全平台宽度5
28、m清扫平台宽度8 m运输平台宽度11 m2.8.3 境界内的矿岩量采用水平断面法计算：(1) 在相邻两端面上均有面积时 式(2.4)式中：V 代表矿岩体积； S1上面积；S2下面积； H 每个开采层上下两端面间的阶段高度。(2) 对于只有一个剖面的部分 楔形公式： 式(2.5)式中：S剖面面积； L剖面到露天采矿场边缘或矿体尖灭点的距离。截锥体公式： 式(2.6) 式中：S及L同前面。按(1)计算，分层矿岩量见表2.3。2.8.4 矿山服务年限根据矿床开采(上篇)，矿山的服务年限计算可按式(2.7)： 式(2.7) 式中： Q 露天矿境界内矿石的可采矿量，1551.67万吨； A 露天矿矿石年
29、生产能力，110万吨/年； 矿石回收率，97%； K 废石混入率，3%；经计算：T=1551.670.97/120(1-0.03)12.16年，取13年 。表2.3 中部各分层矿岩体积台阶标高(m)矿石量(万t)岩石量(万t)矿岩总量(万t)1656-166876.48269.36345.841644-1656103.29377.41472.71632-1644131.25466.18597.431620-1632146.74341.53488.271608-1620162.95287.48450.431596-1608154.97244.68399.651584-1596137.19186.
30、19323.381572-1584131.51153.57285.081560-1572126.12106.35232.471548-1560117.4784.76201.231536-154893.8744.65137.521524-153680.2332.48112.711512-152455.3716.3771.741500-151246.4711.3857.85合计1605.113569.595174.70 第三章 矿床开拓运输3.1开拓方式的选择3.1.1选择开拓系统的主要影响因素（1）矿区自然条件。它包括地形、气候、矿床埋藏条件（矿床埋藏深度、倾角、厚度、走向长度、矿床形态、地质构
31、造矿岩稳定性等），水文及工程地质条件，矿石价值，矿床勘探程度及储量发展远景等。若矿区是山坡地形，高差较大，矿床赋存于地表水平以上，矿岩较稳定，应优先考虑应用平硐溜井开拓。若地形高差较小，坡度较缓，矿床平面尺寸较大，废石场较远时，应采用以铁路运输为主的开拓系统。（2）露天矿生产能力。生产能力的大小对选择开拓类型和设备起重要作用。生产能力大时可考虑准轨铁路运输、大型胶带运输、大型汽车运输；生产能力小时可考虑一般的汽车运输、窄轨运输等开拓方式。（3）基建工程量和基建期限。矿山建设要求紧迫或急倾斜矿床上、下盘剥岩量很大时，可考虑靠近矿体布置移动坑线开拓，能显著地缩短建设期限和减少初始基建工程量。（4）
32、基金和设备的供应条件。现代化露天矿应尽可能才有先进设备，但要考虑资金和设备供应的可能。（5）矿床勘探程度及矿石储量的发展远景。对于深部开拓程度不够的矿床，或远景储量较多时，露天采矿场的开采境界还可能发生变化，宜采用移动坑线开拓。3.1.2开拓方法选择的主要原则（1）要求生产工艺简单可靠，技术上先进；（2）要求矿山基建时间短，早投产，早达产；（3）基建投资少，尤其是初期投资要少；（4）生产经营费用低；（5）不占良田，少占耕地；（6）基建工程量少，施工方便。3.1.3 开拓方案的选择根据大众矿业公司铁矿的实际条件，地形复杂，在地表上下都有矿体赋存。因此对于露天矿山坡部分初步选取的开拓方式有: （1
33、）公路运输开拓； （2）铁路运输开拓； （3）带式输送机道开拓。技术方案比较：方案（1），汽车公路开拓系统适用各种地形条件的山坡露天矿和矿坑呈各种不规则形状、尺寸的凹陷露天矿；采矿场可设置多出入沟口进行分散运输，分散排岩；便于多品级矿石选别开采；便于改变工作线推进方向；新水平准备速度快，能达到较高的开采强度。方案（2），铁路开拓的运营费用低，铁路运输吨一公里费用约为汽车运输的1/41/3；运输能力大；运输设备坚固耐用；运输工作可靠，受气候条件影响较小。但开拓坑线受铁路的平面曲线半径大和纵向坡度小的影响，开拓坑线展线长度大，使露天采矿场的附加剥岩量增加，基建工程量大，基建时间长；在日常生产中的线
34、路移设和维修工作量大；开拓系统和工作组织复杂；新水平开拓延深工程缓慢。方案（3），带式输送机道开拓，与公路、铁路开拓相比，其运输能力较大，升坡能力可达16o18o，克服相同高差时，其运距约为汽车运距的1/41/3；自动化程度高，操作简单，劳动生产率较汽车运输高13倍，比铁路运输高一倍；挖掘设备采装效率高；节省能耗和燃料；运营费用低；采矿场的附加剥岩量相对减少，露天矿的年下降速度快。但是，采用带式输送机运输时，对矿岩的快度有一定的要求，这样就增加了岩石破碎费用；易受暴风、雨雪的影响；带式输送机系统局部发生故障时将引起全矿运输作业停顿，因此对设备维护和生产管理水平要求较高。 结合大众矿业公司铁矿的
35、实际地形，山坡露天矿高差较小，故带式输送机道开拓方法的经济效益差，甚至是不经济的。所以排除这种方法。该矿山是走向长度小的短露天矿，且南部地形比北部要低，采用铁路运输时线路布置困难，故采用公路运输开拓。对于露天矿深凹部分，初步选择的开拓方案有： （1）公路运输开拓； （2）铁路运输开拓； （3）联合开拓。上部用铁路开拓，下部用汽车开拓。根据大众矿业公司铁矿的实际情况，露天矿的深凹部分采场尺寸较小，布置铁路线路时，工程量大，需设较多的车站；采场开采深度较小，运距不大，采用公路开拓运输能够满足生产需要，因此排出方案三。为了尽快达产，减少基建时间和基建投资，充分发挥电铲的效率，选用汽车公路开拓系统。
36、3.1.4开拓方案确定根据大众矿业公司铁矿中区的实际情况，露天矿的深凹部分采场尺寸较小，布置铁路线路时，工程量大，需设较多的车站；采场开采深度较小，运距不大，同时结合大众矿业公司铁矿的实际地形及气候条件，该区大气降水是坑内积水的主要原因，所以公路运输开拓系统比其他两个方案有明显的优越性，所以采取汽车公路运输开拓。3.2运输线路的技术条件3.2.1线路技术要求根据公路开拓运输的特点，汽车具有爬坡能力大和通过较小的曲线半径的特点，采场、排土场内的公路按级公路设计，最大纵坡选8%，纵坡限制长度为250300米。回头曲线半径为15米，运输平台宽度为12.5米。3.2.2运输设备选型和汽车台数计算为了充
37、分发挥汽车运输的经济效益，并考虑到实际年产量110万吨，为便 于维修，采用同一型号、同一生产厂家的汽车，决定选用车型B540型汽车，载重27吨。配备的电铲斗容为4m3，对于矿石来说，电铲有效斗数为3，而对于岩石来讲，电铲有效斗数为4。B540型汽车技术参数见表3-2。表3.2 B540型汽车技术参数型号B540最高车速(km/时)50载重(t)27耗油量（kg/车百公里）120200自重(t)22.6最小离地间隙（mm）435车箱容积（m）平装13.2轮距（m）前轮3.35堆装17.4后轮2.337外形尺寸（m）7.4963.5153.470车厢内部尺寸（m）4.3233.2261.310最小
38、转弯半径(m)9.4发动机型号NF855-C3103.2.2.1平均运距根据采场终了平面图，初定平均运距在1.71km。3.2.2.2 时间利用系数时间利用系数与电铲，汽车的良好状况及工作制度有关，查采矿设计手册（2）表1-3-38如下表3-3： 表3-3 时间利用系数每天工作班数一二三时间利用系数0.9 0.85 0.75每天为三班工作制度，所以时间利用系数取0.75。3.2.2.3 运输不均衡系数根据矿山具体的情况确定，一般取1.051.15。因为生产规模小、装运条件一般，取1.10。3.2.2.4装车时间、卸车时间挖掘机装载自卸汽车的时间主要与电铲作业循环时间及装载斗数有关，根据采矿手册
39、（2）装车时间按下式计算：tz= （3.1）式中：tz挖掘机装车时间，min；n装载斗数，矿石取3，岩石取4；tr汽车入换时间，一般取2025s，此处取22s；tx挖掘机作业循环时间，按tx =20+1.2E计算，矿石tx41.1，岩石tx38.2；矿石容重，3.30t/m3；岩石容重，2.80t/m3；E铲斗标准容积，4m3。故矿石tz=2.42min；岩石为tz=2.91 min。卸车时间主要取决于卸载物料的性质，正常情况下取1.0min。3.2.2.5 调头、停留时间调头时间主要与汽车和挖掘机的相对位置及装卸车平台的布置形式、场地大小有关，一般取1.0min,停留时间包括待装待卸及运行中
40、的耽搁时间，它随汽车类型和运距而变化，查采矿设计手册矿床开采上篇表1-3-41得二者时间和为4.0min。3.2.2.6自卸汽车出车率自卸汽车出车率指平均每班开动的汽车台数与在籍汽车台数之比。而开动与在籍汽车台数又和汽车大修里程与大修周期中汽车保修里程时间有关。根据矿床开采（上篇），自卸汽车出车率可按式（3-2）计算：K4= （3.2） 式中：K4 自卸汽车出车率，%；L 汽车大修间隔，根据采矿手册（2）表1-3-42为2600h；a 每日工作班数，3；b 大修周期中汽车保修工日及其它停驶工日，根据采矿手册（2）表1-3-42为166d；e 班运时间，8h。经计算K4=2600/（2600+3
41、1666）=47%。3.2.2.7汽车数量计算（1）自卸汽车台班运输能力按下式计算： （3.3）式中：A自卸汽车台班运输能力，t；G自卸汽车额定载重量，27t；K1汽车载重利用系数，查采矿设计手册（2）表1-3-33矿石取0.83，岩石取0.91；K2汽车时间利用系数，0.75；T自卸汽车周转一次所需时间，min；T=tz+ ty +tq+tttz挖掘机装满一辆汽车的时间；矿石为2.42min，岩石为2.91min；ty自卸汽车往返时间，ty=120L/v=12min；v自卸汽车平均运行速度，18km/h。根据采矿手册（2）表1-3-6,级公路的自卸汽车的计算行车速度为30km/h，平均运行速
42、度与计算行车速度的关系为（0.60.9）：1，选取汽车平均运行速度为18km/h；L自卸汽车平均运距，1.71km；tq自卸汽车卸载时间，1.0min；tt自卸汽车调头和停留时间，取4min。运输矿石时T=19.42min，运输岩石时T=19.91min。经计算汽车的台班运输能力中，矿石为415.4t，岩石为444.26t。（2）自卸汽车所需数量计算：根据采矿手册（2）式1-3-23，可按下式计算： N= （3.4）式中：N自卸汽车需要台数，台；Q露天矿年运输量，矿石为130万吨，岩石为397.8万吨；K3运输不均衡系数，K=1.051.10，此处取1.1；C每日工作班数，3班；H年工作日数，
43、330天；A汽车台班运输能力，矿石为415.4t，岩石为444.26t；K4自卸汽车出车率，47%。经计算，运输矿石N7.4台,取8台；运输岩石N21.2，取22台，共计30台。3.2.2.8计算限制区间通过能力露天矿山道路通过能力是指在安全条件下，道路允许通过的最大汽车数量或运输量。双车道通过能力按下式计算：N= （3.5）式中：N双车道每小时通过的能力，辆；v汽车平均运行速度，18km/h；K1与挖掘机数量有关的运行不均衡系数 查采矿手册（2）表1-3-21取0.67；K2考虑会车，交叉口及制动等因素的安全系数，查采矿手册（2）式1-3-6，K2=0.34-0.38，此处可取K2=0.36；ST同一方向上汽车之间安全行车间距，m。 ST=L1+L2+L0 （3.6）式中： L1司机观察反应时间内所行驶的距离，L1=vt/3.6=10m；t司机观察反应时间，一般采用1.5-2.0s，取t=2.0s；L2汽