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大学 本科生毕业设计说明书 题 目关门山铁矿开拓开采方案 设计（160万ｔ/ａ） 东升庙硫锌矿开拓开采方 案设计（85万ｔ/ａ） 姓 名****** 学 号2002063102 专 业采矿工程 班 级矿2002-（1）班 指导教师 XI ..大学毕业设计说明书（毕业论文） Abstract This graduate design is divided into two topics one is open mining for Guan men shan iron mine, the other is underground mining for Dong sheng temple sulphur zinc. 1. Guan men shan iron mine opencast working. The output is 1600 thousand tons per year, service year is 79.4 years .At first , I confirmed the slope safety angle, opencast ambit and the quantity of waste and mine. In this design, project can been as follows road exploitation, excavator and self-uninstall auto. At last, this design has introduced these things as follows open parameters, entrench, throughput, balanced proportion of shuck and exploitation and load technique, blast engineering, waste dump etc. 2. Dong sheng Temple sulphur zinc underground mining. The output is 850 thousand tons per year, service year is 10.5years . development style is by gallery blind incline shaft development ,mining way is shallow hole remaining ore, pulling style to ventilate. This design include well scope, reserves and well design. This design depicted the mine exploitation processventilation, drain, and power supply. Key words open mining; bench; development; underground mining. 摘 要 本毕业设计包括两部分关门山铁矿露天开拓开采和东升庙硫锌矿地下开拓开采。 1．关门山铁矿露天开拓开采此矿的设计年产量是160万吨，开采年限年为79.4年。设计包括露天矿合理帮坡角确定，圈定露天开采境界，确定采场内有用矿物量和废石量。结合矿山发展和实际，选用公路运输，单斗电铲汽车工艺，工作帮移动坑线开拓系统。另外，对开采参数与程序，掘沟，生产能力，均衡剥采比，爆破工程，采装工艺，排土，矿山工程进度计划等都做了简洁而清晰的叙述。 2．东升庙硫锌矿地下开采此矿的设计产量是85万吨，开采年限10.5年。采用平硐盲斜井开拓，无底柱分段崩落法采矿，抽出式通风。 设计中还包括井田境界及储量、井筒、开采水平的设计等。 关键词露天开采 台阶 开拓 地下开采 大学毕业设计说明书 目 录 第一篇 露天开采 第一章 地质部分1 1.1 区域及矿区地质概况1 1.1.1 矿石地质特征1 1.1.2 水文地质概况1 第二章 露天开采境界2 2.1 露天开采境界确定的原则和方法2 2.2 确定境界所需的技术经济指标2 2.2.1 经济合理合理剥采比的选定2 2.2.2 露天矿的最小底宽2 2.2.3 最终边坡角3 2.3 最终开采深度的确定4 2.3.1 露天矿开采深度的初步确定4 2.3.2 露天矿底部标高的调整7 2.4 露天开采境界的参数8 2.4.1 露天矿的底部周界8 2.4.2 露天采场的构成要素8 2.4.3 境界内的矿岩量及开采年限8 第三章 矿床开拓运输10 3.1 开拓方式的选择10 3.1.1 开拓方法选择的原则10 3.1.2 影响本矿开拓方法选择的主要因素10 3.1.3 开拓方案的选择10 3.2 运输线路的技术条件12 3.2.1 线路技术要求12 3.2.2 运输设备选型和汽车台数计算12 3.2.3 计算限制区间通过能力15 3.3 运输线路布置方式16 第四章 掘沟及新水平准备18 4.1 掘沟工程18 4.1.1 沟道的类型，断面形状及其规格18 4.1.2 掘沟方法选择20 4.1.3 计算掘沟工程量和掘沟速度20 4.2 新水平准备工作22 4.2.1 确定新水平准备工程量和各项工程所需时间。22 4.2.2 各项工程所需的时间23 4.2.3 计算最大可能的矿山工程延深速度23 第五章 露天矿生产能力及采掘进度计划24 5.1 矿山生产能力的验算24 5.1.1 按可能有的采矿工作面数目验算生产能力24 5.1.2 按矿山工程延深速度验算生产能力25 5.1.3 根据年服务年限论证生产能力的经济合理性25 5.2 均衡生产剥采比的确定26 5.2.1 均衡生产剥采比的原则26 5.2.2 均衡剥采比的确定26 5.3 采掘进度计划的编制26 5.3.1 编制采掘进度计划的依据资料26 5.3.2 采掘进度计划26 5.4 矿山工作计划27 5.5 矿山全年、昼夜及班岩产量计算27 第六章 矿岩采剥工程28 6.1 概述28 6.2 穿孔工作28 6.2.1 穿孔设备的选择28 6.2.2 设备生产能力的确定28 6.2.3 设备数量的计算28 6.2.4 二次破碎方法和所需的设备数量30 6.3 爆破工作31 6.3.1 爆破方法的选择31 6.3.2 爆破方法及爆破器材31 6.3.3 爆破参数的确定32 6.4 装车工作34 6.4.1 采装设备的选择34 6.4.2 采装工作面参数及工作平盘的配线方式34 6.4.3 挖掘机生产能力的确定36 第七章 排土工作38 7.1 排土场位置的选择及排土容积的计算38 7.1.1 排土场位置的选择38 7.1.2 排土场的容积38 7.2 排土方法的选择及堆置要素的确定38 7.2.1 选择排土场方法38 7.2.2 排土工序39 7.2.3 确定排土场参数39 7.3 排土线生产能力40 第八章 经济部分42 8.1 劳动定员和劳动生产率42 8.2 基本建设投资43 8.2.1 建设工程费43 8.2.2 设备购置费用43 8.2.3 生产技术建筑费43 8.2.4 职工生活福利设施投资费用43 8.2.5 其他费用43 第九章 露天矿主要技术经济指标44 参考文献45 第十章 矿区概况及矿区特征48 10.1 矿区概况48 10.2 区域地质49 10.2.1 大地构造环境。49 10.2.2 地层49 10.2.3 构造50 10.2.4 岩浆岩50 10.2.5 变质岩50 10.3 矿区地质51 10.3.1 地层51 10.3.2 构造52 10.3.3 岩浆岩52 10.3.4 变质岩及围岩蚀变53 10.4 工程地质54 10.4.1 工程地质岩组54 10.4.2 结构面特征54 10.5 水文地质54 10.6 矿床特征及矿石质量55 第十一章 矿区范围及储量和服务年限57 11.1 矿区范围57 11.2 储量计算57 11.2.1 工业指标确定及依据57 11.2.2 储量的确定58 11.3 矿井的年生产能力及其服务年限59 11.3.1 矿井的年生产能力59 11.3.2 矿井回采率59 11.3.3 矿井服务年限计算59 第十二章 矿床开拓61 12.1 矿区划分及年产量61 12.1.1 矿区划分61 12.1.2 矿区中阶段的开采顺序以及阶段中矿块的开采顺序61 12.2 阶段高度的确定以及阶段的划分61 12.2.1 阶段高度的确定61 12.2.2 阶段的划分62 12.3 开拓运输方案的选择62 12.3.1 矿床开拓方案选择的基本要求62 12.3.2 影响开拓方案井巷类型选择的主要因素63 12.3.3 方案初选63 12.3.4 各方案的技术经济比较65 12.4 井筒断面设计66 12.4.1 主平硐断面设计66 12.4.2 提升斜井断面设计71 12.4.3 阶段运输巷道断面的确定72 12.4.4 穿脉的断面确定72 12.4.5 井底车场的选择72 12.4.6 主要开拓巷道坐标位置73 12.4.7 矿山生产系统概述73 第十三章 采矿方法设计75 13.1 采矿方法的选择75 13.2 采矿方法设计76 13.2.1 矿块布置及结构参数76 13.2.2 采准切割布置76 13.2.3 切割工作77 13.2.4 回采工作77 13.2.5 回采顺序79 13.2.6 地压管理79 13.2.7 回采循环作业表和劳动组织表79 13.2.8 机电设备表及技术经济指标表80 第十四章 矿井建设工期及开采计划82 14.1 基建进度计划的编制82 14.2 采掘进度计划82 14.2.1 编制采掘进度计划地原则82 14.2.2 采掘进度计划表83 第十五章 矿井通风84 15.1 概 述84 15.1.1 通分系统选择原则84 15.1.2 通风系统的几项具体规定84 15.2 矿井通风方式与通风系统的选择84 15.2.1 矿井通风方式84 15.2.2 矿井总风量计算及风量分配85 15.2.3 全矿通风阻力计算87 15.3 扇风机选型87 15.3.1 主扇的选择87 15.3.2 电动机的选择88 15.3.3 局扇的选择89 第十六章 矿井排水90 16.1 概述90 16.2 矿井排水方式及系统90 第十七章 矿井提升与运输91 17.1 运输系统及运输设备简述91 17.1.1 斜井提升计算91 17.1.2 小时提升量91 17.1.3 一次提升矿车数92 17.1.4 钢丝绳选择计算93 17.1.5 提升机及游轮选择94 17.2 平硐运输设备的选择95 17.2.1 计算电机车牵引矿车数96 17.2.2 架线式电机车台数计算97 17.3 其他设备的选择99 第十八章 综合技术经济指标100 参考文献101 第一篇 露天开采篇 关门山矿开拓 开采设计（160万吨/年） 第一章 地质部分 1.1 区域及矿区地质概况 矿层出露的地层以鞍山为主，地质构造较为简单，属单斜构造。鞍山群按岩性分为千枚岩、夹含铁石英岩。矿体为厚层状，铁矿床产于千枚岩和混合岩之间，沿走向和倾向，产状和矿石品位变化不大。 1.1.1 矿石地质特征 矿体走向270～300，倾向NE，倾角70～85。该矿属沉积变质矿床，矿床由多条矿体组成，即Ⅰ、Ⅱ、Ⅲ 号矿出露于地表, Ⅰ号矿体控制线长度有9线到24线,全长3080米，地表出露长度约1400米左右，矿层平均厚度约109米，延深超过800米；Ⅱ号矿体分布在Ⅰ号矿体东北部的11线到12线几其附近。F4～F5号断层之间长度约为400米，水平厚度约为60米左右，延深超过500米，由于受断层影响，矿厚度由两端逐渐减小至尖灭。 矿床矿石平均品位29.76，矿石普氏硬度系数f12～16，上盘混合岩普氏硬度系数f10～12，下盘千枚岩普氏硬度系数f8～10。矿石容重为3.3t/m3，岩石容重为2.72t/m3，矿岩松散系数为1.5。 1.1.2 水文地质概况 矿体本身是含水层，大气降水是矿体充水的主要因素。 第二章 露天开采境界 2.1 露天开采境界确定的原则和方法 根据设计提供的地质资料知关门山铁矿地质构造较为简单，属于单斜构造，鞍山群按岩性分为三层，从上到下分别为混合岩、铁矿石、千枚岩，铁矿床沿走向和倾向，产状和矿石品位变化不大矿石品位变化不大。 为了使露天开采的总体经济效果最佳，在确定开采境界时，尽量控制境界剥采比接近经济合理剥采比，此原则的第一层含义是使紧邻露天开采境界的那层矿岩的开采成本不大于地下开采的成本，其另一层含义是为了确保整个矿床的开采济效益最优。 由于位于矿床上部为山丘地形，并有季节性河流通过，在确定境界时还要考虑地表因素。 2.2 确定境界所需的技术经济指标 2.2.1 经济合理合理剥采比的选定 本矿设计的年产量为160万吨，属于中小型矿山，根据冶金矿山设计参考资料上册，经济合理剥采比选择njh5～6 m3/m3，本矿位于东北地区，矿岩性质与南芬露天矿相似，参考南芬露天矿经济指标，故经济合理剥采比确定为njh5.0m3/m3。 2.2.2 露天矿的最小底宽 由于本矿的生产能力160万吨/年，初步选定本矿采用32吨汽车运输，4 m3单斗挖掘机装载，在掘沟工作面采用回返式调车。 则最小底宽为 Bmin2（Rmin0.5TE） 式中Rmin汽车最小回转半径 ，9.1 m； T 汽车的宽度 ，3.55 m； E 安全距离，0.5 m。 Bmin2（Rmin0.5TE）2（9.10.53.550.5）22.75m。 根据关门山铁矿床的实际赋存条件，确定最小底宽为23米。掘沟工作面布置见图2.1。 图2.1 掘沟工作面布置图 2.2.3 最终边坡角 关门山矿区地质构造比较简单，分三层，矿石普氏硬度系数f12～16，上盘为混合岩，普氏硬度系数f10～12，下盘为千枚岩，普氏硬度系数f8～10。由于矿体本身是含水层，矿区年降水量较大，大气降水是矿体充水的主要原因，加上冬季气温较低，可能有一定厚度的冻土，矿区西侧有一季节性河流，若在基建期将河流圈入几个入境界，河流要大范围的改道或开挖涵洞，初期投资太大，所以预计开采深度为300米左右。根据矿区的地质条件、矿区的工程地质和水文地质，矿岩的物理性质，结合南芬露天矿的实际开采情况，选取上盘最终边坡角为45，下盘最终边坡角为42，端帮最终边坡角为45。 2.3 最终开采深度的确定 2.3.1 露天矿开采深度的初步确定 关门山铁矿的走向长度大，倾角为70～85由于矿体厚度与最小底宽相比大很多，在确定开采深度时露天矿底的位置不易确定，可先按矿体厚度作图确定境界剥采比，然后继续向下无剥离采矿，直至最小底宽为止。首先在各地质横剖面图上根据经济合理剥采比确定开采深度，然后在纵投影图上根据具体情况调整露天矿底部标高。 在各地质横剖面图上绘出开采深度与境界剥采比nj的关系曲线。 1.1.1.1 .Ⅺ剖面图上开采深度与境界剥采比关系见图2.2。 Hj－135.5米 图2.2 Ⅺ剖面图上开采深度与境界剥采比关系图 1.1.1.2 ⅩⅢ100剖面图上开采深度与境界剥采比关系见图2.3。 Hj－230.95米 图2.3 ⅩⅢ100剖面图上开采深度与境界剥采比关系图 1.1.1.3 ⅩⅣ剖面图上开采深度与境界剥采比关系见图2.4。 Hj－144.9米 图2.4 ⅩⅣ剖面图上开采深度与境界剥采比关系图 1.1.1.4 ⅩⅥ剖面图上开采深度与境界剥采比关系见图2.5。 Hj－148.2米 图2.5 ⅩⅥ剖面图上开采深度与境界剥采比关系见图 1.1.1.5 ⅩⅧ剖面图上开采深度与境界剥采比关系见下图2.6。 Hj－233.1米 图2.6 ⅩⅧ剖面图上开采深度与境界剥采比曲线 1.1.1.6 ⅩⅨ剖面图上开采深度与境界剥采比关系见图2.7。 Hj－176.9米 图2.7 ⅩⅨ剖面图上开采深度与境界剥采比关系图 2.3.2 露天矿底部标高的调整 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，关门山露天矿的理论最低标高为－180米，但由于境界西侧有季节性河流通过，若开采深度过大，河流改道时须挖工程量很大得涵洞，导致基建费用增加很多，因此将最低标高调整为－120米，此开采深度在C级储量以内，符合矿山的勘探程度，能够满足设计的要求。露天矿底部标高调整情况见附图14。 2.4 露天开采境界的参数 2.4.1 露天矿的底部周界 根据上面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。 2.4.2 露天采场的构成要素 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2.1表。 表2.1 露天采场构成要素表 采场最大长度 1875米 采场平均宽度 646米 采场上盘最终边坡角 45 采场下盘最终边坡角 42 最高开采标高 237米 底部标高 -156米 采场封闭圈标高 78米 台阶高度 12米 台阶最终坡面角 70 安全平台宽度 5米 清扫平台宽度 14.4米 运输平台宽度 15米 2.4.3 境界内的矿岩量及开采年限 将整个矿体按台阶划分为若干个分层，每个分层的矿岩量见表2.2，其中回采率3，废石混入率3。 表2.2 露天采场分层矿岩量表 台阶序号 矿石量（m3） 岩石量（m3） 矿岩总量（m3） -156至-120标高 4163021.9 4353.0 4167374.9 -120至48标高 27830310.2 40098489.7 67928799.9 48台阶 2007968.0 8031180.0 10039148 60台阶 2544436 8546968 11091404 72台阶 884116.4 10827805.6 11711922 84台阶 880676.9 6582315.2 7462992.1 96台阶 788865.2 5779409.6 6568274.8 108台阶 881027.5 4350304.8 5231332.3 120台阶 659269.9 3268322.4 3927592.3 132台阶 571896.4 2442831.2 3014727.6 144台阶 457980.8 1701718.6 2159699.4 156台阶 338997.5 1262297.6 1601295.1 168台阶 322073.1 909922.5 1231995.6 180至237标高 22648.4 704788.3 727436.7 总计 42353288.2 94510706.5 136863994.7 由上表知，境界内的矿石量为42353288.23.3139765851.06吨，本矿山的开采年限为 T 式中P露天矿境界内矿石的可采矿量，13977万吨； A 露天矿矿石年生产能力，160万吨/年； k1富裕系数，取1.1。 经计算T13977/（1601.1）＝79.4年。 第三章 矿床开拓运输 3.1 开拓方式的选择 3.1.1 开拓方法选择的原则 （1）矿山建设速度必须满足国家的要求，保证投产早，达产快； （2）生产工艺简单可靠，设备选择应因地制宜，中小型矿山尽量采用本地区能制造的设备； （3）工程量少，施工方便； （4）不占良田，少占耕地，并有利于改地造田； （5）基建投资少，特别是初期投资少； （6）生产经营费用低。 3.1.2 影响本矿开拓方法选择的主要因素 （1）生产技术条件。本矿的生产规模为160万吨，矿体勘探程度较高，露天采场的尺寸和高差见表2.1； （2）自然地质条件。即本矿的地质、水文地质、地形、工程地质及气候条件等； （3）经济技术条件。即矿山的建设投资，矿石生产成本及劳动生产率等。 3.1.3 开拓方案的选择 根据关门山铁矿的实际条件，地形东高西低，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）汽车公路运输开拓系统； （2）铁路运输开拓系统； （3）平峒溜井开拓。 技术方案比较 对于方案（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。 对于方案（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1/4～1/3；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。 对于方案（3），采用平峒溜井开拓，投资省、运输设备少、节省能源、经营费用低、生产能力大，适用于相对高差大于100米的山坡露天矿。但溜井宜堵塞赫跑矿，放矿时，空气中的粉尘影响作业人员的健康，对矿石块度也有所限制。 结合关门山铁矿的实际地形及气候条件，由于该地区大气降水是矿坑积水的主要原因，并且有两个山头开采，山头之间地势平坦，地形高差较小，不宜用溜井。东部地形比西部要高的多，采用铁路运输时线路布置困难，故采用公路运输。 对于露天矿深凹部分，初步选择的开拓方案有 （1）汽车公路开拓； （2）铁路开拓； （3）联合开拓。上部用铁路开拓，下部用汽车开拓。 根据关门山的实际情况，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。 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Ⅱ级公路路设计，最大纵坡选8，一般为6，出入沟纵向坡度为6，纵坡限制长度为500mm。回头曲线半径为16米，辅助曲线半径为28米，路面宽度根据线路等级和汽车宽度确定，按双线布置，路基宽度等于路面宽度与路肩宽度之和，为10.5米，运输平台宽度为15米。 3.2.2 运输设备选型和汽车台数计算 为了充分发挥汽车运输的经济效益，并考虑到实际年产量160万吨，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SH-380型汽车，载重32吨。SH-380汽车技术参数见表3.1。 3.2.2.1平均运距 根据采场终了平面图，初定平均运距在2.5km。 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种制度有关，查采矿设计手册矿床开采上篇表1-3-38采用，取0.75。 3.2.2.3不均衡系数 根据矿山具体的情况确定，一般取1.05～1.15。因为生产规模较大，取1.1。 表3.1 SH-380型汽车技术参数表 驱动形式 载重t 自重t 发动机功率Kw 42 32 22 294 轴距（m 轮距前m 轮距后m 后悬m 3.8 2.85 2.45 1.89 最小离地高度m 最小转弯半径m 货箱最大倾斜角 最大爬坡能力 0.37 9.1 50 36 最大速度km/h 外形尺寸mm 车厢举升离地最小高度（m） 46.1 7.413.553.475 0.6 车厢举升离地最大高度（m） 6.8 3.2.2.4装车时间 挖掘机装卸汽车的时间主要与电铲作业循环时间及装载斗数有关，按下式计算 tz 式中tz 挖掘机装车时间 ， min； n装载斗数 ，n取4； tr汽车入换时间，一般取22s； tx挖掘机作业循环时间，按tx201.2E计算，矿石tx＝41.1，岩石tx＝37.8； r矿石体重 ，3.3t/m3； E----铲斗标准容，4 m3； 故矿石的tz3.1min，岩石为tzmin。 3.2.2.5卸载时间 主要取决于卸载物料的性质，正常情况下取1.0min 3.2.2.6调头及停留时间 调头时间主要与汽车和电铲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4.2min。 3.2.2.7自卸汽车出车率 它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理程与大修周期中汽车保修里程时间有关。自卸汽车出车率取65。 3.2.2.8汽车数量计算 （1）汽车班运输能力 自卸汽车台班运输能力按下式计算 A480Gk1k2/T 式中A自卸汽车台班运输能力， t； G自卸汽车额定重量，32t； K1汽车载重利用系数，矿石取0.93，岩石取0.77； 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；Ttztrtqtt tz挖掘机装满一辆汽车的时间；矿石为3.1min，岩石为2.9min； tr自卸汽车往返时间，tx120l/v17.7min； v自卸汽车平均运行速度，17.0km/h； tq自卸汽车卸载时间 ，1.0min； L自卸汽车平均运距，2.5km； tt自卸汽车调头和停留时间，取 4.2min。 运输矿石时T26.0min，运输岩石时T25.8min。 经计算汽车的台班运输能力中，矿石为412t，岩石为344t。 （2）自卸汽车所需数量计算 可按下式计算 N 式中N自卸汽车需要台数；台 Q露天矿年运输量，矿石为160万吨，岩石为381万吨； K3运输不均衡系数，1.1； C每日工作班数，3班； H年工作日数，330天； K4自卸汽车出车率，65。 经计算，运输矿石N＝台；运输岩石N＝，需要23.7台，共计24台。 3.2.3 计算限制区间通过能力 3.2.3.1双车道通过能力的计算 露天矿山道路通过能力是指在安全条件，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 N1000υK1K2/ ST 式中N双车道每小时通过的能力，辆； υ汽车平均运行速度，17.0km/h； K1与挖掘机数量有关的运行不均衡系数 查采矿设计手册矿床开采上篇表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，取0.36 ST 同一方向上汽车之间安全行车间距，m STL1L2L0 L1司机观察反应时间内所行驶的距离，L1vt/3.68.5m； t司机观察反应时间， 1.8s； L2汽车开始制动到完全停住所行驶的距离， L2 K制动使用系数，取1.35 ψb计算粘着系数，0.3 ω滚动阻力系数，取0.04 i道路纵坡，8 L0停车安全距离，取汽车全长 ，取7.4米 经计算L2＝1.1米； ST 8.51.17.4＝17.0米， N1000170.670.36/17＝241辆。 3.3 运输线路布置方式 关门山露天铁矿山坡部分运输线路采用树枝直进式方式，为了减少展线长度，可在山坡道路的开始部分加高路基，虽然能产生一定的道路修筑工程量，但总工程却能很大程度的减少。线路直线部分坡度不大于8，当线路长度超过500m时，在拐弯处设缓坡段，缓坡段长度不小于100m。 深凹部分运输线路布线采用直进回返式，考虑到重车上坡，空车下坡，发动机发热量大，出入沟坡度为6％，并在每个出入沟底部设坡度为0的连接平台。 为了减少基建工程量尽早见矿，本矿采用移动坑线开拓，露天上坡部分从山坡一侧向最终边坡方向推进，深凹部分从矿岩分界处向最终边坡方向推进。 第四章 掘沟及新水平准备 4.1 掘沟工程 4.1.1 沟道的类型，断面形状及其规格 在露天开采中，为保持持续正常生产，需及时准备出新的工作水平，而新水平的准备工作包括掘进出入沟，开段沟和为下一水平掘沟进行的扩帮工作。 不同掘进方法的选择,取决于它所采用的运输和装载方式。本露天矿采用汽车运输，电铲和汽车在一个水平上的平装车，采场又分为山坡部分和深凹部分，因此沟道类型有单壁沟和双壁沟。考虑本矿的实际因素，掘沟方式为首先掘出入沟，然后掘开段沟，当开段沟掘完后开始扩帮。沟的主要要素包括沟底宽度、沟深度、沟帮坡面角、沟的纵向坡度和沟的长度。 4.1.1.1沟底宽度 它取决于掘沟的运输方式，沟内线路数目，岩石物理力学性质和采掘设备的规格等因素。 （1）出入沟沟底最小底宽 汽车运输掘沟时,为了提高挖掘机的效率，采用回返式调车，沟底最小宽度为23米。 （2）开段沟沟底宽度 它与掘沟方式,采掘运输设备规格,线路数目和布置及扩帮爆破的爆堆宽度有关,其沟底宽度同出入沟一样为23米。 4.1.1.2沟深度 山坡露天矿的出入沟和开段沟均为单壁堑沟，凹陷露天矿的出入沟和开段沟均为双壁堑沟，出入沟深度值为零至台阶高度，即0～12米，开段沟深度等于台阶全高度，即12米。 4.1.1.3沟帮坡面角 考虑本矿岩石的物理力学性质，沟帮坡面角保留时间长度，由于采用移动坑线开拓时，沟帮两侧坡面角均为70。 4.1.1.4沟的纵向坡度 根据掘沟的运输设备类型、堑沟的用途确定，露天矿山坡部分汽车运输矿岩为重车下坡，空车上坡，出入沟一般只有穿孔设备行走，出入沟的纵向坡度为8，露天矿凹陷部分汽车运输矿岩为重车上坡，空车下坡，出入沟主要为运输矿岩的通道，出入沟的纵向坡度为6。开段沟一般为水平的，但为了排水需要而采用3‰左右的纵向坡度。 4.1.1.5沟的长度 出入沟是联系上、下水平的通路，其长度取决于台阶高度和出入沟的纵向坡度，即LH/i 式中L出入沟的长度 ，米； H台阶高度，12米 i出入沟的纵向坡度，。 经计算露天矿山坡部分的出入沟为150米，深凹部分的出入沟为200米。 开段沟长度与采用的采掘工艺开拓方法有关，应根据具体矿山条件确定。本矿选用段高12米，底宽23米，断面积为300平方米左右，山坡部分的开段沟为单壁沟，示意图见图4.1，深凹部分为双壁沟，示意图见图4.2。 图4.1 单壁沟横断面图 图4.2 双壁沟横断面图 4.1.2 掘沟方法选择 考虑到沟道的类型及采用的运输设备类型和电铲类型及掘沟速度的要求，决定采用汽车运输掘沟。 4.1.3 计算掘沟工程量和掘沟速度 4.1.3.1掘沟工程量 （1）对于露天矿的深凹部分，出入沟和开段沟为双壁沟， 出入沟的工程量 V1 式中 V1出入沟工程量,m3； h延深一个新水平的深度，12米； i出入沟平均坡度，6； b1出入沟沟底宽度，23米； α沟帮坡面角 取70 经计算V1＝34470立方米。 开段沟截面积 S2（b2hctgα）h 式中S2开段沟截面积量，m2； b2开段沟沟底宽度，23米； h延深一个新水平的深度，12米； α沟帮坡面角 取70； 经计算S2（2312ctg70）12＝328.4平方米。 （2）对于露天矿的山坡部分，其开段沟和出入沟都为单壁沟。 出入沟的工程量 V3 式中 V3出入沟工程量； φ； β地形坡度，（）； b1出入沟沟底宽度，23米； i出入沟平均坡度，8； α沟帮坡面角 取70； 经计算V323321立方米。 开段沟工程量 S4 式中 S4出入沟工程量，平方米； b 2开段沟沟底宽度，23米； 经计算S4288.3平方米 4.1.3.2.掘沟速度 经计算4m3正常条件下的电铲效率为63万m3/a，即每月5.25万m3，在出入沟工作时的效率为每月4.62万m3，开段沟时效率为每月4.88万m3。 以72水平为例，出入沟工程量34470立方米，开段沟的横截面积为328.4平方米，掘完出入沟需要34470/4.62/100000.75月，开断沟的掘沟速度为v2＝v/s＝4.88*10000/328.4＝148.6米/月。 4.2 新水平准备工作 4.2.1 确定新水平准备工程量和各项工程所需时间。 新水平准备包括掘出入沟、开断沟及新水平的准备所需的扩帮，首先计算扩帮工程量，它主要取决于扩帮宽度和采剥程序，扩帮宽度应保证下一水平正常掘进出入沟、开断沟的扩帮。取72水平为例，扩帮工程量为 V3＝b3kL3kh 式中 V3扩帮工程量，m3； L3k所需扩帮长度 600 m； b3k扩帮宽度，44m； h台阶高度，12m； 经计算V3＝4460012316800m3 4.2.2 各项工程所需的时间 出入沟掘沟时间T1＝0.75月，开段沟掘沟时间T2600/148.64.03月，扩帮所需时间T3＝316800/5.25/10000 6.03月 故所需总时间为Ta＝0.754.036.0310.81月。新水平准备工程计划见表4.1