铜矿峪矿530中段4#W矿体614水平开拓设计（采矿部分）

张 彬

（山西省中条山集团北方铜业股份有限公司铜矿峪矿，山西 运城 043700）

1 开采背景

为确保三级矿量平衡，延续矿山正常生产，根据中条山集团公司要求和铜矿峪矿规划，决定对4#W矿体614水平进行开拓设计。本次设计是在铜矿峪矿二期工程530中段现有运输条件的基础上作出的。

614～6 90矿体采高达到92m，而我矿现有的运输层在530水平，与614水平高差为84m，614～706水平之间耙道如果采用高溜井放矿，则存在着施工难度大、安全系数低、工程浪费等问题，结合5#边部矿体583生产经验，因此考虑增加614水平开拓设计。

2 地质概况

4＃矿体西端的矿体形态复杂，分支较多，呈透镜状，层状等，矿体主要赋存于变石英晶屑凝灰岩（Ma）和黑云母片岩（Mb）中，其倾向为300°～330°，倾角40°～55°，往西逐渐变薄且呈多个分支尖灭。金属矿物以黄铜矿为主、少量的斑铜矿、黄铁矿。矿化以细脉（浸染）型、脉型为主，团块状次之。614水平出现多条小断裂构造，在4127-4131穿底盘有条宽约2米断层，该构造位于矿体底盘边界，对矿体没有影响。矿体顶盘围岩主要是绢云母石英片岩(ssq),底盘围岩为绢云母石英岩（sq）。

3 开采范围及采矿方法的选择

本次设计开采范围为530中段4#W矿体4127穿-4134穿，标高614m～706m，垂直深度92m，勘探线Ⅱ-Ⅱ+200。可供开采的地质储量为2295993t，品位0.57%，铜金属量为13086t。

根据地质科提供的地质资料，4132-4130穿矿体厚度最大，达到50m，走向长度为60m，采高为92m，但该矿体不与主采场联通，形成独立采区，崩落面积仅有3000平米，因此无法采用自然崩落法。

4#W矿体倾角在40°～55°，矿体厚度大多在8m～20m之间，符合有底柱分段崩落法的使用条件，同时考虑到我矿现有设备及技术条件等因素，因此采矿方法选择有底柱分段崩落法，耙道布置形式将采用穿、沿脉相结合的方式。

3.1 生产能力的计算

阶段高度：92m；分段高度：25m～40m；

矿块长度：25-60m；矿块宽度：15m。

按中段可布矿块数验证：A＝N·k·q·t·E/（1-Z）。

式中：A——中段生产能力（t/a）。

N——中段可布矿块数（个）；14。

K——同时回采矿块利用系数（%）；0.35。

q——矿块生产能力（t/d）180。

t——年工作天数（d）330。

Z——副产矿石率（t）10%。

E——地质影响因素0.7-1取0.9。

经计算中段生产能力A=14×180×0.35×330×0.9/（1-0.1）=29.1万t。

3.2 服务年限计算

式中：Q——设计可采储量（t）137.8×104t。

A——阶段年产矿石量（t/a）30×104。

E——地质影响因素0.7-1取0.7。

β——采矿贫化率取18%。

计算得：阶段服务年限T1=3.9a。

按上述计算，推荐614水平以上生产能力为30万t/a。（其中采场出矿27万t，副产3万t），可采矿量137.8万t，生产服务年限3.9年。

4 运输系统

530中段运输概况：二期530中段矿石在各穿脉装车后，投放进入1#、2#主溜井，下至340破碎硐室，经由胶带运输直接进入选厂。废石进入530中段废石井，下至340由混合井提升至690中段，再经由箕斗井提升至废石场。

根据矿体赋存及年产量状况，运输盘区采用穿脉环形布置方式，底盘重车，顶盘轻车，钢轨选用22kg/m，轨距为762mm。

矿石、副产运输：采用10吨架线式电机车牵引2m³侧卸式矿车在各穿脉装车后，经卸载曲轨卸入溜井下放至530水平沿脉运输道（4#W201），投放进入1#、2#主溜井。

废石运输：采用10吨架线式电机车牵引0.75m³翻斗式矿车在各穿脉装车后，卸入溜井下放至530水平沿脉运输道（4#W201），投放进入530中段废石井。

5 通风系统

二期530中段新鲜风流由542总进风道通过进风小井上至554水平各出矿穿脉，污风汇集至564水平回风道，通过总回风井排出地表。

本次设计新鲜风流由542总进风道经过4#W矿体542进风道进入，经542-672进风井上至614水平及614以上各分层；污风由4132穿回风井下至624水平经624回风道进入624-564回风井，再通过4#W矿体564回风道汇入4#矿体顶盘回风道，排出地表。

5.1 总需风量计算

5.1.1 按排尘风速计算

电耙道面积S=6.25㎡，3个同时作业，外加1个备用回采巷道。

5.1.2 计算备用回采工作面的需风量

5.1.3 计算掘进作业面需风量

（1）开拓掘进作业面需风量：阶段运输平巷开拓作业面面积S=7.57㎡。

（2）采准作业面需风量：凿岩巷道面积S=6.25㎡，由计算得4个面同时进行采准，取V=0.25m³/s。

（3）切割作业面需风量：切割横巷作业面面积S=6.25㎡，6个面同时进行切割，V=0.25m³/s。

综上，故所有掘进作业面总需风量。

（4）计算独立风流通风硐室需风量：①变电硐室=12.4 m³/s；②机修硐室=1.5m³/s；③喷锚支护工作面=4 m³/s。

综上计算，井下独立风流通风硐室的需风量=17.9m³/s。

（5）其他需风点需风量：其他需风点如装卸矿点等地点的通风，取10m³/s。

综合以上计算结果，取矿井备用系数K=1.2。

5.2 按同时作业人数计算

Q=4×N×K=4×50×1.3=260m³/min=4.3(m³/s)。

N——井下最多同时作业人数。

K——需风量备用系数（1.2～1.45）取1.3。

小结：通过两种方式计算确定（取大值）总需风量为81.8m³/s。

5.3 风速验证

进回风井断面2.5m×2.5m，面积为6.25㎡。

风速=81.8 m³/s/6.25㎡=13.1m/s。

进回风道断面2.5m×2.5m，面积为5.79㎡。

风速=81.8 m³/s/5.79㎡=14.1m/s。

经计算验证专用风道及专用风井风速均未超过《金属非金属矿山安全规程》规定的最高风速15 m/s，巷道规格可以满足通风需求。

6 供排水系统

6.1 供水系统

二期530中段供水系统：地下涌水等汇集至340水仓，经水泵泵送至690水仓，经沉淀后通过供水管路利用自重供给主副层各个需水作业面，满足矿山生产需要。

614水平生产用水开拓期间由4#矿体614副层供水系统提供；生产期间由690供水系统提供，管路沿690下614人行材料路线敷设。

6.2 排水系统

二期530中段排水系统：地下涌水、生产废水等汇集至340水仓，由排水泵经混合井排水管路上至690水平，除满足矿山生产需水外，其他沿690主平硐自流排水排至坑外。

采用自流排水。614水平及各分层的地下涌水、生产废水由各穿脉汇集至底盘运输道经底盘进风井下至530水平，汇入530排水系统。

7 供风系统

614水平生产用风开拓期间由4#矿体614副层供风系统提供；生产期间由690供风系统提供，管路沿690下614人行材料路线敷设。

8 供电系统

（1）矿区配电电压采用6kV电压等级。

（2）井下低压动力负荷均采用AC380V中性点不接地系统。

（3）井下运输牵引网络采用硅整流装置供电，其供电电压为DC250V。

（4）井下照明电压采用AC220V电压等级供电。

（5）地表及井下安全检修，井下采场工作面电压均采用AC36V。

（6）井下中段运输道照明是源采用独立的AC220V照明变压器，作业面照明电源采用独立的AC36V照明变压器。

（7）井下供配电设备设施应符合矿用安全标准。

9 工程量及主要技术经济指标

主要技术经济指标。

表1 采矿工程中的技术经济指标

1 0 结论

通过实际建设生产基本完成了公司制定的目标计划，实现了年产30万吨的生产任务，证实本次设计是可行的。