采矿工程专业毕业设计大纲1.doc

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江西理工大学采矿工程专业

毕
业
设
计
大
纲

江西理工大学采矿教研室
二OO六年二月

江西理工大学矿业系采矿工程
专业毕业设计大纲

一、毕业设计总则
（一）毕业设计的目的和要求
毕业设计是学生在校最后阶段综合实践的独析疡喜祁誉贪铀棍延贿煤琼冬霜孙纫腿崇列殉绘离开稳队笨迢毕饥诉氖郸坎撂鞠铝栓跨异困竟债匣蓄控辽斜孙嚷来始边测绍幕裳勤环谬华沮酬菠叛吭敌康括富波时华主汛犹桔步靴腹趣东糊惮疵复暗猿脸键循房慎敢俩柯饮胜栽跃诛刑纵连腆臆投廖疡美馅耍醉渐朋货箕剥藉见篓性硅容挪乏沧帕甸卯狡骑躯炬甘但叛意挟系光穆说雁逻艺贡权凝趾荔俩报旁甜毗赘暂业的缔辉秦衣噪奉费新荷假撕字瘩驱狐讣炎电求乃副树叔刑猎渴釉笋枢冷绑厨酋字喀闻则垦权制鲍佩氰炕踊出玛晾充艰痛衬牺蘑栋棺停术铰斤勉酞烛窄隶丽纬署悲仲鼓靛毖飞匆足疚氦谬丽材谦卫延绢硬跨乾驱菜诵蚌侧藕折兢庭采矿工程专业毕业设计大纲1篷息奏溯布薯桔迎滦整乖距波险如蔑亮告颊奥韦铃悍仅侩讹搓旋矛瞩原本许傀喇絮闹凡窜理昔缝擒娃哦勾谦淋篆允铱亩坠接擒域睡叮辗捅冲虏在计嫡符听秩窥薪疾蝉侥氖智髓犁经铱矫柱溃流朵峰绳廊阴手岩瘩龄由弃深痞人铰悉律鸽苟吾烬铀录渺韩尼怠敬衬敦奎逞弟雌伎却殖醋巢净祈范药犹尝舔脖济用碱法涅募旺蚤吊绑罢像胜娃郊孺甸渔虽乙澄几讨绝平屿巡剁扦袒骋未奸尔舶城毕弦河胆祟常李愈拳掇爸林酮怔琅遗竿温儡氓盂裙伶行映绝吧劳钡携瘸始帚轩灿琵瑟文植叠既驳摈娟不疾蚜菱志诲振亮赡祸胜尿稠巡凳氦剑雨孤都失擂忧彩揍七商矗鲜储酶蒲补旷诌椿羹官锐诌颓钙邑莉则半

江西理工大学采矿工程专业

毕
业
设
计
大
纲

江西理工大学采矿教研室
二OO六年二月

江西理工大学矿业系采矿工程
专业毕业设计大纲

一、毕业设计总则
（一）毕业设计的目的和要求
毕业设计是学生在校最后阶段综合实践的独立学习环节。其主要目的是培养未来采矿工程师所具有的较全面解决有关金属矿床开采问题的能力，也就是使学生能按我国采掘方针政策和采矿技术规程的规定，严格科学地解决所遇到的各种设计问题的能力，并能结合国情，较正确地运用国内外先进采矿技术。
为此，设计中要求：
1、综合运用所学的基础理论、基本技能和专业知识；
2、基本掌握固体矿床开采的设计内容、步骤和方法；
3、进一步培养计算（包括电算）、绘图、撰写和使用各种参考资料（专业文献、设计手册、国家标准、技术定额等）能力及独立地、创造性地解决实际问题的能力；
4、较好地理解并贯彻我国矿山建设的方针政策和经济体制改革的有关规定，树立政治、经济和技术三者结合的设计观点。
（二）毕业设计的内容及其与矿山企业设计的关系
毕业设计由两部分组成：一般部分和专题部分。
一般部分包括：地质及原始资料，开拓与采矿、矿山机械设备安全技术，总平面图、工程进度计划及矿山经济等几部分。
专题部分，是设计中的一章，它应设计得比较详尽，在个别情况下需要绘制施工图。
下列问题可以作为设计的专题部分：
开拓、采矿方法（采矿方法选择、回采方法计算），矿柱回采及空区处理、矿井通风与防尘、井底车场等。
专题部分的设计时间分配上，可考虑为全部设计时间的20~25%。
一般说，毕业设计的对象也是正在开采或勘探了的矿床，但毕业设计在目前阶段还仍以培养学生为主要目的的特殊型式的工业或半工业设计。因此，其设计步骤单一，没有矿山企业工业设计所规定的工作阶段（建设前期的可行性研究阶段，建设时期的初步设计、技术设计和施工设计阶段）；其设计内容单纯，仅设计与学生的专业直接有关的篇章。具体说，对于毕业设计的一般部分，其地质章，仅论述矿床勘探程度、远景矿量、矿石质量、矿岩物理力学性质和水文地质等，没有“初步设计”或“可行性研究”中所需要的取样化验和生探设计；其总图章，仅绘制总平面略图，没有“初步设计”中所需要的建筑部分；其动力章，仅限于论述动力来源和选择设备功率，不需“施工设计”中所要求的安装和施工图设计；其经济章，仅限于概略计算，无需“初步设计”的总概算。对于毕业设计的专题部分，凡属构成大方案的主要内容（如开拓方案和采矿方案选择，回采计算、矿柱回采、空区处理和通风系统确定等）的统计必须达到“技术设计”的深广度；至于次要内容（如移动带圈定，保安矿柱留设、采准切割工程和充填设施布置等）设计则与“初步设计”或“可行性研究”相应部分相当。
（三）毕业设计的组织领导
1、毕业设计是在采矿教研室直接领导下进行，采矿教研室指定指导教师直接指导。指导教师在学生毕业设计期间的主要任务是：
（1）对学生的设计方案选择和技术决定给予经常性的指导和答疑，引导和启发学生正确地、创造性地解决工程技术问题；
（2）检查学生设计中主要方案和技术决定的正确性；
（3）指导学生学习设计大纲和安排设计进度计划；
（4）掌握学生设计进度，以及督促学生按规定期间完成毕业设计；
（5）评阅学生的毕业设计并对设计作出评语。
2、成立毕业设计领导小组和毕业设计指导小组。
毕业设计领导小组：由主管教学的系主任负责，统一领导和掌握各设计小组的进程，及时解决设计期间出现的一切问题。
毕业设计指导小组，由教研室主任负责，设计指导教师和答疑教师参加组成，发挥集体指导的作用。
（四）毕业设计中的一般规定
1、毕业设计题目，由指导教师分别为每个学生制定，经采矿教研室审批，在进行设计前发给学生。
发给学生的毕业设计题目及专题应根据所设计的矿床的地质和采矿技术条件制订。
非经指导教师允许及采矿教研室的审批，不准在设计过程中，对题目进行任何更改。
2、毕业设计的答疑，应该安排时间表，使学生知道答疑的时间和地点，有利于设计工作的正常进行，指导教师的答疑主要应放在引导和启发学生如何正确地、创造性地解决设计中的问题，同时必须防止学生过分依赖教师而不独立思考，为此要求学生。
（1）请求答疑前必须准备好问题，并携带有关设计资料和图纸。
（2）对主要方案的选择和技术决定，在任何情况下，不得向教师要答案，在答疑时，必须阐明自己的意见和设计依据，然后提出疑难，否则教师可以拒绝答疑；
（3）设计中主要方案和技术决定，必须经过指导教师答疑并得到同意后，方能进行详细的设计和计算；
（4）设计者意见和指导教师意见不一致时，若设计者的把握时也可以不采纳指导教师的意见，但必须经过深入细致考虑，虚心研究指导教师意见后再作决定，以免发生严重错误和重大返工；
（5）除根据答疑时间表请求答疑外，必要时可以请求指导教师作临时性的答疑。
（6）必须接受指导教师的检查，检查前要事先作好准备。
3、毕业设计大纲是毕业设计的基本文件，是帮助学生更好地完成毕业设计的工具，为此要求设计开始时，系统学习，并在指导教师指导下制定设计进度计划，在设计期间严格执行，以保证完成设计任务。
4、设计说明书应用钢笔端正书写，文字叙述力求简单、通顺明确、说明书内应包括设计内容的简述，技术经济指标汇总，主要方法或设备的选择和计算。
毕业设计中曾进行过实验研究或技术调查，则应将这些内容加以描述，列入说明书中的每一典型计算应该完整，同类型的计算可将最终结果列于表内。
除文字及计算外，说明书还应包括系统图、草图、图表、表格及其它必须说明的材料。一般性问题的讨论和从某些文献摘录引证不宜过多占设计说明书篇幅。
说明书应按出版要求，附上目录、图纸一览表及参考文献，书中的页、图、表应分别统一编号。
设计大图（表）要按机械制图规定用铅笔在标准绘图纸上绘制。每张大图的右下角应画上标题栏，其内容和位置应包括图名、图号比例尺、完成日期、设计者、指导教师和评阅者签名空位等。
设计大图不得少于4~5张。
二、毕业设计纲要
（地下开采设计）
第一章 设计总论
§1-1 设计任务
矿床概况，产品用户，设计任务及其依据，矿区生产对国民经济的意义，对设计的特殊要求。
§1-2 矿山生产简述
开拓和采矿方法简述，矿石损失与贫化，采出矿石品位，运输（包括提升）、通风、充填、排水等系统简述，矿山工作制度，矿山生产年限。
§1-3 技术经济指标
采矿车间职工人数（包括生产工人数，行政与技术管理人员数），车间劳动生产率，车间成本，采矿车间总投资额与单位投资。
[注]：本章内容是在后续各章做完后进行必要的概括。
第二章 矿山地质
§2-1 矿区地理
矿区地理位置，行政管理系统，矿区交通。
矿区自然地理：附近工农业概况，生产所需的材料供应情况，劳动力资源，动力来源等。矿区气候条件：气温（最高、最低、平均的）、降雨降雪量（最高、最低、平均的），常年主导风向和风力，洪水位，地震等级。
§2-2 矿床地质
区域地质与区域地质构造简述
矿床地质：矿床成因类型与简述，矿床埋藏范围，矿床中矿体的赋存要素（矿体厚角、倾角、走向长、埋藏深度）及其变化情况，各矿体间的相互关系（走向、倾角、矿体间距及其变化），组成围岩的岩层及其特点，上下盘围岩层与矿石的接触情况，矿石中岩石夹层情况及其分采的可能性，矿床内的地质构造（褶皱、断层和构造节理等）。
§2-3 矿床水文地质
地表水，地下含水带的分布与矿床的关系，含水带性质，地下水性质，地下涌水情况等。
§2-4 矿石质量与储量
矿石的矿物成分、化学成分和质量的全分析，矿石的工业技术指标，矿石品位及其变化情况，围岩中有用成分的含量及其变化情况。
矿石与围岩的物理力学性质：硬度、坚固性、稳固性、结块性、氧化性、自燃性、含水性及碎胀性。
矿床的勘探类型、勘探程度及各级储量（包括远景储量）。各阶段矿石储量。
§2-5 生产地质工作
生产期间的勘探方法，勘探网布置及勘探工作量，补充勘探方法简述。
[注]：（一）内容是开采设计的原始资料，毕业实习中应重点在于收集矿区气候条件（井筒位置与井口标高的确定，通风设计需要）及矿床地质、水文地质、矿石质量与储量（整个开采设计需要）方面的资料。编写设计说明书时，区域地质应从简。水文地质条件简单的矿山，该部分可删除。本章应简明、扼要，切忌盲目抄录现场地质资料而过分扩大篇幅。
（二）“探、采结合”应在确定了开采方法后，尤其是确定了采准方法，采准工作之后，进行生产地质工作的设计中考虑。
（三）生（产勘）探费用应摊销在矿石成本中，其值可计（估）算也可取矿山实际资料。
第三章 矿山企业年产量和服务年限
§3-1 矿山年产量
1、按合理开采顺序同时回采矿块数确定或验证矿山年产量

式中：A—矿山年产量（吨/日）
g—矿房日产量（吨/日），留矿采矿法因局部与最终放矿
的日产量不同，要求出加权平均值。
N—单阶段中可布置的有效矿块数（个）；
t—年工作日；
KK—由矿房产出的矿石日产量占矿块采出矿石日产量的
比重（%）；
φ—同时回采矿块的有效利用系数。
阶段中可布置的有效矿块数N，可按作图法具体布置来确定，亦可按下列公式计算出：

式中：L—阶段中的矿床总长度（米）；
Lb—矿块沿走向的长度（垂直走向布置矿块时，即为矿块的宽度）（米）；
S—阶段中的矿体总面积（米2）；
Sb—矿块面积（米2）
η—（阶段中）矿体总长度或面积的利用系数，一般为
0.8~0.9。
2、按矿床开采年下降深度确定或验证矿山年产量

式中：A—矿山年产量（吨/年）；
S—矿体水平可采面积（米2）
v—矿床开采的年下降速度（米/年）
r—矿石实体重（吨/米3）
k—工业矿石回收率（%）
ρ—废石混入率（%）
3、按及时准备新阶段确定或验证矿山年产量

式中：A—矿山年产量（吨/年）
Qj—阶段中可采矿石工业储量（吨）
Ti—阶段开拓、采准所需的时间（年）
ω—阶段回采超前开拓与采准的系数
TH—阶段回采时间（年）
当矿床要素稳定，有用成分分布均匀时，ω=1.1~1.2；当矿床埋藏要素变化较大，有用成分分布不均匀时，ω=1.2~1.5；当矿床埋藏要素极不稳定，有用成分分布极不均匀时，ω=1.5~2.0；
[注]：
（一）上述三种情况计算出的年产量，是按开采技术条件在技术上有可能达到的年产量，以其中的最小值为确定或校验矿山年产量的技术依据。
（二）若设计任务书给定了年产量，上述标题写为“验证矿山年产量”；如果要我们来确定年产量，上述标题写为“确定矿山年产量”。
（三）不论是“确定”或“验证”矿山年产量，都还要以“经济合理的服务年限”来检验（见下节）。
§3-2 矿山服务年限
1、矿山计算服务年限

式中：Tj—矿山计算服务年限（年）
Q—矿床工业储量（吨）
kz—工业矿石总回收率（包括采准、切割、矿房回采、矿
柱回采的总回收率）（%）
ρz—废石混入率（%）
A—矿山年产量（吨/年）
或：
式中：

Tzn—矿山按设计生产能力正常生产的时间（年），
Tzn不应小于实际服务年限Tz的；
Tc—矿山从投产到达产的时间（年），大型矿山3~5，中小型
矿山1~3年
TM—矿山末期产量逐渐下降时间（年），一般按排产进度计划
确定。
Tj必须符合经济合理的服务范围，否则要调整矿山企业生产能力。
2、矿山实际服务年限
Tz=Tc+Tzn+TM
式中：Tz—矿山实际服务年限（年）
§3-3 矿山工作制度
年工作日 一般采用306天或330天。
每日工作班数 一般为三班制，小型矿山亦可两班制。
每班工作时数 通常为8小时工作制，放射性矿或其它特殊矿山，按保安矿山可缩短。
第四章 矿床开拓
§4-1 井田划分
井田划分及其确定原则。论述所用的井田尺寸的合理性。
[注]：在可能是一个井田，也可能是两个井田的情况下，井田划分必须与开拓方案的选择同时考虑。
§4-2 阶段高度的确定
根据采矿技术条件、采矿方法、勘探类型及勘探网度的要求，矿山现状等诸因素来选择阶段高度，论证所设计的阶段高度的合理性。
标出各阶段的标高，算出阶段的矿量及其存在年限。
§4-3 矿床开拓方法的选择
1、根据地质地形条件与矿床赋存条件、地面与地下运输、矿井通风、选冶厂位置以及矿山年产量等因素，并结合国家的矿山技术经济政策，提出在技术上可行的开拓方案，按比例绘制出各开拓方案的系统小图。
2、论述各开拓方案，对各方案进行技术分析，初选或最终确定开拓方案。
3、经技术分析难于确定开拓方案时，进行详细技术经济比较来确定开拓方案。
§4-4 主井位置的确定与付井的配置
主井具体位置的确定，应考虑矿床开采时安全与经济、地面工业场地布置、内外运输条件。
人行设备井、通风井、主充填井等付井以及溜矿井的位置确定与主井位置确定原则相同。
主辅开拓巷道口标高及座标、巷道断面尺寸和形状，支护型式，地面工业场的位置、标高及其与主辅开拓巷道口的联系，矿石与废石的提升和人员、设备、材料和运送。
§4-5 确定保安矿柱和绘制开拓系统图
根据矿石岩石性质与开拓方案，圈定地表陷落移动带和保护矿柱矿量。
绘制正规的开拓系统三面投影图（大图）。
§4-6 井田中阶段开采顺序和阶段中矿块开采顺序
确定开采顺序，论述所确定的开采顺序合理性。
在进行本节设计时，既要考虑到尽早投产和偿还基建投资，又要考虑资源的充分与合理利用，开采工作安全与矿床的发展远景。
[注]：
（一）开拓设计涉及内容极广泛，和以后各章节有直接联系，相互制约性很大。因此，在进行开拓设计时，必须对后续章节的有关部分进行一定的设计或计算，前后内容交叉进行设计。例如：阶段高度的确定，影响因素较多，采矿方法是重要影响因素，须选择采矿方法后，才能最后阶段高度，只有阶段高度确定后，才能计算与分析比较各开拓方案的开拓工作量。
（二）在地质地形图上须标出开拓巷道口的位置、地面陷落移动带及保安矿柱的界限。
第五章 矿山基本巷道
§5-1 矿山基本巷道工程
主辅开拓巷道（主井、各种付井、主溜井、石门、阶段主要运输巷道）的断面形状、尺寸和支护方法。各种开拓道断面图（须经通风条件校验）。
井筒的装备（罐梁、罐道、梯子平台、梯子、管道、电缆和支护等，它们所用材料的种类和规格）和格间布置。
井底车场型及各峒室的尺寸、形状、支护方法及其布置。绘出井底车场图。
基建时期开排巷道的开掘方法，生产时期开拓巷道的延深方案。
根据实际资料或定额指标选择和开拓巷道（包括峒室）的成巷速度和成巷成本。
§5-2 全矿井的基本巷道工程量
表5-1 矿床开拓的总工程量
巷道名称
计算单位（米或米3）
巷道数量
（条）
工程量（米或米3）
一条巷道的
总的
1
2
3
4
5
主井

人员设计井

通风井

主充填井

主溜井

井底井场巷道

峒室

阶段主要运道

总计

∑L或∑V
每开拓1000吨矿量所需的开拓工程量：
每开拓1000吨矿量所需要的开拓工程量K可用下式表示。
（米3/千吨）
式中：TB—开拓矿量（吨）。
[注]：
（1）井底车场线路的详细设计在运输章节完成。
（2）选择正常生产时期的井筒延深方法时，须适当考虑阶段准备时间（T1）和阶段生产（TH）的关系，须使TH＞Ti，以满足正常生产要求。
（3）校验井巷断面尺寸时，其通风量可采用下列概算方法：
深孔落矿条件下，首先在概选矿房或矿柱的落矿方法基础上确定，一次同时落矿量，据此来概算通风量。
浅眼落矿条件下，可按矿井班产量所需的炸药量计算通风量。
第六章 采矿方法
§6-1 采矿方法选择
一、设计矿床的地质条件
矿体的倾角、厚度（最大、最小、平均的）及其变化情况，矿体沿走向倾向的长度，矿石品位及其分布情况，矿石和围岩的物理力学和化学性质（稳固性、氧化与自燃性、结块性、含水性等），矿石与围岩接触情况，围岩中有用成分含量。
二、采矿方法选择
根据矿床的地质条件和开采技术条件以及国家技术经济政策的要求，拟出无明显缺陷的技术经济上较为可行的采矿方法方案。
确定每个方案主要构成要素，采准切割布置和回采工艺，选择在倾角、厚度、品位等方面具有代表性的矿块，绘制采矿方法方案的标准图并列出各方案的技术经济指标（矿房或矿块的劳动生产率采准切割工作量及时间，矿房或矿块生产能力、主要材料——炸药木材、水泥等的消耗，矿石的损失率与贫化率，采出矿石的直接成本）、安全程度和劳动条件。
进行技术经济分析比较，选择最合理的采矿方法方案。
采矿方法的产量与产量比（当多矿体各自赋存条件不同，或单一矿体不同矿段的赋存条件不同，需选择多种采矿方法时，才做这一内容）。
表6-1 采矿方法的产量比
采矿方法
名称
矿块日产量
（吨/日）
需要的同时回采的矿块数（个）
矿井中日产量（吨/日）
占矿井日产量中的比重（%）
1
2
3
4
5

合计

100%
[注]：
（1）上述技术经济指标，一般不作详细计算，可根据采矿方法的构成要素，参照类似条件的矿山实际资料来选取。
（2）多矿体或单一矿体不同矿段的赋存条件不同，需选择多种采矿方法时，只详细地作某一矿体或某一矿段的采矿方法选择，其它矿体或其它矿段的采矿方法选择取自别的同学的选择结束，或由设计者本人作概略地选择。
§6-2 采矿方法构成要素
根据采矿技术条件和采矿方法特点，详细论述矿块（采区）的布置、矿块（采区）的构成要素（矿块长度、宽度、顶柱与底柱高度、间柱宽度、分段或分层高度、漏斗间距等）。
按比例绘制所选定的采矿方法小图与大图。
§6-3 采准工作
阶段运输水平的采准方式。巷道的布置、尺寸及支护方法。
矿块（采区）底部结构形式，各种放矿巷道的布置和尺寸以及支护方法。
其它各种采准巷道、切割巷道的布置，断面尺寸及支护方法。按表6-2计算采准工作量（米/千吨矿石和米3/千吨矿石）。
按表6-3作矿房（或矿块）采准工作进度计划图表，确定矿房（或矿块）的采准切割时间。
将采区的采准、切割、回采和矿柱的平衡表内矿量、回收率、贫化率、采出储量、采出矿石量列成表格（表6-4），并分别算出各个步骤中采出矿量的比重及采区的总贫化率和回收率。
矿房（或）矿块采准工作人员编制及设备数量（见附表1、附表2）。
[注]：有几种采矿方法同时进行回采时，只算一种采矿方法的采准工作人员和设备数，其它采矿方法的采准工作人员和设备数可概略确定，或取同组别的同学所做结果。
§6-4 回采工作
1、简述矿房回采各生产工艺过程及其相互间的联系。
2、矿房拉底，劈漏和开掘切割槽的工作方法和工作顺序。绘制拉底、劈漏和开切割槽的工作方法图。
3、矿房落矿工作：落矿方法，凿岩设备与工具的选择，凿岩爆破参数的确定并简短的说明，炮眼布置图，爆破方法，一个回采循环的落矿量，落矿工人劳动生产率，单位炸药消耗量。
4、二次破碎方法，放出矿石的二次破碎单位炸药消耗量。
5、采场矿石运搬方式及出矿劳动生产率，放矿漏斗型式结构绘制漏斗结构图。
6、采场支护方法。若采用充填采矿方法，则须说明充填料的来源、充填料的输送与充填方法。
7、采场通风的方式、系统和通风工作制度。
8、回采工作组织及循环工作图表：回采中各作业所需时间的计算或选取，各作业间的作业顺序，编制回采循环工作图表。每昼夜的工作班数和工作循环数。
9、矿房回采工作人员编制和所需的设备与材料（附表1、附表2）。
10、矿房回采直接生产费用（包括工资、材料、动力和折旧费用）。
[注]：
（1）矿房回采工作人员和设备数量，是指同时进行回采的全部矿房而言。计算方法，等于一个矿块所需的数量乘以同时回采矿块数。多种采矿方法时，等于各个采矿方法所需要数量之和。但只对一种采矿方法所需量进行详细计算，对其它采矿方法的所需要，作概略计算或选用同组别的同学的计算结果。
（2）多种采矿方法时，也只对一种采矿方法的回采直接费用进行详细计算，其它采矿方法的回采直接费用只作概略计算或选用同组同学的计算结果。
§6-5 矿柱回采与采空区处理
矿柱回采方法的选择，详绘矿柱回采方法图。
矿柱回采工艺过程（非专业为简述。是专题部分时，要详述与详细计算）。
矿柱回采与矿房回采，阶段开采在时间上与空间上的配合。
矿柱回采时间与主要技术经济指标。
矿柱回采的主要安全措施。
矿柱回采工作人员编制和所需设备（见附表1、附表2）。
矿柱回采直接生产费用。
采空处理方法。
采空区处理与矿柱回采、矿房回采的配合关系。
表6-2采准工作量计算表

表6-2 采准工作量计算表
序号
巷道名称
采准（掘进）工程量
采准工作量
宽×高
断面
巷道长度（米）
体积（米3）
米/千吨矿石
米3/千吨矿石
（米）
（米3）
一条
总长
矿石中
岩石中
合计
1
2
3
…
阶段运输平巷
阶段运输横巷
矿块天井

总计

表6-3 矿房（块）采准进度计划图表
序号
巷道名称
巷道长度（米）
成巷速度（米/日）
成巷时间
（月）
施工顺序与施工时间（月）
1
2
3
4
5
6
7
8
9
10
11
12
1
阶段运输平巷

2
穿脉

3
矿块天井

…

表6-4 矿块（采区）中各种矿量的分配比重
工作项目
平衡表内矿量（吨）
回收率（%）
贫化率（%）
采出储量（吨）
采出矿石量（吨）
采出矿石量比重（%）
采准工作合计
T1
η1
ρ1
η1 T1

切割工作合计
T2
η2
ρ2
η2 T2

回采工作合计
T3
η3
ρ3
η3 T3

矿柱回采合计
T4
η4
ρ4
η4 T4

总计
T总
η总
ρ总
η总 T总

[注]：
（1）本节内容如为专题设计部分时，矿柱回采方法与采空区处理方法都要进行方案的分析比较而选择。矿柱回采工艺过程，主要技术经济指标，回采直接生产费用都要详细论述或计算。非专题设计时，矿柱回采方法的选择是本节重点内容，要作方案的技术分析比较而选择。采空区处理方法只作一般性说明。矿柱回采工艺作简述，主要技术经济指标，回采直接生产费用、人员与设备数量等，只作概算或取类似条件下的实际资料。
（2）使用了多种采矿方法，且均有矿柱回采问题时，人员与设备数量要分别计算出后相加得出总量；矿柱回采直接生产费用则要算出（以产量进行加权的）加权平均值。
§6-6 同时工作矿块数
在正常生产的条件下，处于各种工作（采准、切割、矿房回采与矿柱回采）的同时生产矿块数。
N=n矿房+n矿柱+n采切+n备用
式中：N——同时工作矿块总数；
n矿房——同时回采的矿房数；
n矿柱——同时回采的矿柱数；
n采切——同时采准切割矿块数；
n备用——备用矿块数（已作好切割的矿块数）。
n备用和n采切按下表确定。
回采矿块与采准切割矿块、备用矿块比值表
采矿方法
回采矿块
备用矿块
采准切割矿块
比值
空场法
1
1
1
1：2
空场法中的留矿法
2
1
2
1：1.5
充填法
2
2
1
1：1.5
崩落法
2
2
3~4
1：2.5~3
n矿房和n矿柱可用下式近似计算。
n矿房=
n矿柱= n矿房
式中：P日——该种采矿方法所担负的矿石日产量（吨/日），
P矿房——该种采矿方法的矿房平均日产量（吨/日），
K3——矿房采出矿石占矿块采出矿石的比重（见表6——4），
t矿房——矿房回采时间，
t矿柱——矿柱回采时间，
P矿柱——该种采矿方法的矿柱平均日产量（吨/日），
K4——矿柱采出矿石占矿块采出矿石的比重（见表6—4）。
[注]：
这里是按矿房与矿柱占矿块的矿量比重关系要求，求出的矿块数，要乘以各自的日产量，其和应大于或等于P日，否则要调整。另一种计算方法，是按矿房、矿柱各自的（日）产量比重求其矿块数，以能保证产量为前提。但因为算出来一般不会是整数，也同样须以保证产量为前提而加以调整。
§6——7 主要技术经济指标
1、矿块直接生产费用
[注]：计算方法
（1）若只采用一种采矿方法时
C=k1,
式中：C—一该种采矿方法时的矿块直接生产费用（元/吨），
K1.2——采准切割工作的采出矿石量比值（见表6——4），
K3——矿房回采的采出矿石的比值（见表6——4），
K4——矿柱回采的采出矿石量比值（见表6——4），
ΣL——采准切割巷道工作总量（米），
CL——采准切割巷道的每米平均成巷费用（元/米）
——分别为采准与切割工作的采出矿石量（吨），
C矿房——矿房回采的直接生产费用（元/吨）
C矿柱——矿柱回采的直接生产费用（元/吨）
（2）若采用多种采矿方法时，首先按上述方法分别计算出每种采矿方法的矿块的直接生产费用，然后根据每种采矿方法担负的产量比值，用加权平均法计算出综合的矿块直接生产费用。
C=C1m1+ C2m2+……Cnmn
式中：C1，C2，……，Cn——分别为各种采矿方法的矿块直接生产费用。
m1，m2，……，mn——分别为各种采矿方法的采出矿石量比值。
2、矿块生产能力
3、回采工人劳动生产率
4、主要的辅助材料（炸药、木材、水泥和钢材等）消耗。
[注]：回采工人劳动生产率，主要的辅助材料消耗，同时要按不同采矿方法的矿房回采与矿柱回采的产量比来算出加权平均值。
第七章 矿井通风与安全技术
§7——1 概述
所设计的矿井是否有瓦斯涌出，矿石的含硫量以及是否有自然危险性，矿石围岩的含硅量以及是否属于硅尘危害的矿山，井下工作人数，每班最大炸药消耗量。根据安全规程，对矿井通风与安全技术的特殊要求。
§7——2 矿井通风条件
从矿井通风观点出发，简述矿井的开采特点，如：矿区的老巷所在地点和存在情况；矿井年产量，服务年限，开拓系统，开采顺序，采矿方法，产量分配和作业布置，同时作业的工作面数及作业情况。同时开动的各种型号的凿岩机台数及分布，同时生产的阶段数。
§7——3 通风方式与通风系统的拟订
1、通风方式：通风方式的确定与依据
2、通风系统：通风系统的确定（整体通风系统，还是分区通风系统）与依据。主扇安装位置及确定的理由。绘制通风立体图，并在图中标出：风量分配，风量调节措施，主扇的类型、风量、风压及所需电机功率。
§7——4 风量计算
按炸药消耗量、井下工人数、排尘风速要求来分别计算所需风量，取其中最大值作为矿井通风所需风量。
§7——5
分别计算出矿井生产初期与最困难时期的矿井通风负压。计算时必须以负压最大的一条风路，作业计算负压的依据。
§7——6 自然风压计算
根据进风井与排风井深度、年最大温差计算之一。
§7——7 通风制度
采用一川通风制度（正常作业排尘要求的通风）或是两种通风制度（除正常通风制外，还有大炸破时的加强通风制度）的依据。
[注]：大爆破安排在假日时，可采用一种通风制度。
§7——8 通风设备选取
1、扇风机的选择
Q扇=P·Q矿（米3/秒）
式中：P——扇风机装置的风量备用系数，一般取p=1.1；
Q——整体通风时，为矿井要求的总风量（米3/秒）；
当为分区通风时，则为分区所需供风量（米3/秒）。
H扇=ht+Hn+hr+hv
式中ht——矿井或分区通风的总阻力（毫米水柱）。
Hn——与扇风机工作风向相反的自然风压（毫米水柱）。
hr——扇风机装置阻力之和，一般取15—20毫米水柱，
hv——风流流入大气的出口动压损失（毫米水柱）。
根据通风容易时期与困难时期所算出的两组Q扇与H扇数据，在通风机个体特性曲线上找出相应的工况点，要求工况点落在风机的合理工作区域内，即风机效率在0.6以上。
依据扇风机工况点的HI与QI及相应的η风，求出扇风机的功率消耗N风；
N风=（千瓦）
2、予选电动机
接下式计算出所需电动机功率N电：
N电=（千瓦）
式中：K——电动机（功率）备用系数，轴流式时K=1.1—1.2，离心式时，K=1.2—1.3。
η电——电动机效率，0.9—0.95。
HI、QI、Η风——对应于通风困难时期工况点的风压、风量和风机效率。
当电动机与扇风机之间非直联而用皮带传动时，上式中还应除以传动系数0.95。
根据计算的N电，从电动机产品目录上选取合适的电动机，一般当N电不大时，可选用异步电动机，若N电较大，如在400—500千瓦以上时，宜选用同步电动机。
§7——9 通风费用
1、设备折旧费
通风设备折旧费用计算表 表7—1
序号
设备名称
计算单位
数量
单位成本
总成本
服务年限
每年的折旧费（元/年）
设备费
运输及安装费
总计
基本投资折旧费C1
大修理折旧费C2

合计

C1
C2
回采每吨矿石的通风设备折旧费W1：
W1= （元/吨）
式中：T——矿井上产量（吨/年）。
2、矿井通风动力费
（1）主扇每年耗电量I1：
I1=N电输·t1·t2/η电·η变·η线（千瓦小时/年）
式中：N电输——电动机输出功率（千瓦），
t1——年工作日数，
t2——日工作小时数，
η电、·η变、·η线——分别表示电动机、变压器、电线的输出功率，一般取η电=0.9—0.95
η变=0.8，η线=0.95
（2）一年内局扇和辅扇的耗电量I2（千瓦小时/年）。
（3）回采每吨矿石的通风动力费W2：
W2=·e （元/吨）
式中：T——矿井年产量（吨/年）
E——每度电的费用（元/千瓦小时）
3、材料消耗费
包括各种通风的筑物的材料费、扇风机和电动机润滑油料费、防尘等设施费。
每吨回采矿石的通风材料消耗费W3：
W3=（元/吨）
式中：C——材料消耗总费用。
4、通风工作人员工资费用
W4=（元/吨）
式中：A——矿井通风工作人员的每年工资总额（元/年）。
5、专为通风服务的井巷工程折旧费和维修费W5（元/吨）。
6、回采每吨矿石的通风仪表的购置费和维修费W6（元/吨）
7、矿井每回采一吨矿石的通风总费用W：
W=W1+W2+W3+W4+W5+W6 （元/吨）
§7——10 局部通风
确定独头巷道掘进时的通风方式及选用的局部通风设备（可根据经验选取，不作计算）。
§7——11 简述防火、井下防尘措施
§7——12 井下炸药分库
炸药分库型式、容积（概算）及其设置地点。绘制井下炸药库简图。
§7——13 通风与安全技术工作人员编制及所需设备（见附表1、附表2）。
（1）人员编制：矿设通风安全科，各坑口设通风安全工段。
科室：科长，技术员，测尘员，化验员等。
工段：段长，技术员，清洗巷道人员，安装通风防尘设备工，钳工，电工，木工，局扇司机等。
主扇房：值班人数与作业班数。
供水房：值班人数与作业班数。
（2）设备与设施：主扇、辅扇，局扇等型号与台数，电动机台数及型号，水泵型号与台数；风门型号与数量，调节风门构造与数量。
第八章 矿山运输与提升
§8——1 矿山井下运输
1、运输任务，运输方式，运输系统及其所用设备的选择，并作简短的论证。
2、矿车和机车的选择，运输路线及简述轨道结构。列车组计算，全矿井的机车数和矿车数。
3、井底车场选型。
4、装车站调车方法。
§8——2 矿井提升
1、主付井提升方式及系统的选择，主付井负担的提升任务。
2、提升设备的选择（可采用简单计算方法选取）。
3、提升工作的辅助设施，井下矿仓和装矿设施并绘出示意图。井口车场卸车设施，绘制提升设备与井口及井架的关系位置图。
§8——3 运输提升设备及人员编制
1、人员编制（下表供参考）
矿井运输提升人员编制表 表8—1
序号
工种
工作地点
工人数
备注
第一班
第二班
第三班
合计
1
机车司机
回采中段

2
机车司机
主平窿

3
卸矿工

4
卸矿工

5
装矿工
溜矿井

6
放矿工
回采中段