第一篇 采矿部分.doc

第一篇 采矿部分
第一章  矿山概况
第一节 地理位置及生产能力
庙沟铁矿位于秦皇岛市青龙县祖山镇境内，矿区具体位置为：北纬40°07′，东经119°24′23″，处于秦皇岛市青龙县东部。矿山东南与秦皇岛市相距33km，东北5km有秦青公路，与地方铁路山神庙火车站相距15km，庙沟铁矿有祖山旅游区至祖山镇公路与外界连通，交通较为方便。
庙沟铁矿始建于1986年（前身周杖子铅锌矿），由唐山钢铁公司投资2400万元兴建，1989年投产，年采选铁矿石22万吨、铁精粉8万吨。建矿初期，职工不到450人。
1993—1995年，作为唐钢2号高炉原料的配套项目，也是国家“八五”计划重点项目进行扩建，建设投资3.6亿元，建成后，年生产总能力：采剥总量500万吨，处理原矿122万吨，生产铁精粉40万吨。96年投产后，由于矿石品位低、难磨难选，工艺复杂，成本高，质量差，售价低，处于2000—4000万元/年亏损状态。
为扭转亏损局面，1999—2000年投资2200多万元进行了燃原煤工业球团竖炉工程建设，2000年8月份建成投产，将自产40万吨铁精粉加工成40万吨酸性氧化球团矿，实现了庙沟铁矿产品结构的首次优化调整。但由于球团矿的销路不好，仍制约了庙沟铁矿的生存和发展。
2002年，根据唐钢铁、钢配套的整体规划，唐钢又在庙沟铁矿投资1.16亿元建设炼钢冷料基地，工程主体为两座炼铁高炉和一套烧结系统。同年9月22日建成投产。年产炼钢冷料40万吨。2003年初，为进一步降低炼铁成本，又投资950万元进行了高炉喷煤（无烟煤）工程建设，于同年9月份投入生产。至此，实现了产品结构的优化调整，不仅使矿山自2003年起扭亏为盈，同时初步完成了企业由规模型向效益型的转变，使庙沟铁矿发展成为一个集矿山生产和冶炼生产为一体的综合型矿山企业。
2007年11月，公司根据市场和生产需要，为充分挖掘和利用矿山资源优势，创造更大经济效益，投资3000万元进行了选矿扩产改造，并于2008年7月份投产，铁精粉产量由原来40万吨/年提高到60万吨/年左右。

第二节 地质矿床
一、矿体赋存
庙沟铁矿矿体赋存于下元古界朱杖子群桲罗台组，属鞍山式沉积变质铁矿。从13线北开始，向南一直延长到14线南响山花岗岩，全长1530米，宽100-250米，其中露头宽50-125米。根据矿体平面分布位置，全区由东向西共分四个矿体，编号为Ⅰ、Ⅱ、Ⅲ、Ⅳ，都呈平行带状排列。
1、Ⅰ号矿体
扁豆状，矿体分布在东北部13勘探线两侧，长145米，厚5米，斜深65m，矿体出露标高520米，尖灭标高440米。走向北东34°，倾向南东、倾角约75°。
2、Ⅱ号矿体
是庙沟铁矿的主矿体，似层状，分布在9线北至14线南，全长1400米。矿体形态变化较大，呈南宽北窄中间厚大的似层状体，沿走向倾向均可见膨缩和分枝复合现象。矿体厚度变化较大，2线最厚125m，7线最薄22m，均厚65米；矿体出露标高690米至550米，最大控制斜深390米。矿体产状不一，4线以南走向10°左右，倾向北西，倾角75°-80°；4线以北走向渐变为35°左右，倾向渐变为南东，倾角一般为75°-85°，局部直立。矿体夹石种类较多，除含磁铁石英岩分布普遍外；6线以南以角闪变粒岩为主；6-0线以黑云变粒岩为主，角闪变粒岩次之；0线以北变质闪长岩为主，局部为斜长角闪岩。夹石形态较矿体规则，大多呈似层状和扁豆状，但沿走向和倾向也可见膨缩现象，局部可见分枝复合现象，夹石厚度一般2-10米，0.5米至1米夹石也经常见到，也有1米左右矿岩互层现象。
3、Ⅲ号矿体
呈透镜状，分布在Ⅱ号矿体西侧1-2线间，长174米，厚5-40米，出露标高620-670m。0线控制斜深240m，未见矿体尖灭；2线控制斜深220m，已见矿体尖灭。矿体走向15°-35°，倾向西，倾角约75°。矿体内夹石很少，一般厚2-3m。
4、Ⅳ号矿体
似层状位于1-4号线间。矿体长235m，厚5-10m，出露标高610-640m。0号线控制斜深175m，未见矿体尖灭；2线控制斜深210m，矿体已经尖灭，矿体走向近南北，北端转向北东，倾向西或北西，倾角约75°。矿体内无夹石。
二、矿区地质特征
本区地处二级构造单元燕山沉降带东段，隶属三级构造单元山海关隆起中部，其基底构造位于安子岭混合穹窿的东南部。矿区地层出露不全，断裂构造不发育，主要构造运动为双山子运动、吕梁运动、燕山运动，岩浆活动较强烈（主要为燕山期产物）。朱杖子群地层虽然局部地段倾向相反，但总的来看应为一单斜构造，未见褶皱构造。
区内分布的地层，主要是前震旦系变质岩，次为第四系。前震旦系变质岩按其岩性可分为变质岩和混合岩两大类。变质岩类主要是变质闪长岩、角闪变粒岩、黑云变粒岩、云母片岩、斜长角闪岩和含磁铁石英岩组成。角闪变粒岩变质程度较浅，相当于下元古界朱杖子群桲罗台组，是安子岭混合穹窿隆起后的残留体，分布面积不大，岩性以角闪变粒岩为主，夹黑云变粒岩。走向10°-35°，倾向西（局部倾向东），倾角75°-85°。庙沟铁矿就赋存在该组地层中。混合岩岩性以斑状混合岩为主，局部为片麻状混合岩，分布在矿区的西部和北部，产状与变质岩基本一致。第四系由残坡积和洪积物组成，主要分布在山间沟谷中。
本区为一单斜构造，构造简单。区内断裂构造不发育，主要有两条断层，即F1和F2，均为正断层。其中F1位于7-9线间，长130米，深部无工程控制，断距不大，对矿体无大的破坏作用，断层走向近东西，倾向南，倾角88°左右；F2位于2-10线间，长约320米，在4-8线间切断矿体，并有较大位移，水平断距与垂直断距分别为85-90米、100-110米。另外，在矿区西部8-5线以北，有一片理化帯，由阳起石组成，长约700米，宽15-25米，走向340°-10°，倾向西，倾角约79°，0线以北倾向扭转为南东。由于该带位于矿体顶板，产状基本与矿体一致，因此仅在南部近矿体处切割很少部分矿体，其它地段对矿体无破坏作用。
区内岩浆活动较发育。从元古代到燕山期均有出露，主要有变质闪长岩、斑状花岗岩、石英正长斑岩、橄辉岩及流纹质凝灰岩等，一般对矿体无破坏作用。仅响山花岗岩从西北呈45°-50°角向东南侵入，只是矿体在6线以南的延伸受到限制。
三、采场岩性分布特征
采场岩性比较简单，矿体顶板为变质闪长岩，底板为角闪变粒岩，矿体南部被燕山期花岗岩体所截，矿区西部有流纹质凝灰岩和石英正长班岩等。靠近矿体顶板的Ⅲ、Ⅳ号矿体和Ⅱ号矿体之间变质闪长岩夹岩较多；Ⅱ号矿体南部角闪变粒岩、黑云变粒岩夹岩发育，北部发育有斜长角闪岩夹岩。靠近Ⅱ号矿体底板有一层白云母片岩。矿体上盘变质闪长岩中有一条宽15-60米的杆辉岩。
四、矿区水文和水文地质条件
赋存矿体的山脊两侧为宽100—200m，深50—100m的溪沟（东沟和西沟）。山脊南部与老岭主峰相连，北部地势逐渐降低；两侧溪沟在北部山坡下汇合流入牛心山河，然后注入起河。东沟和西沟为常年性溪流，东沟流经矿区，需考虑河流改道。
矿区属暖温带半干旱大陆性山地气候。四季分明，夏季多东南风，炎热多雨；冬季多西北风，干燥寒冷。据青龙气象站1957—1978年二十二年资料统计，年均气温8.85℃，最高气温38.7℃，最低气温—29.2℃；年平均降雨量748.9mm，最高降雨量1128.8mm（1977年），最低降雨量482.4mm（1957年）；降雨多集中在6—9月，为年平均降雨量的82.4%；日最大降雨量243.8mm；冻结期较长。每年十月下旬至次年四月下旬为结冰期，冻土层深度一般为0.9—1.1m。
本区揭露的含水层有：第四系堆积孔隙潜水含水层；前震旦系基岩风化裂隙潜水含水层；脉状构造裂隙承压含水层。
第四系堆积物主要沿山麓和河谷分布，富水性受岩性和地貌控制。卵砾石层分布于河谷两侧，厚度1-4m，砾石直径2-30㎝，磨圆度中等；地下水位埋深0.8-3.0m，补给主要为大气降水，其次为基岩风化裂隙潜水；水质为HCO3——Ca2+型水，矿化度0.05g/l。碎石粘土层分布在沟谷和山麓地带，下部是随时粘土，上部为砂质粘土，含水量较小。总之，第四系含水层对矿坑涌水影响不大。
前震旦系基岩风化裂隙潜水层在矿区内广泛出露，岩性以变质闪长岩、云母片岩和角闪变粒岩为主。该层风化强烈，风化深度20—50m；富水性差、水量小；据ck8孔抽水试验资料表明，单位涌水量0.0033L/S.m，渗透系数0.0009m/d，为一弱透水层，水量可忽略不计。
脉状裂隙承压水赋存于矿床底板云母片岩与花岗岩接触带中，局部与矿体直接接触。该层由南向北逐渐变深，裂隙分布不一。据10线ck7和ck8钻孔机8线Zk28钻孔所见，花岗岩与片岩接触带上裂隙均较发育，裂隙带厚11—15m。多数钻孔打到该破碎带时，水位显著上升以至自流。如zk2钻孔所见接触带裂隙不发育，岩石致密，孔内水位无明显变化。据ck8抽水试验资料表明，该层水位标高587.06m，单位涌水量0.0252—0.0303L/s.m，渗透系数0.262m/d；在矿体南部花岗岩露头接受降雨补给，地下水沿接触带构造裂隙运动，形成了构造脉状承压水。
第三节 资源量
庙沟铁矿于1981年7月，由河北地质局第十六地质队提交了《河北省青龙县庙沟铁矿详细勘探地质报告》，提交B+C+D级储量：表内矿4298.55万吨，平均品位28.25%；表外矿1113.46万吨，平均品位21.65%。庙沟铁矿从1989年投产以来，已采出矿石1800万吨，为国家做出了巨大贡献。到目前庙沟铁矿境界内储量1400万吨，露天采矿矿山保有期为6年。2008年度，河北省地勘局秦皇岛矿产水文工程地质大队对庙沟铁矿深部资源进行勘探，新增储量2000万吨，预计境外保有基础储量3500万吨，庙沟铁矿深部资源勘探报告正在审批中。
第四节 圈定储量
一、露天开采境界圈定的原则
1、1983年河北省矿产储量委员会以（1983）冀储字第8号文批准的《河北省青龙县庙沟铁矿详细勘探地质报告》；
2、D级储量及表外矿石计算境界剥采比时作为废石处理，已圈入采场内的D级矿石作为矿石计算；
3、根据庙沟铁矿扩建工程可行性研究报告对境界内表外矿利用的研究与计算结果，境界内的表外矿可作为矿石加以利用；
4、本矿为中型露天矿，设计按境界剥采比小于或等于经济合理剥采比的原则用剖面法确定露天开采深度，经计算，经济合理剥采比≤7t/t。
二、最终边坡角的选取
矿区地层按其岩性主要分为两大类。第一类为角闪变粒岩、黑云母变质岩、云母片岩、斜长角闪岩；第二类为混合岩。两类岩石硬度系数均为f=10-12。
矿体的项底板围岩主要为角闪变粒岩、变质闪长岩、云母片岩。
据钻孔揭露和野外观察，风化层厚度为3-7 m，自然地形坡度一般为30-50°。
矿区围岩坚硬，抗风化侵蚀较强，裂隙不发育，稳固性较好。
矿区内水文地质条件简单，区内构造也较简单，断裂构造不发育，对矿体开采及岩石边坡的稳固性影响不大。
采场边坡深度在300 m以内，根据上诉地质条件，并参照类似矿山边坡情况，确定上下盘最终边坡角均为48°。
三、境界圈定结果
圈定储量见下表：
矿石类型
地质储量（万吨）
采场内矿量（万吨）
采场内矿量占地质储量的百分比%
表
内
矿
B+C级
2861.69
2448.14
85.55
D级
1436.86
240.77
16.76
B+C+D级
4298.55
2688.91
62.55
表外矿
B+C级
871.25
572.62
65.72
D级
242.21
9.57
3.95
B+C+D级
1113.46
582.19
52.29
合计
5412.01
3271.10
60.44
从圈定结果看，表内矿B+C级储量的85.55%圈入采矿场中。采矿场内共圈入矿石3271.10万吨，岩石7000.49万吨，平均采剥比2.14t/t。
第五节 采场初步设计
1989年建成年生产能力22万吨的小型矿山，服务年限为11年。依据1992年7月国家计委计原财(1992)1209号文批准，该矿由原年采选能力22万吨扩建为122万吨，服务年限为29年。
年生产铁精矿43.48万吨，铁精矿品位为66%。
根据矿床赋存条件，确定采用露天方法开采。采矿场长1120m，宽为480m，封闭圈标高为540m，露天底标高为396m，阶段高度为12m。
采矿场内共圈入矿石3271.10万吨，岩石7000.49万吨，平均剥采比2.14t/t。
一、采矿场主要参数
采矿场主要参数表
序号
名称

单位
数量
备注
1
采场最高标高

m
660

2
采场底部标高

m
396

3
露天采场尺寸
上口 长×宽
m
1120×480

下口长×宽
m
480×30

4
采场封闭圈标高

m
540

5
采场边坡高度

m
264

6
阶段高度

m
12
并段后24米
7
阶段坡面角
工作
度
75

终了
度
65

8
最终边坡角
上盘
度
48

下盘
度
39-44

9
安全平台宽度

m
10

10
运输平台宽度

m
16

第六节 采场生产现状
矿山采用露天方法开采，主要采矿水平为480m 、492m、504m、516m、528m，现生产最高水平标高是528m，生产最低水平标高是480m，年采矿能力为210万吨，生产剥采比2t/t。
采矿场装备5.2m³电铲，250㎜孔径牙轮钻机，42t汽车。
月综合生产经营指标
指标名称
计算单位
计划
备注
采剥总量
万吨
53

矿石量
万吨
21.2

岩石量
万吨
31.8

铁精矿产量
万吨
6.2

铁精矿品位
%
65.2

采矿车间月生产经营指标
指标名称
计算单位
计划
备注
采剥总量
万吨
53

剥岩量
万吨
31.8

采出矿石品位
%
24.1

矿石合格率
%
100

矿石回采率
%
89.5

矿石贫化率
%
10.5

牙轮钻穿孔进尺
米
6235

其中：穿矿
米
2495

穿岩
米
3740

炸药消耗
Kg/万吨
2200

采矿电耗
度/吨
0.7

牙轮钻效率
米/台·班
43.0

牙轮钻作业率
%
52

电铲效率
吨/台·班
1900

电铲作业率
%
60

采装成本
元/吨
2.50

责任尘点
个
14

合格点数
个
13

合格率
%
92.85

第二章 开拓运输及管理
第一节 开拓方式
矿山采用露天阶梯式开采，阶段高12m，设计开采最低标高396m，平均剥采比2.14t/t，采用公路运输方案。目前采场最长1145m，宽530m，坑底标高480m。
第二节 矿石运输
设计对全汽车公路运输、汽车—平硐溜井胶带运输、汽车—溜井斜井钢芯胶带运输、汽车—溜井双箕斗运输及汽车—溜井单箕斗运输等5种开拓运输可行方案进行了技术经济比较。
一、全汽车公路运输方案
总出入沟设在采场东部528 m封闭圈以上主干线路沿庙沟、箭杆沟直至最高开采水平，各水平线路从采场南端沿地形进入工作面。封闭圈以下线路布置在采场下盘，成之字线折返到深部。
二、汽车—平硐溜井胶带运输方案
溜井设在采场内北端，上口标高564 m，下口标高500 m，直径6 m；采场内矿石用汽车经折返坑线卸至溜井，溜井下设PJ1200×1500㎜颚式破碎机，破碎后的矿石用胶带运至设在平峒口的转载矿仓，然后用胶带运至选矿厂。
三、汽车—溜井双箕斗运输方案
溜井设在采场内北端，上口标高564 m，下口标高500 m，直径6 m；采场内矿石用汽车经折返坑线卸至溜井，溜井下设PJ1200×1500㎜颚式破碎机，碎后的矿石装入斗容6.5立方米、载重14.5吨的箕斗，箕斗道中为双箕斗，通过25°的斜井将矿石送到地表转运站，然后用胶带运往选矿厂。
四、汽车—溜井斜井箕斗运输方案
溜井设在采场内北端，上口标高564 m，下口标高500 m，直径6 m；采场内矿石用汽车经折返坑线卸至溜井，从溜井下放块度不超过1 m的矿石直接装入斗容16.8立方米载重37.5吨的箕斗，通过25°的斜井将矿石送到地表粗碎车间，然后用胶带运到选矿厂。
通过上述技术经济比较可见，全汽车公路运输矿石方案具有投资少、经营费低，生产灵活、管理方便、基建周期短等显著优点，并且可利用已有运输线路开拓等显著优点，故确定采用公路运输矿石方案。
第三节 岩石运输
鉴于汽车开拓运输具有投资少、经营费低、管理灵活方便等明显优点；结合具体情况，设计初步确定采用全汽车公路运输岩石方案。

第三章 设备装备能力
第一节 钻孔设备型号及生产能力
设计确定深孔爆破量占采剥总量的95%，一次浅孔占5%；二次爆破量占深孔爆破量的2%。
经计算，深孔年需穿孔工作量为58000 m。深孔穿孔设备选用KY—250A型牙轮钻3台，矿岩综合效率为25000 m/台.a；利用矿山原有KY—150A型牙轮钻1台，矿岩综合效率为10000 m/台.a。
一次浅孔和二次爆破选用Y-26型凿岩机11台。配备DYV-9/7型移动式空压机4台，其中3台工作、1台备用。
第二节 铲装设备型号及生产能力
矿山年采剥总量为512.4万吨/年，选用WK-5.2型电铲5台（初期选用3台），电铲单台年效率为170万吨/年。
第三节 运输设备型号及生产能力
公路全长2.1km，碎石路面宽8m；地面破碎厂房5700m³，矿仓容积500m³。选用贝拉斯42吨自卸车。
采矿设备表
序
号
设备名称
单
位
数量
备注
工
作
备
用
小计
1
WK-5.2型电铲
台
5

5
初期3台
2
KY—250A型牙轮钻
台
3

3

3
Y-26型凿岩机
台
8
3
11

4
DYV-9/7型移动式空压机
台
3
1
4

5
T-140、165型推土机
台
2

2

6
BC-7型装药车装药
台
1

1

7
碎石机
台
0

0

8
日立330-3挖掘机
台
1

1

9
沃尔沃460挖掘机
台
1

1

第四章 采场排水系统
矿山正常用水量1179t/d,采场最大涌水量60401t/d。露天矿底部标高396m，露天采场封闭圈标高528m。
第一节露天采场封闭圈以上的排水
矿山上部分为三个山头开采，采场内地表水自然沿冰沟、箭杆沟流到庙沟排出采场外，故采场内不设置固定的排水设备。
第二节露天采场封闭圈以下的排水
该矿生产到第11年时，开采水平降到封闭圈以下，需要采用机械排水。
排水方式初步考虑选用一段排水，泵站设在采场北端，随开采水平逐步下移。在540 m安全平台上设排水沟截住540 m以上边坡的径流，并自流排出采场外。
第三节新水平准备斜沟排水
在开采到封闭圈以下时，新水平准备需配备临时排水设备，初步选用2台JQB—4×19型潜水泵，排水管采用橡胶软管。潜水泵抽出的水排到上水平固定泵站中。

第五章 排土场
第一节原排土场设计方案及存在问题
一、原排土场设计方案
根据岩石排弃量、采矿场周围地形条件以及少占地、少动迁、尽量不占良田的原则，设计选用东、西两个排土场。
排土场设计排土容积3624.9万立方米，选用东、西两个排土场。东排土场占地60万平方米，容积为3411.3万立方米，位于露天采矿场东侧，分层排弃，东排土场最高堆置标高为680米，最低排土线标高590米，排土段高20-40米，阶段间安全平台宽度20-30米，排土场总堆积高度100-150米。西排土场占地6.5万平方米，容积213.6万立方米，西排土场标高636米，堆积高度80米。矿山基建初期剥离岩石，就近排弃到西排土场，使基建速度加快，尽早达产。受国防电缆报废时间限制，采场基建完成后，排土计划前期，采场上部564米水平以上2051.1万吨废石排弃到东排土场680米水平，采矿场中部564米水平—492米水平废石产量高峰时期低排弃至东排土场590米以上水平，至开采末期492米水平以下1280.55万吨废石再排弃到东排土场680米水平。
二、原排土场设计方案存在的问题
根据二期扩建工程设计，该设计方案东排土场的高排680米水平要排弃废石1645.28万立方米，占东排土场总容积的48.23%，而且先期由高排向低排发展，即基建开始到矿山生产的第九年，排土运输全部排到东排土场高排680米水平，运输距离远，排土加权平均运距达到2.81公里。大量岩土由低水平运输至高水平后向下分层堆弃，属于上向运输模式，排弃水平远高于剥离水平，汽车重载爬坡上行比水平运输费用要高30%。同时有反向运输功存在，东排土场高排680米水平排土方向为由东向西排弃，这样岩土从西部采矿场向东方向运输到东部高排后，又反向西方向排弃，随着排土线向西推进，反向运输功逐步加大，废石运输能力和经济处于不合理的状况。开采末期高排680米水平排土运输加权平均运距更高达到4.59公里，这些都使岩石运输成本对矿山生产经营效益影响较大。同时原设计方案没有考虑到国防电缆横穿影响排土场的分布，受国防电缆报废时间限制影响，该国防电缆在大东沟和小东沟间山脊下铺后转向沿庙沟河套东侧出沟，从安全角度考虑，排土时滚落大块砸坏或压埋国防电缆，东排土场低排590米排土线排土比设计有所回缩，590米水平排土容积减少，这直接影响经济效益。
第二节排土场改造方案
为保证庙沟铁矿排弃岩土的经济合理性，解决上述原排土场设计方案中存在的问题，达到岩土运输功和运输排弃费用最低，排土场各时期的收容量及其堆弃部位从整体上使用效果最好。对原排土场设计方案进行改造，使排土具有顺畅的运输系统，足够的排土场地容积，并有必要的备用排土能力。
一、增加一个排土场
庙沟铁矿地处山区，可供集中排土的场地有限，考虑采矿场周围地形条件以及少占地、少征地，通过实地调查，选取合适位置，增加一个谷台子排土场，。
该排土场位于庙沟采矿场西北，东侧紧邻庙沟采矿场，西侧是桲椤沟河道，河道西侧农户已搬迁，整个排土场占地在庙沟铁矿原征地范围内，不另征用排弃场地。该排土场占地4.8万平方米，容积122.8万立方米。
二、对东排土场进行改造
本着平等互助原则，与电缆使用部队进行协商，给予一定补偿费用，对影响东排土场的国防电缆进行搬迁，将横穿东排土场的国防电缆从庙沟设计排土场范围内迁出。国防电缆搬迁后，使低排排土线向外扩张，上部排土线也随之向外扩张，扩大了东排土场面积 8.3万平方米、容积 273.9万立方米。同时对庙沟河道边改造，原庙沟河道较宽，在保证安全前提下，让河道东沿内缩，沿着河道东侧，在排土台阶的坡脚处，筑起坡脚坝，增强排土台阶稳定性。在国防电缆搬迁和庙沟河道边改造后，对排土场运输线路重新进行设计，原设计运输道路在552米水平出口以上全部取消。自河道处运输线路改道，原设计河道边590米水平排土线取消，运输线路沿河道上行到590米水平开始平排，形成590米水平排土线，从590米水平以上分层排弃，这样实现东排土场由低排到高排的排土方式，排土方向由西向东排弃。新的运输线路属于半填半挖路，修路费用较低。同时矿山生产初期，岩土运输距离较近，对庙沟铁矿生产经营工作起到好的推动作用。改造后反向运输功的情况没有了，达到岩土运输功和运输排弃费用最低，经济上更加合理。

第三节方案实施效果评价
通过对庙沟铁矿排土场排土方案的改造，有效的利用扩建范围内征地，保证岩土从露天采场到排土场的流向合理，使庙沟采矿场开采水平的岩土从水平关系上向排土场的流量和流向最佳。庙沟铁矿排土场排土改造方案从1997年4月开始实施，取得了良好的效果。
对比改造前庙沟铁矿排土场设计，改造后排土场容积为4021.6 万立方米，增大了排土场容积396.7万立方米，远远满足庙沟铁矿露天采矿场排土需要，也为庙沟铁矿露天转地下增加排岩量打下了坚实基础，延长了矿山寿命。同时2002年庙沟铁矿新建炼铁系统，每年产生高炉废弃水渣20余万吨，增大排土场容积为水渣堆放提供了空间保障。

第六章 矿山供电系统及用电负荷
第一节供电电源
庙沟铁矿扩建后新建的110kv变电站电源由秦皇岛市徐庄220kv区域变电站引出一路110kv专用线路供电。唐山钢铁公司与秦皇岛供电局签订的供电意向书确定：“矿山110kv电源由距庙沟约36km的徐庄区域变电站供电”。
矿山现有的35kv变电站及35kv电源线路作为扩建后矿山的保安电源。
第二节配电电压
根据采矿、选矿、水道、土建等专业委托资料，按照用电设备的技术要求，矿山高压配电线路及高压电动机采用6kv供电。而低压动力设备和照明采用380/220v。
第三节电力负荷与电能计算
全矿用电设备总安装容量为13620kw，其中工作容量为12300kw。按照需要系数法进行负荷计算如下：
6 kv侧有功功率为8246kw；
    无功功率为2953KVAR；
    视在功率为8759KVA。
110 kv侧有功功率为8412kw；
      无功功率为1864KVAR；
      视在功率为8615KVA。
功率因数为0.93，无功补偿后的功率因数为0.98，全矿负荷平均需要系数是0.67。
按采、选主体工艺专业确定该矿山年工作330天，每天3班工作，每班8小时。矿山年总耗电计算如下：
采矿设备总安装容量为4437kw，工作容量为1926kw，按最大工作小时数取4000小时，年耗电量为770.4万kwh，单位产品耗电指标为6.32kwh/t矿。
选矿设备总安装容量为7609kw，工作容量为5428kw，年最大工作小时数取6500小时，年耗电量为3528.2万kwh，单位产品耗电指标为28.92kwh/t矿。
机修福利设施设备总安装容量为2069kw，工作容量为931kw，年最大工作小时数取2000小时，年耗电量为186.2万kwh，单位产品耗电指标为1.52kwh/t。
全矿年总耗电量为4484.8万kwh，单位产品耗电指标为36.76kwh/t矿。
第四节供电系统及车间变电所
矿山新建的110kv变电站靠近扩建后的选矿主厂房，采用一回专用110kv电源线路供电。2台主变容量均为8000KVA，并列运行，6kv侧为单母线分列运行，当一台主变故障或检修时，6kv母联开关合上运行，由另一台主变维持全矿生产。若110kv电源线路一旦发生事故时，现有的35kv变电站为应急保安电源，供矿山的一级负荷用电，确保矿山的安全。
全矿6kv配电系统采用干线式或放射式配电，考虑高压电机过电压保护的要求，6kv配电室各馈出线均选用电缆。对6kv电力线路选用电缆敷设还是架空线路，主要取决于矿山地形条件和距离的远近。初步设计确定送至露天采矿场、水源泵站及新水加压泵站、破碎系统车间变电所的电源采用6kv架空线；距110kv变电所较近的选矿主厂房、循环水泵站、厂区变电所等选用6kv电缆直埋敷设。
选矿厂区设置户内式车间变电所3个，水源系统和尾矿系统设置户外变电站2个，采矿场设置移动式变电所2个，详见全矿供配电系统图（1023M21）。
第五节保护接地及过电压保护
一、露天采矿场保护接地
采矿场用电设备以6kv双回路架空线路供电，沿最终边界线以外10m处架设环形线，采用钢芯铝绞线、混凝土电杆，环形线路中间装设两组分段开关，正常分列运行。对采场高压设备及移动变电所采用横跨线、半固定木电杆、选用UCH-6型软电缆连接，其保护用真空开关。采矿场共设两组公用的接地装置，每组电阻不大于4欧姆。移动设备利用软电缆专用接地芯线与架空接地线相接，其接地电阻不大于1欧姆。因该采场采用中性点直接接地系统，故采场内设备必须做接零保护。
二、过电压保护
1、采矿场电压保护：设计在电源线路与环形线的连接处、环形线与横跨线的连接处、环形线或横跨线与移动设备连接处装设避雷器。
2、厂区过电压保护：按照过电压规程规定，接有高压电机的6kv母线上装设FCD-6型磁吹阀避雷器并联一组电容器，6kv配电室进出线均采用电缆。
3、对6kv架空线路、露天变电站和柱上变电所、移动变电所采用FS-6型阀型避雷器。
4、对高度大于15m以上的建筑物安装防雷设施，其接地电阻不大于30欧姆。
5、炸药库的过电压保护与接地装置按通用设计，此处不再详述。
第六节电器传动
一、电器联锁及控制系统
根据矿山生产工艺流程，全矿分为采矿、破碎系统、选矿系统、尾矿系统、水源系统、精矿外运及生产辅助设施。按照生产工艺要求，电气控制系统分别采用集中控制、联锁局部控制以及非联锁单机控制的方式。
二、电力网络敷设及电缆选择
1、电缆及导线选择
（1）高压电缆选用YJLV -6型交联聚乙烯电力电缆；
（2）动力低压电缆选用VLV-1000或者VLV -1000型铠装全塑电力电缆；
（3）控制电缆选用KVV-500型，照明采用BLV-500型导线；
（4）采场高压移动电缆选用UCH-6000型软电缆，低压移动电缆选用U-1000型软电缆。
2、电缆及导线敷设
（1）矿山110kv变电站的6kv高压配电室至选矿主厂房、循环水泵站等车间变电所的电缆根数较多，采用电缆沟敷设，其余均为直埋敷设。
（2）室内低压动力电缆沿电缆桥架或穿管埋地敷设。
（3）照明线路一般沿墙或楼板内穿管敷设。
第七节电气照明
一、采矿场及废石场
在采矿场及废石场采用投光灯照明，灯器安装与灯架上。阶梯处采用马路弯灯照明，灯具安装与移动电杆上。选用YCH型三芯电缆，第三芯接地。
二、选矿主厂房照明
选矿生产车间采用混合照明，即用白炽灯和高雅水银灯或铀灯为光源。除上述工作照明外，还安装有事故照明和检修照明。该车间照明网络采用导线沿梁明配线或卡钉及钢索配线。
三、生活福利和设施照明
一般选用白炽灯和荧光灯照明。BLV—500型导线穿管暗敷设。电源插座选用带地线的三孔单相插座。
四、道路照明
厂区道路照明选用125w高压水银灯，安装在电杆上，导线用铝绞线。

第八章 采矿岗位操作规程及设备规程
采矿主体设备主要包括电铲、牙轮钻机，采场共有电铲5台，牙轮钻机3台；辅助设备包括推土机3台、液压挖掘机2台、吊车2台等。
第一节 牙轮钻司机操作规程
一、技术操作规程
1、设备技术性能
表一
型号
项目
KY——250A
孔径(mm)
250
孔深(第二根杆)m
17
轴压(KN)
0—350
加压方式
封闭链条齿条加压
回转速度(转/分)
0—88
回转扭矩（KN-m）
6270
最大提升力（T）
31
提升速度(米/分)
15
下放速度(米/分)
18以上
钻进速度(米/分)
0-2.1
总安装功率(千瓦)
351
表二  主要电机功率(单位：千瓦)　　　
型号
项目
KY——250A
回转直流电机(KW)
50
提升行走电机(KW)
55
水泵电机(KW)
3
主空压机电机(KW)
160
空压机风扇电机(KW)
7.5
油泵电机(KW)
15
吹风机电机(KW)
7.5
表三
                                型号
项目
KY——250A
变压器
630千伏安
照明电压
220伏
钻杆直径
219mm
钻杆长度
9m
钻杆根数
2根
空压机型号
LG31——30/3.5
空压机风压
3.5kgf/cm2
空压机风量
30m3/min
行走速度
0.73千米/小时
爬坡能力
12°
钻机重量
99.7吨以下
外形尺寸(长×宽×高)
钻架立起时(m)
12.1×6.2×25以下
钻架放倒时(m)
24.2×6.2×7.2以下
2、工作前的检查项目
（1）上机台前的检查项目
1）检查履带板轴和轴销是否损坏，履带板是否断裂或松驰；
2）检查钻机停放地面是否有油水或油迹，发现问题查明原因；
3）工作场地和将放置千斤顶的地面，此时场地应平整，倾斜度不应超过2°；
4）电缆输入处电缆接地芯线的连接情况；
5）钻架螺栓紧固情况；
6）查看钻头磨损和牙轮转动情况，必要时处理或更换钻头。
（2）上机台后的检查项目
1）供给机构的链条松紧情况；
2）回转电缆、供风管情况；
3）检查液压系统油箱油位，必要时加油；
4）检查空压机内油位，必要时加油；
5）水箱内水位；
6）检查所有制动装置是否处于制动状态；
7）检查各减速箱油位；
3、操作法  (KY——250A型)
（1）行走操作
1）接通钻机电源，送6000伏高压电至变压器；
2）检查操纵台各开关处于停止状态，合上低压盘各开关，送380伏电源；
3）启动主空压机；
4）将操纵台提升加压行走开关处于行走位置，钻机方向是：司机室为后面；
5）下车取出行走操作控制盒，按压按钮“□△”发出声信号，再按压有关按钮，将钻机移到钻孔地点；
6）上钻将提升加压行走开关置于加压位置。
（2）调平千斤顶操作
1）按动警铃按钮给出声音信号；
2）启动油泵电机；
3）推动千斤顶操纵杆，从钻机最低的一角开始落千斤顶；
4）观查司机室内水平仪，将四个千斤顶全部落地，调平钻机；
5）禁止将钻机全部抬起,确保千斤顶有一角触地；
6）停止油泵电机；
（3）起落钻架的操作
1）起钻架的操作
(a) 启动油泵电机；
(b) 调整钻机处于水平状态；
(c) 确保回转小车在钻架底部;
(d) 推动钻架操作手柄，置于升起位置；
(e) 钻架垂直后，用专用销轴将钻架固定；
(f) 推动背拉杆操作手柄，将背拉杆调平;
(g) 停止油泵电机;
(h) 将背拉杆斜支臂支起;
2）落钻架的操作
(a) 调整钻机处于水平状态；松开固定钻架的专用销轴；
(b) 松开背拉杆斜支臂,启动油泵电机；
(c) 松开固定钻架的专用销轴；
(d) 确保回转小车在钻架底部;
(e) 推动