阿舍勒铜矿-采矿毕业设计.doc

目录
第一章 设计总论 6
1.1 设计任务 6
1.2 矿山生产概述 6
1.3 技术经济指标 7
第二章 矿山地质 8
2.1 矿区地理 8
2.1.1矿区地理位置与交通 8
2.1.2矿区气候、自然地理及经济概况 8
2.2 矿区地质 9
2.2.1 地层 10
2.2.2 构造 10
2.2.3岩浆岩 10
2.2.4矿化及围岩蚀变 10
2.3 矿床地质 11
2.3.1矿床成因类型 11
2.3.2矿体特征 11
2.3.3围岩与夹石 11
2.3.4矿床地质构造 12
2.4 矿床水文地质 12
2.4.1地表水 12
2.4.2地下含水带 12
2.4.3地下水性质 13
2.4.4地下涌水情况 13
2.5 矿石质量与储量 14
2.5.1矿石质量特征 14
2.5.2储量 15
2.6 生产地质工作 15
第三章 矿山企业年产量和服务年限 17
3.1 矿山年产量 17
3.2 矿山服务年限 17
3.3矿山工作制度 18
第四章 矿床开拓 19
4.1 井田划分 19
4.2 阶段高度的确定 19
4.3 矿床开拓方法的选择 20
4.3.1方案的初选 20
4.3.2 各个开拓方案的比较 22
4.3.3 开拓方案的确定 24
4.4 地表陷落移动带和开拓系统图的绘制 24
4.5 开拓巷道的位置、断面形状和规格 24
4.5.1主副井 24
4.5.2风井 25
4.5.3溜井 25
4.5.4阶段运输巷道 25
4.5.5斜坡道 25
4.6 井田中阶段开采顺序和阶段中矿块开采顺序 25
4.7 三级矿量 26
第五章 矿山基本巷道 27
5.1 矿山基本巷道工程 27
5.1.1 主井设计 27
5.1.2副井设计 30
5.1.3溜井 32
5.1.4阶段运输巷道 33
5.1.5石门 35
5.2 全矿井的基本巷道工程量 38
第六章 矿山运输与提升 42
6.1 矿山井下运输 42
6.1.1运输任务及方式 42
6.1.2运输路线 42
6.1.3电机车及矿车选择 42
6.1.4井底车场选型 42
6.2 主井提升 43
6.2.1提升方式 43
6.2.2提升设备选择 43
6.3 副井提升 45
6.3.1提升方式 45
6.3.2提升设备选择 45
6.4 运输提升设备及人员编制 47
6.4.1人员编制 47
6.4.2设备数量 48
第七章 采矿方法 49
7.1 矿床开采技术条件 49
7.2 采矿方法初选 49
7.2.1VCR底部落矿嗣后充填法 49
7.2.2分段凿岩阶段矿房嗣后充填法 51
7.2.3 VCR侧向崩矿嗣后充填法 53
7.3 采矿方法技术经济比较 54
7.4 VCR侧向崩矿嗣后充填采矿方法 55
7.4.1采矿方法的构成要素 55
7.4.2采准工作 55
7.4.3回采工作 56
7.4.4矿房拉底 56
7.4.5矿房落、出矿工作 56
7.5 分段凿岩阶段矿房法 57
7.5.1采矿方法构成要素 57
7.5.2采准工作 57
7.5.3回采工作 58
7.5.4矿房拉底 58
7.5.5矿房落、出矿 58
7.6 采场支护 58
7.4.5采场通风 59
7.6.6采空区处理和矿柱回采 59
7.7 同时工作矿块数 59
7.8 主要技术经济指标 60
7.8.1矿块直接生产费用 60
7.8.2矿块生产能力 61
7.8.3 回采工人劳动生产率 61
7.8.4主要的辅助材料（炸药、木材、水泥和钢材等）消耗 61
第八章 矿井通风与安全技术 62
8.1 概述 62
8.2 通风系统和通风方式 62
8.2.1通风系统的选择 62
8.2.1通风方式 62
8.3 风量计算 62
8.3.1回采工作面风量计算 63
8.3.2掘进工作面所需风量计算 64
8.3.3硐室风量计算 65
8.3.4其他设备与用风点风量计算 65
8.3.6矿井总风量的计算 65
8.3.7通风容易时期风量分配 66
8.3.8通风困难时期风量分配 67
8.4 矿井通风阻力与自然风压计算 70
8.4.1矿井通风阻力计算 70
8.4.2自然风压计算 71
8.4.3通风制度 71
8.5 通风设备选取 71
8.6 通风费用 73
8.6.1设备折旧费 73
8.6.2矿井通风动力费 73
8.7 局部通风 75
8.8 井下防尘措施 75
第九章 矿井排水 77
9.1 矿井涌水量及其确定依据 77
9.2 排水系统选择 77
9.2.1系统选择 77
9.2.2排水设备数量确定 77
9.3 排水设备的选择 78
9.4 水泵房及水仓尺寸 78
第十章 劳动安全与工业卫生 80
10.1 影响安全生产及人身健康的因素 80
10.1.1自然灾害因素 80
10.1.2矿山在生产过程中的不安全因素 80
10.1.3工业卫生 80
10.2 安全生产和工业卫生主要措施的主要措施 80
10.2.1安全生产主要措施 80
10.2.2 工业卫生主要措施 81
第十一章 矿山环境保护 82
11.1 矿山主要污染源及污染物 82
11.2 采矿车间环境及保护 82
第十二章 安全避险六大系统 84
12.1 概述 84
12.2 主要设计依据 84
12.3 矿山监测监控系统 84
12.4 井下人员定位系统 84
12.5 井下紧急避险系统 85
12.6 压风自救系统 85
12.7 供水施救系统 85
第十三章 技术经济 86
13.1 采矿车间人员与劳动生产率 86

第一章 设计总论
1.1 设计任务
阿舍勒铜矿位于新疆维吾尔自治区哈巴河县境内，矿床类型为块状硫化物铜锌矿床，此次设计的矿体位于1~17号勘探线间，走向约350m左右，控制的矿石储量为1753×104t，设计的年产量为60×104t/a，设计服务年限为29年，设计依据如下：
1、中华人民共和国矿山安全法；
2、中华人民共和国矿山安全法实施条例；
3、《金属非金属矿山安全规程》；
4、《爆破安全规程》；
5、其他有关法律、规程。
矿区建成之后能有效提高当地的财政收入及解决当地部分就业问题，矿山生产过程的产品(铜精矿、锌精矿)对国民经济的发展也起到一定的促进作用。矿区内生态环境比较脆弱，对于设计中对环境有一定的要求。
1.2 矿山生产概述
设计采用主副井加辅助斜坡道开拓系统，主副井及风井均设置在910m地表下盘脉外岩石移动带外，不留保安矿柱。主井井筒净断面4m，副井井筒净断面6m，风井井筒净断面4m。采取副井进风，风井回风的通风方式。从副井掘进石门通达矿体，阶段高度为50m，每个阶段在下盘脉外布置一条阶段运输巷道，一条矿石溜井和废石溜井，回风沿脉布置在矿体上盘脉外。
由于设计的开采深度较大，所以采用充填采矿方法，采矿方法选用的是VCR侧向崩矿嗣后充填法和分段凿岩阶段矿房嗣后充填法，VCR侧向崩矿嗣后充填法矿块主要参数为：矿块分为矿房矿柱，矿房和矿柱宽度均为10m，矿块长度为矿体厚度，当矿体厚度大于50m时采用田字形布置矿块。分段凿岩阶段矿房嗣后充填法的矿块为：矿房矿柱宽度均为15m，分为三个阶段，每个阶段高度为16m左右，在每个分段中向上凿平行扇形炮孔，当矿体厚度大于50m时采取田字形布置矿块。两种采矿方法的矿石损失率约为10%，贫化率约为10%，
井下开采崩落的矿石采用LF-4.1型铲运机直接铲运至矿石主溜井,在井下破碎站内进行二次破碎后沿皮带运输机输送至主井附近的原矿仓,经计量装置装入箕斗提至地表。
矿井通风采用副井进风、风井回风的抽出式通风方式，具体到矿块内则是风流由下盘沿脉运输巷道经穿脉导入上盘回风沿脉，全矿采用自然通风，不设置风流装置。
采空区采用充填的方法处理，由地面充填站制备的充填料通过充填井输送到各个充填区，充填井布置在矿体上盘，充填井除主要为充填服务外，还承担一部分回风任务。
矿井排水采用接力排水系统，主泵站布置在400m水平，400m以下水平的涌水及生产废水集中排至100m水平，然后再由100m水平排至400m水平，进而排出矿井。
矿山的工作制度为年工作日为330d，除部分岗位为12h/班外，均为8h/班，设计矿山服务年限为29a。
1.3 技术经济指标
这个还没有算,具体不太了解怎么算,
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。

第二章 矿山地质
2.1 矿区地理
2.1.1矿区地理位置与交通
阿舍勒铜矿位于新疆北部阿勒泰地区哈巴河县境内，行政区划隶属于哈巴河县库勒拜乡管辖。矿区位于哈巴河县城北西350°方向，直距31㎞。矿区南距山口电站直距16㎞，西距阿舍勒村2㎞，北距中哈边境线20㎞。矿区东至阿勒泰市239km，南至奎屯火车站505km，至乌鲁木齐市721km。矿区至哈巴河县城、阿勒泰市、乌鲁木齐市为Ⅰ～Ⅱ级公路，交通尚属方便。

图2.1 矿区交通位置图
2.1.2矿区气候、自然地理及经济概况
矿区为典型的北温带大陆性气候寒冷区。年平均气温4.7℃，夏季短且干燥炎热，最高气温38.7℃（1968年8月12日）；冬季漫长而寒冷，最低气温-44.8℃（1966年12月20日）；春、秋两季气温变化较大，昼夜温差15～20℃，常有寒流入侵。全年平均降水量198.4mm；年平均蒸发量高达1888.5mm。每年5～8月为雨季，日最大降雨量32.2mm。年平均无冻期211天。每年10月底至翌年4月为冰冻期，积雪深度一般0.3～0.5m，最大可达1.5m，最大冻土深度186cm。矿区春、夏季多东(南)风；秋、冬季多西（北）风。最大风速24m/s，平均风速4.5m/s。风力一般小于6级，最大风力可达9级。
矿区位于中国阿尔泰山山脉西北段南麓低山丘陵区。地形以构造剥蚀及构造侵蚀成因类型为主。地形呈丘状起伏，地势北东高，地表相对切割较深，相对高差多为30～50m，最大高差100～300m；南西部地势平缓，相对高差一般10m左右。采矿许可证范围内海拔高度最高为950.5m，最低850m。区内植被不发育，零星分布耐干旱的蒿草、灌木类及爬山松（团柏）等野生植物，基岩裸露良好。
矿区东部3.5km处的哈巴河是区域内最大的河流，河水自北向南流经，平均流量71.85m3/s，年径流总量2.27×109m3。区内分布的地表水体有布滚勒河及别斯铁热克小溪。布滚勒河距矿床北侧1.5km自东向西流，平均流量0.91m3/s，年径流总量2.87×107m3。当地居民挖渠引该河水灌溉农田。渠水下渗及汇集沿线泉水形成别斯铁热克小溪流经矿区西南部，尔后向东南侧注入哈巴河。上述水流在矿床周围形成了三面环水的地表水体分布状况。总之，在一号矿床附近没有大的地表水体。本区地震烈度＜6度。
哈巴河县县城以北5000km2的区域，成矿地质条件优越，矿产资源十分丰富，除阿舍勒铜矿外，还有黄金、高岭土、石灰石、绿柱石、水晶、铌钽铁矿、粘土矿等。哈巴河县城的文教、卫生、商业、金融及服务行业等设施较齐全，为阿舍勒铜矿的建设及生产创造了有利条件。
在矿区南水18千米处拦坝截流修建的哈巴河山口电站装机总容量0.63×4万kW·h，已于1997年1月发电外交付使用。北屯火电厂现有装机容量0.6×2万KW·h，二期工程计划扩建到1.2×2×104kW·h。山口电站与北屯电厂需架设160㎞的110KV高压线路井网后，更，秋季基本可满足矿山的生产用电。若采、、冶同时生产，枯水期用电将有缺口。
矿山所用石材，砂石料当地可自拾；木材可从哈巴河林场解决；矿区的水泥石灰岩资源丰富。哈巴河水泥厂已建成投产，年产规模1.5万t/a，可部分解决矿山建设、生产需求，其余可山布尔津、吉木乃县水泥厂供应；燃料，油料需从和什托洛盖煤矿和克拉玛依炼油厂运入；矿山生产设备及大部分物资，材抖需从内地解决。
2.2 矿区地质
矿区位于阿尔泰地槽褶皱系琼库尔-阿巴宫褶皱带西段之阔勒德复向斜南西翼。分布于琼库尔-阿巴宫褶皱带中，为海西期Cu、Pb、Zn、Au、Ag、Fe成矿带组成之一。
2.2.1 地层
矿区内出露有下-中泥盆统托克萨雷组(D1-2t)、中泥盆统阿舍勒组(D2as)、上泥盆统齐也组(D3q)、下石炭统红山嘴组(C1h)，以及零星分布的新生界第三系和第四系地层。
2.2.2 构造
矿区构造复杂，褶皱、断裂发育。
褶皱：区内褶皱可分为阿舍勒组、齐也组和红山嘴组三个构造层，其间均为角度不整合接触。各构造层的褶皱形态及强度区别明显，处于近东西向挤压的局部应力场中为其共同点。区内向斜枢纽向南扬起，背斜向北倾伏，构成裙边褶皱组合。区内较大的次级褶皱有10个，其中2、4号向斜和5号背斜为控矿构造。
断裂：玛尔卡库里断裂为区内构造分区断裂，发育于矿区西南边缘，对区域性构造与岩相构造控制作用明显。玛尔卡库里断裂产于成矿前，并多期次活动，受其影响，区内发育一系列南北向、北西向、北东向和东西向四组次级断裂构造，其中南北向和北西向断裂规模大，数量多。
2.2.3岩浆岩
侵入岩：区内中-深成侵入岩有辉长岩(ν24)和闪长岩(δ24)。辉长岩体出露于玛尔卡库里断裂东侧和矿区北东角，呈岩株状产出，分别侵入阿舍勒组第二岩性段下亚段和齐也组，规模小，为中—中细粒辉长岩。闪长岩侵入齐也组第一段、第二段，为中-中细粒闪长岩组成。
岩脉:区内岩脉发育，主要有海西早期阿舍勒旋回次火山岩脉、海西中期岩脉和热液岩脉三类。热液岩脉在区内数量最多、分布最广，多沿断裂带或构造薄弱带发育，呈线性展布。该类岩脉主要是石英脉和碳酸盐石英脉，规模小。
2.2.4矿化及围岩蚀变
区内地表矿化蚀变广泛发育，有蚀变带15个，多呈不规则带状和条带状，沿北西向和近南北向展布，与地层走向一致。蚀变带主要产于阿舍勒组第一、第二岩性段，其蚀变类型多，蚀变组合复杂，蚀变强度高，矿化好。矿化蚀变带大多呈面型矿化蚀变，少数呈线型矿化蚀变，属火山热液矿化蚀变。蚀变组合主要有：黄铁矿化-绢云母化-强硅化组合、黄铁矿化-绢云母化-硅化组合、绢云母化-绿泥石化-黄铁矿化-弱硅化组合、似矽卡岩化-黄铁矿化组合和绢云母化-高岭土化组合。
围岩矿化现象普遍，与矿体呈渐变过渡关系。围岩主要为蚀变火山-沉积碎屑岩，次为次生石英岩、次英安斑岩及玄武岩，其蚀变主要有硅化、绢云母化、黄铁矿化，次有绿泥石化、碳酸盐化、局部发育有高岭土化、绿帘石化、阳起石化。其他蚀变有绿帘石化、重晶石化和明矾石化，其中重晶石化和明矾石化多见于近矿地段，为直接找矿标志。
2.3 矿床地质
阿舍勒铜矿床属块状硫化物铜锌矿床。矿体埋藏深，为原生矿石。
2.3.1矿床成因类型
本矿床是与中酸性火山(沉积)岩有关，以火山喷气一沉积成因为主并经历了后期变形变质热液迭加改造形成的块状硫化物铜锌矿床。
2.3.2矿体特征
矿区以F16断层为界，东、西两侧发育有Ⅱ号和I号两条矿化蚀变带。一号铜锌矿床产于I号矿化蚀变带中，由Ⅰ、Ⅱ二个矿体组成，以矿体数量少、单体规模大为特点，I矿体为矿床主矿体，也为设计对象。其特征描述如下：
I矿体：总体南北向展布，向北倾伏，为半隐伏-隐伏矿体，赋存于阿舍勒组第二岩性段中亚段(D2as2b)顶部与上亚段(D2as2c)层间靠近中亚段一侧，分布于18～17勘探线间，控制走向长700m，勘探最大垂深900m，未见矿体尖灭，4线以北各线0m以下深部无工程控制。矿体形态受地层、向斜构造控制，与地层同步褶皱，为一东翼倒转，北向倾伏的紧密向斜。矿体沿倾向、走向延伸不稳定，变化大，呈层状、似层状、复合分枝状产出，其剖面呈“鱼钩”状，水平断面呈“镰刀”状。Ⅰ矿体倒转翼部平均厚45m，正常翼部平均厚20m，其Cu金属占0m以上总储量97.43%，Zn金属量占0m以上总储量100%，Ⅰ矿体规模大-中等，有B+C+D级铜矿石3777.05×104t，Cu品位2.43%。矿石类型主要为铜硫矿石和铜锌硫矿石。属厚度变化较稳定型矿体。
2.3.3围岩与夹石
本矿床矿体的围岩主要为蚀变火山—沉积碎屑岩，次为次生石英岩、次英安斑岩以及玄武岩类。
1、I矿体的围岩特征
I矿体的围岩受倒转向斜构造的影响，原矿体倒转翼(东冀)下盘围岩变为顶板岩石，其上的玄武岩变为底板围岩。
2、II矿体围岩特征
Ⅱ矿体位于I矿体东翼的顶板围岩中。
顶板围岩：蚀变凝灰岩，沉凝灰岩，次生石英岩，局部有凝灰质粉砂岩。围岩与矿体的接触界线靠基本分析资料确定。围岩中黄铁矿化普遍，局部有黄铜矿化。围岩的蚀变交代非常强烈，有的原岩结构改造巳无法辩证。蚀变主要为硅化，次为绢云母化，局部绿泥石化较强，形成数厘米至几十厘米的绿泥石交代脉。
底板围岩：为蚀变沉凝灰岩、火山灰凝灰岩、绢云母化千枚岩。岩石蚀变强烈，以硅化、绢云母化为主，局部绿泥石化发育，岩石片理化较强。围岩中矿化现象普遍，其与矿体的界线按基本分析资料进行圈定。
3、夹石
本矿床的矿体内夹石共有8处。其中6处见于I矿体中，2处分布于Ⅱ矿体中。
4、矿岩主要物理性质
岩石
容重(g/cm3)
比重
孔隙度(10-2)
抗压强度(MPa)
抗剪强度参数
抗拉强度(MPa)
泊松比μ
RQD值(10-2)
干
湿
C(MPa)
∅(°)
块状矿石
4~4.6
4~4.6
0.48~0.82
107.08~146.20
56.61~96.18
8~12
52~56
6.05~7.89
0.11~0.19
79.57
玄武岩类

2.3.4矿床地质构造
矿床范围内的地层及主体构造线近南北向展布，以F16断层破碎带为界，东、西两侧分别为Ⅱ号和I号矿化蚀变带。一号铜锌矿床分布于I号矿化蚀变带内，带内出露的地层为中泥盆统阿舍勒组第二岩性段中亚段(D2as2b)中上部及上亚段(D2as2c)。本矿床是与中酸性火山(沉积)岩有关，以火山喷气一沉积成因为主并经历了后期变形变质热液迭加改造形成的块状硫化物铜锌矿床。
2.4 矿床水文地质
2.4.1地表水
区内主要地表水系为哈巴河、加曼哈巴河、布滚勒河，小溪有别斯铁热克溪流、吉勒布拉克溪流和铁热克特萨依溪流。哈巴河距矿区3.6km，自东向南注入额尔齐斯河，是本区的最大地表水系。布滚勒河距矿区北1.8km，由东向西注入别列孜克河，测区侵蚀基准面海拔高程587m。
2.4.2地下含水带
矿床岩性组合复杂，含水层富水性弱，基岩上部含风化裂隙与构造裂隙叠加而成的弱网状裂隙水，下部含弱的构造裂隙水和破碎带脉状水。
根据地下水的赋存条件、岩石结构、含水空间的不同，Ⅰ号矿床划分丁以下几种类型的含(隔)水层：
1、散体岩类孔隙潜水含水岩组；
主要分布于布滚勒河河谷区和别斯铁热克溪流漫滩地带，呈带状分布。
2、基岩裂隙潜水承压水含水岩组；
层状岩类含水层主要接受大气降水和远方地下水的补给，为富水性弱含水层。
3、隔水层；
在矿区南部溪流两岸边坡星散分布，地貌上形成小陡坡。岩石致密坚硬，铁质、泥质胶结，厚度约为15m，不利于地下水的渗透，为局部良好的隔水层。另外，层状岩石、快状岩石类除风化裂隙带、构造破碎带、裂隙发育密集带外，岩石较完整的部位富水性更差，可视为相对隔水层。
4、透水非含水岩组；
大面积分布于矿床西南部，矿床附近仅沿沟谷零星分布。
2.4.3地下水性质
地下水化学类型以HCO3·SO4-Ca、HCO3·SO4-Ca·Na型为主，其次为HCO3-Ca、HC03-Ca·Na 型淡水，无色、无味、透明。水中SO2-4超过饮用水标准，有硬沉淀物，泡腐蚀性对混凝土结构、钢结构具一定腐蚀性。
2.4.4地下涌水情况
大气降水渗入补给是矿床充水的主要因素，并具有明显的季节性，主要表现现为春季融雪水的补给。据对矿床地下水长期观测，融雪水补给量有限，对矿床开采影响不大。由于岩层透水性差，径流通道有限，布滚勒河对矿床侧向补给微弱，对矿床充水也构不成威胁。
矿体含裂隙弱承压水，且矿区东西分别发育有F5、F18两条隔水断层。因此，利用竖井相关数据，按“大井”法承压-无压公式对矿坑进行涌水量估算，采用公式如下：
Q=2πK2H-MM-h0²Rc
式中：H—水头高；
M—承压含水层厚度；
K—为渗透系数，取0.00577m/d；
h0—大井内水柱高，取0m；
Rc—水流阻力系数，按下式计算。
Rc=πRb+2lnbπr
式中：b—大井中心到隔水边界的距离，取565m；
R—引用影响半径，R=r+R0；
R0—影响半径，R0=2SKm；
r—引用半径，r=ηa+b4；
S—水位降深，静水位899.37m；
m—含水层厚度；
a=500m，b=300m，b/a=0.6，η取1.18。
估算结果见表2-1。
表2-1 矿坑涌水量估算结果表

主要参数
标高（m）
450
350
200
-25
r
236
R0
983
1024
1422
1963
R
1218
1260
1658
2199
Rc
6.23
6.46
8.67
11.68
Q（m³/d）
434.83
583.71
704.54
788.25
2.5 矿石质量与储量
2.5.1矿石质量特征
一号铜锌矿床的硫化矿石中共发现金属矿物30种，脉石矿物9种。矿石中主要的金属矿物为黄铁矿、黄铜矿、闪锌矿，次为黝铜矿、方铅矿，这些都是要的工业利用矿物；其它矿物均为少量或微量矿物，并且也绝大多数以硫化物形式存在。脉石矿物主要为石英、绢云母(白云母)，次要及少量的矿物有绿泥石、重晶石、方解石、白云石、金红石、榍石等。
含铜矿物主要为黄铜矿和黝铜矿，其中黄铜矿分布于黄铁矿粒间，与闪锌矿、方铅矿、黄铁矿的嵌生集合体相间分布，在矿石中呈它形微细粒状，粒度主要分布于0.020～0.295mm间，约占72.36%，主要化学成份为Cu、Fe、S，微量元素为Au、Ag、Co、Bi、Cd、Sb、Te、Se、As等。
矿石结构构造：矿床矿石结构复杂，构造简单，保留了原矿面貌。矿石结构有四种十一类，以微细粒状结构为主，次为交代结构。构造主要为块状构造，次为条带状构造。
有益有害元素：矿石中主要组份有Cu、Zn、S；达伴生矿产要求的有用组份有Pb、Zn、Au、Ag、Cd、Se、Ga；有害组份为As，F、Mg等其他有害元素含量微，黝铜矿为As的主要载体。
矿石类型：本次设计主要回采对象低于400m标高，距地表＞500m，其自然类型为原生矿石；工业类型为铜锌硫矿石、铜硫矿石和硫铁矿石。
由于矿石中含有S，所以矿石及围岩有一定的结块性和氧化性，在开采时需加注意。
2.5.2储量
矿床工业指标如下:
表2-2 矿床工业指标
Cu(%)
Zn(%)
S(%)
可采厚度(m)

夹石剔除厚度(m)
边界品位
工业品位
边界品位
工业品位
边界品位
工业品位
0.3
0.5
0.5
1
8
12
2
3
本矿床的勘探手段以钻探为主，坑道配合钻探的方法，同时进行了地质、水文及工程测量工作，达到了勘探工作的目的和要求，探测的各级储量如下：
探明的经济基础储量（111b）矿石量447.93万吨；铜金属量146238吨，品位3.26%；锌金属量63489吨，品位3.57%。
控制的经济基础储量（122b）矿石量1795.09万吨；铜金属量460677吨，品位2.57%；锌金属量25862吨，品位3.00%。
探明的内蕴经济资源量（331）矿石量155.12万吨，硫品位29.17%；
控制的内蕴经济资源量（332）矿石量684.07万吨，硫品位27.13%；
推断的内蕴经济资源量（333）矿石量3435.93万吨；铜金属量242932吨，品位1.87%；锌金属量69110吨，品位2.31%；硫品位22.35%。
估算范围为0～400m和400m以上的Ⅰ1-1、Ⅰ1-2矿体，Ⅰ1-1为铜硫矿体Ⅰ1-2为铜锌硫矿体。委托方估算有-200～0m的资源量，但该范围内仅有少量工程控制，控制程度差，为推测资源量，不纳入设计利用资源/储量范畴。范围内，0～400m本次共估有（122b+333）类铜硫矿和铜锌硫矿资源/储量1753.09×104t，其中（122b）类储量有922.34×104t；400m以上范围有采空区，保有有铜硫矿和铜锌硫矿资源/储量1310.89×104t。

表2-3 阿舍勒铜矿0-400m中段资源/储量
标高（m）
矿量（t）
品位（%）
金属量（t）
122b
333
合计
122b
333
合计
Cu
Zn
Cu
Zn
S
Cu
Zn
S
Cu
Zn
S
350-400
3175763
628265
3804027
2.54
0.9
38.2
2.46
1.19
35.06
2.53
0.95
37.68
96120
36058
300-350
3305587
816038
4121625
2.47
0.8
38.74
2.49
0.99
6.61
2.47
0.84
38.32
101967
34523
250-300
174475
1108220
2852970
2.43
0.82
38.79
2.57
0.65
37.92
2.48
0.75
38.45
70879
21510
200-250
418539
1372615
1791154
2.41
0.69
33.17
2.26
0.52
33.98
2.30
0.56
33.79
41108
10026
150-200
402913
1401888
1804801
2.53
0.48
32.78
2.02
0.41
30.05
2.13
0.43
30.66
38512
7682
100-150
175936
1261187
1437124
2.53
0.48
32.82
2.02
0.36
29.58
2.08
0.37
29.98
29927
5385
50-100

1004039
1004039

2.04
0.31
29.46
2.04
0.31
29.46
20482
3113
0-50

71519
715169

2.01
0.3
30.1
2.01
0.30
30.10
14375
2146
合计
9223487
8307422
17530909
2.49
0.81
37.94
2.22
0.55
32.63
2.36
0.69
35.42
413370
120443

2.6 生产地质工作
生产探矿：为使矿山在生产时期内做到三级矿量平衡，保证规模化开采，控制贫化损失，需要进行生产探矿。本着“探采结合”原则，按探矿比10m/104t计算生产探矿工程量，方法和手段同基建探矿。
为实施生产探矿与生产管理，对矿山配置100A-D型金刚石坑内钻机2台，全站仪2台，电脑与打印机各1台，配备地质（含水文1人）3人，管理人员1人，采样2～3人，测量2人，测工3～4人。
第三章 矿山企业年产量和服务年限
3.1 矿山年产量
按合理开采顺序同时回采矿块数验证矿山年产量
A=g·N·t·φKk
式中：A—矿山年产量（t/a）
g—矿房日产量（t/d），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：
N=η∙LLb
式中：L—阶段中的矿床总长度，m；
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)，m；
η—（阶段中）矿体总长度或面积的利用系数，一般为0.8~0.9。
得到N=0.9×33010=29个。
矿块生产能力为494t/d，单阶段可不知有效矿块数为4个，年工作日为330d，Kk取80%，φ取0.5，Kk取0.5。
得到A=494×4×330×0.50.5=65.2×104t＞60×104t，所以满足生产能力的要求。

3.2 矿山服务年限
矿山计算服务年限
Tj=Q∙kzA∙(1-ρz)
式中：Tj—矿山计算服务年限，a；
Q—矿床工业储量，t；
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，t/a；
根据阿舍勒铜矿的地质资料，0m~400m矿床工业储量为1793.09×104t，选用的采矿方法得到总回收率为90%，废石混入率10%。
所以得到Tj=1793×0.960×0.9=29a。
3.3矿山工作制度
矿山采用连续工作制，年工作天数330天，每天三班，每班8小时。
第四章 矿床开拓
4.1 井田划分
井田的大小是矿床开采中的重要参数。在倾斜和急倾斜矿床中，井田尺寸一般用沿走向长度L和沿倾斜长度或者垂直深度H来表示。在水平和微倾斜矿床中，则用长度L和宽度B来表示。
此次设计的主矿体为I号矿，矿体分布于18-17勘探线间，总体南北展布，面上呈”鱼钩”状，水平断面呈”镰刀”状，矿体走向投影长853m，埋深于855-0m水平标高间，距地表埋深18-930m，平均埋深约450m，矿体西翼为正常翼，倾角45-55°，西翼矿头平均埋深大，最浅18m，最大埋深720m，矿体沿倾向，走向延伸不稳定，变化大，呈“复合分枝状”，倾斜延深最大460m，平均厚度20m；东翼倒转，亦倾向东，倾角较西翼陡，为55～75°，东翼矿头埋深相对较浅，但倾斜延深较大，呈稳定的厚层状，矿头最浅埋深62m，最大埋深800m，矿体的连续性好，沿矿体倾斜方向厚度逐渐增大，变化较有规律，平均厚度45m。
I号矿体时矿区的主要矿体，矿体比较集中，连续性较好，且走向不长，所以此次设计采用一个井田开采。其优点为人员、材料、设备、矿石、废石及充填料的运输比较方便，可以集中管理，经济上比较优越。
4.2 阶段高度的确定
开采矿床时，在井田中每隔一定的垂直距离，掘进一条或者几条与走向一致的主要运输巷道，将井田在垂直方向上划分为矿段，这个矿段叫做阶段。上下两个相邻阶段运输巷道底板之间的垂直距离为阶段高度，影响阶段高度的因素主要有：
（1）地质因素。矿体的倾角和厚度，矿石和围岩的稳固性，矿床的勘探类型等。
（2）技术因素。采矿方法、采矿设备、天井掘进设备和掘进工艺、开采强度和新阶段准备时间、矿体赋存条件和岩石情况。
（3）经济因素。矿石的价值，井巷的掘进成本和维修费用，提升和运输成本。
合理的阶段高度,应当在满足矿山地质和经济因素的前提下，使均摊于每吨采出矿石的与阶段高度有关的基建费和生产费之和为最小，由于影响因素很多,计算工作量大，在实际工作中对阶段高度的确定，一般采用类比法,必要时可进行不同方案的技术经济比较。
我国的矿山阶段高度一般为25~120m，多数在30~60m，当矿山地质条件允许时，采用较大的阶段高度可以减少矿床开拓的总阶段数，从而降低开拓工程总量和费用，并有利于生产和管理的集中。
阿舍勒铜矿矿体倾角为55°~75°，属于倾斜到急倾斜矿体，矿体平均厚度 20m，矿区岩体无重大不良地质现象，仅局部出现冒顶、坍塌掉块现象，采用的采矿方法为分段空场嗣后充填法，所以考虑阶段高度为50m。
标出各阶段的标高，算出阶段的矿量及其存在年限。
标高（m）
矿量（t）
122b
333
合计
350-400
3175763
628265
3804027
300-350
3305587
816038
4121625
250-300
174475
1108220
2852970
200-250
418539
1372615
1791154
150-200
402913
1401888
1804801
100-150
175936
1261187
1437124
50-100

1004039
1004039
0-50

71519
715169
合计
9223487
8307422
17530909

4.3 矿床开拓方法的选择
矿床开拓方案的选择时矿山企业总体设计中至关重要的问题，开拓方案一经确定并付诸实施，则矿山基建工程量的大小、基建时间的长短、基建投资的多少以及生产经营费用的高低，都将受到深刻的影响，对于矿山生产的安全性、可靠性以及组织管理等方面都将起到关键性的作用，所以必须非常慎重对待开拓方案的选择。
4.3.1方案的初选
此次设计的矿体位于400m~0m水平，埋藏较深，且矿体倾角较大，属急倾斜品位较高矿床，所以比较适合采用竖井开拓，初步选择为下盘竖井开拓，按对开拓方案的基本要求和相关影响因素，初步选择两个开拓方案：
方案I：主副井+斜坡道开拓系统；箕斗井作主井提升矿石，另配备罐笼井作为副井，作为提升废石、人员、材料和设备，并作为进风井。
主、副井均采用竖井，主井标高910m，井底标高-200m，井深1100m，断面直径4.0m；副井井底标高-150m，断面直径6.0m，井深1100m。主井提升矿石，井内配5m³单箕斗加平衡锤；副井提升人员、材料、设备以及井下废石，考虑到副井要担负下放铲运机等大型设备，所以井内配6#双层单罐笼配平衡锤，并布置供水管、排水管、风管、电缆等，副井担负全矿的进风，副井与各个中段采用石门连接，井下各中段及分段矿石、废石由铲运机直接运往主溜井和废石溜井，在-45水平设置破碎硐室，经破碎后矿石经-50m水平转运皮带运至成品矿仓，再经-80m装矿皮带将矿石送至主井箕斗计量硐室，最后由箕斗提至地表矿仓。
斜坡道采用辅助斜坡道开拓系统，斜坡道不直接连通地表，而是通过各个中段、联络巷、凿岩巷道、回风平巷连接地表，斜坡道负责各个中段见的材料运输、人员通风的任务。
开拓方案示意图如下：

主副井开拓方案示意图

方案II：混合井+斜坡道开拓系统；此方案只布置一个井筒，井筒内分别布置单箕斗和单罐笼，箕斗和罐笼分别布置各自的平衡锤。箕斗用来提升矿石，罐笼用来提升人员、材料、设备及废石等。
采用竖井开拓，井筒中心位于矿体下盘移动带外，为了防止提升矿石时污染新鲜的进风流，箕斗和罐笼间布置从井口到井底的隔墙。井口标高910m，井底标高-200m，井筒直径6.5m。井筒与各个中段采用石门连通，回风井布置在矿体上盘两翼。辅助斜坡道系统不直接连通地表，只是作为各个中段的人员、材料和设备的通道，同时担负矿井通风任务。
井下的矿石及废石通过铲运机运至矿石和废石溜井，废石通过矿车提升知地表，矿石经井下破碎硐室破碎后，在装矿硐室装入箕斗后提升知地表。
开拓方案示意图如下：

混合井开拓示意图

4.3.2 各个开拓方案的比较
各个方案的技术条件比较表

序号
工程或费用名称
方案一