露天矿山开采设计

露天开采设计 南华大学 矿物资源工程071班

《金属矿床露天开采课程设计》课程设计

题 目 大木冲水泥石灰岩矿露天开采设计 学院名称 核资源与核燃料工程学院 指导教师 杨仕教 曾 晟 班 级 矿物资源工程071班 学 号 [1**********] 学生姓名 李昌武

南华大学矿物资源工程系

2010年10月

1、设计条件

本次课程设计对大木冲水泥石灰岩矿0、1、3、5勘探线内的矿石进行露天开采设计。提供的原始资料（电子版）有：矿床地质地形平面图、矿矿床地质地形剖面图、大木冲水泥石灰岩矿开发利用方案。

2、设计要求

（1

（2）矿山工作制度：年工作日330天，三班工作制。

3、设计内容和步骤

3.1 露天开采境界设计 3.2 露天生产能力的确定 3.3 露天开拓方法设计

（1）开拓方法选择；

（2）开拓系统主要参数设计； （3）新水平开拓方法设计；

3.4 露天主要开采工艺设计

（1）穿爆工作设备选型与工艺设计； （2）采装工作设备选型与工艺设计； （3）运输工作设备选型与工艺设计；

（4）排岩工作设备选型与工艺设计；

4、设计成果

（1）课程设计说明书：按毕业设计格式要求打印，按时提交课程设计成果。 （2）开采境界最终平面图，A2图纸1张。

5、设计要求

①严格按科研论文的排版格式；

②页面设置：页边距：上2厘米，下2厘米，左2.5厘米，右2厘米，页眉1.5厘米，页脚1.75厘米 间距：段前0行，段后0行 行距：固定值，15.6磅（题目行、公式行采用单倍行距）；

③字体和字号

一级标题：四号，宋体和Times New Roman字体，加粗，靠左顶格； 二级或三级标题：小四号，宋体和Times New Roman字体，加粗，靠左顶格； 正文部分：五号，宋体和Times New Roman字体；希腊字母用Symbol字体 ；图题、表题：小五号，加粗，宋体和Times New Roman字体；图、表中文字用小；五号Times New Roman字体，量与单位之间用“/”间隔 ；图注与说明、表注与说明：小五号Times New Roman字体。

④图用CAD出图，所有的图纸都要图签，图签格式统一。

1 工程概况 ................................................................................................................................................ - 1 -

1.1矿产资源 ...................................................................................................................................... - 1 - 1.2矿区交通、自然地理和区域经济概况 ...................................................................................... - 1 -

1.2.1矿区位置与交通 ............................................................................................................... - 1 - 1.2.2自然地理与经济状况 ....................................................................................................... - 2 - 1.2.3矿山规模及矿区范围 ....................................................................................................... - 3 - 1.3 矿山现状、特点及存在的主要问题 ......................................................................................... - 4 - 1.4主要编制依据 .............................................................................................................................. - 4 - 2.该设计工程的资源概况 ......................................................................................................................... - 4 -

2.1矿床地质及构造特征 .................................................................................................................. - 4 -

2.1.1 区域地质背景 .................................................................................................................. - 4 - 2.1.2 矿区地层特征 .................................................................................................................. - 5 - 2.1.3构造 ................................................................................................................................... - 5 - 2.1.4覆盖层特征 ....................................................................................................................... - 6 - 2.1.5岩溶特征 ........................................................................................................................... - 6 - 2.2 矿层特征 ..................................................................................................................................... - 6 - 2.3 矿石质量特征 ............................................................................................................................. - 7 - 2.4矿山开采技术条件及水文地质条件 .......................................................................................... - 8 -

2.4.1水文地质条件现状评价 ................................................................................................... - 8 - 2.4.2水文地质条件预测评价 ................................................................................................. - 10 - 2.4.3工程地质条件现状评价 ................................................................................................. - 10 - 2.4.4工程地质条件预测评价 ..................................................................................................- 11 -

3．露天开采境界设计 ............................................................................................................................ - 12 -

3.1确定露天矿最小底宽 ................................................................................................................ - 12 - 3.2选取露天矿最终边坡角 ............................................................................................................ - 12 - 3.3确定露天矿开采深度 ................................................................................................................ - 15 -

3.3.1长露天矿开采深度的确定 ............................................................................................. - 15 - 3.3.2短露天矿开采深度的确定 ............................................................................................. - 16 - 3.4绘制露天矿底部周界 ................................................................................................................ - 17 - 3.5绘制露天矿开采终了平面图 .................................................................................................... - 18 - 3.6露天矿开采境界合理确定与安全的关系 ................................................................................ - 18 - 4.露天开拓方法设计 ............................................................................................................................... - 19 -

4.1开拓方法 .................................................................................................................................... - 19 -

4.1.1开拓方法选择的主要原则 ............................................................................................. - 19 - 4.1.2影响本矿开拓方法选择的主要因素 ............................................................................. - 19 - 4.1.3开拓方案的选择 ............................................................................................................. - 19 - 4.2.开拓坑线的布置 ........................................................................................................................ - 19 -

4.2.1出入沟的布置 ................................................................................................................. - 19 - 4.2.2移动坑线的形成 ............................................................................................................. - 20 - 4.2.3开段沟初始位置确定 ..................................................................................................... - 20 -

5.开采程序 ............................................................................................................................................... - 20 -

5.1开采台阶划分 ............................................................................................................................ - 20 -

5.1.1台阶形式 ......................................................................................................................... - 20 - 5.2工作帮构成 ................................................................................................................................ - 20 - 5.3工作帮推进 ................................................................................................................................ - 21 - 5.4开采程序分类及特征 ................................................................................................................ - 21 -

5.4.1全境界开采 ..................................................................................................................... - 21 - 5.4.2分期开采 ......................................................................................................................... - 22 -

6.矿山的生产能力与生产剥采比 ........................................................................................................... - 22 - 7.露天矿主要开采工艺设计 ................................................................................................................... - 23 -

7.1穿爆工作 .................................................................................................................................... - 23 -

7.1.1穿孔设备选择及爆破法 ................................................................................................. - 23 - 7.1.2爆破参数的确定 ............................................................................................................. - 23 - 7.1.3每次爆破量的确定 ......................................................................................................... - 24 - 7.2采装工作 .................................................................................................................................... - 24 -

7.2.1采装设备的选择 ............................................................................................................. - 24 - 7.2.2采装工作面参数及工作平盘的配线方式 ..................................................................... - 25 - 7.2.3挖掘机生产能力的确定 ................................................................................................. - 25 -

8.排土工作 ............................................................................................................................................... - 26 -

8.1排土场位置的选择及排土容积的计算 .................................................................................... - 26 -

8.1.1排土场位置的选择 ......................................................................................................... - 26 - 8.1.2排土场的容积 ................................................................................................................. - 26 - 8.2排土方法的选择及堆置要素的确定 ........................................................................................ - 27 -

8.2.1选择排土场方法 ............................................................................................................. - 27 - 8.2.2排土工序 ......................................................................................................................... - 27 - 8.3确定排土场参数 ........................................................................................................................ - 27 -

8.3.1排土段高 ......................................................................................................................... - 27 - 8.3.2岩堆安息角 ..................................................................................................................... - 27 - 8.3.3最小平台宽度 ................................................................................................................. - 27 - 8.3.4排土线长度 ..................................................................................................................... - 27 - 8.4排土线生产能力 ........................................................................................................................ - 27 - 参考文献 .................................................................................................................................................. - 29 -

金属矿床露天开采课程设计

1 工程概况

大木冲水泥石灰岩矿为双峰海螺水泥生产的原料基地，为露天开采，采用自上而下分水平开采法，截止2006年9月矿山开采按两个山头开采了四个平台，开采平台标高+240m、+230m、+220m、+210m。开采面积152696m2。采损石灰岩基础储量493万t，其中水泥生产用矿量492万t，矿山修筑公路处置矿石量1万t。

现矿山分三个平台开采，开采平台标高已降至+223m、+210m、+195m。开采面积263836m2。采损石灰岩资源储量514.3万t，其中水泥生产用矿石量467.4465万t，矿山已采剥仍置于采场矿石量12.8535万t，修筑矿山生产公路处置矿石量2万t，生产碎石用矿石量32万t。矿石运输为汽车运送到矿山破碎漏斗口，经破碎后由输送带运送至3km外的水泥生产原料库。

为完成矿业权的变更、转移手续，合理开发利用矿产资源，提高矿产资源的开采利用率，保持生态环境，维护矿产资源所有权人和采矿权人的合法权益，合理开发矿产资源，于是双峰海螺水泥有限公司提出开发大木冲石灰岩矿矿产资源。

1.1矿产资源

1972年、1988年湖南省地质局区域地质矿产测量队先后进行了包括矿区在内的1∶20万、1∶5万区域地质调查，提交了1∶20万涟源幅区域地质矿产报告、1∶5万界岭幅区调地质报告，对该区地层、构造、矿产进行了研究。

2002年9月至12月，四一八队应双峰县政府要求，对大木冲石灰岩、砂岩矿先后进行了预查及普查（图2），于2002年10月提交预查地质报告，提交水泥灰岩D+E+F级储量 4.55亿t，砂岩矿F级储量 1.05亿t； 于2002年12月提交普查地质报告，提交水泥灰岩D+E级储量23926万t，砂岩矿E级储量5478.36万t。2002年12月19日，省国土资源厅以“湘国土资储认字[2002]034号《湖南省双峰县大木冲矿区石灰岩砂岩矿普查报告》矿产资源储量认定书” 形式对报告予以认定，批准石灰岩矿D+E级（333+334）资源储量23926万t、其中D级（333）11920万t，砂岩矿E级（334）资源量5478.36万t。

2003年5月至8月，四一八队在以往普查工作的基础上对矿区石灰岩矿进行了勘探工作，提交了《湖南省双峰县大木冲矿区水泥石灰岩矿勘探报告》，省国土资源厅以“湘国土资储备字[2003]015号《湖南省双峰县大木冲矿区水泥石灰岩矿勘探报告》矿产资源储量评审备案书”形式对报告予以认定，探明或控制石灰岩矿基础储量（121b+122b）7560万t，其中（121b）2055万t，（122b）5505万t。

2006年9月至2007年1月，四一八队对双峰海螺水泥有限公司大木冲石灰岩矿进行了资源储量检测，在原勘探报告估算资源储量范围两侧外推100m范围新增了333资源量764万t，提交了《双峰海螺水泥有限公司大木冲石灰岩矿2006年度资源储量检测报告》，娄底市国土资源局以“娄检备字［2007］4号《双峰海螺水泥有限公司大木冲石灰岩矿2006年度资源储量检测报告》备案书”的形式对报告予以备案，检测报告累计探明资源储量为8499万t，其中121b基础储量2067万t，122b基础储量5668万t，333为764万t。矿山建矿投产至2006年9月累计采损资源储量493万t，保有资源储量8006万t。矿山截止2008年7月底，累计探明资源储量（111b+122b+333）矿石量：16045.8 万t，其中：111b矿石量：1744.1万t ，（122b）矿石量：7405.8万t，资源量（333）矿石量：6895.9万t。

1.2矿区交通、自然地理和区域经济概况 1.2.1矿区位置与交通

大木冲矿区位于双峰县城（永丰镇）259°方向直距25km处，行政区划属三塘铺镇管辖。地理座标：东经111°56′40″～111°58′07″，北纬27°24′14″～27°24′57″，1.1871km2，准采标高+286～+140m。

洛湛铁路经过矿区东侧，矿区距三塘铺火车站约3km；上海—云南瑞丽高速公路于矿区南东侧通过，距甘棠铺、三塘铺入口4km，北通娄底市45km，南接邵阳市54km。县、乡级公路可直通矿区，交通

方便（图1）。

1.2.2自然地理与经济状况

矿区境域地貌形态呈四周山丘崛起、中部岗平相间的立体轮廓，区内地貌为丘陵缓坡溶蚀、剥蚀地貌。四周山丘环绕，中部岗盆宽广。县境东部、东南及东北群山连绵起伏，西部有猪婆山及山斗的台升地带，北部丘岗起伏。海拔较低，地势平缓，属侵蚀溶蚀地貌，由泥灰岩、泥质灰岩，花岗岩、页岩组成。大木冲石灰岩矿层分布区最高海拔标高293.8m，最低海拔标高136.7m，相对高差157.1m。地形总体走向呈东西向，中部高，向南、北两边逐渐降低，自然坡度10～25°。

矿区属中亚热带季风气候，四季分明，春季寒潮频繁，气温变化剧烈；夏季暑热期长，伏旱明显；前秋干旱频繁，后秋天气多变；冬季严寒期短，阴睛少雨天多。本区年平均气温17.5℃，夏季日最高气温一般37.5℃--40.0℃，冬季日最低气温一般-1.5℃--6.7℃。年平均降水量1325.5mm，最大年降水量1952.9mm，降水量较为充沛，多集中于春夏季，占全年降水量的72%，冬、春两季多为连绵细雨，而夏、秋两季多为阵雨，日最大降水量185.7mm。历年月平均相对湿度75%—82%，月平均绝对湿度6.8毫巴。常年蒸发量1157.5mm—1700mm。历年出现初霜日期为12月2日，终霜日期为翌年2月22日，无霜期283.2天。历年平均累计冰冻日6.7天，最长23天。风向受季节控制，以北风、北北东风占优势，年平均风速2.4m/s，瞬时最大风速为28m/s。

境内矿产资源种类较多，分布广。已查明的有27个矿种，99个矿点，其中金属矿有黄金、铅锌、钨钼、锑钼、铁、矾、铜等；非金属矿有煤、石膏、黄铁、大理石、花岗岩、陶瓷土、耐火粘土、碳、磷、钾、重晶石、硅石等。位于全省前10位的矿产有：石膏、大理石、黄铁、煤、耐火粘土、黄铁矿等。

区内经济活跃，劳动力充裕。农业以稻为主，兼产甘薯、小麦等，自给有余。商业以国营商业为主体，有比较完整的商业服务系统，市场繁荣，供应充沛。

1.2.3矿山规模及矿区范围

根据2007年5月全面开工建设第二条日产5000t水泥熟料新型干法生产线，建成后，熟料生产能力达300万t/a。按生产1t熟料需要消耗石灰石矿石量1.35t计算，该矿山石灰石矿年产量设计为300×1.35=405万t。本方案以此规模作为设计的生产规模，采矿许可证核准的矿区范围及开采深度如下表1-1：

1.3 矿山现状、特点及存在的主要问题

大木冲水泥石灰岩矿为双峰海螺水泥生产的原料基地，为露天开采，采用自上而下分水平开采法，截止2006年9月矿山开采按两个山头开采了四个平台，开采平台标高+240m、+230m、+220m、+210m。开采面积152696m2。采损石灰岩基础储量493万t，其中水泥生产用矿量492万t，矿山修筑公路处置矿石量1万t。

2007年5月全面开工建设第二条新型干法生产线建成后，现矿山分三个平台开采，开采平台标高已降至+223m、+210m、+195m。开采面积263836m2。采损石灰岩资源储量514.3万t，其中水泥生产用矿石量467.4465万t，矿山已采剥仍置于采场矿石量12.8535万t，修筑矿山生产公路处置矿石量2万t，生产碎石用矿石量32万t。

该露天矿虽然开采水文地质条件和工程地质条件都简单，矿石易于开采。但是因该矿开采范围大，再加上方案设计范围内已经有多处开采的小采坑，地表环境已经造成不同程度的破坏，如矿体东部的露天开采边坡、高速公路采石场采坑、双峰县水泥二厂采石场采坑等等。这些地表的破坏对下步开采造成一定的影响。

该矿南边、西南边有大量的民房，开采爆破时要注意加强安全保障工作，离矿体开采范围200m的居民需要搬迁，这将带来开采成本增大。矿区附近有条高速公路，应确保公路安全，建议离公路500m的矿体不能开采。另外，以前开采的露天采坑与边坡给下步开采带来的步安全隐患要加强管理，并必要时牺牲矿石留足安全距离。

1.4主要编制依据

《中华人民共和国矿产资源法》； 《中华人民共和国矿山安全法》；

《中华人民共和国矿山安全法实施条例》； 《中华人民共和国安全生产法》； 《中华人民共和国劳动法》； 《中华人民共和国消防法》；

《中华人民共和国职业病防治法》；

《矿产资源开发利用方案编写内容要求》；

国土资源部《关于加强矿产资源开发利用方案审查的通知》； 《金属非金属矿山安全规程》； 《爆破安全规程》；

《工作场所有害因素职业接触限值》； 《建材工业劳动保护工作暂行条例》； 《工业企业设计卫生标准》；

湖南省地质矿产勘查开发局四一八队2003年8月编写的《湖南省双峰县大木冲矿区水泥石灰岩矿勘探报告》；

湖南省地质矿产勘查开发局四一八队2008年8月编写的《双峰海螺水泥有限公司大木冲水泥石灰岩矿资源储量核实报告》；

关于《湖南省双峰县大木冲矿区海螺水泥石灰岩矿资源储量核实报告》矿产资源储量评审备案证明（湘国土资储备字［2009］013号）；

双峰海螺水泥有限公司提供的有关设计基础资料； 双峰海螺水泥有限公司提供的委托书。

2.该设计工程的资源概况

2.1矿床地质及构造特征 2.1.1 区域地质背景

矿区大地构造位置处白马山—龙山东西向隆起带猪婆大山短轴背斜南东翼。区域内出露有奥陶系下

统、泥盆系中上统、石炭系下统及第四系等地层。早古生代奥陶纪早世，本区域以一套巨厚的浅海相细粒碎屑岩沉积为主；在晚古生代至中生代早期，本区表现为强烈沉降带，泥盆系、石炭系等地层发育，广泛分布于猪婆大山背斜四周，属浅海相碳酸盐岩沉积和滨海相碎屑岩沉积；第四系零星分布于河、沟两侧及地势低洼处。

区域构造较简单，主要表现为呈北东走向的猪婆大山隆起（短轴背斜）及其两侧（两翼）的走向冲断层。猪婆大山背斜核部由奥陶系组成，泥盆系不整合于奥陶系之上，分布于背斜两翼。该背斜向北东、南西两端倾伏，长约18km。核部岩层倾角40-60°，两翼岩层倾角20-40°，呈一拱形短轴背斜。两翼所伴生的冲断层，造成一系列地层重复及形成直立挤压带，使两翼出露宽度极不对称。大木冲矿区处背斜南东翼北段，构造简单。

区域内变质作用较弱，围岩蚀变主要表现为绢云母化、绿泥石化、方解石化和白云石化。 区域内较近的花岗岩距矿区数公里。

区域内矿产丰富，种类较多，以燃料和水泥灰岩等非金属矿产为主，金属矿产次之，主要有锑、金、铅锌、铁、锰、铜、钨等。

2.1.2 矿区地层特征

矿区出露地层主要为泥盆系中统棋梓桥组及上统佘田桥组，此外尚有第四系零星分布。由老至新分述如下：

（1）中统棋梓桥组（D2q）

按其岩性组合特征可分为上、下两段。

下段（D2q1）：仅于矿区钻孔中见及，岩性主要为泥灰岩、页岩夹瘤状灰岩。钻孔揭露厚度6.08m，但据矿区外围资料，该层厚20～66 m。

上段（D2q2 ）：分为二个岩性亚段

第一亚段（D2q2-1）：岩性主要为浅灰至深灰色厚至巨厚层灰岩夹厚层状白云质灰岩、灰质白云岩，白云质灰岩呈团块状分布，富含藻类化石，为石灰岩矿赋矿层位。厚约90 m。

第二亚段（D2q2-2）：岩性主要为浅灰至深灰色厚至巨厚层状泥晶-微晶灰岩，富含层孔虫及藻类化石。偶夹含白云质团块灰岩及条带状白云质灰岩，单层厚一般0.7～2.0m，局部10m左右。为石灰岩矿主要赋矿层位。厚165～200m。

（2）上统佘田桥组(D3s)

分布于矿区南东部，岩性为灰色泥质灰岩夹泥质粉砂岩、粉砂岩，底部夹有灰色薄层状泥灰岩，产腕足类化石。为石灰岩矿体的顶板。厚度不详，但据矿区外围资料，该层厚110～137m。

上述各地层均呈整合接触。 （3）第四系（Q） 主要为河流冲积层，具二元结构，分布于矿区北西、南东两侧；其次为残坡积层，零星分布于山坡、冲沟和田垅之中，岩性为黄褐色粘土、亚粘土。厚0～12.1m。不整合于前述各地层之上。

2.1.3构造

矿区构造简单，总体为一倾向南东的单斜。岩层总体走向65°左右、倾向南东、倾角8～46°，一般25～35°，局部地段岩层产状有较大的变化，形成呈北东向展布的宽缓褶皱，褶幅一般小于10m，最大15m，不影响总体构造形态。

断层不发育，仅有F1及F3，均表现为北东向正断层性质，为脆性岩石因褶皱挤压和重力变形在近轴部位置形成的张性楔形断裂，一般规模较小，断距525m，现分述如下：

F1：分布于矿区中部，北东起于4′线，往南西延出图幅外，区内长1.6km。走向60°、倾向北西、倾角68～85°，总体倾角 75°左右。破碎带厚45m，主要由张性角砾状灰岩及方解石脉组成。上、下构造面所构成的破碎带呈楔形向下延深，往深部具尖灭趋势，断距约525m。断裂上盘岩层产状平缓（10～25°），下盘岩层产状相对较陡（27～32°）。据相邻剖面对比、采场观察，断层通过位置两侧岩性变化不大，但标志层清楚，显示上盘下降。

F3：分布于F1南侧，北东起于晃成堂（10线西侧），往南西延出图幅外，沿走向与F1呈由南西

向北东撒开的趋势，相距60～300m，区内走向长2.1km。总体走向70°左右，倾向北西，倾角45～82°，总体倾角55°左右。破碎带厚3.5～6m，2线达16m。断裂上盘岩层产状相对变化较大（18～35°），下盘岩层产状平缓（10～18°），断距约5～15m。据地表及深部工程（ZK301）控制，其构造破碎带特征和成因与F1极为相似。

上述两条断层破碎带岩石经取样分析，本身均为工业矿体。断层走向规模虽较大，但延伸不大、断距小。因此，对矿层的破坏作用甚微。

2.1.4覆盖层特征

矿层之覆盖层主要为零星分布在矿区低洼地带的第四系残坡积粘土，粘土呈褐色、黄褐色，含少量黑色铁锰质，厚0～12.1m。其次为高速公路人工堆积废石堆和少量佘田桥组覆盖层。据取样化验分析结果，残坡积粘土（样品数18个）的主要化学成分含量见储量报告表2-5。大部分粘土层成分含量变化大，无一定规律，平均：硅酸率为2.96，铝氧率为1.89。可作水泥原料的配料利用。

人工堆积废石堆为上瑞高速公路临时堆放场，平均厚度5.92m，主要成分：CaO 50.92～53.58%，平均52.25%，MgO 1.27～1.99%，平均1.63%，可以作矿石利用。佘田桥组覆盖层仅在8线附近零星出露，主要岩性为泥灰岩夹少量砂岩，泥灰岩主要化学成分见表2-6。由于覆盖层很不发育，对石灰岩矿的开采影响较小，也无利用价值。

2.1.5岩溶特征

在估算资源储量范围内共施工13个钻孔，其中5个钻孔见到溶洞，本次施工的3个钻孔未见溶洞。全矿区钻孔遇溶率为38%。溶洞规模不大，溶洞高最大为6.53 m，最小为0.55m，均独立产出，空间延伸范围较小。大部分溶洞无充填物，仅ZK401中见有少量泥、砂质物充填。

岩溶率统计结果显示：全矿床平均线岩溶率为3.66%，属不发育类型，且多发育于160m开采标高以下，160m标高以上岩溶率仅0.90%。

2.2 矿层特征

大木冲石灰岩矿床赋存于泥盆系中统棋梓桥组上段，呈层状产出，含两个矿层，自下而上编号为Ⅰ、Ⅱ矿层，两者平行，总体倾向南东，沿倾向自地表向深部具舒缓波状延伸。矿床地面形态呈中间高、南北两侧低的低缓丘陵状，出露标高最高为293.8m、最低为142.8m，其底板露头线标高自西向东由214m逐渐降低为155m。已控制矿层走向长度大于1.2km，倾斜宽度1km左右，矿层总厚度53.70～230.25m，平均118.12m。矿层含稳定及不稳定夹层各一层， 其中①夹层为Ⅰ、Ⅱ矿层的分界标志，②夹层位于Ⅱ矿层内，此外，矿层内尚有极不稳定夹层数层。矿层总体含矿率为96.4%，矿量主要富集于3～8线间。

Ⅰ矿层赋存于中泥盆统棋梓桥组上段第一亚段上部和第二亚段下部，主要由灰白色至深灰色厚至巨厚层状泥晶—微晶灰岩，偶夹团块状或透镜状含白云质灰岩组成。地表岩溶不发育，第四系残坡积浮土覆盖层较薄，一般小于5m。矿层出露标高：155～259m。总体呈单斜产出，走向65°左右、倾向南东、倾角10～35°。产状较稳定，但沿倾向有波状起伏。控制矿层厚度50.69～143.65m，平均厚94.40m，变化系数34%。沿走向厚度有变化，从表2及图5中可看出，中部（1～4线）矿层厚度相对稳定，以6线最厚，为143.65m，往两侧厚度变小，分别为3线61.68m、8线62.79m。沿倾向厚度较稳定，总体上有由浅到深由厚逐渐变薄趋势，如0线剖面，北西端浅部厚126.73m、南东端深部（已露出地表）厚90.00m。矿层内含少量夹层，主要分布在3线地表。矿层顶板①夹层为与Ⅱ矿层的分界标志，矿层底板界线处棋梓桥组上段第一亚段顶部灰岩与白云质灰岩或灰质白云岩的分界位置，标志明显、对比可靠。

Ⅱ矿层赋存于中泥盆统棋梓桥组上段第二亚段上部，主要由浅灰色至灰黑色厚至巨厚层状泥晶、粉晶灰岩组成。地表溶沟、石芽较发育，1线至2′线地形低洼处发育有直径小于1m的落水洞三处。地表地形低洼处局部有第四系残坡积浮土覆盖，厚0～12.1m。矿层出露标高173～293.8m。其产状与“Ⅰ”矿层基本一致，但沿倾向起伏更加明显。控制矿层厚度15.73～93.30m，平均厚59.14m，变化系数39%。沿走向自西向东总体上呈由薄变厚趋势，以4′线最厚为93.30m，4′线以东厚度相对稳定，为78.30～

6.60m，沿走向4′线往西厚度起伏较大，最小为3线27.44m，最大为0线73.81m。厚度变化主要是地面剥蚀程度不一所致。矿层内发育有②号不稳定夹层和1个极不稳定夹层，其中②夹层因地面剥蚀程度

的差异，出露不全，地表不连续，距①夹层14-46m。矿层底板界线以①夹层为标志，顶板界线最高至D2q2-2与D3s分界处。

Ⅰ、Ⅱ矿层中发育有F1及F3两条破矿断层，其断距小，且断裂破碎带处矿层内，破碎带岩石本身亦为矿石，故对矿层基本无影响。

2.3 矿石质量特征

矿石结构构造与矿物成分

矿石结构主要为生物碎屑结构、隐晶结构、细晶结构、粉晶结构、泥晶结构、晶粒结构、碎裂结构等。具块状构造，角砾状构造、假角砾状构造。

矿石主要矿物成分为方解石和白云石。大部分矿石方解石含量97～99%，白云石含量1～3%；少量矿石方解石含量90%左右，白云石含量10%左右；次为石英、粘土矿物及氧化铁质。

矿石化学组分

Ⅰ矿层主要组分平均含量CaO 51.64%，品位变化系数为4.96%，MgO 1.21%，品位变化系数为86%；Ⅱ矿层主要组分平均含量CaO 52.62%，品位变化系数为3.25%，MgO 1.19%，品位变化系数为88.41%；矿床主要组分平均含量CaO 52.02%，品位变化系数为4.12%，MgO 1.20%，品位变化系数为88%。次要组分平均含量SiO2 2.09%，fSiO2 0.173%，Al2O3 0.5%，Fe2O3 0.29%，K2O 0.23%，Na2O 0.09%，SO3 0.063%，Cl— 0.003%，Loss 42.57%。

统计结果表明：大木冲石灰岩矿床的矿石质量优良。影响矿石质量的主要组分MgO平均为1.15%。其它有害组分均小于规范所规定的指标数，质量稳定。此外，据矿石多元素分析，P2O5、Mn3O4、TiO2的含量为P2O5 0.006～0.007%、Mn3O4 0.001～0.005%、TiO2为0。亦表明矿石质量甚佳。

矿石类型和品级

根据矿石的结构构造、化学组分等特征，矿石的自然类型可划分为灰岩矿石和含白云质灰岩矿石两类。

（1）灰岩矿石：以浅灰至深灰色泥晶灰岩为主，夹少量微晶灰岩。厚至巨厚层状构造，主要矿物成分为方解石，其含量98～99%，微量白云石、泥质、铁质。其颗粒组成：泥晶（微晶）80～95%、球团10%左右、钙球少量，泥晶的粒径一般小于0.01mm。

（2）含白云质灰岩矿石

呈团块状、透镜状或薄层状产出，多以夹层的形式出现。微晶至细晶结构，风化面呈灰黑色，粗糙有刀砍纹，主要矿物成分方解石90%左右，白云石10%左右。

上述两类型矿石质量好，均为Ⅰ级品矿石。

矿层顶、底板围岩及夹石

（1）矿层顶板

矿区Ⅰ、Ⅱ矿层分别处①夹层以下及以上，故Ⅱ矿层顶板即矿层顶板。为泥盆系上统佘田桥组(D3s)岩石，仅在矿区东端8线附近有出露。该组底部以一层灰色薄层状泥灰岩与矿层分界，往上为灰色泥质灰岩夹泥质粉砂岩、粉砂岩。泥质灰岩呈浅灰色，风化后呈灰黄色，单层厚5cm。其矿物成分：方解石60～70%，泥质30～40%，白云石微量。泥晶结构，其化学成分：CaO 35.61%，MgO 0.69%，SiO2 19.30%。

（2）矿层底板

即Ⅰ矿层底板。为泥盆系中统棋梓桥组上段第一亚段（D2q2-1）。直接底板为团块状白云质灰岩、灰岩与白云岩，呈互层产出。白云质灰岩，新鲜面略带浅红色，风化面粗糙呈灰黑色，刀砍状溶沟发育，呈中厚至巨厚层状构造，细晶结构。其矿物成分：白云石含量60～70%，方解石30～40%。白云石呈他形—半自形粒状，个别以网脉状和细—粗晶出现，粒径一般0.15mm至数毫米。其化学成分：CaO 34.25～48.61%，MgO 3.45～17.50% 。

（3）夹石

矿层内主要有两个夹层。

①夹层：赋存于Ⅰ、Ⅱ矿层之间，走向长1.64km，产状与Ⅰ、Ⅱ矿层一致，岩性为浅灰色至深灰色中厚层状灰质白云岩夹白云质条带状灰岩。以粉晶结构为主、细晶结构次之，矿物成分以白云石为主，

少量方解石、炭泥质。化学成分：CaO 34.25～52.56%，平均48.60%；MgO 1.66～17.50%（表5），平均5.31%。厚度为1.30～12.54m，平均厚5.80m（表2-1）。

②夹层：位于Ⅱ矿层中上部。沿走向断续分布，产状与Ⅱ矿层一致，岩性为浅灰色至深灰色中厚层状灰质白云岩、白云质灰岩、含白云质灰岩夹灰岩。以粉晶结构为主、泥晶结构次之，矿物成分以白云质、钙质为主，少量炭泥质。化学成分：CaO 32.07～53.27%，平均47.32%，MgO 1.20～18.22% ，平均5.50%。厚度为4.00～13.00m，平均厚7.07m。属矿层中不稳定夹层。

在资源储量估算范围内Ⅱ矿层中，于2线、8线尚发育有3个极不稳定夹层，其中2线③夹层化学成分CaO 49.85%， MgO 4.65% ，平均厚度5.36m；2线中深部④夹层地表未见出露，化学成分CaO 49.30%，MgO 5.93%，平均厚度3.94m；8线⑤夹层化学成分CaO 46.89%， MgO 6.37%，平均厚度3.50m。夹层规模较小，沿走向及倾向延伸长度一般小于60m，仅⑤夹层走向长为186m。极不稳定夹层相邻剖面间均不能相连和对比。

2.4矿山开采技术条件及水文地质条件

2.4.1水文地质条件现状评价

大木冲石灰岩矿区，属湘江水系涟水流域。矿区主要为丘陵地貌，主要为碳酸盐岩溶蚀剥蚀丘陵，次为构造剥蚀丘陵，地形整体较平缓，地形最高点位于矿区西部，岗顶标高293.8m，地形最低点位于矿区东部，最低海拔标高136.7m，相对高差157.1m。矿区一般海拔150～290m，相对高差一般小于100m。

准采区地形总体西高东低，中部高、南北低，为碳酸盐岩溶蚀丘陵，地形标高142～293.8m，最大相对高差143.2m，脊线整体为东西向，地形坡度10～25°，地表基岩裸露，植被覆盖率小于10%。

区内无大的河流，主要地表水系有茶冲河、大木冲溪、长田河、飞跃水渠和三悟堂水渠。流量相对较大的是矿区南东的茶冲河。该河流属湘江水系三级支流。茶冲河发源于邵东县五龙岭，流经邵东县南冲村、双峰县全桥，在永丰镇犁头嘴汇入湘江二级支流测水河，总长69km，流域面积达734km2。茶冲河流量由南冲水库控制，年平均流量1000 L/s左右，最大流量5000 L/s，河水深度3m左右。茶冲河是本区地表水和地下水排泄的主要途径，最高洪水位标高（准采区东端附近小桥处）141m，河水未受污染。

矿床北部边缘大木冲溪流量由大木冲水库控制，流量约53.8 L/s。自西向东流出矿区后注入涟水二级支流—茶冲桥河，季节性明显，主要接受当地大气降雨补给，旱季常断流。该溪在4线东侧K1溶洞处分为两股水流，一股流入地下，另一股由溪沟往东南流去。经连通试验，自K1流入地下之水从顺溪沟下游50m处的溶洞K1-1流出，K1入口处流量8.2 L/s，出口处流量10.5 L/s。与3号泉无水力联系。

矿床南侧长田河流量略大，为930～1040 L/s。汇入茶冲河总流量为1830～2030 L/s。

飞跃水渠：位于准采区西部，为邵东南冲水库向双峰县峡山塘水库的输水渠道，每年4～10月为主要过水期。飞跃隧道位于亭家屋至范家井之间，长约800m，拱顶结构，拱顶标高171m，隧道高度2.10m，跨度2.45m。正常水深1m左右。

三悟堂水渠：位于评估区南部准采区外，为三塘铺镇新塘坪至沙子塘一带农田灌溉水渠。水渠路面标高158m左右，宽度约1m，过水水深一般0.5～1.0m。每年的4～10月为主要过水期。

其它地表水体主要为水塘，全部分布于准采区外，对矿床开采无影响。

矿床最低开采标高为140m，低于当地最高洪水位约1m，不受洪水影响。

据双峰县气象资料，评估区气象参数如下：

年平均气温 17.0℃

极端最低气温 －9.8℃（1972.1.9）

极端最高气温 40.1℃（1963.9.1）

年平均蒸发量 1528.8mm

年平均降水量 1312.8mm

年最大降水量 1952.9mm （1990）

月最大降水量（雨季集中于4～6月） 463.2mm （1990.6）

日最大降水量 147.3mm (1963.6.1)

时最大降水量 70.1mm (1963.6.1.13)

年平均降雨日 156.5天

（1）岩层含水性

区内出露的地层较全，岩层、岩相、产状比较稳定。现将区内各岩层的含水性从新到老分别叙述如下：

①第四系（Q）

主要为河流冲积层，分布于矿区西北角。该层具二元结构，上部为腐植土、亚粘土及亚砂土，下部为松散的砾石层，厚0～3m，本层下部透水性较好。此外，尚有部分第四系残坡积层，零星分布于山坡、山麓地带和冲沟、田垅之中，岩性为黄褐色粘土、砂砾层，厚度0～12.1m左右。区内第四系分布区内未见泉水出露。据区域资料，该层为含水微弱的孔隙含水层。

②石炭系下统（C1）

出露于矿区东南边缘地带。岩性上部主要为泥灰岩、泥质灰岩、巨厚层灰岩夹钙质砂岩透镜体；下部为泥灰岩、薄至中厚层状石英砂岩夹页岩。地表灰岩出露部位岩溶不太发育，仅见溶沟、溶槽及溶蚀洼地，规模不大。区内岩关阶厚度为351m。地表未见泉水点分布。

③泥盆系上统锡矿山组（D3x）

该组上段岩性由细粒石英砂岩、砂质页岩、泥质粉砂岩、石英粉砂岩夹泥灰岩和灰岩透镜体组成，厚150～174.2m；

下段由页岩、泥灰岩夹豆状赤铁矿和厚层状灰岩组成，厚143.6～446.6m。

局部地段地表可见有溶沟、溶槽和小型溶孔发育，规模甚小。地表未见泉水点分布。据区域资料，该层为含岩溶孔隙、裂隙水的含水层。

④泥盆系上统佘田桥组（D3s）

分布于矿区南部，为石灰岩矿层顶板。岩性为泥质灰岩夹泥质粉砂岩，底部还夹有薄层状泥灰岩，厚110～137m。该组为一岩溶裂隙水含水层。地表见有1处泉水点分布（2号泉），流量仅为0.5 L/s。

⑤泥盆系中统棋梓桥组（D2q）

上段为含矿层位，岩性主要为浅灰至深灰色厚至巨厚层状灰岩，单层厚0.74m，局部10m左右。在区内见有6处泉水点，均为下降泉，泉水点分布于石灰岩矿体的南侧沟谷之中，均为居民取水之处。其中3号泉流量最大，达36.23 L/s，旱季只有3.0 L/s左右；此外，出露于长车佬的5号泉流量达7.0 L/s，旱季仅为0.7 L/s，其余泉水点流量一般仅为0.1～0.2 L/s。因此区内棋梓桥组不仅是含矿层，而且又是含较丰富岩溶水的含水层。根据钻孔资料统计，终孔稳定水位标高166.18～206.73m，平均181.70m，总体反映出地下水位北高南低，并以泉水的形式，排泄于茶冲河。

下段为泥灰岩、页岩和瘤状灰岩，厚20～66m。

⑥泥盆系中统跳马涧组（D2t）：

上段为紫红色的泥质粉砂岩、砂质页岩夹石英砂岩，厚367m。

下段为厚169m的砂砾岩层。

据区域资料，属一隔水层。

⑦奥陶系下统宁国组（O1n）

该组为一套灰绿、灰绿色板状页岩、粉砂质页岩，厚度大于900m，属一隔水层。

上述各含水层，其分布自北西向南东总体上由老到新，且地势由高到低。除赋矿地层——棋梓桥组富含岩溶裂隙水外，其它地层均为弱含水层，且因构造简单，无贯通断裂，各含水层之间无地下水力联系，一般不会影响未来矿山开采。

（2）构造含水性

矿区褶皱构造不发育，总体上为一单斜构造。

大木冲石灰岩矿床内断裂主要有F1、F3，属走向北东的正断层，断距525m。对将来采矿有影响的断裂主要是F1。

F1分布于矿区中部，北东起自4′线，往西南延伸图幅至架子塘，长2km。走向60°、倾向北西、倾

角68～85°，总体倾角75°左右；破碎带厚45m，角砾岩充填，方解石脉发育。在新塘冲北山沟之中的断裂带上见有一泉水点分布（4号泉水点），流量达5 L/s。该泉水为当地居民于上世纪90年代初大旱之时向F1掘进的深约80m平巷至F1破碎带时涌出的泉水。据访问：4号泉水施工贯通时，3号泉（流量达36.23 L/s、旱季流量为3 L/s）有大量浑水涌出。表明3号泉与4号泉及F1有水力联系，因此，F1断层破碎带不仅含水且又导水。

（3）生产采场水文地质条件

矿山目前的开采水平已降至+223m、+210m、+195m，均为露天开采，开采总面积为263836m2，开采矿体为灰岩、白云质灰岩及少量粘土，岩层中厚至巨厚层状，岩石完整、稳定，含弱岩溶水，因矿山采用露天开采，矿层又为独立的小山丘，该矿床可视为一个独立的水文地质单元，现有采场标高均高于矿区所有井泉标高，矿体岩溶溶洞裂隙水暂对矿山采场无影响，补给水源主要来自大气降水，采场观察:矿山采场几乎呈干燥状。

（4）水文地质条件现状评价

综上所述，矿山在当地侵蚀基准面以上露天开采，地层含弱岩溶水，采场正常涌水量40.0m3/h，最大涌水量58.8m3/h，均可自流排放，现状条件下，矿山水文地质条件属简单类型。

2.4.2水文地质条件预测评价

未来开采矿种为水泥石灰岩，开采标高在+140m以上，主要开采灰岩、白云质灰岩及少量表层粘土。

当地侵蚀基面标高约+120m，矿山未来开采区最低标高为+140m，该石灰岩矿床最低开采边界位于当地侵蚀基准面+120m以上，采矿场可自然排水，但为了布置地面排水系统工程，本核实报告对+140m标高以上涌水量进行估算。

大石冲石灰岩矿床属于岩溶充水矿床类型。矿床东部为茶冲，标高为120.5m，南东部为光冲，标高为136.7m，低于矿床最低开采标高，北部为大木冲，标高一般为150m至160m左右，西部标高达200m以上，但有跳马涧组隔水层可阻挡其他含水层的水进入矿床。因此，该矿床可视为一个独立的水文地质单元，其采矿场充水水源主要是大气降水和矿体岩溶溶洞裂隙水；所以对采矿场的雨水汇集量及来自矿床西部的岩溶裂隙水分别进行估算。

经计算求得开采最低标高140m涌水量为：

Q1=3459m3/d；

Q2=3693m3/d；

Q3=5442 m3/d；

Q总1（正常涌水量）= Q1+Q2=7152m3/d；

Q总2（最大涌水量）= Q1+Q3=8901m3/d；

以上估算的涌水量为矿床开采最低标高140m的涌水量。140m标高以上的区段地下水可随开采灰岩矿时自流排放，但其水量从地表往下将会逐渐增大。本次所估算的涌水量可视为矿区正常涌水量和最大涌水量之上限，仅供设计部门予以参考。

矿山未来开采对飞跃隧道的影响，飞跃隧道位于准采区西部，拱顶标高约171m，当开采到171m标高以下时，必然对隧道拱顶产生破坏；开采到标高170m以下时，必然影响隧道的过水性能；开采到标高169m以下时，隧道将受到彻底破坏。因此，矿山开采对飞跃隧道的影响为严重。因此，矿山开采至+140m标高时，飞跃隧道由隧道改明渠，建成议以隧道中心线为准，隧道两侧各10m范围内标高171m标高以下禁止开采。

综上所述，矿山石灰岩矿在当地侵蚀基准面以上开采，预测矿坑正常涌水量7152m3/d，最大涌水量8901m3/d，地形有利于采场自流排水，构造带含水丰富，地下水补给条件较差，矿区基岩裸露，水文地质边界较简单。综合认定，未来矿山水文地质条件为简单类型。

2.4.3工程地质条件现状评价

大木冲石灰岩矿层岩性主要为浅灰至深灰色厚至巨厚层状灰岩夹厚层白云质灰岩，单层厚0.72m，局部10m左右，矿体厚度达89.12～230.25m。矿体走向北东，倾向南东，倾角8～46°，一般25～35°，

属缓倾斜的矿层。该矿位于孤立的山丘之上，三面为谷地。矿层及底板节理裂隙均不发育，且无软弱夹层，岩层之间的接触属刚性接触，不易产生层间滑动。矿石结构属块状—层状结构，构成矿体的厚层灰岩垂直层面的抗压强度为166.84～175.14Mpa，平行层面的抗压强度为117.24～123.47Mpa，属稳定性较好的坚硬岩类。

据ZK402、ZK001、ZK801灰岩RQD值统计，分别为79%、76%和81%，均大于75%，但小于90%，岩体质量状况良好。

矿体的底板为灰岩夹厚层团块状白云质灰岩、灰质白云岩，厚度90m左右，亦属坚硬岩类。

构造破碎带工程地质特征

矿床范围内，对未来矿床开采和工业场地布置有影响的断层主要为F1断层。该断层的分布及主要特征前已说明，现仅就其工程地质特征叙述如下：

该断层以破碎带形式存在，破碎带厚45m，呈上宽下窄的契形延深，被张性角砾岩及方解石脉充填，方解石脉呈网状穿插，岩性较为破碎。钙、泥质胶结不紧密。根据该断裂带的岩性破碎程度分析，可能导致断裂带含水，对将来的开采可能会带来一定的影响，需在开采设计中予以充分考虑，但随着深度的增大，影响会越来越小。

结构面特征及岩体稳定性评述

区内的结构面主要有原生结构面和次生结构面两种。

原生结构面是指岩层的层面，区内岩矿层层面平直，层间无软弱夹层，层间接触属刚性接触，岩层产状平缓，不易产生层间滑动。

次生裂隙是指节理裂隙与风化裂隙两种。

风化裂隙仅发育在岩层表面，呈刀砍状，其发育深度很小，一般为12m左右。

节理裂隙据4′线采矿场测量统计，按其走向展布，可分为北西向①、近南北向②及北东向③等三组，倾向不定、倾角一般大于75°，几乎均垂直岩矿层层面。规模小，走向延长数厘米至3m，延深一般小于延长，裂隙宽一般仅12mm，局部可达10cm以上。多数裂隙为方解石脉充填，其中⑴组亦有铁、泥质充填，且具张性特征。裂隙率分别为①1.1条/m、②0.2～0.3条/m及③0.17～0.2条/m。上述资料表明：本区岩矿层节理裂隙不甚发育。

综合矿区的工程地质特征可以看出，该矿床矿层属块状—层状构造，岩层产状平缓，层间无软弱夹层，层间接触属刚性接触，矿层的岩性又属坚硬岩类，节理裂隙不甚发育，岩石物理力学强度高。因此，矿层的稳定性好。

边坡稳定性评述

矿区内的边坡是指露天采矿形成的采场边坡。该类边坡属单层结构岩石类边坡。根据前述资料分析，未来采矿场边坡稳定性总体是较好的。区内目前有石灰岩采场3处，均位于山丘南坡，坡面倾向南南东，与岩层倾向基本一致，故形成的边坡基本上属顺向人工边坡。采场边坡高度一般为20～35m，最高约50m，坡角一般为50～60°，最大达74°。目前边坡稳定，无崩塌、滑坡现象发生。但是随着开采标高逐渐降低，地下水的排放，水位下降，则可能会引起局部的岩溶塌陷，而影响边坡的稳定性；此外，由于采场的边坡为顺向边坡，且岩层倾角小于边坡角，所以还需严防滑坡的发生，也会影响边坡稳定性。

综上所述，矿山矿层及其围岩抗压、抗剪和抗拉强度大，岩石物理力学强度高，属坚硬岩类，岩体结构属缓倾斜块状—层状结构，无软弱夹层，采场边坡稳定性好，现状条件下矿山工程地质条件属简单类型。

2.4.4工程地质条件预测评价

工程地质条件预测评价主要是对未采场边坡的稳定性预测评价。未来主要开采为水泥石灰岩，矿层岩性及性质与现状条件相同。未来开采时，受爆破松动影响，采场边坡可能产生爆破裂隙，影响采场边坡的稳定性。

准采区北部边缘，岩层总体倾向南东，倾角15～32º，为顺向坡；准采区南部边缘，岩层总体倾向北西，倾角8～20º，亦为顺向坡。岩体为硬质岩石，内部结合性好，层间结合性好，局部风化较强地段结合性一般。

采场边坡如果发生崩滑，最可能的滑移结构面是层面和内部的软弱结构面，若以45º+Ф/2作为临时边坡的滑移结构面，以层面作为永久边坡的滑移结构面，则边坡稳定性可按下式计算：

Ks=(γVcosθtgφ+Ac)/ (γVsinθ)

式中： Ks——稳定系数，

γ——岩体重度（kN/m3），取值27，

с——结构面的粘聚力（kPa），临时边坡按岩石质量等级II级取值为1500kpa，永久边坡按硬

质岩石结合一般取值90kpa。

φ——结构面内摩擦角（º），临时边坡按岩石质量等级II级取值为50º，永久边坡按硬质岩石

结合一般取值27º。

A——结构面单位宽度的面积（m2）

θ——结构面倾角（º），临时边坡按45º+Ф/2计算为70º，永久边坡按岩层倾角取值为20º。

V——岩体体积（m3）

按上述计算，临时边坡稳定系数为2.8，永久边坡稳定系数为11，均远大于稳定边坡的稳定

系数临界值，因此，采场边坡出现崩塌、滑坡地质灾害可能性小。但需要指出，采场边坡上的松动危岩必须加强安全管理，及时予以清除，否则容易出现危岩崩落、甚至造成人员伤亡事故。

3．露天开采境界设计

从+210标高水平以下开始采用深凹露天开采，+210标高水平以上的采用山坡露天开采。将附近的村民全部进行搬迁。

本设计主要对+210米标高水平以下的矿体进行开采，采用深凹露天开采进行设计。露天生产开采生产工艺系统采用间断工艺系统即：单斗挖掘机采装、汽车运输、推土机推土。

目前，在我国的露天开采设计中，广泛采用nj≤njh原则确定境界。现将确定露天开采境界的步骤和作法分述于下。

3.1确定露天矿最小底宽

露天矿最小底宽应满足采装运输设备的要求，保证矿山工程正常发展。

由于本矿的生产能力85.8万吨/年，初步选定本矿采用SH-380A型号的汽车运输，4m3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

Bmin=2（Rmin+0.5×T+E）

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。

于是Bmin=2×（Rmin+0.5×T+E）=2×（9.1+0.5×3.55+0.5）=22.75m。

在确定露天开采境界时，若矿体厚度小于最小底宽，底平面按最小底宽绘制；若矿体厚度比最小底宽大得不多，底平面可以矿体厚度为界；若矿体厚度远大于最小底宽，通常按最小底宽作图，并按下列因素确定露天矿底的位置：

(1)使境界内的可采矿量最大而剥岩量最小；

(2)使可采矿量最可靠，通常露天矿底宜置于矿体中间，以避免地质作图误差所造成的影响；

(3)根据矿石品位分布，使采出的矿石质量最高；

(4)根据岩石的物理力学性质调整露天矿底位置，使边坡稳固且穿爆方便。

根据本矿体的实际赋存条件，确定最小底宽为23m。

3.2选取露天矿最终边坡角

露天矿的最终边坡角，对剥采比有很大的影响。

随着开采深度增加和边坡角的减小，所需的剥岩量会急剧增加，因此从经济效果考虑，希望边坡角尽可能大；然而，有不少矿山由于盲目追求陡边坡而造成滑坡事故，严重影响生产。因此，选择时应同

时考虑安全因素和经济因素，在保证露天矿安全前提下，最终边坡角尽可能大些，以减少剥离量。

由于边坡稳定受岩体物理力学性质、地质构造、水文地质、边坡破坏机理、爆破震动效应等一系列因素的影响，尽管目前有许多数学计算方法〈如二维、三维极限平衡计算法，有限元分析法，概率统计分析法等初始边坡优化设计方法〉，以及借助于数学模型和电算程序来提供科学数据，但在实际应用中还不够完善。因此，矿山设计选取边坡角时，多采用类比法，即参照类似矿山的实际资料选取。工程地质条件复杂的矿山，在进行设计的同时，由研究部门通过系统的工程地质调查后，用计算方法确定。

所谓类比法，即设计部门根据工程实践，按照组成边坡岩体的地质条件、水文地质条件、边坡高度及其形状、存在年限等因素，由大量的统计资料和经验数表并结合设计者的经验选取边坡角的方法。表3-1所列边坡角，为冶金矿山设计部门用类比法初选边坡角时的经验参考值。

表3-1 边坡角初选时的经验参考值

在设计中用类比法选取的边坡角，应满足矿山生产技术上的要求。为了保证矿山正常

生产，露天矿边坡通常由安全平台、清扫平台、运输平台及相应的坡面组成,如图3-1所示。

图3-1 露天矿的边坡组成

安全平台a，一般不小于4m。清扫平台b，一般每隔2～3个台阶设置一个，其宽度要保证清扫运输设备正常工作。当运输平台与安全平台或清扫平台重合时，其宽度要增加1～2m。近年来，鉴于安全平台和清扫平台往往因宽度不够而起不到应有作用，不少矿山取消安全平台，将两个台阶合并在一起，然后设一个宽达8～12m的清扫平台。还有人提出将4～6个台阶合并，设一个更宽大的清扫平台，以便清扫工作能采用大型设备。水平运输平台c和倾斜运输平台d，其位置根据开拓系统布置的运输线路确定。它们的宽度取决于运输设备类型、规格和线路数目。露天矿运输平台最小宽度资料见表3-2。

表3-2 汽车运输平台最小宽度（m）

最终台阶坡面角与岩石性质，岩层的倾角、倾向、构造、节理，以及穿爆方法等因素有关。例如，当岩层倾角大于30°，并且岩层层理较发育时，若选取的台阶坡面角大于岩层倾角，岩石容易滑落。这时应取台阶坡面角等于岩层倾角。露天矿设计一般采用的最终台阶坡面角资料见表3-3。

表3-3 台阶坡面角参考资料

当各种平台确定之后，露天矿最终边坡角可按下式计算

tanh/(hcotabcd)

111111nnn1n2n3n4 （8-21）

式中 β—最终边坡角，（°）；

n—台阶数目，6；

h—台阶高度，10m；

α—台阶坡面角，（65°）；

a—安全平台的宽度，6m；

b—清扫平台的宽度，9m；

c—水平运输平台的宽度，15m；

d—倾斜运输平台的宽度，m。

n1、n2、n3、n4—分别为安全平台（3）、清扫平台（2）、水平运输平台（1）和倾斜运输平台数目(0)。

经计算最终边坡角为40o且小于矿体移动角（45o）。通过对比我国部分露天矿最终边帮组成资料，在此确定本设计的上下盘最终边坡角都为40o 。

3.3确定露天矿开采深度

3.3.1长露天矿开采深度的确定

露天矿走向长度大时，首先是在各地质横剖面图上初步确定开采深度，然后再用纵剖面图调整露天矿底部标高。

（1）在各地质横剖面上初步确定露天开采深度

首先，在各横剖面图上作出若干个深度的开采境界方案〈图3-2〉。当矿体埋藏条件简单时，深度方案取得少一些；矿体复杂时，深度方案取多些，并且必须包括境界剥采比有显著变化的深度。绘制境界时，依据前面选定的最小底宽和边坡角，这时既要注意露天矿底在矿体中的位置，还要鉴别该横剖面图上的边坡角是实际的还是伪倾角。若为伪倾角，则需进行换算。

其次，针对各深度方案，用面积比法或线段比法计算其境界剥采比。

最后，将各方案的境界剥采比与开采深度绘成关系曲线〈图3-3〉,再画出代表经济合理剥采比的水平线，两线交点的横坐标Hj,就是所要求的开采深度。

图3-2 长露天矿开采深度的确定

图3-3 境界剥采比与深度的关系曲线

至此，完成了一个地质横剖面图上露天开采理论深度的确定。按同样的方法，可将露天矿范围内所有横剖面图上的理论深度都确定下来。

应当指出，在确定厚矿体的开采深度时，鉴于露天矿底的位置不易确定，有时先按矿体厚度而不是最小底宽作图然后继续向下无剥离采矿，直至最小底宽为止。这时，作为露天开采的最终深度，显然是最初确定的深度与无剥离开采深度之和。

图3-4 厚矿体的无剥离开采

其中：H1-最初确定的开采深度；

H2-无剥离开采的深度 H-最终的露天开采深度

（2）在地质纵剖面图上调整露天矿底部标高

在各个地质横剖面图上初步确定了露天开采的理论深度后，由于各剖面的矿体厚度和地形变化不等，所得开采深度也不一。将各剖面图上的深度投影到地质纵剖面图上，连接各点，得出一条不规则的折线(图3-5中的虚线)。

图3-5 在地质纵剖面图上调整露天底平面标高

其中：虚线是调整前的开采深度；实线是调整后的开采深度

为了便于开采和布置运输线路，露天矿的底平面宜调整至同一标高。当矿体埋藏深度沿走向变化较大，而且长度又允许时，其底平面可调整成阶梯状。调整的原则是，使少采出的矿石量与多采出的矿石量基本均衡，并让剥采比尽可能小。图3-5的实线便是调整后的设计深度。

由于此矿山的矿体赋存量大，矿体集中，采用开采深度为140标高及最终边坡角为40o 时的境界剥采比小，则最终开采深度取140标高位置。

3.3.2短露天矿开采深度的确定

对于走向短的露天矿，需要充分考虑端帮剥离岩石量的影响。在确定开采深度时，用平面图把露天矿作为一个整体来考虑，其具体步骤如下：

（1）根据矿体形状和已确定的经济合理剥采比，选定几个可能的深度方案H1、H2、H3、……等； （2）针对每一个深度方案，在相应的分层平面图上，按选定的最小底宽并参照矿体形状，绘出该水平的底部周界D(3-6a)；

图3-6 短露天矿开采深度的确定

其中：(a)平面图；(b)第Ⅳ勘探线剖面图；(c)1-1’辅助剖面图

（3）在同一分层平面图上，进一步确定露天矿地表周界L及边坡上矿岩接触线的垂直投影S。在各横剖面图及纵剖面图上，按选定的边坡角作边坡线(图3-6b)，找出每条边坡线与地形及矿岩接触线交点，然后投影到分层平面图上(图上的a、b、c、f点)。在没有剖面的地方，则在分层平面图上，选有代表性的各点作垂直于底部周界的辅助剖面(图3-6c的1-1')，然后在辅助剖面图上绘出边坡线，找出它与地形线及矿岩接触线的交点，再投影到分层平面图上。最后，将上述横剖面、纵剖面、辅助剖面的投影点连接，即得露天矿地表周界和边坡面上矿岩接触线的垂直投影；

（4）按平面图法计算各深度方案的境界剥采比nj1、nj2、nj3、……；

（5）绘制境界剥采比，nj随深度H变化的关系曲线，在曲线上找出境界剥采比等于经济合理剥采比的深度。这一深度就是露天矿的合理开采深度。

3.4绘制露天矿底部周界

无论是长露天矿还是短露天矿，调整后的开采深度往往不再是最初方案的深度，因此需要重新绘制底部周界，如图3-7所示，其步骤为：

图3-7 底部周界的确定

其中： 理论周界；、F2—断层

（1）按调整后的露天开采深度，绘制该水平的地质分层平面图；

（2）在各横剖面、纵剖面、辅助剖面图上，按所确定的露天开采深度绘出境界；

（3）将各剖面图上露天矿底部周界投影到分层平面图上，连接各点，得出理论上的底部周界(图3-7上的虚线)；

（4）为了便于采掘运输，初步得出的理论周界，尚需进一步修整，修整的原则是：

1)底部周界要尽量平直，弯曲部分要满足运输设备对曲率半径的要求；

2)露天矿底的长度应满足运输线路的要求，特别是采用铁路运输的矿山，其长度要保证列车正常出入工作面。

这样得出的底部周界，就是最终的设计周界，如图3-7的实线所示。

3.5绘制露天矿开采终了平面图

露天矿开采终了平面图的绘制方法是： （1）将上述露天矿底部周界绘在透明纸上。

（2）将透明纸覆于地形图上，然后按边坡组成要素，从底部周界开始，由里向外依次绘出各个台阶的坡底线(图3-8)。很明显，露天矿深部各台阶的坡底线在平面图上是闭合的，而处在地表以上的则不能闭合，但要使其末端与相同标高的地形等高线密接。 （3）在图上布置开拓运输线路。

（4）在底部周界开始，由里向外依次绘出各个台阶的坡面和平台。绘制时,要注意倾斜运输道和各台阶的连接。在圈定各个水平时，应经常用地质横、纵剖面图和分层平面图校核矿体边界，以使在圈定的范围内矿石量多而剥岩量少。此外，各水平的周界还要满足运输工作的要求。

当开采方案简单或设计技术成熟时，上述2、3、4步可以合并，亦即绘出露天矿底部周界后，根据选定的开拓运输方式及出入沟口位置，自里向外绘出各个台阶的平台和坡面，一次绘出露天矿开采终了平面图。

（5）检查和修改上述露天开采境界。由于在绘图过程中，原定的露天开采境界常受开拓运输线路影响而有变动，因而需要重新计算其境界剥采比和平均剥采比，检查它们是否合理。假如差别太大，就要重新确定境界。此外，上述境界还要根据具体条件进行修改。例如，当境界内有高山峻岭时，为了大幅度减小剥采比，就需要避开高山部位；又如，当境界外所剩矿量不多，若全部采出所增加的剥采比又不大，则宜扩大境界，全部用露天开采。

总之，露天开采境界的确定，是一个复杂的课题。在设计工作中，既要遵循基本原则,又要机动灵活地适应具体的条件，使境界确定得更加合理。应该指出，本节所阐述的，是指矿体一一围岩界线已知的境界确定。通常铁矿床的开采境界就是这样确定的。但是，对于浸染状铜矿之类的矿床，其矿石与围岩的界线不明显，境界圈定的课题有时就和边界品位的确定综合在一起。随着边界品位的变动，矿体与围岩的界线及矿石量也将发生变化，相应地露天开采境界也不一样。单就某一边界品位而言，由于矿体界线和矿石储量已相对给出，其境界确定方法还是如本节所述。只不过这一境界并不一定就是所采纳的最终境界，它尚需结合边界品位，从整个矿床开采的经济效果去衡量。

应该指出，上述方法均是在选用的若干地质剖面图上确定开采深度，并据此圈定露天开采境界。这种确定露天开采境界的方法，虽然仍被广泛应用，但由于所选剖面并不一定垂直露天矿边坡走向，上部交角与深部交角不一，上盘交角与下盘交角不一的现象屡见不鲜，所以用剖面图上矿岩面积相比来模拟真正剥采比，有时会产生很大的误差，因而所确定的露天开采境界，往往难以获得经济上最优的结果。而当今发展起来的借助于矿床模型，通过电子计算机程序以确定露天开采境界的方法，则可以成为最佳采场境界的确定方法。

由于本矿体为石灰石、白云石等剥离量小而储量大的非金属矿床，因此做最终开采平面图时，先由初始确定的标高210开始，由外向里依次绘出各个台阶的坡面和平台。

开采最终平面图见（附图三）。

3.6露天矿开采境界合理确定与安全的关系

由于开采是从上向下逐台阶开采、致使上部台阶先期开采到境界，部分形成固定边坡，而且要求在较长时间内保持稳定、不发生大量滑坡。从操作上讲，最终边坡角越小越安全。但最终坡面角过小，会在开采过程中增加大量的剥岩量，导致矿山经济效益恶化。如果加大最终边坡角，超出出了安全稳定的角度，会造成边坡滑坡，危及采场作业人员的安全。在国内某大型露天矿山曾发生几十万m3的滑坡事故，给矿山造成很大的经济损失，因此不能盲目加大最终边坡角，以防事故发生。国内一些矿山的最终边坡角变化在35°～65°左右。

4.露天开拓方法设计

4.1开拓方法

4.1.1开拓方法选择的主要原则

（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。

4.1.2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85.8万吨，矿体勘探程度较高；

（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。

4.1.3开拓方案的选择

根据大木冲水泥石灰岩矿的实际条件，地形复杂。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。

结合大木冲水泥石灰岩矿的实际地形及气候条件，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。

根据大木冲水泥石灰岩矿的实际情况，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。

4.2.开拓坑线的布置 4.2.1出入沟的布置

（1）山坡露天矿部分

由于山坡露天矿的采矿场与卸矿点之间的相对高差较大，可布置的开拓线路的范围较小时，采用折返式布线方式。

山坡露天矿的采剥作业从采区内最高台阶开始逐层向下进行，因此，开拓干线在基建时期就必须从地表修筑达到最高开采水平。

(2)深凹露天矿部分

由于汽车运输机动灵活，爬坡能力大，从一个水平至另一水平的沟道较短。因此折返坑线开拓能适应于开采采矿长度不大的凹陷露天矿，可减少基建投资，缩短基建时间，有利于加速新水平的准备。

4.2.2移动坑线的形成

当在露天采矿场内矿体的上盘或下盘矿岩接触带掘进出入沟、开段沟，然后扩帮，在开采过程中开拓线始终保留在工作帮上，并随工作线的推进而移动，直至达到开采境界的最终边帮位置，才固定在最终边帮上的开拓线路，称为移动干线。

4.2.3开段沟初始位置确定

第一个台阶的开段沟位置为初始拉沟位置，一般选在覆盖物薄、矿体厚度大、工程地质水文地质条件简单的矿体露头处，可设在矿体底板，也可设在矿体顶板。沟道可以平行矿体走向，也可以平行矿体倾向，如图4-1中的（a）和（b）。沟道亦可呈圈形布置，如图33-3中的（c）和（d）。

图4-1

综合矿体的实际赋存情况及开采边界情况，最终开段沟的初始位置设在垂直矿体走向位置的中间部位，且长度可设为100—200m。

5.开采程序

5.1开采台阶划分

研究开采台阶的划分主要解决两个问题，首先要确定台阶形式，即划分水平台阶还是倾斜台阶，或者二次兼有；其次要确定工作面参数。

5.1.1台阶形式

台阶可按水平面和倾斜面划分，分别称水平分层和倾斜分层。水平分层有利于采掘、运输设备作业，多采用此方式；在某些缓倾斜层状矿床条件下，为了便于选采，减少顶底板岩石的混入和矿石损失，提高矿石质量，可采用倾斜分层开采。

在本设计中采用水平台阶形式。

5.2工作帮构成

露天矿通常以多个剥离台阶和采矿台阶进行开采，工作帮由一些开采台阶的坡面和平盘构成。工作帮形态决定于组成工作帮的各台阶之间的相互位置，亦即决定于台阶高度、平盘宽度等开采参数，通常可用工作帮坡角的大小来表示。工作帮坡角为通过工作帮最上和最下一个台阶坡底线的平面与水平面的夹角，如图（图4-2），工作帮坡角可计算如下：

arct

式中

h2h3h4h5

B1h2coat2B2h3coat3B3h4coat4B4h5coat5

—工作帮坡角，(°)；

h2，h3，h4，h5——各台阶高度，m；

B1，B2，B3，B4——各台阶工作平盘宽度，m；

) 。

2，3，4，5——各台阶坡面角，(°

图5-1 工作帮坡角

5.3工作帮推进

工作帮为工作台阶的总体，其推进与台阶开采程序密切相关。工作帮的推进方式，体现了各工作台

阶的推进和台阶之间相互配合相互制约的关系。

1、工作帮推进的动态变化和约束条件

工作帮正常推进时工作平盘宽度B不得小于最小工作平盘宽度Bmin，工作帮坡角ф不得大于最大工作帮坡角фmax。因此，工作帮正常推进的必要条件为：

B≥Bmin 或 ф≤фmax

工作帮可以平行推进或扇形推进，工作帮平行推进时，通常各台阶的工作线接近于平行，推进方向亦接近一致，使得工作帮上各台阶相互协调推进。

2、工作帮推进方向

工作帮的推进方向与矿山工程的起始位置有关，亦即与各台阶的开段沟位置有关。 工作帮平行推进时，则有一定的推进方向，推进方向如下：

工作线横向布置，在露天矿中间拉沟，工作帮向两侧端帮推进，如图5-2，这种推进方式可利用露天矿中间覆盖层薄、矿体厚和品位高的部位掘沟建立工作线，工作帮向两侧推进，以提高经济效益。它也有利于提高露天矿开采强度，增加矿石产量。

如图5-2 工作线横向布置，在中间拉沟，工作帮向两侧端帮推进

5.4开采程序分类及特征

按采剥工程在露天开采境界内空间、时间上的先后顺序特征，开采程序可分为全境界开采、分期开采、分区开采和分区分期开采四大类。

5.4.1全境界开采

全境界开采时指采剥工程按划分的开采台阶，在水平方向连续扩展到最终开采境界，在垂直方向按开采全深范围逐层连续向下降深，只道最终开采深度为止。

全境界开采可以有较大的生产能力，生产组织管理工作比较简单。由于工作帮坡角一般比最终境界帮坡角缓得多，所以全境界开采的初期生产剥采比高，大型深凹露天矿尤为如此。全境界开采法的缺点

是基建时间长、初期投资多，故仅适用于埋藏较浅、初期剥采比低、开采规模较小的矿山。

5.4.2分期开采

与全境界开采方法相对应的是分期开采，所谓分期开采就是将最终开采境界划分成几个小的中间境界（称为分期境界），台阶在每一分期内只推进到相应的分期境界。当某一分期境界内的矿岩将近采完时，开始下一分期境界上部台阶的采剥，即开始分期扩帮或扩帮过渡，逐步过渡到下一分期境界内的正常开采。如此逐期开采、逐期过渡，直至推进到最后一个分期，即最终开采境界。

由于第一分期境界比最终境界小得多，所以初期剥采比大大降低，从而减小了初期投资，提高了开采的整体经济效益。

分期开采的另一个重要优点是可以降低由最终境界的不确定性所带来的投资风险。一个大型露天矿一般具有几十年的开采寿命，在进行可行性研究（或初步设计）时确定的最终境界在几十年以后才能形成。在科学技术飞速发展、经济环境不断变化的今天，几十年后的开采技术（包括设备）和经济环境与开采初期相比将有很大的差别，这意味着在优化开采境界时采用的技术、经济参数在一个时期后将不再适用，最初设计的最终开采境界也不再是最优境界，甚至是一个很糟糕的境界。因此，最终开采境界的设计应当是一个动态的过程，而不应是一成不变的。一开始就将台阶推进到最终境界是高风险的、不明智的。

若采用分期开采，最初设计的各分期境界（除第一分期境界之外）都是参考性质的。在一个分期将要开采完毕，向下一分期过渡时，可充分利用在开采过程中已获得的矿床地质资料和当时的技术、经济参数，对矿床未开采部分建立新的矿床模型，对未来的分期境界（尤其是下一分期境界）做更适合当时的技术和经济条件的优化设计。依此类推，直至开采结束。

分期过渡中的扩帮通常采用组合台阶开采。在不同的扩帮区段，可以根据扩帮强度、分期境界边帮间的水平距离和采场形态，灵活安排扩帮工作面，并保持较陡的工作帮坡角。

分期开采较全境界开采更符合露天矿建设与生产发展规律，在国外得到十分广泛的应用。我国一些露天矿也采用了分期开采。对分期开采的整体经济效益影响最大的四个参数是：

(1)最佳分期数；

(2)各分期境界的最佳位置、大小和形状； (3)相邻分期间的最佳过渡时间； (4)分期内和分期间的最佳开采顺序。

综合矿体赋存实际情况及分期开采的优越性，本设计采用分期开采的方式。

6.矿山的生产能力与生产剥采比

露天矿山的生产主要是为了采出矿石，因此矿山的生产能力可以用每年的矿石量来表示，即矿石生产能力。另外，露天矿除采矿外，一般都要剥离相当数量的岩石，露天矿的矿石产量在生产剥采比一定的情况下，应有足够的矿岩剥采量来保证，而且采剥总量大大超过采矿量，露天矿山的人员和设备等要按矿岩生产能力来计算。

露天矿的矿岩生产能力和矿石生产能力之间的关系为

A(1nS)Ap

A —矿岩生产能力

ns —生产剥采比（由于本设计中矿体的废石非常少，在此可取为0.2）

Ap —有用矿物的生产能力，指单位时间内采出的矿量（吨/年），Ap=2600*330=85.8万吨 于是A =102.96万吨。

7.露天矿主要开采工艺设计

7.1穿爆工作

7.1.1穿孔设备选择及爆破法

由于潜孔钻机机动灵活、设备重量轻、价格低，穿孔角度变化范围大等，所以本设计穿孔设备选择潜孔钻机。爆破方法采用深孔爆破法。由于本矿生产能力较大，一次爆破量大，因此生产爆破采用多排孔微差爆破，临近边坡时，采用预裂爆破，可以有效地保护边坡稳定。

图7-1 爆破网络图

图7-2 爆破联线图

7.1.2爆破参数的确定

1.底盘抵抗线W1

底盘抵抗线的大小与炮孔直径、装药直径、炸药威力、装药密度、岩石可爆性、要求破碎程度及阶段高度等因素有关。

（1） W1与H的关系为：

W1=（0.6～0.9）×H

式中：H—台阶高度，10m。

则W1=6.0～9.0m；

（2） W1与d的关系为：

W1=k×d

式中：d—装药直径，0.20m，

k取34。

则W1=34×0.20＝6.8m；

（3） 根据钻孔装药条件计算W1如下：

q2(ep)24qmq1H2q1(ep)

W1=

2qmH

q1—每米炮孔装药量，30kg/m； e—堵塞系数，0.8； p—超钻系数，0.25； m—钻孔邻近系数，1.3； H—台阶高度，10m；

式中：q—单位炸药消耗量，0.45kg/m3；

经计算W1=7.1m

按以上三种因素计算结果，最小抵抗线取6.8m，并按平台安全作业条件检验。 W1≥H×ctgα+C

式中：C—炮孔中心至平台坡顶线的安全距离，2.5m； α—台阶坡面角，65°。

经计算W1小于10×ctg65o+2.5＝7.16m，不满足要求。则W1取7.2m。 2.孔距a和排距b

为了改善爆破质量，采用大孔距小排距的爆破方法。

第一排孔的孔距a=m1× W1，后排孔的孔距a=m2×b，式中m1、m2分别为前后排炮孔密集系数。m1=0.7，m2=1.3，可得第一排孔a=5.04m。

炮孔采用三角形布孔，b=a×sin60o=4.36m，后排孔a=5.67m。 3.孔径d和孔深h

孔径由所选择的穿孔设备确定，因此孔径d为200mm。 钻孔深度h的确定。 h=H+L1

式中 ：L1—超深，2.0m；

经计算h=10.0+2.0＝12.0m。 4.填塞长度L2 L2=Z×W1

式中：Z—填塞系数，0.75。

经计算L2=0.75×7.2＝5.4m，因此要采用分层装药，上部装1/3，下部装2/3。 5.单孔装药量

前排孔：Q1=q×a×W1×H kg 后排孔：Q1=q×a×b×H×k kg

式中：k—后排装药量增加系数 ，1.1。 其余符号意义同前

经计算前排孔装药量为168.48kg，后排孔装药量为 122.37kg。

7.1.3每次爆破量的确定

每次爆破量应满足5—10天的日产量。则： 5A=H×L×B

其中：A为日产量，L为每次爆破的台阶长度，B为一次爆破台阶的宽度。

炮孔按三排布置，则B=13m，于是L=39m。如果遇到含夹石多的地方，可适当增加每次爆破量。

7.2采装工作

7.2.1采装设备的选择

根据矿山的年生产能力，选用WK-4型电铲，SH-380型汽车来完成采装任务。WK-4型电铲技术

参数见表7-1。

7.2.2采装工作面参数及工作平盘的配线方式

1.台阶高度

根据选用的挖掘机最大挖掘高度，综合考虑挖掘机的性能及矿岩特性，参考邻近类似矿山，及日产量确定台阶高度为10m。

2.采区长度

一台挖掘机采掘的台阶工作线长度叫做采区长度，查表知WK-4电铲的工作线长度大于300米，由于本矿山电铲较少，每个台阶上一般只有一台电铲工作，采区长度等于工作台阶长度。

3.采掘带宽度bc

根据挖掘机最大挖掘半径，采掘带宽度取12m。

4.最小工作平盘宽度及工作平盘宽度（1）最小平盘宽度

Bmin=b+c+d+e+f+g

式中：Bmin—最小平盘宽度，m；

b—爆堆宽度，b＝2.5×H＝25m； c—爆堆底线至汽车边缘的距离，3m； d—车辆运行宽度，4m；

e—线路外侧到动力电杆的距离，3m； f—动力电杆至台阶稳定边界线的距离，3m； g—台阶边缘的安全距离，3m。

最小平台宽度Bmin＝25+3+4+3+3+3=41m， （2）平盘宽度

由于备采矿量宽度设为12m，所以工作平台宽度41+12=53m。 5.平盘配线方式

由于本矿运输矿岩的汽车较多，为了提高空车供应率，采用环形方式配线。

7.2.3挖掘机生产能力的确定

1.单斗挖掘机的台班生产能力

Qc=

式中： Qc—挖掘机的台班生产能力，m3；

E—挖掘机铲斗容积，4 m3；

t—挖掘机铲斗循环时间，40s；

KH—挖掘机铲斗满斗系数，0.8；

KP—矿岩在铲斗中的松散系数，1.4；

T—挖掘机班工作时间，8h；

η—班工作时间利用系数，0.5。 3600EKHT tKP

经计算Qc=360040.880.5＝822.86 m3； 401.4

Qa=Qc×N×n 2.单斗挖掘机的台年生产能力

式中： Qa—挖掘机的台年生产能力，m3；

N —挖掘机年工作日数，330天；

n —日工作班数，3班。

经计算Qa=822.86×330×3＝814631m3，

根据采剥年矿岩总量，确定挖掘机的年生产能力为81 万m3。

3.单斗挖掘机的台数

N=A/ Qa

式中 N—单斗挖掘机的台数，台；

A—矿山的年最大采剥总量，（102.96/2.6=39.6万m3/年）；

经计算N=39.6/81＝0.49，取1台。

8.排土工作

8.1排土场位置的选择及排土容积的计算

8.1.1排土场位置的选择

因为本矿分为山坡露天矿和深凹露天矿，所以此排土场的选择和位置也因地而宜。根据此矿的实际地形，已经有一个原始的排土场，主要用于+210以上水平的排岩任务。再在CK8采石场附近设置了一个排土场，主要用于容纳+210以下水平的排岩任务。

8.1.2排土场的容积

排土场的容积和采场内总排岩量有关。 V=

式中： V —排土场的容积，万立方米；

V1—计划在排土场排弃的剥离量，6.6万m3；

K1—富余系数，1.05；

K2—岩土松散系数1.5

K3—岩土下沉系数，0.06。 K1K2V1 1K3

经计算 V=1.051.56.6＝9.81万m3。 10.06

8.2排土方法的选择及堆置要素的确定

8.2.1选择排土场方法

由于矿山采用公路运输，因此排土工程采用汽车运输—推土机排土，这种方式排岩机动灵活，排岩台阶高度比铁路运输大，工艺简单，基建时间短，基建工程量小，作业安全，排岩成本低。

8.2.2排土工序

推土机排岩工作包括汽车翻卸岩土、推土机推排，平整场地和整修废石场公路。

为了减少推土机的工作量，山坡露天矿采用边缘排土方式。汽车卸载后，推土机将遗留在工作平台的剥离物推向阶段边缘。卸载地点在确保安全的前提下，尽量靠近阶段边缘，以减少推土机的排弃量。

8.3确定排土场参数

8.3.1排土段高

山坡露天矿部分采用边缘排土，阶段高度根据地形高差确定，凹陷露天矿排土场的阶段高度取45m。

8.3.2岩堆安息角

根据岩石性质，安息角取30°。

8.3.3最小平台宽度

排土采用汽车运输—推土机排岩工艺，只有一个排土台阶最小平台宽度为40m。

8.3.4排土线长度

排土线长度应按同时翻卸的汽车数量确定。

（1）每辆汽车卸载及调车入换时间

t=t1+t2+4×R/V

式中：t1—汽车卸载时间，1min；

t2—汽车换档时间，0.2min；

R—汽车转弯半径，10m；

V—调车时汽车运行的速度，30m/min。

经计算t=1+0.2+4×10/30＝2.5min

（2）同时卸载汽车数

n=N×t/T

式中：N—实动排土汽车数，2台；

T—汽车作业周期 ，20min。

经计算n=2×2.5/20＝0.25台，取1台。

（3）排土线长度

L=n×b

式中：b—卸载时每台汽车占用的工作线长度，30m

经计算L=30m，考虑到推土机作业的影响和设备的维护，排土线总长为3×60=180m。

8.4排土线生产能力

根据本矿的采装运输设备以及需要的排土量，选择黄河T—180型推土机，其生产效率为1200m3/台班，则设备数量N N=

式中：N—在籍推土机台数，台； VK1 QTK2

V—需用推土机的班平均排弃量（松方），99.1m3；

Q—推土机的生产效率（松方），150m3/h；

T—推土机的班工作时间，8h；

K2—时间利用系数，60%；

K1—设备检修系数，1.2。

经计算N=

99.11.2＝0.165，取1台。 15080.6

参考文献

【1】 《双峰海螺水泥有限公司大木冲水泥石灰岩矿矿产资源开发利用方案》；

【2】 《中华人民共和国矿产资源法》；

【3】 《中华人民共和国矿山安全法》；

【4】 《中华人民共和国矿山安全法实施条例》；

【5】 《中华人民共和国安全生产法》；

【6】 《中华人民共和国劳动法》；

【7】 《金属非金属矿山安全规程》；

【8】 《爆破安全规程》；

【9】 《工业企业设计卫生标准》；

【10】 王昌汉．铀矿床开采[M]．北京：原子能出版社．2009；

【11】 《采矿手册》编委会．采矿手册[M]．北京：冶金工业出版社．1991；

【12】 陈国山．露天采矿技术[M]．北京：冶金工业出版社．2009；

【13】 H.B.迈利尼科夫．露天采矿手册[M]．北京：冶金工业出版社．1958；

【14】 徐九华，谢玉玲等．地质学[M]．北京：冶金工业出版社．2008；

【15】 徐永圻．采矿学[M]．北京：中国矿业大学出版社．2003；

【16】 张荣立．采矿工程设计手册（上、下）[M]．北京：中国矿业大学出版社．2003。

露天开采设计 南华大学 矿物资源工程071班

《金属矿床露天开采课程设计》课程设计

题 目 大木冲水泥石灰岩矿露天开采设计 学院名称 核资源与核燃料工程学院 指导教师 杨仕教 曾 晟 班 级 矿物资源工程071班 学 号 [1**********] 学生姓名 李昌武

南华大学矿物资源工程系

2010年10月

1、设计条件

本次课程设计对大木冲水泥石灰岩矿0、1、3、5勘探线内的矿石进行露天开采设计。提供的原始资料（电子版）有：矿床地质地形平面图、矿矿床地质地形剖面图、大木冲水泥石灰岩矿开发利用方案。

2、设计要求

（1

（2）矿山工作制度：年工作日330天，三班工作制。

3、设计内容和步骤

3.1 露天开采境界设计 3.2 露天生产能力的确定 3.3 露天开拓方法设计

（1）开拓方法选择；

（2）开拓系统主要参数设计； （3）新水平开拓方法设计；

3.4 露天主要开采工艺设计

（1）穿爆工作设备选型与工艺设计； （2）采装工作设备选型与工艺设计； （3）运输工作设备选型与工艺设计；

（4）排岩工作设备选型与工艺设计；

4、设计成果

（1）课程设计说明书：按毕业设计格式要求打印，按时提交课程设计成果。 （2）开采境界最终平面图，A2图纸1张。

5、设计要求

①严格按科研论文的排版格式；

②页面设置：页边距：上2厘米，下2厘米，左2.5厘米，右2厘米，页眉1.5厘米，页脚1.75厘米 间距：段前0行，段后0行 行距：固定值，15.6磅（题目行、公式行采用单倍行距）；

③字体和字号

一级标题：四号，宋体和Times New Roman字体，加粗，靠左顶格； 二级或三级标题：小四号，宋体和Times New Roman字体，加粗，靠左顶格； 正文部分：五号，宋体和Times New Roman字体；希腊字母用Symbol字体 ；图题、表题：小五号，加粗，宋体和Times New Roman字体；图、表中文字用小；五号Times New Roman字体，量与单位之间用“/”间隔 ；图注与说明、表注与说明：小五号Times New Roman字体。

④图用CAD出图，所有的图纸都要图签，图签格式统一。

1 工程概况 ................................................................................................................................................ - 1 -

1.1矿产资源 ...................................................................................................................................... - 1 - 1.2矿区交通、自然地理和区域经济概况 ...................................................................................... - 1 -

1.2.1矿区位置与交通 ............................................................................................................... - 1 - 1.2.2自然地理与经济状况 ....................................................................................................... - 2 - 1.2.3矿山规模及矿区范围 ....................................................................................................... - 3 - 1.3 矿山现状、特点及存在的主要问题 ......................................................................................... - 4 - 1.4主要编制依据 .............................................................................................................................. - 4 - 2.该设计工程的资源概况 ......................................................................................................................... - 4 -

2.1矿床地质及构造特征 .................................................................................................................. - 4 -

2.1.1 区域地质背景 .................................................................................................................. - 4 - 2.1.2 矿区地层特征 .................................................................................................................. - 5 - 2.1.3构造 ................................................................................................................................... - 5 - 2.1.4覆盖层特征 ....................................................................................................................... - 6 - 2.1.5岩溶特征 ........................................................................................................................... - 6 - 2.2 矿层特征 ..................................................................................................................................... - 6 - 2.3 矿石质量特征 ............................................................................................................................. - 7 - 2.4矿山开采技术条件及水文地质条件 .......................................................................................... - 8 -

2.4.1水文地质条件现状评价 ................................................................................................... - 8 - 2.4.2水文地质条件预测评价 ................................................................................................. - 10 - 2.4.3工程地质条件现状评价 ................................................................................................. - 10 - 2.4.4工程地质条件预测评价 ..................................................................................................- 11 -

3．露天开采境界设计 ............................................................................................................................ - 12 -

3.1确定露天矿最小底宽 ................................................................................................................ - 12 - 3.2选取露天矿最终边坡角 ............................................................................................................ - 12 - 3.3确定露天矿开采深度 ................................................................................................................ - 15 -

3.3.1长露天矿开采深度的确定 ............................................................................................. - 15 - 3.3.2短露天矿开采深度的确定 ............................................................................................. - 16 - 3.4绘制露天矿底部周界 ................................................................................................................ - 17 - 3.5绘制露天矿开采终了平面图 .................................................................................................... - 18 - 3.6露天矿开采境界合理确定与安全的关系 ................................................................................ - 18 - 4.露天开拓方法设计 ............................................................................................................................... - 19 -

4.1开拓方法 .................................................................................................................................... - 19 -

4.1.1开拓方法选择的主要原则 ............................................................................................. - 19 - 4.1.2影响本矿开拓方法选择的主要因素 ............................................................................. - 19 - 4.1.3开拓方案的选择 ............................................................................................................. - 19 - 4.2.开拓坑线的布置 ........................................................................................................................ - 19 -

4.2.1出入沟的布置 ................................................................................................................. - 19 - 4.2.2移动坑线的形成 ............................................................................................................. - 20 - 4.2.3开段沟初始位置确定 ..................................................................................................... - 20 -

5.开采程序 ............................................................................................................................................... - 20 -

5.1开采台阶划分 ............................................................................................................................ - 20 -

5.1.1台阶形式 ......................................................................................................................... - 20 - 5.2工作帮构成 ................................................................................................................................ - 20 - 5.3工作帮推进 ................................................................................................................................ - 21 - 5.4开采程序分类及特征 ................................................................................................................ - 21 -

5.4.1全境界开采 ..................................................................................................................... - 21 - 5.4.2分期开采 ......................................................................................................................... - 22 -

6.矿山的生产能力与生产剥采比 ........................................................................................................... - 22 - 7.露天矿主要开采工艺设计 ................................................................................................................... - 23 -

7.1穿爆工作 .................................................................................................................................... - 23 -

7.1.1穿孔设备选择及爆破法 ................................................................................................. - 23 - 7.1.2爆破参数的确定 ............................................................................................................. - 23 - 7.1.3每次爆破量的确定 ......................................................................................................... - 24 - 7.2采装工作 .................................................................................................................................... - 24 -

7.2.1采装设备的选择 ............................................................................................................. - 24 - 7.2.2采装工作面参数及工作平盘的配线方式 ..................................................................... - 25 - 7.2.3挖掘机生产能力的确定 ................................................................................................. - 25 -

8.排土工作 ............................................................................................................................................... - 26 -

8.1排土场位置的选择及排土容积的计算 .................................................................................... - 26 -

8.1.1排土场位置的选择 ......................................................................................................... - 26 - 8.1.2排土场的容积 ................................................................................................................. - 26 - 8.2排土方法的选择及堆置要素的确定 ........................................................................................ - 27 -

8.2.1选择排土场方法 ............................................................................................................. - 27 - 8.2.2排土工序 ......................................................................................................................... - 27 - 8.3确定排土场参数 ........................................................................................................................ - 27 -

8.3.1排土段高 ......................................................................................................................... - 27 - 8.3.2岩堆安息角 ..................................................................................................................... - 27 - 8.3.3最小平台宽度 ................................................................................................................. - 27 - 8.3.4排土线长度 ..................................................................................................................... - 27 - 8.4排土线生产能力 ........................................................................................................................ - 27 - 参考文献 .................................................................................................................................................. - 29 -

金属矿床露天开采课程设计

1 工程概况

大木冲水泥石灰岩矿为双峰海螺水泥生产的原料基地，为露天开采，采用自上而下分水平开采法，截止2006年9月矿山开采按两个山头开采了四个平台，开采平台标高+240m、+230m、+220m、+210m。开采面积152696m2。采损石灰岩基础储量493万t，其中水泥生产用矿量492万t，矿山修筑公路处置矿石量1万t。

现矿山分三个平台开采，开采平台标高已降至+223m、+210m、+195m。开采面积263836m2。采损石灰岩资源储量514.3万t，其中水泥生产用矿石量467.4465万t，矿山已采剥仍置于采场矿石量12.8535万t，修筑矿山生产公路处置矿石量2万t，生产碎石用矿石量32万t。矿石运输为汽车运送到矿山破碎漏斗口，经破碎后由输送带运送至3km外的水泥生产原料库。

为完成矿业权的变更、转移手续，合理开发利用矿产资源，提高矿产资源的开采利用率，保持生态环境，维护矿产资源所有权人和采矿权人的合法权益，合理开发矿产资源，于是双峰海螺水泥有限公司提出开发大木冲石灰岩矿矿产资源。

1.1矿产资源

1972年、1988年湖南省地质局区域地质矿产测量队先后进行了包括矿区在内的1∶20万、1∶5万区域地质调查，提交了1∶20万涟源幅区域地质矿产报告、1∶5万界岭幅区调地质报告，对该区地层、构造、矿产进行了研究。

2002年9月至12月，四一八队应双峰县政府要求，对大木冲石灰岩、砂岩矿先后进行了预查及普查（图2），于2002年10月提交预查地质报告，提交水泥灰岩D+E+F级储量 4.55亿t，砂岩矿F级储量 1.05亿t； 于2002年12月提交普查地质报告，提交水泥灰岩D+E级储量23926万t，砂岩矿E级储量5478.36万t。2002年12月19日，省国土资源厅以“湘国土资储认字[2002]034号《湖南省双峰县大木冲矿区石灰岩砂岩矿普查报告》矿产资源储量认定书” 形式对报告予以认定，批准石灰岩矿D+E级（333+334）资源储量23926万t、其中D级（333）11920万t，砂岩矿E级（334）资源量5478.36万t。

2003年5月至8月，四一八队在以往普查工作的基础上对矿区石灰岩矿进行了勘探工作，提交了《湖南省双峰县大木冲矿区水泥石灰岩矿勘探报告》，省国土资源厅以“湘国土资储备字[2003]015号《湖南省双峰县大木冲矿区水泥石灰岩矿勘探报告》矿产资源储量评审备案书”形式对报告予以认定，探明或控制石灰岩矿基础储量（121b+122b）7560万t，其中（121b）2055万t，（122b）5505万t。

2006年9月至2007年1月，四一八队对双峰海螺水泥有限公司大木冲石灰岩矿进行了资源储量检测，在原勘探报告估算资源储量范围两侧外推100m范围新增了333资源量764万t，提交了《双峰海螺水泥有限公司大木冲石灰岩矿2006年度资源储量检测报告》，娄底市国土资源局以“娄检备字［2007］4号《双峰海螺水泥有限公司大木冲石灰岩矿2006年度资源储量检测报告》备案书”的形式对报告予以备案，检测报告累计探明资源储量为8499万t，其中121b基础储量2067万t，122b基础储量5668万t，333为764万t。矿山建矿投产至2006年9月累计采损资源储量493万t，保有资源储量8006万t。矿山截止2008年7月底，累计探明资源储量（111b+122b+333）矿石量：16045.8 万t，其中：111b矿石量：1744.1万t ，（122b）矿石量：7405.8万t，资源量（333）矿石量：6895.9万t。

1.2矿区交通、自然地理和区域经济概况 1.2.1矿区位置与交通

大木冲矿区位于双峰县城（永丰镇）259°方向直距25km处，行政区划属三塘铺镇管辖。地理座标：东经111°56′40″～111°58′07″，北纬27°24′14″～27°24′57″，1.1871km2，准采标高+286～+140m。

洛湛铁路经过矿区东侧，矿区距三塘铺火车站约3km；上海—云南瑞丽高速公路于矿区南东侧通过，距甘棠铺、三塘铺入口4km，北通娄底市45km，南接邵阳市54km。县、乡级公路可直通矿区，交通

方便（图1）。

1.2.2自然地理与经济状况

矿区境域地貌形态呈四周山丘崛起、中部岗平相间的立体轮廓，区内地貌为丘陵缓坡溶蚀、剥蚀地貌。四周山丘环绕，中部岗盆宽广。县境东部、东南及东北群山连绵起伏，西部有猪婆山及山斗的台升地带，北部丘岗起伏。海拔较低，地势平缓，属侵蚀溶蚀地貌，由泥灰岩、泥质灰岩，花岗岩、页岩组成。大木冲石灰岩矿层分布区最高海拔标高293.8m，最低海拔标高136.7m，相对高差157.1m。地形总体走向呈东西向，中部高，向南、北两边逐渐降低，自然坡度10～25°。

矿区属中亚热带季风气候，四季分明，春季寒潮频繁，气温变化剧烈；夏季暑热期长，伏旱明显；前秋干旱频繁，后秋天气多变；冬季严寒期短，阴睛少雨天多。本区年平均气温17.5℃，夏季日最高气温一般37.5℃--40.0℃，冬季日最低气温一般-1.5℃--6.7℃。年平均降水量1325.5mm，最大年降水量1952.9mm，降水量较为充沛，多集中于春夏季，占全年降水量的72%，冬、春两季多为连绵细雨，而夏、秋两季多为阵雨，日最大降水量185.7mm。历年月平均相对湿度75%—82%，月平均绝对湿度6.8毫巴。常年蒸发量1157.5mm—1700mm。历年出现初霜日期为12月2日，终霜日期为翌年2月22日，无霜期283.2天。历年平均累计冰冻日6.7天，最长23天。风向受季节控制，以北风、北北东风占优势，年平均风速2.4m/s，瞬时最大风速为28m/s。

境内矿产资源种类较多，分布广。已查明的有27个矿种，99个矿点，其中金属矿有黄金、铅锌、钨钼、锑钼、铁、矾、铜等；非金属矿有煤、石膏、黄铁、大理石、花岗岩、陶瓷土、耐火粘土、碳、磷、钾、重晶石、硅石等。位于全省前10位的矿产有：石膏、大理石、黄铁、煤、耐火粘土、黄铁矿等。

区内经济活跃，劳动力充裕。农业以稻为主，兼产甘薯、小麦等，自给有余。商业以国营商业为主体，有比较完整的商业服务系统，市场繁荣，供应充沛。

1.2.3矿山规模及矿区范围

根据2007年5月全面开工建设第二条日产5000t水泥熟料新型干法生产线，建成后，熟料生产能力达300万t/a。按生产1t熟料需要消耗石灰石矿石量1.35t计算，该矿山石灰石矿年产量设计为300×1.35=405万t。本方案以此规模作为设计的生产规模，采矿许可证核准的矿区范围及开采深度如下表1-1：

1.3 矿山现状、特点及存在的主要问题

大木冲水泥石灰岩矿为双峰海螺水泥生产的原料基地，为露天开采，采用自上而下分水平开采法，截止2006年9月矿山开采按两个山头开采了四个平台，开采平台标高+240m、+230m、+220m、+210m。开采面积152696m2。采损石灰岩基础储量493万t，其中水泥生产用矿量492万t，矿山修筑公路处置矿石量1万t。

2007年5月全面开工建设第二条新型干法生产线建成后，现矿山分三个平台开采，开采平台标高已降至+223m、+210m、+195m。开采面积263836m2。采损石灰岩资源储量514.3万t，其中水泥生产用矿石量467.4465万t，矿山已采剥仍置于采场矿石量12.8535万t，修筑矿山生产公路处置矿石量2万t，生产碎石用矿石量32万t。

该露天矿虽然开采水文地质条件和工程地质条件都简单，矿石易于开采。但是因该矿开采范围大，再加上方案设计范围内已经有多处开采的小采坑，地表环境已经造成不同程度的破坏，如矿体东部的露天开采边坡、高速公路采石场采坑、双峰县水泥二厂采石场采坑等等。这些地表的破坏对下步开采造成一定的影响。

该矿南边、西南边有大量的民房，开采爆破时要注意加强安全保障工作，离矿体开采范围200m的居民需要搬迁，这将带来开采成本增大。矿区附近有条高速公路，应确保公路安全，建议离公路500m的矿体不能开采。另外，以前开采的露天采坑与边坡给下步开采带来的步安全隐患要加强管理，并必要时牺牲矿石留足安全距离。

1.4主要编制依据

《中华人民共和国矿产资源法》； 《中华人民共和国矿山安全法》；

《中华人民共和国矿山安全法实施条例》； 《中华人民共和国安全生产法》； 《中华人民共和国劳动法》； 《中华人民共和国消防法》；

《中华人民共和国职业病防治法》；

《矿产资源开发利用方案编写内容要求》；

国土资源部《关于加强矿产资源开发利用方案审查的通知》； 《金属非金属矿山安全规程》； 《爆破安全规程》；

《工作场所有害因素职业接触限值》； 《建材工业劳动保护工作暂行条例》； 《工业企业设计卫生标准》；

湖南省地质矿产勘查开发局四一八队2003年8月编写的《湖南省双峰县大木冲矿区水泥石灰岩矿勘探报告》；

湖南省地质矿产勘查开发局四一八队2008年8月编写的《双峰海螺水泥有限公司大木冲水泥石灰岩矿资源储量核实报告》；

关于《湖南省双峰县大木冲矿区海螺水泥石灰岩矿资源储量核实报告》矿产资源储量评审备案证明（湘国土资储备字［2009］013号）；

双峰海螺水泥有限公司提供的有关设计基础资料； 双峰海螺水泥有限公司提供的委托书。

2.该设计工程的资源概况

2.1矿床地质及构造特征 2.1.1 区域地质背景

矿区大地构造位置处白马山—龙山东西向隆起带猪婆大山短轴背斜南东翼。区域内出露有奥陶系下

统、泥盆系中上统、石炭系下统及第四系等地层。早古生代奥陶纪早世，本区域以一套巨厚的浅海相细粒碎屑岩沉积为主；在晚古生代至中生代早期，本区表现为强烈沉降带，泥盆系、石炭系等地层发育，广泛分布于猪婆大山背斜四周，属浅海相碳酸盐岩沉积和滨海相碎屑岩沉积；第四系零星分布于河、沟两侧及地势低洼处。

区域构造较简单，主要表现为呈北东走向的猪婆大山隆起（短轴背斜）及其两侧（两翼）的走向冲断层。猪婆大山背斜核部由奥陶系组成，泥盆系不整合于奥陶系之上，分布于背斜两翼。该背斜向北东、南西两端倾伏，长约18km。核部岩层倾角40-60°，两翼岩层倾角20-40°，呈一拱形短轴背斜。两翼所伴生的冲断层，造成一系列地层重复及形成直立挤压带，使两翼出露宽度极不对称。大木冲矿区处背斜南东翼北段，构造简单。

区域内变质作用较弱，围岩蚀变主要表现为绢云母化、绿泥石化、方解石化和白云石化。 区域内较近的花岗岩距矿区数公里。

区域内矿产丰富，种类较多，以燃料和水泥灰岩等非金属矿产为主，金属矿产次之，主要有锑、金、铅锌、铁、锰、铜、钨等。

2.1.2 矿区地层特征

矿区出露地层主要为泥盆系中统棋梓桥组及上统佘田桥组，此外尚有第四系零星分布。由老至新分述如下：

（1）中统棋梓桥组（D2q）

按其岩性组合特征可分为上、下两段。

下段（D2q1）：仅于矿区钻孔中见及，岩性主要为泥灰岩、页岩夹瘤状灰岩。钻孔揭露厚度6.08m，但据矿区外围资料，该层厚20～66 m。

上段（D2q2 ）：分为二个岩性亚段

第一亚段（D2q2-1）：岩性主要为浅灰至深灰色厚至巨厚层灰岩夹厚层状白云质灰岩、灰质白云岩，白云质灰岩呈团块状分布，富含藻类化石，为石灰岩矿赋矿层位。厚约90 m。

第二亚段（D2q2-2）：岩性主要为浅灰至深灰色厚至巨厚层状泥晶-微晶灰岩，富含层孔虫及藻类化石。偶夹含白云质团块灰岩及条带状白云质灰岩，单层厚一般0.7～2.0m，局部10m左右。为石灰岩矿主要赋矿层位。厚165～200m。

（2）上统佘田桥组(D3s)

分布于矿区南东部，岩性为灰色泥质灰岩夹泥质粉砂岩、粉砂岩，底部夹有灰色薄层状泥灰岩，产腕足类化石。为石灰岩矿体的顶板。厚度不详，但据矿区外围资料，该层厚110～137m。

上述各地层均呈整合接触。 （3）第四系（Q） 主要为河流冲积层，具二元结构，分布于矿区北西、南东两侧；其次为残坡积层，零星分布于山坡、冲沟和田垅之中，岩性为黄褐色粘土、亚粘土。厚0～12.1m。不整合于前述各地层之上。

2.1.3构造

矿区构造简单，总体为一倾向南东的单斜。岩层总体走向65°左右、倾向南东、倾角8～46°，一般25～35°，局部地段岩层产状有较大的变化，形成呈北东向展布的宽缓褶皱，褶幅一般小于10m，最大15m，不影响总体构造形态。

断层不发育，仅有F1及F3，均表现为北东向正断层性质，为脆性岩石因褶皱挤压和重力变形在近轴部位置形成的张性楔形断裂，一般规模较小，断距525m，现分述如下：

F1：分布于矿区中部，北东起于4′线，往南西延出图幅外，区内长1.6km。走向60°、倾向北西、倾角68～85°，总体倾角 75°左右。破碎带厚45m，主要由张性角砾状灰岩及方解石脉组成。上、下构造面所构成的破碎带呈楔形向下延深，往深部具尖灭趋势，断距约525m。断裂上盘岩层产状平缓（10～25°），下盘岩层产状相对较陡（27～32°）。据相邻剖面对比、采场观察，断层通过位置两侧岩性变化不大，但标志层清楚，显示上盘下降。

F3：分布于F1南侧，北东起于晃成堂（10线西侧），往南西延出图幅外，沿走向与F1呈由南西

向北东撒开的趋势，相距60～300m，区内走向长2.1km。总体走向70°左右，倾向北西，倾角45～82°，总体倾角55°左右。破碎带厚3.5～6m，2线达16m。断裂上盘岩层产状相对变化较大（18～35°），下盘岩层产状平缓（10～18°），断距约5～15m。据地表及深部工程（ZK301）控制，其构造破碎带特征和成因与F1极为相似。

上述两条断层破碎带岩石经取样分析，本身均为工业矿体。断层走向规模虽较大，但延伸不大、断距小。因此，对矿层的破坏作用甚微。

2.1.4覆盖层特征

矿层之覆盖层主要为零星分布在矿区低洼地带的第四系残坡积粘土，粘土呈褐色、黄褐色，含少量黑色铁锰质，厚0～12.1m。其次为高速公路人工堆积废石堆和少量佘田桥组覆盖层。据取样化验分析结果，残坡积粘土（样品数18个）的主要化学成分含量见储量报告表2-5。大部分粘土层成分含量变化大，无一定规律，平均：硅酸率为2.96，铝氧率为1.89。可作水泥原料的配料利用。

人工堆积废石堆为上瑞高速公路临时堆放场，平均厚度5.92m，主要成分：CaO 50.92～53.58%，平均52.25%，MgO 1.27～1.99%，平均1.63%，可以作矿石利用。佘田桥组覆盖层仅在8线附近零星出露，主要岩性为泥灰岩夹少量砂岩，泥灰岩主要化学成分见表2-6。由于覆盖层很不发育，对石灰岩矿的开采影响较小，也无利用价值。

2.1.5岩溶特征

在估算资源储量范围内共施工13个钻孔，其中5个钻孔见到溶洞，本次施工的3个钻孔未见溶洞。全矿区钻孔遇溶率为38%。溶洞规模不大，溶洞高最大为6.53 m，最小为0.55m，均独立产出，空间延伸范围较小。大部分溶洞无充填物，仅ZK401中见有少量泥、砂质物充填。

岩溶率统计结果显示：全矿床平均线岩溶率为3.66%，属不发育类型，且多发育于160m开采标高以下，160m标高以上岩溶率仅0.90%。

2.2 矿层特征

大木冲石灰岩矿床赋存于泥盆系中统棋梓桥组上段，呈层状产出，含两个矿层，自下而上编号为Ⅰ、Ⅱ矿层，两者平行，总体倾向南东，沿倾向自地表向深部具舒缓波状延伸。矿床地面形态呈中间高、南北两侧低的低缓丘陵状，出露标高最高为293.8m、最低为142.8m，其底板露头线标高自西向东由214m逐渐降低为155m。已控制矿层走向长度大于1.2km，倾斜宽度1km左右，矿层总厚度53.70～230.25m，平均118.12m。矿层含稳定及不稳定夹层各一层， 其中①夹层为Ⅰ、Ⅱ矿层的分界标志，②夹层位于Ⅱ矿层内，此外，矿层内尚有极不稳定夹层数层。矿层总体含矿率为96.4%，矿量主要富集于3～8线间。

Ⅰ矿层赋存于中泥盆统棋梓桥组上段第一亚段上部和第二亚段下部，主要由灰白色至深灰色厚至巨厚层状泥晶—微晶灰岩，偶夹团块状或透镜状含白云质灰岩组成。地表岩溶不发育，第四系残坡积浮土覆盖层较薄，一般小于5m。矿层出露标高：155～259m。总体呈单斜产出，走向65°左右、倾向南东、倾角10～35°。产状较稳定，但沿倾向有波状起伏。控制矿层厚度50.69～143.65m，平均厚94.40m，变化系数34%。沿走向厚度有变化，从表2及图5中可看出，中部（1～4线）矿层厚度相对稳定，以6线最厚，为143.65m，往两侧厚度变小，分别为3线61.68m、8线62.79m。沿倾向厚度较稳定，总体上有由浅到深由厚逐渐变薄趋势，如0线剖面，北西端浅部厚126.73m、南东端深部（已露出地表）厚90.00m。矿层内含少量夹层，主要分布在3线地表。矿层顶板①夹层为与Ⅱ矿层的分界标志，矿层底板界线处棋梓桥组上段第一亚段顶部灰岩与白云质灰岩或灰质白云岩的分界位置，标志明显、对比可靠。

Ⅱ矿层赋存于中泥盆统棋梓桥组上段第二亚段上部，主要由浅灰色至灰黑色厚至巨厚层状泥晶、粉晶灰岩组成。地表溶沟、石芽较发育，1线至2′线地形低洼处发育有直径小于1m的落水洞三处。地表地形低洼处局部有第四系残坡积浮土覆盖，厚0～12.1m。矿层出露标高173～293.8m。其产状与“Ⅰ”矿层基本一致，但沿倾向起伏更加明显。控制矿层厚度15.73～93.30m，平均厚59.14m，变化系数39%。沿走向自西向东总体上呈由薄变厚趋势，以4′线最厚为93.30m，4′线以东厚度相对稳定，为78.30～

6.60m，沿走向4′线往西厚度起伏较大，最小为3线27.44m，最大为0线73.81m。厚度变化主要是地面剥蚀程度不一所致。矿层内发育有②号不稳定夹层和1个极不稳定夹层，其中②夹层因地面剥蚀程度

的差异，出露不全，地表不连续，距①夹层14-46m。矿层底板界线以①夹层为标志，顶板界线最高至D2q2-2与D3s分界处。

Ⅰ、Ⅱ矿层中发育有F1及F3两条破矿断层，其断距小，且断裂破碎带处矿层内，破碎带岩石本身亦为矿石，故对矿层基本无影响。

2.3 矿石质量特征

矿石结构构造与矿物成分

矿石结构主要为生物碎屑结构、隐晶结构、细晶结构、粉晶结构、泥晶结构、晶粒结构、碎裂结构等。具块状构造，角砾状构造、假角砾状构造。

矿石主要矿物成分为方解石和白云石。大部分矿石方解石含量97～99%，白云石含量1～3%；少量矿石方解石含量90%左右，白云石含量10%左右；次为石英、粘土矿物及氧化铁质。

矿石化学组分

Ⅰ矿层主要组分平均含量CaO 51.64%，品位变化系数为4.96%，MgO 1.21%，品位变化系数为86%；Ⅱ矿层主要组分平均含量CaO 52.62%，品位变化系数为3.25%，MgO 1.19%，品位变化系数为88.41%；矿床主要组分平均含量CaO 52.02%，品位变化系数为4.12%，MgO 1.20%，品位变化系数为88%。次要组分平均含量SiO2 2.09%，fSiO2 0.173%，Al2O3 0.5%，Fe2O3 0.29%，K2O 0.23%，Na2O 0.09%，SO3 0.063%，Cl— 0.003%，Loss 42.57%。

统计结果表明：大木冲石灰岩矿床的矿石质量优良。影响矿石质量的主要组分MgO平均为1.15%。其它有害组分均小于规范所规定的指标数，质量稳定。此外，据矿石多元素分析，P2O5、Mn3O4、TiO2的含量为P2O5 0.006～0.007%、Mn3O4 0.001～0.005%、TiO2为0。亦表明矿石质量甚佳。

矿石类型和品级

根据矿石的结构构造、化学组分等特征，矿石的自然类型可划分为灰岩矿石和含白云质灰岩矿石两类。

（1）灰岩矿石：以浅灰至深灰色泥晶灰岩为主，夹少量微晶灰岩。厚至巨厚层状构造，主要矿物成分为方解石，其含量98～99%，微量白云石、泥质、铁质。其颗粒组成：泥晶（微晶）80～95%、球团10%左右、钙球少量，泥晶的粒径一般小于0.01mm。

（2）含白云质灰岩矿石

呈团块状、透镜状或薄层状产出，多以夹层的形式出现。微晶至细晶结构，风化面呈灰黑色，粗糙有刀砍纹，主要矿物成分方解石90%左右，白云石10%左右。

上述两类型矿石质量好，均为Ⅰ级品矿石。

矿层顶、底板围岩及夹石

（1）矿层顶板

矿区Ⅰ、Ⅱ矿层分别处①夹层以下及以上，故Ⅱ矿层顶板即矿层顶板。为泥盆系上统佘田桥组(D3s)岩石，仅在矿区东端8线附近有出露。该组底部以一层灰色薄层状泥灰岩与矿层分界，往上为灰色泥质灰岩夹泥质粉砂岩、粉砂岩。泥质灰岩呈浅灰色，风化后呈灰黄色，单层厚5cm。其矿物成分：方解石60～70%，泥质30～40%，白云石微量。泥晶结构，其化学成分：CaO 35.61%，MgO 0.69%，SiO2 19.30%。

（2）矿层底板

即Ⅰ矿层底板。为泥盆系中统棋梓桥组上段第一亚段（D2q2-1）。直接底板为团块状白云质灰岩、灰岩与白云岩，呈互层产出。白云质灰岩，新鲜面略带浅红色，风化面粗糙呈灰黑色，刀砍状溶沟发育，呈中厚至巨厚层状构造，细晶结构。其矿物成分：白云石含量60～70%，方解石30～40%。白云石呈他形—半自形粒状，个别以网脉状和细—粗晶出现，粒径一般0.15mm至数毫米。其化学成分：CaO 34.25～48.61%，MgO 3.45～17.50% 。

（3）夹石

矿层内主要有两个夹层。

①夹层：赋存于Ⅰ、Ⅱ矿层之间，走向长1.64km，产状与Ⅰ、Ⅱ矿层一致，岩性为浅灰色至深灰色中厚层状灰质白云岩夹白云质条带状灰岩。以粉晶结构为主、细晶结构次之，矿物成分以白云石为主，

少量方解石、炭泥质。化学成分：CaO 34.25～52.56%，平均48.60%；MgO 1.66～17.50%（表5），平均5.31%。厚度为1.30～12.54m，平均厚5.80m（表2-1）。

②夹层：位于Ⅱ矿层中上部。沿走向断续分布，产状与Ⅱ矿层一致，岩性为浅灰色至深灰色中厚层状灰质白云岩、白云质灰岩、含白云质灰岩夹灰岩。以粉晶结构为主、泥晶结构次之，矿物成分以白云质、钙质为主，少量炭泥质。化学成分：CaO 32.07～53.27%，平均47.32%，MgO 1.20～18.22% ，平均5.50%。厚度为4.00～13.00m，平均厚7.07m。属矿层中不稳定夹层。

在资源储量估算范围内Ⅱ矿层中，于2线、8线尚发育有3个极不稳定夹层，其中2线③夹层化学成分CaO 49.85%， MgO 4.65% ，平均厚度5.36m；2线中深部④夹层地表未见出露，化学成分CaO 49.30%，MgO 5.93%，平均厚度3.94m；8线⑤夹层化学成分CaO 46.89%， MgO 6.37%，平均厚度3.50m。夹层规模较小，沿走向及倾向延伸长度一般小于60m，仅⑤夹层走向长为186m。极不稳定夹层相邻剖面间均不能相连和对比。

2.4矿山开采技术条件及水文地质条件

2.4.1水文地质条件现状评价

大木冲石灰岩矿区，属湘江水系涟水流域。矿区主要为丘陵地貌，主要为碳酸盐岩溶蚀剥蚀丘陵，次为构造剥蚀丘陵，地形整体较平缓，地形最高点位于矿区西部，岗顶标高293.8m，地形最低点位于矿区东部，最低海拔标高136.7m，相对高差157.1m。矿区一般海拔150～290m，相对高差一般小于100m。

准采区地形总体西高东低，中部高、南北低，为碳酸盐岩溶蚀丘陵，地形标高142～293.8m，最大相对高差143.2m，脊线整体为东西向，地形坡度10～25°，地表基岩裸露，植被覆盖率小于10%。

区内无大的河流，主要地表水系有茶冲河、大木冲溪、长田河、飞跃水渠和三悟堂水渠。流量相对较大的是矿区南东的茶冲河。该河流属湘江水系三级支流。茶冲河发源于邵东县五龙岭，流经邵东县南冲村、双峰县全桥，在永丰镇犁头嘴汇入湘江二级支流测水河，总长69km，流域面积达734km2。茶冲河流量由南冲水库控制，年平均流量1000 L/s左右，最大流量5000 L/s，河水深度3m左右。茶冲河是本区地表水和地下水排泄的主要途径，最高洪水位标高（准采区东端附近小桥处）141m，河水未受污染。

矿床北部边缘大木冲溪流量由大木冲水库控制，流量约53.8 L/s。自西向东流出矿区后注入涟水二级支流—茶冲桥河，季节性明显，主要接受当地大气降雨补给，旱季常断流。该溪在4线东侧K1溶洞处分为两股水流，一股流入地下，另一股由溪沟往东南流去。经连通试验，自K1流入地下之水从顺溪沟下游50m处的溶洞K1-1流出，K1入口处流量8.2 L/s，出口处流量10.5 L/s。与3号泉无水力联系。

矿床南侧长田河流量略大，为930～1040 L/s。汇入茶冲河总流量为1830～2030 L/s。

飞跃水渠：位于准采区西部，为邵东南冲水库向双峰县峡山塘水库的输水渠道，每年4～10月为主要过水期。飞跃隧道位于亭家屋至范家井之间，长约800m，拱顶结构，拱顶标高171m，隧道高度2.10m，跨度2.45m。正常水深1m左右。

三悟堂水渠：位于评估区南部准采区外，为三塘铺镇新塘坪至沙子塘一带农田灌溉水渠。水渠路面标高158m左右，宽度约1m，过水水深一般0.5～1.0m。每年的4～10月为主要过水期。

其它地表水体主要为水塘，全部分布于准采区外，对矿床开采无影响。

矿床最低开采标高为140m，低于当地最高洪水位约1m，不受洪水影响。

据双峰县气象资料，评估区气象参数如下：

年平均气温 17.0℃

极端最低气温 －9.8℃（1972.1.9）

极端最高气温 40.1℃（1963.9.1）

年平均蒸发量 1528.8mm

年平均降水量 1312.8mm

年最大降水量 1952.9mm （1990）

月最大降水量（雨季集中于4～6月） 463.2mm （1990.6）

日最大降水量 147.3mm (1963.6.1)

时最大降水量 70.1mm (1963.6.1.13)

年平均降雨日 156.5天

（1）岩层含水性

区内出露的地层较全，岩层、岩相、产状比较稳定。现将区内各岩层的含水性从新到老分别叙述如下：

①第四系（Q）

主要为河流冲积层，分布于矿区西北角。该层具二元结构，上部为腐植土、亚粘土及亚砂土，下部为松散的砾石层，厚0～3m，本层下部透水性较好。此外，尚有部分第四系残坡积层，零星分布于山坡、山麓地带和冲沟、田垅之中，岩性为黄褐色粘土、砂砾层，厚度0～12.1m左右。区内第四系分布区内未见泉水出露。据区域资料，该层为含水微弱的孔隙含水层。

②石炭系下统（C1）

出露于矿区东南边缘地带。岩性上部主要为泥灰岩、泥质灰岩、巨厚层灰岩夹钙质砂岩透镜体；下部为泥灰岩、薄至中厚层状石英砂岩夹页岩。地表灰岩出露部位岩溶不太发育，仅见溶沟、溶槽及溶蚀洼地，规模不大。区内岩关阶厚度为351m。地表未见泉水点分布。

③泥盆系上统锡矿山组（D3x）

该组上段岩性由细粒石英砂岩、砂质页岩、泥质粉砂岩、石英粉砂岩夹泥灰岩和灰岩透镜体组成，厚150～174.2m；

下段由页岩、泥灰岩夹豆状赤铁矿和厚层状灰岩组成，厚143.6～446.6m。

局部地段地表可见有溶沟、溶槽和小型溶孔发育，规模甚小。地表未见泉水点分布。据区域资料，该层为含岩溶孔隙、裂隙水的含水层。

④泥盆系上统佘田桥组（D3s）

分布于矿区南部，为石灰岩矿层顶板。岩性为泥质灰岩夹泥质粉砂岩，底部还夹有薄层状泥灰岩，厚110～137m。该组为一岩溶裂隙水含水层。地表见有1处泉水点分布（2号泉），流量仅为0.5 L/s。

⑤泥盆系中统棋梓桥组（D2q）

上段为含矿层位，岩性主要为浅灰至深灰色厚至巨厚层状灰岩，单层厚0.74m，局部10m左右。在区内见有6处泉水点，均为下降泉，泉水点分布于石灰岩矿体的南侧沟谷之中，均为居民取水之处。其中3号泉流量最大，达36.23 L/s，旱季只有3.0 L/s左右；此外，出露于长车佬的5号泉流量达7.0 L/s，旱季仅为0.7 L/s，其余泉水点流量一般仅为0.1～0.2 L/s。因此区内棋梓桥组不仅是含矿层，而且又是含较丰富岩溶水的含水层。根据钻孔资料统计，终孔稳定水位标高166.18～206.73m，平均181.70m，总体反映出地下水位北高南低，并以泉水的形式，排泄于茶冲河。

下段为泥灰岩、页岩和瘤状灰岩，厚20～66m。

⑥泥盆系中统跳马涧组（D2t）：

上段为紫红色的泥质粉砂岩、砂质页岩夹石英砂岩，厚367m。

下段为厚169m的砂砾岩层。

据区域资料，属一隔水层。

⑦奥陶系下统宁国组（O1n）

该组为一套灰绿、灰绿色板状页岩、粉砂质页岩，厚度大于900m，属一隔水层。

上述各含水层，其分布自北西向南东总体上由老到新，且地势由高到低。除赋矿地层——棋梓桥组富含岩溶裂隙水外，其它地层均为弱含水层，且因构造简单，无贯通断裂，各含水层之间无地下水力联系，一般不会影响未来矿山开采。

（2）构造含水性

矿区褶皱构造不发育，总体上为一单斜构造。

大木冲石灰岩矿床内断裂主要有F1、F3，属走向北东的正断层，断距525m。对将来采矿有影响的断裂主要是F1。

F1分布于矿区中部，北东起自4′线，往西南延伸图幅至架子塘，长2km。走向60°、倾向北西、倾

角68～85°，总体倾角75°左右；破碎带厚45m，角砾岩充填，方解石脉发育。在新塘冲北山沟之中的断裂带上见有一泉水点分布（4号泉水点），流量达5 L/s。该泉水为当地居民于上世纪90年代初大旱之时向F1掘进的深约80m平巷至F1破碎带时涌出的泉水。据访问：4号泉水施工贯通时，3号泉（流量达36.23 L/s、旱季流量为3 L/s）有大量浑水涌出。表明3号泉与4号泉及F1有水力联系，因此，F1断层破碎带不仅含水且又导水。

（3）生产采场水文地质条件

矿山目前的开采水平已降至+223m、+210m、+195m，均为露天开采，开采总面积为263836m2，开采矿体为灰岩、白云质灰岩及少量粘土，岩层中厚至巨厚层状，岩石完整、稳定，含弱岩溶水，因矿山采用露天开采，矿层又为独立的小山丘，该矿床可视为一个独立的水文地质单元，现有采场标高均高于矿区所有井泉标高，矿体岩溶溶洞裂隙水暂对矿山采场无影响，补给水源主要来自大气降水，采场观察:矿山采场几乎呈干燥状。

（4）水文地质条件现状评价

综上所述，矿山在当地侵蚀基准面以上露天开采，地层含弱岩溶水，采场正常涌水量40.0m3/h，最大涌水量58.8m3/h，均可自流排放，现状条件下，矿山水文地质条件属简单类型。

2.4.2水文地质条件预测评价

未来开采矿种为水泥石灰岩，开采标高在+140m以上，主要开采灰岩、白云质灰岩及少量表层粘土。

当地侵蚀基面标高约+120m，矿山未来开采区最低标高为+140m，该石灰岩矿床最低开采边界位于当地侵蚀基准面+120m以上，采矿场可自然排水，但为了布置地面排水系统工程，本核实报告对+140m标高以上涌水量进行估算。

大石冲石灰岩矿床属于岩溶充水矿床类型。矿床东部为茶冲，标高为120.5m，南东部为光冲，标高为136.7m，低于矿床最低开采标高，北部为大木冲，标高一般为150m至160m左右，西部标高达200m以上，但有跳马涧组隔水层可阻挡其他含水层的水进入矿床。因此，该矿床可视为一个独立的水文地质单元，其采矿场充水水源主要是大气降水和矿体岩溶溶洞裂隙水；所以对采矿场的雨水汇集量及来自矿床西部的岩溶裂隙水分别进行估算。

经计算求得开采最低标高140m涌水量为：

Q1=3459m3/d；

Q2=3693m3/d；

Q3=5442 m3/d；

Q总1（正常涌水量）= Q1+Q2=7152m3/d；

Q总2（最大涌水量）= Q1+Q3=8901m3/d；

以上估算的涌水量为矿床开采最低标高140m的涌水量。140m标高以上的区段地下水可随开采灰岩矿时自流排放，但其水量从地表往下将会逐渐增大。本次所估算的涌水量可视为矿区正常涌水量和最大涌水量之上限，仅供设计部门予以参考。

矿山未来开采对飞跃隧道的影响，飞跃隧道位于准采区西部，拱顶标高约171m，当开采到171m标高以下时，必然对隧道拱顶产生破坏；开采到标高170m以下时，必然影响隧道的过水性能；开采到标高169m以下时，隧道将受到彻底破坏。因此，矿山开采对飞跃隧道的影响为严重。因此，矿山开采至+140m标高时，飞跃隧道由隧道改明渠，建成议以隧道中心线为准，隧道两侧各10m范围内标高171m标高以下禁止开采。

综上所述，矿山石灰岩矿在当地侵蚀基准面以上开采，预测矿坑正常涌水量7152m3/d，最大涌水量8901m3/d，地形有利于采场自流排水，构造带含水丰富，地下水补给条件较差，矿区基岩裸露，水文地质边界较简单。综合认定，未来矿山水文地质条件为简单类型。

2.4.3工程地质条件现状评价

大木冲石灰岩矿层岩性主要为浅灰至深灰色厚至巨厚层状灰岩夹厚层白云质灰岩，单层厚0.72m，局部10m左右，矿体厚度达89.12～230.25m。矿体走向北东，倾向南东，倾角8～46°，一般25～35°，

属缓倾斜的矿层。该矿位于孤立的山丘之上，三面为谷地。矿层及底板节理裂隙均不发育，且无软弱夹层，岩层之间的接触属刚性接触，不易产生层间滑动。矿石结构属块状—层状结构，构成矿体的厚层灰岩垂直层面的抗压强度为166.84～175.14Mpa，平行层面的抗压强度为117.24～123.47Mpa，属稳定性较好的坚硬岩类。

据ZK402、ZK001、ZK801灰岩RQD值统计，分别为79%、76%和81%，均大于75%，但小于90%，岩体质量状况良好。

矿体的底板为灰岩夹厚层团块状白云质灰岩、灰质白云岩，厚度90m左右，亦属坚硬岩类。

构造破碎带工程地质特征

矿床范围内，对未来矿床开采和工业场地布置有影响的断层主要为F1断层。该断层的分布及主要特征前已说明，现仅就其工程地质特征叙述如下：

该断层以破碎带形式存在，破碎带厚45m，呈上宽下窄的契形延深，被张性角砾岩及方解石脉充填，方解石脉呈网状穿插，岩性较为破碎。钙、泥质胶结不紧密。根据该断裂带的岩性破碎程度分析，可能导致断裂带含水，对将来的开采可能会带来一定的影响，需在开采设计中予以充分考虑，但随着深度的增大，影响会越来越小。

结构面特征及岩体稳定性评述

区内的结构面主要有原生结构面和次生结构面两种。

原生结构面是指岩层的层面，区内岩矿层层面平直，层间无软弱夹层，层间接触属刚性接触，岩层产状平缓，不易产生层间滑动。

次生裂隙是指节理裂隙与风化裂隙两种。

风化裂隙仅发育在岩层表面，呈刀砍状，其发育深度很小，一般为12m左右。

节理裂隙据4′线采矿场测量统计，按其走向展布，可分为北西向①、近南北向②及北东向③等三组，倾向不定、倾角一般大于75°，几乎均垂直岩矿层层面。规模小，走向延长数厘米至3m，延深一般小于延长，裂隙宽一般仅12mm，局部可达10cm以上。多数裂隙为方解石脉充填，其中⑴组亦有铁、泥质充填，且具张性特征。裂隙率分别为①1.1条/m、②0.2～0.3条/m及③0.17～0.2条/m。上述资料表明：本区岩矿层节理裂隙不甚发育。

综合矿区的工程地质特征可以看出，该矿床矿层属块状—层状构造，岩层产状平缓，层间无软弱夹层，层间接触属刚性接触，矿层的岩性又属坚硬岩类，节理裂隙不甚发育，岩石物理力学强度高。因此，矿层的稳定性好。

边坡稳定性评述

矿区内的边坡是指露天采矿形成的采场边坡。该类边坡属单层结构岩石类边坡。根据前述资料分析，未来采矿场边坡稳定性总体是较好的。区内目前有石灰岩采场3处，均位于山丘南坡，坡面倾向南南东，与岩层倾向基本一致，故形成的边坡基本上属顺向人工边坡。采场边坡高度一般为20～35m，最高约50m，坡角一般为50～60°，最大达74°。目前边坡稳定，无崩塌、滑坡现象发生。但是随着开采标高逐渐降低，地下水的排放，水位下降，则可能会引起局部的岩溶塌陷，而影响边坡的稳定性；此外，由于采场的边坡为顺向边坡，且岩层倾角小于边坡角，所以还需严防滑坡的发生，也会影响边坡稳定性。

综上所述，矿山矿层及其围岩抗压、抗剪和抗拉强度大，岩石物理力学强度高，属坚硬岩类，岩体结构属缓倾斜块状—层状结构，无软弱夹层，采场边坡稳定性好，现状条件下矿山工程地质条件属简单类型。

2.4.4工程地质条件预测评价

工程地质条件预测评价主要是对未采场边坡的稳定性预测评价。未来主要开采为水泥石灰岩，矿层岩性及性质与现状条件相同。未来开采时，受爆破松动影响，采场边坡可能产生爆破裂隙，影响采场边坡的稳定性。

准采区北部边缘，岩层总体倾向南东，倾角15～32º，为顺向坡；准采区南部边缘，岩层总体倾向北西，倾角8～20º，亦为顺向坡。岩体为硬质岩石，内部结合性好，层间结合性好，局部风化较强地段结合性一般。

采场边坡如果发生崩滑，最可能的滑移结构面是层面和内部的软弱结构面，若以45º+Ф/2作为临时边坡的滑移结构面，以层面作为永久边坡的滑移结构面，则边坡稳定性可按下式计算：

Ks=(γVcosθtgφ+Ac)/ (γVsinθ)

式中： Ks——稳定系数，

γ——岩体重度（kN/m3），取值27，

с——结构面的粘聚力（kPa），临时边坡按岩石质量等级II级取值为1500kpa，永久边坡按硬

质岩石结合一般取值90kpa。

φ——结构面内摩擦角（º），临时边坡按岩石质量等级II级取值为50º，永久边坡按硬质岩石

结合一般取值27º。

A——结构面单位宽度的面积（m2）

θ——结构面倾角（º），临时边坡按45º+Ф/2计算为70º，永久边坡按岩层倾角取值为20º。

V——岩体体积（m3）

按上述计算，临时边坡稳定系数为2.8，永久边坡稳定系数为11，均远大于稳定边坡的稳定

系数临界值，因此，采场边坡出现崩塌、滑坡地质灾害可能性小。但需要指出，采场边坡上的松动危岩必须加强安全管理，及时予以清除，否则容易出现危岩崩落、甚至造成人员伤亡事故。

3．露天开采境界设计

从+210标高水平以下开始采用深凹露天开采，+210标高水平以上的采用山坡露天开采。将附近的村民全部进行搬迁。

本设计主要对+210米标高水平以下的矿体进行开采，采用深凹露天开采进行设计。露天生产开采生产工艺系统采用间断工艺系统即：单斗挖掘机采装、汽车运输、推土机推土。

目前，在我国的露天开采设计中，广泛采用nj≤njh原则确定境界。现将确定露天开采境界的步骤和作法分述于下。

3.1确定露天矿最小底宽

露天矿最小底宽应满足采装运输设备的要求，保证矿山工程正常发展。

由于本矿的生产能力85.8万吨/年，初步选定本矿采用SH-380A型号的汽车运输，4m3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

Bmin=2（Rmin+0.5×T+E）

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。

于是Bmin=2×（Rmin+0.5×T+E）=2×（9.1+0.5×3.55+0.5）=22.75m。

在确定露天开采境界时，若矿体厚度小于最小底宽，底平面按最小底宽绘制；若矿体厚度比最小底宽大得不多，底平面可以矿体厚度为界；若矿体厚度远大于最小底宽，通常按最小底宽作图，并按下列因素确定露天矿底的位置：

(1)使境界内的可采矿量最大而剥岩量最小；

(2)使可采矿量最可靠，通常露天矿底宜置于矿体中间，以避免地质作图误差所造成的影响；

(3)根据矿石品位分布，使采出的矿石质量最高；

(4)根据岩石的物理力学性质调整露天矿底位置，使边坡稳固且穿爆方便。

根据本矿体的实际赋存条件，确定最小底宽为23m。

3.2选取露天矿最终边坡角

露天矿的最终边坡角，对剥采比有很大的影响。

随着开采深度增加和边坡角的减小，所需的剥岩量会急剧增加，因此从经济效果考虑，希望边坡角尽可能大；然而，有不少矿山由于盲目追求陡边坡而造成滑坡事故，严重影响生产。因此，选择时应同

时考虑安全因素和经济因素，在保证露天矿安全前提下，最终边坡角尽可能大些，以减少剥离量。

由于边坡稳定受岩体物理力学性质、地质构造、水文地质、边坡破坏机理、爆破震动效应等一系列因素的影响，尽管目前有许多数学计算方法〈如二维、三维极限平衡计算法，有限元分析法，概率统计分析法等初始边坡优化设计方法〉，以及借助于数学模型和电算程序来提供科学数据，但在实际应用中还不够完善。因此，矿山设计选取边坡角时，多采用类比法，即参照类似矿山的实际资料选取。工程地质条件复杂的矿山，在进行设计的同时，由研究部门通过系统的工程地质调查后，用计算方法确定。

所谓类比法，即设计部门根据工程实践，按照组成边坡岩体的地质条件、水文地质条件、边坡高度及其形状、存在年限等因素，由大量的统计资料和经验数表并结合设计者的经验选取边坡角的方法。表3-1所列边坡角，为冶金矿山设计部门用类比法初选边坡角时的经验参考值。

表3-1 边坡角初选时的经验参考值

在设计中用类比法选取的边坡角，应满足矿山生产技术上的要求。为了保证矿山正常

生产，露天矿边坡通常由安全平台、清扫平台、运输平台及相应的坡面组成,如图3-1所示。

图3-1 露天矿的边坡组成

安全平台a，一般不小于4m。清扫平台b，一般每隔2～3个台阶设置一个，其宽度要保证清扫运输设备正常工作。当运输平台与安全平台或清扫平台重合时，其宽度要增加1～2m。近年来，鉴于安全平台和清扫平台往往因宽度不够而起不到应有作用，不少矿山取消安全平台，将两个台阶合并在一起，然后设一个宽达8～12m的清扫平台。还有人提出将4～6个台阶合并，设一个更宽大的清扫平台，以便清扫工作能采用大型设备。水平运输平台c和倾斜运输平台d，其位置根据开拓系统布置的运输线路确定。它们的宽度取决于运输设备类型、规格和线路数目。露天矿运输平台最小宽度资料见表3-2。

表3-2 汽车运输平台最小宽度（m）

最终台阶坡面角与岩石性质，岩层的倾角、倾向、构造、节理，以及穿爆方法等因素有关。例如，当岩层倾角大于30°，并且岩层层理较发育时，若选取的台阶坡面角大于岩层倾角，岩石容易滑落。这时应取台阶坡面角等于岩层倾角。露天矿设计一般采用的最终台阶坡面角资料见表3-3。

表3-3 台阶坡面角参考资料

当各种平台确定之后，露天矿最终边坡角可按下式计算

tanh/(hcotabcd)

111111nnn1n2n3n4 （8-21）

式中 β—最终边坡角，（°）；

n—台阶数目，6；

h—台阶高度，10m；

α—台阶坡面角，（65°）；

a—安全平台的宽度，6m；

b—清扫平台的宽度，9m；

c—水平运输平台的宽度，15m；

d—倾斜运输平台的宽度，m。

n1、n2、n3、n4—分别为安全平台（3）、清扫平台（2）、水平运输平台（1）和倾斜运输平台数目(0)。

经计算最终边坡角为40o且小于矿体移动角（45o）。通过对比我国部分露天矿最终边帮组成资料，在此确定本设计的上下盘最终边坡角都为40o 。

3.3确定露天矿开采深度

3.3.1长露天矿开采深度的确定

露天矿走向长度大时，首先是在各地质横剖面图上初步确定开采深度，然后再用纵剖面图调整露天矿底部标高。

（1）在各地质横剖面上初步确定露天开采深度

首先，在各横剖面图上作出若干个深度的开采境界方案〈图3-2〉。当矿体埋藏条件简单时，深度方案取得少一些；矿体复杂时，深度方案取多些，并且必须包括境界剥采比有显著变化的深度。绘制境界时，依据前面选定的最小底宽和边坡角，这时既要注意露天矿底在矿体中的位置，还要鉴别该横剖面图上的边坡角是实际的还是伪倾角。若为伪倾角，则需进行换算。

其次，针对各深度方案，用面积比法或线段比法计算其境界剥采比。

最后，将各方案的境界剥采比与开采深度绘成关系曲线〈图3-3〉,再画出代表经济合理剥采比的水平线，两线交点的横坐标Hj,就是所要求的开采深度。

图3-2 长露天矿开采深度的确定

图3-3 境界剥采比与深度的关系曲线

至此，完成了一个地质横剖面图上露天开采理论深度的确定。按同样的方法，可将露天矿范围内所有横剖面图上的理论深度都确定下来。

应当指出，在确定厚矿体的开采深度时，鉴于露天矿底的位置不易确定，有时先按矿体厚度而不是最小底宽作图然后继续向下无剥离采矿，直至最小底宽为止。这时，作为露天开采的最终深度，显然是最初确定的深度与无剥离开采深度之和。

图3-4 厚矿体的无剥离开采

其中：H1-最初确定的开采深度；

H2-无剥离开采的深度 H-最终的露天开采深度

（2）在地质纵剖面图上调整露天矿底部标高

在各个地质横剖面图上初步确定了露天开采的理论深度后，由于各剖面的矿体厚度和地形变化不等，所得开采深度也不一。将各剖面图上的深度投影到地质纵剖面图上，连接各点，得出一条不规则的折线(图3-5中的虚线)。

图3-5 在地质纵剖面图上调整露天底平面标高

其中：虚线是调整前的开采深度；实线是调整后的开采深度

为了便于开采和布置运输线路，露天矿的底平面宜调整至同一标高。当矿体埋藏深度沿走向变化较大，而且长度又允许时，其底平面可调整成阶梯状。调整的原则是，使少采出的矿石量与多采出的矿石量基本均衡，并让剥采比尽可能小。图3-5的实线便是调整后的设计深度。

由于此矿山的矿体赋存量大，矿体集中，采用开采深度为140标高及最终边坡角为40o 时的境界剥采比小，则最终开采深度取140标高位置。

3.3.2短露天矿开采深度的确定

对于走向短的露天矿，需要充分考虑端帮剥离岩石量的影响。在确定开采深度时，用平面图把露天矿作为一个整体来考虑，其具体步骤如下：

（1）根据矿体形状和已确定的经济合理剥采比，选定几个可能的深度方案H1、H2、H3、……等； （2）针对每一个深度方案，在相应的分层平面图上，按选定的最小底宽并参照矿体形状，绘出该水平的底部周界D(3-6a)；

图3-6 短露天矿开采深度的确定

其中：(a)平面图；(b)第Ⅳ勘探线剖面图；(c)1-1’辅助剖面图

（3）在同一分层平面图上，进一步确定露天矿地表周界L及边坡上矿岩接触线的垂直投影S。在各横剖面图及纵剖面图上，按选定的边坡角作边坡线(图3-6b)，找出每条边坡线与地形及矿岩接触线交点，然后投影到分层平面图上(图上的a、b、c、f点)。在没有剖面的地方，则在分层平面图上，选有代表性的各点作垂直于底部周界的辅助剖面(图3-6c的1-1')，然后在辅助剖面图上绘出边坡线，找出它与地形线及矿岩接触线的交点，再投影到分层平面图上。最后，将上述横剖面、纵剖面、辅助剖面的投影点连接，即得露天矿地表周界和边坡面上矿岩接触线的垂直投影；

（4）按平面图法计算各深度方案的境界剥采比nj1、nj2、nj3、……；

（5）绘制境界剥采比，nj随深度H变化的关系曲线，在曲线上找出境界剥采比等于经济合理剥采比的深度。这一深度就是露天矿的合理开采深度。

3.4绘制露天矿底部周界

无论是长露天矿还是短露天矿，调整后的开采深度往往不再是最初方案的深度，因此需要重新绘制底部周界，如图3-7所示，其步骤为：

图3-7 底部周界的确定

其中： 理论周界；、F2—断层

（1）按调整后的露天开采深度，绘制该水平的地质分层平面图；

（2）在各横剖面、纵剖面、辅助剖面图上，按所确定的露天开采深度绘出境界；

（3）将各剖面图上露天矿底部周界投影到分层平面图上，连接各点，得出理论上的底部周界(图3-7上的虚线)；

（4）为了便于采掘运输，初步得出的理论周界，尚需进一步修整，修整的原则是：

1)底部周界要尽量平直，弯曲部分要满足运输设备对曲率半径的要求；

2)露天矿底的长度应满足运输线路的要求，特别是采用铁路运输的矿山，其长度要保证列车正常出入工作面。

这样得出的底部周界，就是最终的设计周界，如图3-7的实线所示。

3.5绘制露天矿开采终了平面图

露天矿开采终了平面图的绘制方法是： （1）将上述露天矿底部周界绘在透明纸上。

（2）将透明纸覆于地形图上，然后按边坡组成要素，从底部周界开始，由里向外依次绘出各个台阶的坡底线(图3-8)。很明显，露天矿深部各台阶的坡底线在平面图上是闭合的，而处在地表以上的则不能闭合，但要使其末端与相同标高的地形等高线密接。 （3）在图上布置开拓运输线路。

（4）在底部周界开始，由里向外依次绘出各个台阶的坡面和平台。绘制时,要注意倾斜运输道和各台阶的连接。在圈定各个水平时，应经常用地质横、纵剖面图和分层平面图校核矿体边界，以使在圈定的范围内矿石量多而剥岩量少。此外，各水平的周界还要满足运输工作的要求。

当开采方案简单或设计技术成熟时，上述2、3、4步可以合并，亦即绘出露天矿底部周界后，根据选定的开拓运输方式及出入沟口位置，自里向外绘出各个台阶的平台和坡面，一次绘出露天矿开采终了平面图。

（5）检查和修改上述露天开采境界。由于在绘图过程中，原定的露天开采境界常受开拓运输线路影响而有变动，因而需要重新计算其境界剥采比和平均剥采比，检查它们是否合理。假如差别太大，就要重新确定境界。此外，上述境界还要根据具体条件进行修改。例如，当境界内有高山峻岭时，为了大幅度减小剥采比，就需要避开高山部位；又如，当境界外所剩矿量不多，若全部采出所增加的剥采比又不大，则宜扩大境界，全部用露天开采。

总之，露天开采境界的确定，是一个复杂的课题。在设计工作中，既要遵循基本原则,又要机动灵活地适应具体的条件，使境界确定得更加合理。应该指出，本节所阐述的，是指矿体一一围岩界线已知的境界确定。通常铁矿床的开采境界就是这样确定的。但是，对于浸染状铜矿之类的矿床，其矿石与围岩的界线不明显，境界圈定的课题有时就和边界品位的确定综合在一起。随着边界品位的变动，矿体与围岩的界线及矿石量也将发生变化，相应地露天开采境界也不一样。单就某一边界品位而言，由于矿体界线和矿石储量已相对给出，其境界确定方法还是如本节所述。只不过这一境界并不一定就是所采纳的最终境界，它尚需结合边界品位，从整个矿床开采的经济效果去衡量。

应该指出，上述方法均是在选用的若干地质剖面图上确定开采深度，并据此圈定露天开采境界。这种确定露天开采境界的方法，虽然仍被广泛应用，但由于所选剖面并不一定垂直露天矿边坡走向，上部交角与深部交角不一，上盘交角与下盘交角不一的现象屡见不鲜，所以用剖面图上矿岩面积相比来模拟真正剥采比，有时会产生很大的误差，因而所确定的露天开采境界，往往难以获得经济上最优的结果。而当今发展起来的借助于矿床模型，通过电子计算机程序以确定露天开采境界的方法，则可以成为最佳采场境界的确定方法。

由于本矿体为石灰石、白云石等剥离量小而储量大的非金属矿床，因此做最终开采平面图时，先由初始确定的标高210开始，由外向里依次绘出各个台阶的坡面和平台。

开采最终平面图见（附图三）。

3.6露天矿开采境界合理确定与安全的关系

由于开采是从上向下逐台阶开采、致使上部台阶先期开采到境界，部分形成固定边坡，而且要求在较长时间内保持稳定、不发生大量滑坡。从操作上讲，最终边坡角越小越安全。但最终坡面角过小，会在开采过程中增加大量的剥岩量，导致矿山经济效益恶化。如果加大最终边坡角，超出出了安全稳定的角度，会造成边坡滑坡，危及采场作业人员的安全。在国内某大型露天矿山曾发生几十万m3的滑坡事故，给矿山造成很大的经济损失，因此不能盲目加大最终边坡角，以防事故发生。国内一些矿山的最终边坡角变化在35°～65°左右。

4.露天开拓方法设计

4.1开拓方法

4.1.1开拓方法选择的主要原则

（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。

4.1.2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85.8万吨，矿体勘探程度较高；

（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。

4.1.3开拓方案的选择

根据大木冲水泥石灰岩矿的实际条件，地形复杂。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。

结合大木冲水泥石灰岩矿的实际地形及气候条件，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。

根据大木冲水泥石灰岩矿的实际情况，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。

4.2.开拓坑线的布置 4.2.1出入沟的布置

（1）山坡露天矿部分

由于山坡露天矿的采矿场与卸矿点之间的相对高差较大，可布置的开拓线路的范围较小时，采用折返式布线方式。

山坡露天矿的采剥作业从采区内最高台阶开始逐层向下进行，因此，开拓干线在基建时期就必须从地表修筑达到最高开采水平。

(2)深凹露天矿部分

由于汽车运输机动灵活，爬坡能力大，从一个水平至另一水平的沟道较短。因此折返坑线开拓能适应于开采采矿长度不大的凹陷露天矿，可减少基建投资，缩短基建时间，有利于加速新水平的准备。

4.2.2移动坑线的形成

当在露天采矿场内矿体的上盘或下盘矿岩接触带掘进出入沟、开段沟，然后扩帮，在开采过程中开拓线始终保留在工作帮上，并随工作线的推进而移动，直至达到开采境界的最终边帮位置，才固定在最终边帮上的开拓线路，称为移动干线。

4.2.3开段沟初始位置确定

第一个台阶的开段沟位置为初始拉沟位置，一般选在覆盖物薄、矿体厚度大、工程地质水文地质条件简单的矿体露头处，可设在矿体底板，也可设在矿体顶板。沟道可以平行矿体走向，也可以平行矿体倾向，如图4-1中的（a）和（b）。沟道亦可呈圈形布置，如图33-3中的（c）和（d）。

图4-1

综合矿体的实际赋存情况及开采边界情况，最终开段沟的初始位置设在垂直矿体走向位置的中间部位，且长度可设为100—200m。

5.开采程序

5.1开采台阶划分

研究开采台阶的划分主要解决两个问题，首先要确定台阶形式，即划分水平台阶还是倾斜台阶，或者二次兼有；其次要确定工作面参数。

5.1.1台阶形式

台阶可按水平面和倾斜面划分，分别称水平分层和倾斜分层。水平分层有利于采掘、运输设备作业，多采用此方式；在某些缓倾斜层状矿床条件下，为了便于选采，减少顶底板岩石的混入和矿石损失，提高矿石质量，可采用倾斜分层开采。

在本设计中采用水平台阶形式。

5.2工作帮构成

露天矿通常以多个剥离台阶和采矿台阶进行开采，工作帮由一些开采台阶的坡面和平盘构成。工作帮形态决定于组成工作帮的各台阶之间的相互位置，亦即决定于台阶高度、平盘宽度等开采参数，通常可用工作帮坡角的大小来表示。工作帮坡角为通过工作帮最上和最下一个台阶坡底线的平面与水平面的夹角，如图（图4-2），工作帮坡角可计算如下：

arct

式中

h2h3h4h5

B1h2coat2B2h3coat3B3h4coat4B4h5coat5

—工作帮坡角，(°)；

h2，h3，h4，h5——各台阶高度，m；

B1，B2，B3，B4——各台阶工作平盘宽度，m；

) 。

2，3，4，5——各台阶坡面角，(°

图5-1 工作帮坡角

5.3工作帮推进

工作帮为工作台阶的总体，其推进与台阶开采程序密切相关。工作帮的推进方式，体现了各工作台

阶的推进和台阶之间相互配合相互制约的关系。

1、工作帮推进的动态变化和约束条件

工作帮正常推进时工作平盘宽度B不得小于最小工作平盘宽度Bmin，工作帮坡角ф不得大于最大工作帮坡角фmax。因此，工作帮正常推进的必要条件为：

B≥Bmin 或 ф≤фmax

工作帮可以平行推进或扇形推进，工作帮平行推进时，通常各台阶的工作线接近于平行，推进方向亦接近一致，使得工作帮上各台阶相互协调推进。

2、工作帮推进方向

工作帮的推进方向与矿山工程的起始位置有关，亦即与各台阶的开段沟位置有关。 工作帮平行推进时，则有一定的推进方向，推进方向如下：

工作线横向布置，在露天矿中间拉沟，工作帮向两侧端帮推进，如图5-2，这种推进方式可利用露天矿中间覆盖层薄、矿体厚和品位高的部位掘沟建立工作线，工作帮向两侧推进，以提高经济效益。它也有利于提高露天矿开采强度，增加矿石产量。

如图5-2 工作线横向布置，在中间拉沟，工作帮向两侧端帮推进

5.4开采程序分类及特征

按采剥工程在露天开采境界内空间、时间上的先后顺序特征，开采程序可分为全境界开采、分期开采、分区开采和分区分期开采四大类。

5.4.1全境界开采

全境界开采时指采剥工程按划分的开采台阶，在水平方向连续扩展到最终开采境界，在垂直方向按开采全深范围逐层连续向下降深，只道最终开采深度为止。

全境界开采可以有较大的生产能力，生产组织管理工作比较简单。由于工作帮坡角一般比最终境界帮坡角缓得多，所以全境界开采的初期生产剥采比高，大型深凹露天矿尤为如此。全境界开采法的缺点

是基建时间长、初期投资多，故仅适用于埋藏较浅、初期剥采比低、开采规模较小的矿山。

5.4.2分期开采

与全境界开采方法相对应的是分期开采，所谓分期开采就是将最终开采境界划分成几个小的中间境界（称为分期境界），台阶在每一分期内只推进到相应的分期境界。当某一分期境界内的矿岩将近采完时，开始下一分期境界上部台阶的采剥，即开始分期扩帮或扩帮过渡，逐步过渡到下一分期境界内的正常开采。如此逐期开采、逐期过渡，直至推进到最后一个分期，即最终开采境界。

由于第一分期境界比最终境界小得多，所以初期剥采比大大降低，从而减小了初期投资，提高了开采的整体经济效益。

分期开采的另一个重要优点是可以降低由最终境界的不确定性所带来的投资风险。一个大型露天矿一般具有几十年的开采寿命，在进行可行性研究（或初步设计）时确定的最终境界在几十年以后才能形成。在科学技术飞速发展、经济环境不断变化的今天，几十年后的开采技术（包括设备）和经济环境与开采初期相比将有很大的差别，这意味着在优化开采境界时采用的技术、经济参数在一个时期后将不再适用，最初设计的最终开采境界也不再是最优境界，甚至是一个很糟糕的境界。因此，最终开采境界的设计应当是一个动态的过程，而不应是一成不变的。一开始就将台阶推进到最终境界是高风险的、不明智的。

若采用分期开采，最初设计的各分期境界（除第一分期境界之外）都是参考性质的。在一个分期将要开采完毕，向下一分期过渡时，可充分利用在开采过程中已获得的矿床地质资料和当时的技术、经济参数，对矿床未开采部分建立新的矿床模型，对未来的分期境界（尤其是下一分期境界）做更适合当时的技术和经济条件的优化设计。依此类推，直至开采结束。

分期过渡中的扩帮通常采用组合台阶开采。在不同的扩帮区段，可以根据扩帮强度、分期境界边帮间的水平距离和采场形态，灵活安排扩帮工作面，并保持较陡的工作帮坡角。

分期开采较全境界开采更符合露天矿建设与生产发展规律，在国外得到十分广泛的应用。我国一些露天矿也采用了分期开采。对分期开采的整体经济效益影响最大的四个参数是：

(1)最佳分期数；

(2)各分期境界的最佳位置、大小和形状； (3)相邻分期间的最佳过渡时间； (4)分期内和分期间的最佳开采顺序。

综合矿体赋存实际情况及分期开采的优越性，本设计采用分期开采的方式。

6.矿山的生产能力与生产剥采比

露天矿山的生产主要是为了采出矿石，因此矿山的生产能力可以用每年的矿石量来表示，即矿石生产能力。另外，露天矿除采矿外，一般都要剥离相当数量的岩石，露天矿的矿石产量在生产剥采比一定的情况下，应有足够的矿岩剥采量来保证，而且采剥总量大大超过采矿量，露天矿山的人员和设备等要按矿岩生产能力来计算。

露天矿的矿岩生产能力和矿石生产能力之间的关系为

A(1nS)Ap

A —矿岩生产能力

ns —生产剥采比（由于本设计中矿体的废石非常少，在此可取为0.2）

Ap —有用矿物的生产能力，指单位时间内采出的矿量（吨/年），Ap=2600*330=85.8万吨 于是A =102.96万吨。

7.露天矿主要开采工艺设计

7.1穿爆工作

7.1.1穿孔设备选择及爆破法

由于潜孔钻机机动灵活、设备重量轻、价格低，穿孔角度变化范围大等，所以本设计穿孔设备选择潜孔钻机。爆破方法采用深孔爆破法。由于本矿生产能力较大，一次爆破量大，因此生产爆破采用多排孔微差爆破，临近边坡时，采用预裂爆破，可以有效地保护边坡稳定。

图7-1 爆破网络图

图7-2 爆破联线图

7.1.2爆破参数的确定

1.底盘抵抗线W1

底盘抵抗线的大小与炮孔直径、装药直径、炸药威力、装药密度、岩石可爆性、要求破碎程度及阶段高度等因素有关。

（1） W1与H的关系为：

W1=（0.6～0.9）×H

式中：H—台阶高度，10m。

则W1=6.0～9.0m；

（2） W1与d的关系为：

W1=k×d

式中：d—装药直径，0.20m，

k取34。

则W1=34×0.20＝6.8m；

（3） 根据钻孔装药条件计算W1如下：

q2(ep)24qmq1H2q1(ep)

W1=

2qmH

q1—每米炮孔装药量，30kg/m； e—堵塞系数，0.8； p—超钻系数，0.25； m—钻孔邻近系数，1.3； H—台阶高度，10m；

式中：q—单位炸药消耗量，0.45kg/m3；

经计算W1=7.1m

按以上三种因素计算结果，最小抵抗线取6.8m，并按平台安全作业条件检验。 W1≥H×ctgα+C

式中：C—炮孔中心至平台坡顶线的安全距离，2.5m； α—台阶坡面角，65°。

经计算W1小于10×ctg65o+2.5＝7.16m，不满足要求。则W1取7.2m。 2.孔距a和排距b

为了改善爆破质量，采用大孔距小排距的爆破方法。

第一排孔的孔距a=m1× W1，后排孔的孔距a=m2×b，式中m1、m2分别为前后排炮孔密集系数。m1=0.7，m2=1.3，可得第一排孔a=5.04m。

炮孔采用三角形布孔，b=a×sin60o=4.36m，后排孔a=5.67m。 3.孔径d和孔深h

孔径由所选择的穿孔设备确定，因此孔径d为200mm。 钻孔深度h的确定。 h=H+L1

式中 ：L1—超深，2.0m；

经计算h=10.0+2.0＝12.0m。 4.填塞长度L2 L2=Z×W1

式中：Z—填塞系数，0.75。

经计算L2=0.75×7.2＝5.4m，因此要采用分层装药，上部装1/3，下部装2/3。 5.单孔装药量

前排孔：Q1=q×a×W1×H kg 后排孔：Q1=q×a×b×H×k kg

式中：k—后排装药量增加系数 ，1.1。 其余符号意义同前

经计算前排孔装药量为168.48kg，后排孔装药量为 122.37kg。

7.1.3每次爆破量的确定

每次爆破量应满足5—10天的日产量。则： 5A=H×L×B

其中：A为日产量，L为每次爆破的台阶长度，B为一次爆破台阶的宽度。

炮孔按三排布置，则B=13m，于是L=39m。如果遇到含夹石多的地方，可适当增加每次爆破量。

7.2采装工作

7.2.1采装设备的选择

根据矿山的年生产能力，选用WK-4型电铲，SH-380型汽车来完成采装任务。WK-4型电铲技术

参数见表7-1。

7.2.2采装工作面参数及工作平盘的配线方式

1.台阶高度

根据选用的挖掘机最大挖掘高度，综合考虑挖掘机的性能及矿岩特性，参考邻近类似矿山，及日产量确定台阶高度为10m。

2.采区长度

一台挖掘机采掘的台阶工作线长度叫做采区长度，查表知WK-4电铲的工作线长度大于300米，由于本矿山电铲较少，每个台阶上一般只有一台电铲工作，采区长度等于工作台阶长度。

3.采掘带宽度bc

根据挖掘机最大挖掘半径，采掘带宽度取12m。

4.最小工作平盘宽度及工作平盘宽度（1）最小平盘宽度

Bmin=b+c+d+e+f+g

式中：Bmin—最小平盘宽度，m；

b—爆堆宽度，b＝2.5×H＝25m； c—爆堆底线至汽车边缘的距离，3m； d—车辆运行宽度，4m；

e—线路外侧到动力电杆的距离，3m； f—动力电杆至台阶稳定边界线的距离，3m； g—台阶边缘的安全距离，3m。

最小平台宽度Bmin＝25+3+4+3+3+3=41m， （2）平盘宽度

由于备采矿量宽度设为12m，所以工作平台宽度41+12=53m。 5.平盘配线方式

由于本矿运输矿岩的汽车较多，为了提高空车供应率，采用环形方式配线。

7.2.3挖掘机生产能力的确定

1.单斗挖掘机的台班生产能力

Qc=

式中： Qc—挖掘机的台班生产能力，m3；

E—挖掘机铲斗容积，4 m3；

t—挖掘机铲斗循环时间，40s；

KH—挖掘机铲斗满斗系数，0.8；

KP—矿岩在铲斗中的松散系数，1.4；

T—挖掘机班工作时间，8h；

η—班工作时间利用系数，0.5。 3600EKHT tKP

经计算Qc=360040.880.5＝822.86 m3； 401.4

Qa=Qc×N×n 2.单斗挖掘机的台年生产能力

式中： Qa—挖掘机的台年生产能力，m3；

N —挖掘机年工作日数，330天；

n —日工作班数，3班。

经计算Qa=822.86×330×3＝814631m3，

根据采剥年矿岩总量，确定挖掘机的年生产能力为81 万m3。

3.单斗挖掘机的台数

N=A/ Qa

式中 N—单斗挖掘机的台数，台；

A—矿山的年最大采剥总量，（102.96/2.6=39.6万m3/年）；

经计算N=39.6/81＝0.49，取1台。

8.排土工作

8.1排土场位置的选择及排土容积的计算

8.1.1排土场位置的选择

因为本矿分为山坡露天矿和深凹露天矿，所以此排土场的选择和位置也因地而宜。根据此矿的实际地形，已经有一个原始的排土场，主要用于+210以上水平的排岩任务。再在CK8采石场附近设置了一个排土场，主要用于容纳+210以下水平的排岩任务。

8.1.2排土场的容积

排土场的容积和采场内总排岩量有关。 V=

式中： V —排土场的容积，万立方米；

V1—计划在排土场排弃的剥离量，6.6万m3；

K1—富余系数，1.05；

K2—岩土松散系数1.5

K3—岩土下沉系数，0.06。 K1K2V1 1K3

经计算 V=1.051.56.6＝9.81万m3。 10.06

8.2排土方法的选择及堆置要素的确定

8.2.1选择排土场方法

由于矿山采用公路运输，因此排土工程采用汽车运输—推土机排土，这种方式排岩机动灵活，排岩台阶高度比铁路运输大，工艺简单，基建时间短，基建工程量小，作业安全，排岩成本低。

8.2.2排土工序

推土机排岩工作包括汽车翻卸岩土、推土机推排，平整场地和整修废石场公路。

为了减少推土机的工作量，山坡露天矿采用边缘排土方式。汽车卸载后，推土机将遗留在工作平台的剥离物推向阶段边缘。卸载地点在确保安全的前提下，尽量靠近阶段边缘，以减少推土机的排弃量。

8.3确定排土场参数

8.3.1排土段高

山坡露天矿部分采用边缘排土，阶段高度根据地形高差确定，凹陷露天矿排土场的阶段高度取45m。

8.3.2岩堆安息角

根据岩石性质，安息角取30°。

8.3.3最小平台宽度

排土采用汽车运输—推土机排岩工艺，只有一个排土台阶最小平台宽度为40m。

8.3.4排土线长度

排土线长度应按同时翻卸的汽车数量确定。

（1）每辆汽车卸载及调车入换时间

t=t1+t2+4×R/V

式中：t1—汽车卸载时间，1min；

t2—汽车换档时间，0.2min；

R—汽车转弯半径，10m；

V—调车时汽车运行的速度，30m/min。

经计算t=1+0.2+4×10/30＝2.5min

（2）同时卸载汽车数

n=N×t/T

式中：N—实动排土汽车数，2台；

T—汽车作业周期 ，20min。

经计算n=2×2.5/20＝0.25台，取1台。

（3）排土线长度

L=n×b

式中：b—卸载时每台汽车占用的工作线长度，30m

经计算L=30m，考虑到推土机作业的影响和设备的维护，排土线总长为3×60=180m。

8.4排土线生产能力

根据本矿的采装运输设备以及需要的排土量，选择黄河T—180型推土机，其生产效率为1200m3/台班，则设备数量N N=

式中：N—在籍推土机台数，台； VK1 QTK2

V—需用推土机的班平均排弃量（松方），99.1m3；

Q—推土机的生产效率（松方），150m3/h；

T—推土机的班工作时间，8h；

K2—时间利用系数，60%；

K1—设备检修系数，1.2。

经计算N=

99.11.2＝0.165，取1台。 15080.6

参考文献

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