昆明理工大学国土资源工程学院
资源开发工程系
Kunming University of Science and Technology Faculty of Land Resources Engineering
Department of Resources Exploitation Engineering
毕业设计大纲
二零零九年二月二十三日
采矿专业毕业设计大纲
前 言
1.1 毕业设计的性质和目的
毕业设计是学生在校学习期间的最后一次综合训练，是在学完本专业课课程的基础上，全面系统地应用所学过的基础理论和专业知识去综合地解决金属矿床地下开采问题的能力训练。
毕业设计的目的是培养学生理论联系实际，具有解决金属矿床地下开采中有关的技术问题和编制金属矿床地下开采设计的初步能力。
1.2 毕业设计的内容
毕业设计分为一般部分和专题部分，其内容包括：总论、原始资料和矿床地质、矿床开拓、采矿方法、井巷掘进、矿井通风与安全、矿山运输与提升等。
设计一般部分的作用：将相互联系而又成为一个整体的各章，进行全面设计和衔接，初步掌握金属矿床地下开采设计的一般内容、步骤和方法。对采矿专业学生来说，矿床开拓、采矿方法、井巷工程、矿井通风等是设计的重点部分。
专题部分是整个设计的一个组成部分，围绕设计的重点部分对采矿专业学生设置专题。专题部分应设计得比较详细和深入，具有一定广度和深度，要求做比较详细的技术论证和必要的技术经济比较。
1.3 毕业设计的要求
1．初步掌握金属矿床地下开采设计的内容、步骤和方法，使学生对所学过的专业理论知识得以应用、巩固和提高。
2．学会分析、总结和正确运用设计资料，参考文献，产品目录以及有关设计的规程和手册等。
3．设计中领会和贯彻国家对矿山建设的技术经济政策和方针，要用经济效益观点来解决技术问题。
4．学生在设计过程中要正确应用专业理论知识，在教师的指导下，对矿床开采的有关技术问题可以不受矿山现有生产系统和设备的限制，从而独立做出决定。
5．学生应根据指导教师下达的设计任务书，按毕业设计大纲规定的内容和要求分章节按时完成。
6．设计专题部分必须作方案选择，其方案选择中应有详细的经济比较和技术论证。非专题部分只作方案技术比较，经济分析。
7．图纸的绘制必须符合工程要求，其中专题部分的图纸详细程度接近于施工图。非专题部分的图纸能准确地反应方案的全貌。
8．说明书的文字叙述应力求简练通顺，计算部分要求写出公式，然后代入数据算出结果。说明书中插图和表格要统一编号，并进行页数编号，应编写说明书目录。
1.4 毕业设计工作量和时间分配
毕业设计由设计任务书、说明书、大图、小图和表格等组成。说明书页数在100页左右。大图主要为4张，包括矿区总平面布置图、开拓方案三面视图、采矿方法三面视图、专题图各一张。小图为20张左右，小图作为补充文字说明之不足，应选择能表达设计意图的绘制，不必凑张数。
毕业设计总时间为10～12周，各章节时间分配大致安排如下： 设计章节
第一章 总论 第二章 矿区概述 第三章 矿区地质 第四章 矿床开拓 第五章 采矿方法 第六章 矿井通风 第七章 矿山运输与提升 设计矿山的技术经济指标 专题
矿区总平面布置图等 地形地质图等 开拓方案三面视图等 采矿方法三面视图等 通风系统图等
专题图等
设计图名
设计进度（周）
0.5 0.5 2 2～3 1 1 2～3
抄写说明 机动 总计
0.5 0.5 10～12
注：专题部分的说明、大图、小图、表格、计算公式等应详细、全面。
第一章 总论
编写本章的目的是阐明毕业设计的指导思想、依据。设计的结论以及存在的重大问题和解决意见。
1．本设计的指导思想。设计任务书对设计的要求。 2．简述资源条件、设计规模、服务年限、开采方法等。 3．简述企业组成、开采工艺等。
4．简述企业投资、主要工程量、企业定员、产品成本等。
5．所设计矿山为新建、改建或扩建工程的现状及主要设施、设备的利用情况。
6．设计尚存在的重大问题及解决意见。
第二章 矿区概述
2.1 矿区交通位置
矿区隶属于何省、市、县。东经几度，北纬几度。矿区的交通运输和临近的港口码头、公路、铁路。（附交通位置图）。
2.2 矿区经济概况
1．矿区工农业
矿区主要工业在矿山生产建设时期能否提供设备、工业用品。矿区附近主要农作物在矿山生产建设时期能否提供粮食和副食品等。
2．矿区的自然资源
木材、水、电、燃料、砖瓦、石灰及水泥等建筑材料的供应情况。 3．矿区局面，居民分布
能否为矿山生产建设提供劳动人员。
2.3 矿区气候条件
年最高温度、最低温度及平均温度，年最大降雨量，年蒸发量，常年主导风向、风速及洪水位，雪量及冰冻期等。
2.4 其它
设计矿山采用的工作制度、工资制度、劳动组织形式。矿区的开采情况，内、外部运输条件。矿区地震等级。矿石用户及其分布。矿区产品种类、销售情况、价格。矿床开采对发展国民经济的意义。
绘制矿区总平面布置图。在地形地质图上标明坑口、矿仓、废石场、炸药库、生产区、生活区等位置标高，以及地表矿石运输线路等。
第三章 矿区地质
3.1 概况
1．地形特征：矿区地形、地势，相对标高或绝对标高。附近河流、水库分布情况等。
2．地层系统：按地层年代的先后顺序简述矿区地层系统，对各岩层、岩浆浸入及含矿层的情况做扼要说明。
3．地质构造：矿区成矿前的断层、褶曲、节理、裂隙和破碎带的性质、规模、数量、产状、分布规律。
4．简述矿床成因类型、矿床工业类型、顶底板围岩与矿体的接触关系。 5．矿区矿体的数量、形态、产状、如矿体走向、走向长度、倾向、倾角、厚度、矿体埋藏标高，矿体延深深度，以及在空间位置的分布和变化。
6．矿石类型：按工业加工的特性划分，如单金属矿、多金属矿、氧化矿、
硫化矿和混合矿等。
3.2 矿床开采技术条件
1．矿岩的物理力学性质及其它：稳固性、坚固性、氧化性、自燃性、结块性、含水性、碎胀性，以及硬度、体重、抗压强度、湿度、松散系数、自然安息角、移动角等对矿床开采的影响。影响矿岩稳固的构造裂隙、节理发育程度等。
2．矿石中的矿物组成及化学成分：有益组分的含量及其开采价值。有害组分的化学成分及其含量。
3．矿石中矿物种类及品位：矿石中最高品位，最低品位以及平均品位，矿石品位沿走向方向和倾斜方向的分布规律。围岩是否矿化，矿化程度。
4．矿体中的夹石和夹层及其分采的可能性。 5．矿区地形地质图（圈出地表移动范围等）。
3.3 水文地质
1．矿区水文地质类型：主要含水层的分布，井下涌水量与地表水的水力联系。
2．井下水的性质（PH ）值及化学成分。最大、最小及平均涌水量。 3．工业用水和生活用水的供水水源。
3.4 矿床勘探和储量计算
1．矿床勘探类型、勘探手段、勘探网度，各种勘探工程的质量，对矿体控制的研究程度等进行评述，是否需要补充勘探。
2．储量计算工业指标，如表3.1所示。 表3.1 ××矿工业指标
3．储量计算，可按表3.2计算。 表3.2 ××矿储量计算 矿体编矿石类号 型
储量级别
工业储量（t ）
品位（％） 金属量（t ）
第四章 矿床开拓
4.1 矿山现有开拓情况评述
1．用开拓系统示意图扼要说明现用的开拓方法及其选择依据，并做出评价。 2．矿区开采面积，井田的划分，井田尺寸及其开采深度。 3．矿山企业组成，原有生产能力，工作制度等。
4.2 矿山设计年产量的校核
1．按合理开采顺序同时回采矿块数验证矿石年产量。
A =A 房+A 柱+A 副
式中：
A ——矿石年产量，t/a；
A 房A 柱A 副
——从矿房中采出的矿石量，t/a； ——从矿房中采出的矿石量，t/a； ——副产矿石量，t/a。
(1)矿房中采出的矿石量
A 房=qNt
式中：
q ——矿房昼夜生产能力，t/d；
N ——允许同时回采的矿房（采场）数，个；
t ——年工作日，d 。 (2)矿柱中采出的矿石量
由于矿床类型很多，变化较大，使用的采矿方法不同，矿柱形状也不一致，一般应通过设计具体计算，也可选取条件类似矿山的数据。不划分矿房矿柱时，
A 柱=0
。
(3)副产矿石量
按布置在矿体中的采切工程量计算。 2．按矿床开采年下降深度验证矿石年产量。
A =
hS γK
K h K q 1-r
式中：
A ——矿石年产量，t/a； h ——年下降深度，m ；
S ——矿体水平面积，m2；
γ——矿体体重，t/m3；
K ——矿石总回采率（包括采切、矿房、矿柱），%；
r ——废石总混入率（包括采切、矿房、矿柱），%；
K h K h
——矿体厚度修正系数（查采矿设计手册选取）； ——矿体倾角修正系数（查采矿设计手册选取）。
3．按经济合理矿山服务年限验证矿石年产量
A =
QK
T 1-r 式中：
A ——矿石年产量，t/a；
Q ——矿床工业储量，t ；
K ——矿石总回采率（包括采切、矿房、矿柱），%；
r ——废石总混入率（包括采切、矿房、矿柱），%。 注：
1．任务书中为日产量时，应根据工作制度，产量不均衡系数，计算矿石年产量。
2．年产量为精矿时应换算成矿石产量。
4.3 矿山服务年限
1．矿山服务年限计算。
T =
QK
A 1-r 式中：
T ——矿山服务年限，a ；
Q ——矿床工业储量，t ；
A ——矿山年产量，t/a； K ——矿石总回采率，%；
r ——废石总混入率，%。
2．根据矿山远景矿量评述矿山服务年限。
4.4 阶段高度的确定
1．根据采矿的技术条件，矿山现状和拟用的采矿方法等因素，选择阶段高度，并论证其合理性。
2．根据设计高度，算出各阶段的标高。
4.5 开拓方法的选择
1．方案初选：在全面分析资料、实地勘察与调研的基础上，提出技术上可行、经济上合理、安全、可靠的几种开拓方案。所拟订的开拓方案应包括：开拓
巷道类型、规格、位置及数目，阶段开拓巷道的布置，坑内通风、排水、提升设备及提升系统，中段运输方式，工业场地的布置，矿石、废石的地面运输及废石场，选厂位置及矿山与选厂的联系等。
2．方案的初步分析比较：
对初选出的开拓方案，进行技术、经济、安全、施工条件、投产和达产时间等方面的初步分析比较，从中选出在技术上、经济上难分优劣的开拓方案（一般不超过2～3个），并绘制每个开拓方案的小图。
3．方案的综合分析比较
对初步分析比较所选出的2～3个开拓方案，进行详细的技术经济计算，根据计算结果再作技术经济综合分析比较，从中选定最优的开拓方法方案。
参与比较的技术经济指标有：基建工程（包括井巷工程）量的大小及基建投资，施工条件难易，投产及达产时间，年经营费，投资超额还本期限和投资收益率，资源利用情况，农田占用情况，对环境的保护条件，生产安全可靠性，职工人数及劳动生产率等。
经济比较内容，如表4.1、表4.2、表4.3所示。 表4.1 基建投资比较表
注：
1．地面建筑物的标准及费用，可查有关资料（手册）选取。
2．设备购置费，可查阅产品目录。设备运输费约占设备总值的5～6％。 3．其他费用，如居民房屋的拆迁费、土地购置费、青苗赔偿费等，其单价可取当地资料。
4．年经营费
(1)采用类似矿山正常生产的单位产品成本指标进行计算。单位产品成本乘以矿石年产量。
(2)根据各工艺过程进行成本计算
材料消耗费=年材料消耗费×单价+材料的运杂费。材料运杂费可按其单价的10～15％计算。
作业人员工资：按国家规定的工资标准，或矿山企业的工资标准选取。 动力费=年劳动力消耗指标×单价。
作业人员的附加工资：按作业人员工资的11％计算。 每吨矿石所摊的折旧费：
折旧费=
投资额⨯年折旧率
，元/t
矿石年产量
地下矿山固定资产平均基本折旧率为3～4％，大修折旧率为1～1.5％，即综合折旧率为4～5.5％。
每吨矿石分摊的修理费：井下设备的修理费率可按12％计算。
修理费=
列为固定资产的投资额⨯修理费率
，元/t
矿石年产量
车间管理费：按矿山企业国家规定的指标选取。
4.6 开拓井巷设计
1．主要井筒数目
根据井田范围，矿石、废石、人员、材料、设备的提升运输方式，矿井通风方式及通风系统等，配置主、副井及其布置方式，并确定主井、副井、通风井、充填井等井筒数目。
2．主要井筒位置
根据地表地形，岩层情况，安全条件，选厂位置，工业场地及生活区布置，地面运输条件等因素，确定主要井筒的位置，并标上井筒平面坐标和标高。
3．利用原有的主要井筒时，应分析评价其合理性。
4．对所确定的最终方案，按比例绘制开拓系统三面投影图（纵剖面图、某勘探线剖面图、开拓中段平面图），三面投影图应具有代表性。
5．主要井巷断面形状及尺寸
根据主要井巷用途、服务年限、生产能力、穿过岩层的性质、材料供应以及施工方便等因素来确定主要开拓井巷（包括井筒和主平巷）断面形状，如采用圆形、椭圆形、矩形井筒断面；梯形、拱形主平硐断面等。
井筒断面尺寸，应根据年产量及所选提升容器类型、罐笼（或箕斗）最大外形尺寸、数量、井筒中通过的管线及井筒格数，各格之间的布置形式以及安全规程规定的安全间隙等因素确定。按比例绘制井筒断面图。
主平硐或平巷断面尺寸确定：首先按年产量和运输线路长短选取电机车和矿车的容积和外形尺寸，再确定采用单轨或双轨运输线路。根据设备外形尺寸，通过巷道中的管线尺寸、数量、布置方式，安全规程所规定的有关安全间隙等因素，确定巷道净断面尺寸。需要支护的巷道，还应按支护材料，支护壁厚等确定掘进断面尺寸。对于涌水量大的矿井，应重视水沟断面尺寸的计算与设计。按比例绘制主平硐（或平巷）断面图。
6．阶段运输水平的布置
根据运输水平年（或日）运输量、同时运行的机车（或列车）数、矿床开采技术条件和采矿方法来选择阶段运输水平平面的巷道布置形式。按比例绘制阶段运输平面开拓图。
7．井底车场型式选择：根据阶段运输量（包括矿石、废石、人员、材料、设备等）和井筒提升量，提升容器类型及其配置，开拓方式（包括主、副井的布置方式）、通风系统、排水系统、运输设备、电机车调车方式以及井口布置等因素来选择主要运输水平（或阶段平面开拓水平）的井底车场布置形式。将所选出的井底车场型式，按比例一同绘制在阶段运输平面开拓图上。
8．硐室工程
井下各种硐室，如坑内炸药库、变电硐室、水泵房、水仓、电机车库、机修硐室、坑内材料存放室、候罐室等，根据所需硐室的用途和数目，将其布置在主要阶段运输水平平面图和井底车场的适当位置上，根据需要可另绘制不同的阶段运输平面开拓图。
根据各硐室所安装设备的数量、外形尺寸、用途，确定其硐室规格尺寸和容积。各硐室的形式和规格尺寸，可根据矿山实际资料选取或查阅采矿设计手册等资料选取。
4.7 矿山井巷基建工程量和进度计划
1．开拓工程量可按设计规模保有三年以上的开拓储量所需完成的井巷工程量计算。若矿井深度较大，要分期开拓的，那么开拓工程量的计算只算一期的。
2．采准工程量可按设计规模保有一年的采准储量所需完成的井巷工程量计算。
3．切割工程量可按设计规模保有半年的备采储量所需完成的井巷工程量计算。
4．矿山井巷基建工程量和进度计划见表4.4。 5．千吨开拓比计算。
K 拓=
∑L
⨯1000T 拓
用长度表示：，m/kt
用体积表示：K 拓=
∑V 3
⨯1000，m /kt T 拓
其中：T 拓=Q 拓-Q 柱-∑V 副⋅γ 式中：
K 拓
——千吨开拓比，m/kt或m3/kt；
∑L ——基建工程量的总长度，m ； ∑V ——基建工程量的总体积，m3；
T 拓
——开拓储量，t ；
Q 拓——开拓水平以上的矿石工业储量，t ； Q 柱
——留作保安矿柱的矿石工业储量，t ；
∑V
副
——基建工程中的副产矿石体积，m3；
γ——矿石容重，t/m3
。
表4.4 矿山井巷基建工程量和进度计划
序工程断面支护工程量 掘进速所号
项目 形状形式 长度 体积 其中度 需
规格 (m) (m3
) 矿石 (m/M) 时
(m2) (m3
) 间
(M)
1 主井 2 副井 3 风井 4 溜井 5 石门 6 井底
车场 7 硐室 8 运输
平巷 9 … 10 采准
工程 11 切割
工程 12 … 13
合计 第五章 采矿方法
5.1 简要说明矿床开采技术条件
1．矿体沿走向长度，矿体倾角、厚度及其变化情况。 2．矿石是否结块、含硫，矿岩的自燃性、含水性等。 3．矿体上下盘＼顶底板围岩及矿石稳固条件。 4．矿石夹层及围岩含矿条件。
基建时间
5．地表是否允许崩落。
6．对采矿方法选择有重大影响的其它条件，如断层、破碎带、溶洞，等等。
5.2 矿山现用采矿方法评述
1．矿山现用的各种采矿方法及其应用条件，采准切割回采工艺简述，主要的技术经济指标。若矿山现有的采矿方法种类繁多，只评述一种主要的采矿方法，而对其它采矿方法，说明其应用条件。
2．现用各种采矿方法所占的比重。
3．评述现有采矿方法存在的问题，对改进采矿方法的设想。
5.3 采矿方法选择
1．方案初选：根据矿床的地质条件、开采技术条件，拟出技术上可行的采矿方法方案，可用列表法进行初选，如表5.1所示。从中淘汰具有明显缺点的方案。
表5.1 采矿方法初选表
序号 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11
主要采矿技术条件
矿石稳固性 围岩稳固性 矿体倾角 矿体厚度 矿石品位 矿石性质
地表是否允许崩落 矿岩接触情况 围岩品位及变化 矿体连续性 …
按各种条件可采用的采矿方法
2．方案的初步分析比较：
对初选出的采矿方法方案，进一步从经济、安全、施工条件等方面分析比较。参与比较的主要技术经济指标：矿石的开采贫化率与损失率、采切比、劳动生产率、采场生产能力、主要材料消耗、采矿成本等（可列表比较）。然后，根据安全程度，劳动条件、工艺复杂程度、机械化水平、矿山技术水平与技术力量、设
备供应情况等方面进行分析，从中选出技术上、经济上较合理的采矿方法方案（一般不超过2～3个），并绘制每个采矿方法方案的小图。
3．方案的综合分析比较
对初步分析比较所选出的2～3个采矿方法方案，进行详细的技术经济计算，根据计算结果再进行综合分析比较，从中选定最优的采矿方法方案。按下面该章节要求进行设计，并绘制采矿方法方案的三面投影视图。
参与综合分析比较的内容有：投产和达产时间，生产工艺得复杂性，采矿强度，机械化程度，采场生产能力，金属年产量，作业条件和生产管理，保证设计产量的可靠性，资源利用程度，回收率，贫化率及充分利用资源的措施，劳动生产率，基建投资，产品成本及盈利指标等。如表5.2所示。
表5.2 采矿方法方案技术经济分析比较
5.4 采场构成要素
1．阶段高度
阶段高度在4.4章节中已经确定，根据选定的采矿方法方案加以简要论证即可。
2．分段＼分层高度
主要决定于采矿方法所采用的凿岩设备、凿岩方法、崩矿方式，也与矿岩的稳固性有关。前者牵涉到凿岩机的有效穿孔深度，后者与回采工作空间的支护方式有关。若确定分段崩落采矿法的分段高度时，还应考虑电耙道的稳固性。
3． 采场布置
根据矿岩稳固性、矿体厚度、矿体倾角等因素来确定采场是沿矿体走向布置、垂直矿体走向布置还是沿矿体倾斜方向布置。
4．采场长度＼宽度
根据选用的采矿方法方案特点、采场运搬设备、矿岩的稳固性、矿体上盘允许的最大暴露面积来确定。
5．间柱宽度
确定间柱尺寸时，除了保证采场安全之外，还应充分考虑间柱今后是否回收以及回收的方法，一般不必进行计算。
6．顶柱厚度
顶柱厚（高）一般不小于4m ，为了增加矿房矿量，减少矿柱矿量，设计应充分考虑上阶段矿块的下底柱作顶柱的可能性。
7．底柱高度
主要根据所选采场底部结构形式来确定，但设计中应考虑机车运输能力与采矿出矿能力，在保证提高机车运输、装矿条件的前提下，应尽量减少底柱高度，特别是下底柱高度，以提高矿房矿石回采量。
5.5 采准切割工作
1．采准工作
采准布置方案选择。采准巷道形状、数目、位置、支护方法与断面尺寸，以及通达采场的运输巷道尺寸，可根据矿段或矿体年产量（或日运输量）直接从采矿设计手册中选取标准断面尺寸。也可根据电机车、矿车外形尺寸确定巷道断面尺寸。其它巷道的断面尺寸，如天井、电耙道、分段平巷、联络道、凿岩硐室等，可根据巷道用途自行设计，并简述其支护方法。按比例绘制采准巷道断面尺寸小图。
2．切割工作
切割方法选择，包括拉底巷道布置与拉底方法，切割槽的位置选择与切割槽的开掘方法。堑沟底部结构的采场，应说明堑沟巷道的断面尺寸及堑沟的开掘方法等。切割巷道的形状、断面尺寸、支护方法及施工方法。按比例绘制切割巷道断面尺寸小图。
3．采切工程量及采切比 采切工程量按表5.3计算。
表5.3 采切工程量计算
长度(m)
序巷道
巷道名称 一条 号 数目 总长
巷道
采准巷道 1…… 2…… 1
3…… 4…… 巷道掘进面
积(m2) 工程量(m3) 一条
总工程量
巷道
…… 小计 切割巷道 1…… 2
2…… 3…… 4…… …… 小计
合计
∑L
千吨采切比计算。 用长度表示：K ∑L
采切=T
⨯1000，m/kt 用体积表示：K ∑V
采切=
T
⨯1000，m 3/kt 其中：T =Q -∑V 副⋅γ 式中：
K 采切——千吨采切比，m/kt或m 3/kt；
∑L ——采场采切巷道的总长度，m ； ∑V ——采场中采切巷道的总体积，m 3
；
T ——采场采出矿石量，t ；
Q ——采场工业储量，t ；
∑V 副
——采切工程中的副产矿石体积，m 3
； γ——矿石容重，t/m3。
4．采切工程费用
∑V
采切工程费用按表5.4计算。 表5.4 采切工程费用计算 序号
巷道名称
单位 (m) 或(m3)
数量 (m) 或(m3) 掘进费用(元) 单价 总费用
采准巷道
1…… 1 2……
3…… …… 切割巷道 1…… 2 2……
3…… ……
合计
5．采切工程进度计划
采切工程进度计划按表5.5计算。 表5.5 采切工程进度计划安排
采工巷 断面长度(m) 同时工作场程道 规格或体积的工作面编序名 (m2) (m3) 数目(个) 号
号
称 采准工程 1 …… 2 …… 1
… …… 切割工程 1 …… 2 …… … …… 采准工程 1 …… 2 …… 2
… …… 切割工程 1 …… 2 …… … …… …
掘进速度(m/M)
或(m3/M)
所
工程进度需 时间
5.6 回采工作设计和计算
根据指导教师的意见，对所选择并设计的采矿方法的矿房回采进行计算。 1．简述矿房回采的方式，工作面布置和回采的工艺过程。 2．凿岩工作
(1)选择崩矿方法（浅孔、中深孔或深孔），确定掏槽方式、炮孔布置排列方式。
(2)计算或确定炮孔直径、炮孔深度、炮孔数目、最小抵抗线、孔底距、孔口距、炮孔倾角等。
(3)选择凿岩设备、工具、材料，凿岩设备型号及台数（包括备用台数）。 (4)绘制采场工作面炮孔布置小图（三面视图）。 3．爆破工作
(1)选择炸药和爆破器材。
(2)起爆方法、起爆顺序、爆破联线方式（附示意图）。
(3)选取炮孔装药系数，计算每个炮孔的装药量、炮孔总装药量、单位炸药消耗量（kg/t）。
(4)确定药包直径、装药和填塞长度、起爆药包的位置（附装药结构小图）。 (5)选择装药方法、装药设备，确定装药效率。 (6)爆破参数可按表5.6编制。 表5.6 爆破参数表
4．计算或确定每循环凿岩、装药、联线、爆破时间。 (1)凿岩时间
t 凿岩=
l
η凿岩N
式中：
t 凿岩——每循环凿岩时间，台班；
∑l ——每循环炮孔总长度，m ；
n 凿岩——凿岩机台班效率，m/台班；
N ——凿岩机台数，台。 (2)装药时间
t 装药=
Q 循
η装药N
式中：
Q 循——每循环总装药量，kg 。
N ——人数或台数。
5．计算每循环采出的矿石量。
T =
QK
1-ρ
式中：
T ——每循环采出矿石量，t ；
Q ——每循环的工业储量，t ；
K ——矿石回采率，%；
ρ——矿石贫化率，%。
6．设计为深孔或中深孔大爆破时，计算或说明大爆破网络，爆破方法、施工组织、安全措施、大块矿石的二次破碎方法等。
7．采场通风：说明采场通风方式，所需的风量和通风时间。如果采用局扇通风，则要选择局部通风设备。
8．矿石运搬方法
(1)选择装矿或耙矿设备，确定台班效率。 (2)采场运搬时间
t 运搬=
T
η运搬N
式中：
t 凿岩——每循环运搬时间，台班；
T ——每循环采出矿石量，t ；
n 运搬——运搬设备台班效率，t/台班；
N ——运搬设备台数，台。
9．采矿地压管理：支护方法，支护材料和支护设备。如果采场采用分层充填，应详述充填设备，充填材料和充填方法。如果是分段或阶段崩落法，则要论述覆盖岩层的形成方法。
10．劳动组织和作业循环图表
确定工作制度，采用专业工作队或综合工作队进行回采作业，每班定员，每台设备或各工序配置作业人数等。根据各工序所需时间、作业方式，按一个循环编制回采作业循环图表，如表5.7所示。
表5.7 回采作业循环图表
5.7 矿柱回采和采空区处理
1．设计为两步骤回采或其它留矿柱的方法，应选择矿柱回采方法。对两步骤回采所留的矿柱应进行采准切割工程设计及矿柱回采设计。绘制矿柱回采方法小图。
2．说明采空区的处理方法及其选择依据。
5.8 矿块采出矿石量
矿块采出矿石量按表5.8计算。 表5.8 矿块采出矿石量计算
5.9 矿房（块）生产进度计划
按表5.9编制。
表5.9 矿房（块）生产进度计划 5.10 采矿方法主要经济指标
1．千吨采切比。
2．矿房和矿柱的回采时间和生产能力（按标准矿块计算）。 3．矿房和矿柱矿量各占矿块矿量的比重（按标准矿块计算）。 4．劳动生产率（按矿房和矿柱分别计算或根据资料选取）。
5．矿石损失率和贫化率（按矿房和矿柱分别计算，或选取类似地质条件和采矿方法的实际资料）。
6．材料和动力消耗（实际资料选取）。 7．矿石成本。
矿石直接成本可按下式计算。
n =n 1+n 2+n 3，元/t
式中：
n ——矿房回采每吨矿石直接成本，元/t；
n 1——每吨矿石材料消耗费，元/t；
n 2——每吨矿石劳动力费用，元/t； n 3
——每吨矿石燃料动力消耗费，元/t。
第六章 矿井通风
6.1 矿山现有通风系统评述
1．矿石中含硫量，矿岩中游离的SiO2和放射性物质的含量，矿岩的氧化性和自燃性倾向，井下工作人员，每班最大炸药消耗量。根据安全规程，对矿井通风与安全技术的特殊要求。
2．矿山现有通风系统，通风方式，总风量，总风压，回采顺序，作业中段数。
3．开拓、采准和切割巷道以及回采工作面的通风方法和通风情况。 4．矿井自然风压，老硐和崩落区的漏风情况。
5．主扇和电机的型号和规格，工况参数，有效风量率, 反风设施，反风方法。局扇数量，型号和规格。井下主要通风设施。
6．通风管理制度与人员编制。
7．全矿通风的能量耗量及其占全矿能耗量的百分数。 8．矿山现有通风状况的评价。
6.2 矿井通风设计原始资料
1．年产量，开拓、运输、提升系统，采矿方法，各种硐室规格及其分布地点，回采顺序，作业中段，回采、采切、探矿、开拓工作面的规格、数目及分布地点。
2．同时作业中段数，掘进工作面和采场数。
3．凿岩设备同时工作的数量和类型，炸药消耗量，爆破方式，井下班作业的最多人数，柴油设备的马力数，通风方法。
4．进风井和出风井的位置和标高。
6.3 选择通风系统方案
根据矿床条件及拓系统等，提出2～3个通风系统方案，提出的每个方案应确定：
1．集中（统一）通风系统还是分区通风系统。 2．进风井和出风井的布置方式。 3．矿井主扇的工作方法。 4．专用通风井巷的工程量。
进行技术经济论述和评价后确定最佳方案。绘制通风系统立体图，图上标明风流方向、风机型号、巷道风量、通风构筑物的位置等。
6.4 全矿总风量计算
1．工作面风量计算
分别计算回采、采准、切割、探矿及开拓等工作面所需风量。若矿井年产量及采矿方法不同，应分别计算（容易、困难）两时期的总风量，选取风量大的作为设计风量。
可按下面公式进行计算，或按柴油设备所需风量进行计算，选其中风量大的作为设计风量。
计算公式：
(1)按排尘风速计算风量
Q =VS ，m /s
３
式中：
V ——工作面要求量小排尘风速，m/s； S ——巷道净断面积，m2。
(2)按爆破后排出炮烟所需风量计算
采场工作空间是巷道型，利用贯穿风流通风。
Q =
25. 5３
ALS ，m /s t
式中：
A ——同时爆破炸药量，kg ；
L ——爆破中心至回风巷道的距离，可取采场长度一半，m ；
S ——采场（巷道）净断面积，m2；
t ——通风时间，min 。
(3)采准、探矿巷道掘进所需风量计算 采用压入式通风
Q p =
19３
ALS ，m /s t
式中：
A ——同时爆破炸药量，kg ； L ——巷道长度，m ；
S ——巷道净断面积，m2；
t ——通风时间，min 。 采用混合式通风
按上式计算压入的风量Q p ，则抽出所需风量：
Q =1. 25Q p ，m /s
３
即为混合式通风所需风量。
各种类型硐室的风量计算查有关采矿设计手册。工作面采用柴油设备时，按柴油设备每马力所需风量进行计算。
2．全矿总风量计算
按各需风点计算的风量列入表6.1，可得各类作业面所需风量之和为Q n 。 计算全矿所需风量时，考虑漏风风量备用系数K ，取K =1.3～1.5，采空区少以及充填较密实的空区取小值，否则取大值。
矿井总风量
Q m =K Q n ，m /s
３
表6.1 全矿作业面风量汇总
３
计算风量（m /s）
序号 工作面名称 工作面数量
单位工作面风量 小计
回采工作面 …… 1 ……
∑Q
2
回采
备采工作面
…… ……
∑Q
3
备采
硐室 …… ……
∑Q
4
硐室
掘进工作面 …… ……
∑Q
5
掘进
Q n
…… 总计
6.5 风量分配与全矿总阻力计算
1．风量分配及风量调节
风量分配一般是按各作业地点计算的所需风量进行分配。各巷道按需分配的风量及风流路线标明在通风立体图上。如巷道阻力不能按所需风量分配时，为了平衡风压，需要在哪些巷道安设调节设施，说明采用何种调节方法。
2．全矿总阻力计算
选择通风系统中线路最长、阻力最大、通过风量最大的路线，作为最大阻力路线。按下式分段计算巷道的摩擦阻力。
H =
PL 2
Q 3S
式中：
H ——分段计算的摩擦阻力，毫米水柱； P ——巷道净断面之周长，m ； L ——该段巷道长度，m ；
Q ——通过该段巷道的风量，m /s；
３
S ——巷道净断面积，m 。
2
各段计算结果列于阻力计算表，各段巷道摩擦阻力之和，即为矿井摩擦阻力
H f
。
全矿总阻力：
H m =（1.1～1.5）H f ，毫米水柱。
6.6 选择扇风机及计算电动机功率
1．扇风机风量
Q f =PQ m ，m /s
３
式中：
Q f ——扇风机风量，m ３/s；
Q m ——整体通风时，矿井要求的总风量，m /s；
３
P ——扇风机装置风量备用系数，可取1.1。 2．扇风机全压
H t =H m +H n +H r +H V ，毫米水柱
式中：
H t ——扇风机全压，毫米水柱； H m ——全矿总阻力，毫米水柱； H n ——自然负压，毫米水柱；
H r ——扇风机装置阻力之和，可取15～20毫米水柱； H v ——扩散塔出口动压损失，可取1毫米水柱。
根据Q f 、H t 查产品目录或查采矿设计手册《矿山机械卷》选取扇风机。
3．扇风机的功率
N f =
H t Q
，kw 。 102
4．电动机功率
N e =K e
N f n e
，kw
式中：
K e ——电动机备用系数，可取1.1； n e ——电机效率，可取0.96。
6.7 局部通风及矿井防尘措施
1．局部通风
不能用矿井总负压进行通风的作业地点，需要用局扇调节需供风量的地点，如某些硐室及采掘工作面。确定工作面所需风量、局部通风方法，选取局扇。
2．矿井防尘措施
简要说明井下各工作面凿岩、爆破、破碎硐室及溜井口等的防尘措施。
第七章 矿山运输与提升
7.1 矿山现有运输与提升系统评述
1．矿石与废石运输和提升系统简述（附示意图）。 2．矿山现用的提升运输设备。 3．矿山的运输和提升费用。
7.2 运输和提升设计
1．运输和提升原始资料
每班或每昼夜的运输与提升量，按矿石、废石、人员、充填料、材料、设备分别计算。运输与提升工作制度。矿石、废石、人员、材料的运输与提升系统（附示意图）。充填料的运输系统（附示意图）。
2．矿山井下运输设计
运输设备选择，矿车和机车选择。轨型、轨距、轨枕、道岔、曲率半径、线路坡度等。机车牵引和列车组的计算，机车与矿车台数计算。井底车场类型选择与硐室布置。运输成本选取（根据资料选取）。
3．提升设计
主副井提升方式及系统的选择，主副井担负的提升任务。提升设备选择，提升容器的选择计算，提升钢丝绳选择与计算，电机的选择与计算。
4．粉矿回收系统的设计（附小图）。 5．提升运输设备数量
电机车：同时工作台数、备用台数、总计台数。矿车：同时工作辆数、备用辆数、总计辆数。提升机：台数、型号。
6．运输和提升成本选取。
设计矿山的技术经济指标
序号 指标名称
一 地质部份 1 矿床类型 ①工业类型 ②勘探类型 2 矿床产状 ①厚度 ②倾角 ③走向长度 ④埋藏标高
⑤向下延深的最低标高 3 矿石类型 4 围岩性质 ①上盘围岩 ②下盘围岩 ③松散系数 ④体重
5 矿石平均品位 6 矿石平均体重 7 矿石松散系数 8 矿石储量 B+C级 D 级
B+C+D级
二 矿山生产能力及服务年限 1 矿山设计生产能力 2 服务年限 3 矿山投产时间 4 矿山达产时间 5 矿山达产持续时间 三 采矿部份 1 开拓方法 2 阶段高度
3 同时工作的阶段 4 采矿方法
5 各种采矿法所占比重 ①…… ②…… ……
6 年下降深度 7
劳动生产率
单位
数量
m 度 m m m f f t/m3 % t/m3 万t 万t 万t 万t/a 年 年 年 年 m 个 % % % m
①回采工作面凿岩工劳动生产率 t/工班 ②矿山全员劳动生产率 ③工作面工作劳动生产率 ④井下工人劳动生率 8 贫化率 9 损失率
10 采出矿石品位 11 千吨开拓比 12 千吨采切比 四 主要材料消耗 1 回采 ①炸药 ②坑木 ③钎钢 ④硬质合金 2 采切 ①炸药 ②坑木 ③钎钢 ④硬质合金 五 矿山运输 1 全年运输量 ①矿石量 ②废石量 2 主要运输设备 ①×吨机车
②×m3矿车（矿石车） ③×m3矿车（废石车） ④×t 料车和人车 六 矿山机械 1 提升机 ①主井 ②付井 2 压气设备 3 凿岩设备 4 装运设备 5 扇风机
6 矿山机械设备总重量 7 矿山电器设备总容量 七 职工定员 1 全矿职工总数 ①作业人员 ②工程技术人员
③后勤服务人员
t/工班 t/工班 t/工班 % % %
m/kt & m3/kt m/kt & m3/kt
kg/t m 3
/t kg/t g/t kg/t m 3/t kg/t g/t 万t 万t 万t 台 辆 辆 辆 台 台 台 台 t kw
八 1 2 3 4 5 6 7 ④党群
技术经济部份 全年耗电量 单位矿石耗电量 全年耗水量
单位矿石的耗水量 基建投资总额 每吨矿石投资 单位矿石成本 万度 度/t 万t t/t 万元 元/t 元/t
毕业设计（论文）评分参考表
昆明理工大学国土资源工程学院
资源开发工程系
Kunming University of Science and Technology Faculty of Land Resources Engineering
Department of Resources Exploitation Engineering
毕业设计大纲
二零零九年二月二十三日
采矿专业毕业设计大纲
前 言
1.1 毕业设计的性质和目的
毕业设计是学生在校学习期间的最后一次综合训练，是在学完本专业课课程的基础上，全面系统地应用所学过的基础理论和专业知识去综合地解决金属矿床地下开采问题的能力训练。
毕业设计的目的是培养学生理论联系实际，具有解决金属矿床地下开采中有关的技术问题和编制金属矿床地下开采设计的初步能力。
1.2 毕业设计的内容
毕业设计分为一般部分和专题部分，其内容包括：总论、原始资料和矿床地质、矿床开拓、采矿方法、井巷掘进、矿井通风与安全、矿山运输与提升等。
设计一般部分的作用：将相互联系而又成为一个整体的各章，进行全面设计和衔接，初步掌握金属矿床地下开采设计的一般内容、步骤和方法。对采矿专业学生来说，矿床开拓、采矿方法、井巷工程、矿井通风等是设计的重点部分。
专题部分是整个设计的一个组成部分，围绕设计的重点部分对采矿专业学生设置专题。专题部分应设计得比较详细和深入，具有一定广度和深度，要求做比较详细的技术论证和必要的技术经济比较。
1.3 毕业设计的要求
1．初步掌握金属矿床地下开采设计的内容、步骤和方法，使学生对所学过的专业理论知识得以应用、巩固和提高。
2．学会分析、总结和正确运用设计资料，参考文献，产品目录以及有关设计的规程和手册等。
3．设计中领会和贯彻国家对矿山建设的技术经济政策和方针，要用经济效益观点来解决技术问题。
4．学生在设计过程中要正确应用专业理论知识，在教师的指导下，对矿床开采的有关技术问题可以不受矿山现有生产系统和设备的限制，从而独立做出决定。
5．学生应根据指导教师下达的设计任务书，按毕业设计大纲规定的内容和要求分章节按时完成。
6．设计专题部分必须作方案选择，其方案选择中应有详细的经济比较和技术论证。非专题部分只作方案技术比较，经济分析。
7．图纸的绘制必须符合工程要求，其中专题部分的图纸详细程度接近于施工图。非专题部分的图纸能准确地反应方案的全貌。
8．说明书的文字叙述应力求简练通顺，计算部分要求写出公式，然后代入数据算出结果。说明书中插图和表格要统一编号，并进行页数编号，应编写说明书目录。
1.4 毕业设计工作量和时间分配
毕业设计由设计任务书、说明书、大图、小图和表格等组成。说明书页数在100页左右。大图主要为4张，包括矿区总平面布置图、开拓方案三面视图、采矿方法三面视图、专题图各一张。小图为20张左右，小图作为补充文字说明之不足，应选择能表达设计意图的绘制，不必凑张数。
毕业设计总时间为10～12周，各章节时间分配大致安排如下： 设计章节
第一章 总论 第二章 矿区概述 第三章 矿区地质 第四章 矿床开拓 第五章 采矿方法 第六章 矿井通风 第七章 矿山运输与提升 设计矿山的技术经济指标 专题
矿区总平面布置图等 地形地质图等 开拓方案三面视图等 采矿方法三面视图等 通风系统图等
专题图等
设计图名
设计进度（周）
0.5 0.5 2 2～3 1 1 2～3
抄写说明 机动 总计
0.5 0.5 10～12
注：专题部分的说明、大图、小图、表格、计算公式等应详细、全面。
第一章 总论
编写本章的目的是阐明毕业设计的指导思想、依据。设计的结论以及存在的重大问题和解决意见。
1．本设计的指导思想。设计任务书对设计的要求。 2．简述资源条件、设计规模、服务年限、开采方法等。 3．简述企业组成、开采工艺等。
4．简述企业投资、主要工程量、企业定员、产品成本等。
5．所设计矿山为新建、改建或扩建工程的现状及主要设施、设备的利用情况。
6．设计尚存在的重大问题及解决意见。
第二章 矿区概述
2.1 矿区交通位置
矿区隶属于何省、市、县。东经几度，北纬几度。矿区的交通运输和临近的港口码头、公路、铁路。（附交通位置图）。
2.2 矿区经济概况
1．矿区工农业
矿区主要工业在矿山生产建设时期能否提供设备、工业用品。矿区附近主要农作物在矿山生产建设时期能否提供粮食和副食品等。
2．矿区的自然资源
木材、水、电、燃料、砖瓦、石灰及水泥等建筑材料的供应情况。 3．矿区局面，居民分布
能否为矿山生产建设提供劳动人员。
2.3 矿区气候条件
年最高温度、最低温度及平均温度，年最大降雨量，年蒸发量，常年主导风向、风速及洪水位，雪量及冰冻期等。
2.4 其它
设计矿山采用的工作制度、工资制度、劳动组织形式。矿区的开采情况，内、外部运输条件。矿区地震等级。矿石用户及其分布。矿区产品种类、销售情况、价格。矿床开采对发展国民经济的意义。
绘制矿区总平面布置图。在地形地质图上标明坑口、矿仓、废石场、炸药库、生产区、生活区等位置标高，以及地表矿石运输线路等。
第三章 矿区地质
3.1 概况
1．地形特征：矿区地形、地势，相对标高或绝对标高。附近河流、水库分布情况等。
2．地层系统：按地层年代的先后顺序简述矿区地层系统，对各岩层、岩浆浸入及含矿层的情况做扼要说明。
3．地质构造：矿区成矿前的断层、褶曲、节理、裂隙和破碎带的性质、规模、数量、产状、分布规律。
4．简述矿床成因类型、矿床工业类型、顶底板围岩与矿体的接触关系。 5．矿区矿体的数量、形态、产状、如矿体走向、走向长度、倾向、倾角、厚度、矿体埋藏标高，矿体延深深度，以及在空间位置的分布和变化。
6．矿石类型：按工业加工的特性划分，如单金属矿、多金属矿、氧化矿、
硫化矿和混合矿等。
3.2 矿床开采技术条件
1．矿岩的物理力学性质及其它：稳固性、坚固性、氧化性、自燃性、结块性、含水性、碎胀性，以及硬度、体重、抗压强度、湿度、松散系数、自然安息角、移动角等对矿床开采的影响。影响矿岩稳固的构造裂隙、节理发育程度等。
2．矿石中的矿物组成及化学成分：有益组分的含量及其开采价值。有害组分的化学成分及其含量。
3．矿石中矿物种类及品位：矿石中最高品位，最低品位以及平均品位，矿石品位沿走向方向和倾斜方向的分布规律。围岩是否矿化，矿化程度。
4．矿体中的夹石和夹层及其分采的可能性。 5．矿区地形地质图（圈出地表移动范围等）。
3.3 水文地质
1．矿区水文地质类型：主要含水层的分布，井下涌水量与地表水的水力联系。
2．井下水的性质（PH ）值及化学成分。最大、最小及平均涌水量。 3．工业用水和生活用水的供水水源。
3.4 矿床勘探和储量计算
1．矿床勘探类型、勘探手段、勘探网度，各种勘探工程的质量，对矿体控制的研究程度等进行评述，是否需要补充勘探。
2．储量计算工业指标，如表3.1所示。 表3.1 ××矿工业指标
3．储量计算，可按表3.2计算。 表3.2 ××矿储量计算 矿体编矿石类号 型
储量级别
工业储量（t ）
品位（％） 金属量（t ）
第四章 矿床开拓
4.1 矿山现有开拓情况评述
1．用开拓系统示意图扼要说明现用的开拓方法及其选择依据，并做出评价。 2．矿区开采面积，井田的划分，井田尺寸及其开采深度。 3．矿山企业组成，原有生产能力，工作制度等。
4.2 矿山设计年产量的校核
1．按合理开采顺序同时回采矿块数验证矿石年产量。
A =A 房+A 柱+A 副
式中：
A ——矿石年产量，t/a；
A 房A 柱A 副
——从矿房中采出的矿石量，t/a； ——从矿房中采出的矿石量，t/a； ——副产矿石量，t/a。
(1)矿房中采出的矿石量
A 房=qNt
式中：
q ——矿房昼夜生产能力，t/d；
N ——允许同时回采的矿房（采场）数，个；
t ——年工作日，d 。 (2)矿柱中采出的矿石量
由于矿床类型很多，变化较大，使用的采矿方法不同，矿柱形状也不一致，一般应通过设计具体计算，也可选取条件类似矿山的数据。不划分矿房矿柱时，
A 柱=0
。
(3)副产矿石量
按布置在矿体中的采切工程量计算。 2．按矿床开采年下降深度验证矿石年产量。
A =
hS γK
K h K q 1-r
式中：
A ——矿石年产量，t/a； h ——年下降深度，m ；
S ——矿体水平面积，m2；
γ——矿体体重，t/m3；
K ——矿石总回采率（包括采切、矿房、矿柱），%；
r ——废石总混入率（包括采切、矿房、矿柱），%；
K h K h
——矿体厚度修正系数（查采矿设计手册选取）； ——矿体倾角修正系数（查采矿设计手册选取）。
3．按经济合理矿山服务年限验证矿石年产量
A =
QK
T 1-r 式中：
A ——矿石年产量，t/a；
Q ——矿床工业储量，t ；
K ——矿石总回采率（包括采切、矿房、矿柱），%；
r ——废石总混入率（包括采切、矿房、矿柱），%。 注：
1．任务书中为日产量时，应根据工作制度，产量不均衡系数，计算矿石年产量。
2．年产量为精矿时应换算成矿石产量。
4.3 矿山服务年限
1．矿山服务年限计算。
T =
QK
A 1-r 式中：
T ——矿山服务年限，a ；
Q ——矿床工业储量，t ；
A ——矿山年产量，t/a； K ——矿石总回采率，%；
r ——废石总混入率，%。
2．根据矿山远景矿量评述矿山服务年限。
4.4 阶段高度的确定
1．根据采矿的技术条件，矿山现状和拟用的采矿方法等因素，选择阶段高度，并论证其合理性。
2．根据设计高度，算出各阶段的标高。
4.5 开拓方法的选择
1．方案初选：在全面分析资料、实地勘察与调研的基础上，提出技术上可行、经济上合理、安全、可靠的几种开拓方案。所拟订的开拓方案应包括：开拓
巷道类型、规格、位置及数目，阶段开拓巷道的布置，坑内通风、排水、提升设备及提升系统，中段运输方式，工业场地的布置，矿石、废石的地面运输及废石场，选厂位置及矿山与选厂的联系等。
2．方案的初步分析比较：
对初选出的开拓方案，进行技术、经济、安全、施工条件、投产和达产时间等方面的初步分析比较，从中选出在技术上、经济上难分优劣的开拓方案（一般不超过2～3个），并绘制每个开拓方案的小图。
3．方案的综合分析比较
对初步分析比较所选出的2～3个开拓方案，进行详细的技术经济计算，根据计算结果再作技术经济综合分析比较，从中选定最优的开拓方法方案。
参与比较的技术经济指标有：基建工程（包括井巷工程）量的大小及基建投资，施工条件难易，投产及达产时间，年经营费，投资超额还本期限和投资收益率，资源利用情况，农田占用情况，对环境的保护条件，生产安全可靠性，职工人数及劳动生产率等。
经济比较内容，如表4.1、表4.2、表4.3所示。 表4.1 基建投资比较表
注：
1．地面建筑物的标准及费用，可查有关资料（手册）选取。
2．设备购置费，可查阅产品目录。设备运输费约占设备总值的5～6％。 3．其他费用，如居民房屋的拆迁费、土地购置费、青苗赔偿费等，其单价可取当地资料。
4．年经营费
(1)采用类似矿山正常生产的单位产品成本指标进行计算。单位产品成本乘以矿石年产量。
(2)根据各工艺过程进行成本计算
材料消耗费=年材料消耗费×单价+材料的运杂费。材料运杂费可按其单价的10～15％计算。
作业人员工资：按国家规定的工资标准，或矿山企业的工资标准选取。 动力费=年劳动力消耗指标×单价。
作业人员的附加工资：按作业人员工资的11％计算。 每吨矿石所摊的折旧费：
折旧费=
投资额⨯年折旧率
，元/t
矿石年产量
地下矿山固定资产平均基本折旧率为3～4％，大修折旧率为1～1.5％，即综合折旧率为4～5.5％。
每吨矿石分摊的修理费：井下设备的修理费率可按12％计算。
修理费=
列为固定资产的投资额⨯修理费率
，元/t
矿石年产量
车间管理费：按矿山企业国家规定的指标选取。
4.6 开拓井巷设计
1．主要井筒数目
根据井田范围，矿石、废石、人员、材料、设备的提升运输方式，矿井通风方式及通风系统等，配置主、副井及其布置方式，并确定主井、副井、通风井、充填井等井筒数目。
2．主要井筒位置
根据地表地形，岩层情况，安全条件，选厂位置，工业场地及生活区布置，地面运输条件等因素，确定主要井筒的位置，并标上井筒平面坐标和标高。
3．利用原有的主要井筒时，应分析评价其合理性。
4．对所确定的最终方案，按比例绘制开拓系统三面投影图（纵剖面图、某勘探线剖面图、开拓中段平面图），三面投影图应具有代表性。
5．主要井巷断面形状及尺寸
根据主要井巷用途、服务年限、生产能力、穿过岩层的性质、材料供应以及施工方便等因素来确定主要开拓井巷（包括井筒和主平巷）断面形状，如采用圆形、椭圆形、矩形井筒断面；梯形、拱形主平硐断面等。
井筒断面尺寸，应根据年产量及所选提升容器类型、罐笼（或箕斗）最大外形尺寸、数量、井筒中通过的管线及井筒格数，各格之间的布置形式以及安全规程规定的安全间隙等因素确定。按比例绘制井筒断面图。
主平硐或平巷断面尺寸确定：首先按年产量和运输线路长短选取电机车和矿车的容积和外形尺寸，再确定采用单轨或双轨运输线路。根据设备外形尺寸，通过巷道中的管线尺寸、数量、布置方式，安全规程所规定的有关安全间隙等因素，确定巷道净断面尺寸。需要支护的巷道，还应按支护材料，支护壁厚等确定掘进断面尺寸。对于涌水量大的矿井，应重视水沟断面尺寸的计算与设计。按比例绘制主平硐（或平巷）断面图。
6．阶段运输水平的布置
根据运输水平年（或日）运输量、同时运行的机车（或列车）数、矿床开采技术条件和采矿方法来选择阶段运输水平平面的巷道布置形式。按比例绘制阶段运输平面开拓图。
7．井底车场型式选择：根据阶段运输量（包括矿石、废石、人员、材料、设备等）和井筒提升量，提升容器类型及其配置，开拓方式（包括主、副井的布置方式）、通风系统、排水系统、运输设备、电机车调车方式以及井口布置等因素来选择主要运输水平（或阶段平面开拓水平）的井底车场布置形式。将所选出的井底车场型式，按比例一同绘制在阶段运输平面开拓图上。
8．硐室工程
井下各种硐室，如坑内炸药库、变电硐室、水泵房、水仓、电机车库、机修硐室、坑内材料存放室、候罐室等，根据所需硐室的用途和数目，将其布置在主要阶段运输水平平面图和井底车场的适当位置上，根据需要可另绘制不同的阶段运输平面开拓图。
根据各硐室所安装设备的数量、外形尺寸、用途，确定其硐室规格尺寸和容积。各硐室的形式和规格尺寸，可根据矿山实际资料选取或查阅采矿设计手册等资料选取。
4.7 矿山井巷基建工程量和进度计划
1．开拓工程量可按设计规模保有三年以上的开拓储量所需完成的井巷工程量计算。若矿井深度较大，要分期开拓的，那么开拓工程量的计算只算一期的。
2．采准工程量可按设计规模保有一年的采准储量所需完成的井巷工程量计算。
3．切割工程量可按设计规模保有半年的备采储量所需完成的井巷工程量计算。
4．矿山井巷基建工程量和进度计划见表4.4。 5．千吨开拓比计算。
K 拓=
∑L
⨯1000T 拓
用长度表示：，m/kt
用体积表示：K 拓=
∑V 3
⨯1000，m /kt T 拓
其中：T 拓=Q 拓-Q 柱-∑V 副⋅γ 式中：
K 拓
——千吨开拓比，m/kt或m3/kt；
∑L ——基建工程量的总长度，m ； ∑V ——基建工程量的总体积，m3；
T 拓
——开拓储量，t ；
Q 拓——开拓水平以上的矿石工业储量，t ； Q 柱
——留作保安矿柱的矿石工业储量，t ；
∑V
副
——基建工程中的副产矿石体积，m3；
γ——矿石容重，t/m3
。
表4.4 矿山井巷基建工程量和进度计划
序工程断面支护工程量 掘进速所号
项目 形状形式 长度 体积 其中度 需
规格 (m) (m3
) 矿石 (m/M) 时
(m2) (m3
) 间
(M)
1 主井 2 副井 3 风井 4 溜井 5 石门 6 井底
车场 7 硐室 8 运输
平巷 9 … 10 采准
工程 11 切割
工程 12 … 13
合计 第五章 采矿方法
5.1 简要说明矿床开采技术条件
1．矿体沿走向长度，矿体倾角、厚度及其变化情况。 2．矿石是否结块、含硫，矿岩的自燃性、含水性等。 3．矿体上下盘＼顶底板围岩及矿石稳固条件。 4．矿石夹层及围岩含矿条件。
基建时间
5．地表是否允许崩落。
6．对采矿方法选择有重大影响的其它条件，如断层、破碎带、溶洞，等等。
5.2 矿山现用采矿方法评述
1．矿山现用的各种采矿方法及其应用条件，采准切割回采工艺简述，主要的技术经济指标。若矿山现有的采矿方法种类繁多，只评述一种主要的采矿方法，而对其它采矿方法，说明其应用条件。
2．现用各种采矿方法所占的比重。
3．评述现有采矿方法存在的问题，对改进采矿方法的设想。
5.3 采矿方法选择
1．方案初选：根据矿床的地质条件、开采技术条件，拟出技术上可行的采矿方法方案，可用列表法进行初选，如表5.1所示。从中淘汰具有明显缺点的方案。
表5.1 采矿方法初选表
序号 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11
主要采矿技术条件
矿石稳固性 围岩稳固性 矿体倾角 矿体厚度 矿石品位 矿石性质
地表是否允许崩落 矿岩接触情况 围岩品位及变化 矿体连续性 …
按各种条件可采用的采矿方法
2．方案的初步分析比较：
对初选出的采矿方法方案，进一步从经济、安全、施工条件等方面分析比较。参与比较的主要技术经济指标：矿石的开采贫化率与损失率、采切比、劳动生产率、采场生产能力、主要材料消耗、采矿成本等（可列表比较）。然后，根据安全程度，劳动条件、工艺复杂程度、机械化水平、矿山技术水平与技术力量、设
备供应情况等方面进行分析，从中选出技术上、经济上较合理的采矿方法方案（一般不超过2～3个），并绘制每个采矿方法方案的小图。
3．方案的综合分析比较
对初步分析比较所选出的2～3个采矿方法方案，进行详细的技术经济计算，根据计算结果再进行综合分析比较，从中选定最优的采矿方法方案。按下面该章节要求进行设计，并绘制采矿方法方案的三面投影视图。
参与综合分析比较的内容有：投产和达产时间，生产工艺得复杂性，采矿强度，机械化程度，采场生产能力，金属年产量，作业条件和生产管理，保证设计产量的可靠性，资源利用程度，回收率，贫化率及充分利用资源的措施，劳动生产率，基建投资，产品成本及盈利指标等。如表5.2所示。
表5.2 采矿方法方案技术经济分析比较
5.4 采场构成要素
1．阶段高度
阶段高度在4.4章节中已经确定，根据选定的采矿方法方案加以简要论证即可。
2．分段＼分层高度
主要决定于采矿方法所采用的凿岩设备、凿岩方法、崩矿方式，也与矿岩的稳固性有关。前者牵涉到凿岩机的有效穿孔深度，后者与回采工作空间的支护方式有关。若确定分段崩落采矿法的分段高度时，还应考虑电耙道的稳固性。
3． 采场布置
根据矿岩稳固性、矿体厚度、矿体倾角等因素来确定采场是沿矿体走向布置、垂直矿体走向布置还是沿矿体倾斜方向布置。
4．采场长度＼宽度
根据选用的采矿方法方案特点、采场运搬设备、矿岩的稳固性、矿体上盘允许的最大暴露面积来确定。
5．间柱宽度
确定间柱尺寸时，除了保证采场安全之外，还应充分考虑间柱今后是否回收以及回收的方法，一般不必进行计算。
6．顶柱厚度
顶柱厚（高）一般不小于4m ，为了增加矿房矿量，减少矿柱矿量，设计应充分考虑上阶段矿块的下底柱作顶柱的可能性。
7．底柱高度
主要根据所选采场底部结构形式来确定，但设计中应考虑机车运输能力与采矿出矿能力，在保证提高机车运输、装矿条件的前提下，应尽量减少底柱高度，特别是下底柱高度，以提高矿房矿石回采量。
5.5 采准切割工作
1．采准工作
采准布置方案选择。采准巷道形状、数目、位置、支护方法与断面尺寸，以及通达采场的运输巷道尺寸，可根据矿段或矿体年产量（或日运输量）直接从采矿设计手册中选取标准断面尺寸。也可根据电机车、矿车外形尺寸确定巷道断面尺寸。其它巷道的断面尺寸，如天井、电耙道、分段平巷、联络道、凿岩硐室等，可根据巷道用途自行设计，并简述其支护方法。按比例绘制采准巷道断面尺寸小图。
2．切割工作
切割方法选择，包括拉底巷道布置与拉底方法，切割槽的位置选择与切割槽的开掘方法。堑沟底部结构的采场，应说明堑沟巷道的断面尺寸及堑沟的开掘方法等。切割巷道的形状、断面尺寸、支护方法及施工方法。按比例绘制切割巷道断面尺寸小图。
3．采切工程量及采切比 采切工程量按表5.3计算。
表5.3 采切工程量计算
长度(m)
序巷道
巷道名称 一条 号 数目 总长
巷道
采准巷道 1…… 2…… 1
3…… 4…… 巷道掘进面
积(m2) 工程量(m3) 一条
总工程量
巷道
…… 小计 切割巷道 1…… 2
2…… 3…… 4…… …… 小计
合计
∑L
千吨采切比计算。 用长度表示：K ∑L
采切=T
⨯1000，m/kt 用体积表示：K ∑V
采切=
T
⨯1000，m 3/kt 其中：T =Q -∑V 副⋅γ 式中：
K 采切——千吨采切比，m/kt或m 3/kt；
∑L ——采场采切巷道的总长度，m ； ∑V ——采场中采切巷道的总体积，m 3
；
T ——采场采出矿石量，t ；
Q ——采场工业储量，t ；
∑V 副
——采切工程中的副产矿石体积，m 3
； γ——矿石容重，t/m3。
4．采切工程费用
∑V
采切工程费用按表5.4计算。 表5.4 采切工程费用计算 序号
巷道名称
单位 (m) 或(m3)
数量 (m) 或(m3) 掘进费用(元) 单价 总费用
采准巷道
1…… 1 2……
3…… …… 切割巷道 1…… 2 2……
3…… ……
合计
5．采切工程进度计划
采切工程进度计划按表5.5计算。 表5.5 采切工程进度计划安排
采工巷 断面长度(m) 同时工作场程道 规格或体积的工作面编序名 (m2) (m3) 数目(个) 号
号
称 采准工程 1 …… 2 …… 1
… …… 切割工程 1 …… 2 …… … …… 采准工程 1 …… 2 …… 2
… …… 切割工程 1 …… 2 …… … …… …
掘进速度(m/M)
或(m3/M)
所
工程进度需 时间
5.6 回采工作设计和计算
根据指导教师的意见，对所选择并设计的采矿方法的矿房回采进行计算。 1．简述矿房回采的方式，工作面布置和回采的工艺过程。 2．凿岩工作
(1)选择崩矿方法（浅孔、中深孔或深孔），确定掏槽方式、炮孔布置排列方式。
(2)计算或确定炮孔直径、炮孔深度、炮孔数目、最小抵抗线、孔底距、孔口距、炮孔倾角等。
(3)选择凿岩设备、工具、材料，凿岩设备型号及台数（包括备用台数）。 (4)绘制采场工作面炮孔布置小图（三面视图）。 3．爆破工作
(1)选择炸药和爆破器材。
(2)起爆方法、起爆顺序、爆破联线方式（附示意图）。
(3)选取炮孔装药系数，计算每个炮孔的装药量、炮孔总装药量、单位炸药消耗量（kg/t）。
(4)确定药包直径、装药和填塞长度、起爆药包的位置（附装药结构小图）。 (5)选择装药方法、装药设备，确定装药效率。 (6)爆破参数可按表5.6编制。 表5.6 爆破参数表
4．计算或确定每循环凿岩、装药、联线、爆破时间。 (1)凿岩时间
t 凿岩=
l
η凿岩N
式中：
t 凿岩——每循环凿岩时间，台班；
∑l ——每循环炮孔总长度，m ；
n 凿岩——凿岩机台班效率，m/台班；
N ——凿岩机台数，台。 (2)装药时间
t 装药=
Q 循
η装药N
式中：
Q 循——每循环总装药量，kg 。
N ——人数或台数。
5．计算每循环采出的矿石量。
T =
QK
1-ρ
式中：
T ——每循环采出矿石量，t ；
Q ——每循环的工业储量，t ；
K ——矿石回采率，%；
ρ——矿石贫化率，%。
6．设计为深孔或中深孔大爆破时，计算或说明大爆破网络，爆破方法、施工组织、安全措施、大块矿石的二次破碎方法等。
7．采场通风：说明采场通风方式，所需的风量和通风时间。如果采用局扇通风，则要选择局部通风设备。
8．矿石运搬方法
(1)选择装矿或耙矿设备，确定台班效率。 (2)采场运搬时间
t 运搬=
T
η运搬N
式中：
t 凿岩——每循环运搬时间，台班；
T ——每循环采出矿石量，t ；
n 运搬——运搬设备台班效率，t/台班；
N ——运搬设备台数，台。
9．采矿地压管理：支护方法，支护材料和支护设备。如果采场采用分层充填，应详述充填设备，充填材料和充填方法。如果是分段或阶段崩落法，则要论述覆盖岩层的形成方法。
10．劳动组织和作业循环图表
确定工作制度，采用专业工作队或综合工作队进行回采作业，每班定员，每台设备或各工序配置作业人数等。根据各工序所需时间、作业方式，按一个循环编制回采作业循环图表，如表5.7所示。
表5.7 回采作业循环图表
5.7 矿柱回采和采空区处理
1．设计为两步骤回采或其它留矿柱的方法，应选择矿柱回采方法。对两步骤回采所留的矿柱应进行采准切割工程设计及矿柱回采设计。绘制矿柱回采方法小图。
2．说明采空区的处理方法及其选择依据。
5.8 矿块采出矿石量
矿块采出矿石量按表5.8计算。 表5.8 矿块采出矿石量计算
5.9 矿房（块）生产进度计划
按表5.9编制。
表5.9 矿房（块）生产进度计划 5.10 采矿方法主要经济指标
1．千吨采切比。
2．矿房和矿柱的回采时间和生产能力（按标准矿块计算）。 3．矿房和矿柱矿量各占矿块矿量的比重（按标准矿块计算）。 4．劳动生产率（按矿房和矿柱分别计算或根据资料选取）。
5．矿石损失率和贫化率（按矿房和矿柱分别计算，或选取类似地质条件和采矿方法的实际资料）。
6．材料和动力消耗（实际资料选取）。 7．矿石成本。
矿石直接成本可按下式计算。
n =n 1+n 2+n 3，元/t
式中：
n ——矿房回采每吨矿石直接成本，元/t；
n 1——每吨矿石材料消耗费，元/t；
n 2——每吨矿石劳动力费用，元/t； n 3
——每吨矿石燃料动力消耗费，元/t。
第六章 矿井通风
6.1 矿山现有通风系统评述
1．矿石中含硫量，矿岩中游离的SiO2和放射性物质的含量，矿岩的氧化性和自燃性倾向，井下工作人员，每班最大炸药消耗量。根据安全规程，对矿井通风与安全技术的特殊要求。
2．矿山现有通风系统，通风方式，总风量，总风压，回采顺序，作业中段数。
3．开拓、采准和切割巷道以及回采工作面的通风方法和通风情况。 4．矿井自然风压，老硐和崩落区的漏风情况。
5．主扇和电机的型号和规格，工况参数，有效风量率, 反风设施，反风方法。局扇数量，型号和规格。井下主要通风设施。
6．通风管理制度与人员编制。
7．全矿通风的能量耗量及其占全矿能耗量的百分数。 8．矿山现有通风状况的评价。
6.2 矿井通风设计原始资料
1．年产量，开拓、运输、提升系统，采矿方法，各种硐室规格及其分布地点，回采顺序，作业中段，回采、采切、探矿、开拓工作面的规格、数目及分布地点。
2．同时作业中段数，掘进工作面和采场数。
3．凿岩设备同时工作的数量和类型，炸药消耗量，爆破方式，井下班作业的最多人数，柴油设备的马力数，通风方法。
4．进风井和出风井的位置和标高。
6.3 选择通风系统方案
根据矿床条件及拓系统等，提出2～3个通风系统方案，提出的每个方案应确定：
1．集中（统一）通风系统还是分区通风系统。 2．进风井和出风井的布置方式。 3．矿井主扇的工作方法。 4．专用通风井巷的工程量。
进行技术经济论述和评价后确定最佳方案。绘制通风系统立体图，图上标明风流方向、风机型号、巷道风量、通风构筑物的位置等。
6.4 全矿总风量计算
1．工作面风量计算
分别计算回采、采准、切割、探矿及开拓等工作面所需风量。若矿井年产量及采矿方法不同，应分别计算（容易、困难）两时期的总风量，选取风量大的作为设计风量。
可按下面公式进行计算，或按柴油设备所需风量进行计算，选其中风量大的作为设计风量。
计算公式：
(1)按排尘风速计算风量
Q =VS ，m /s
３
式中：
V ——工作面要求量小排尘风速，m/s； S ——巷道净断面积，m2。
(2)按爆破后排出炮烟所需风量计算
采场工作空间是巷道型，利用贯穿风流通风。
Q =
25. 5３
ALS ，m /s t
式中：
A ——同时爆破炸药量，kg ；
L ——爆破中心至回风巷道的距离，可取采场长度一半，m ；
S ——采场（巷道）净断面积，m2；
t ——通风时间，min 。
(3)采准、探矿巷道掘进所需风量计算 采用压入式通风
Q p =
19３
ALS ，m /s t
式中：
A ——同时爆破炸药量，kg ； L ——巷道长度，m ；
S ——巷道净断面积，m2；
t ——通风时间，min 。 采用混合式通风
按上式计算压入的风量Q p ，则抽出所需风量：
Q =1. 25Q p ，m /s
３
即为混合式通风所需风量。
各种类型硐室的风量计算查有关采矿设计手册。工作面采用柴油设备时，按柴油设备每马力所需风量进行计算。
2．全矿总风量计算
按各需风点计算的风量列入表6.1，可得各类作业面所需风量之和为Q n 。 计算全矿所需风量时，考虑漏风风量备用系数K ，取K =1.3～1.5，采空区少以及充填较密实的空区取小值，否则取大值。
矿井总风量
Q m =K Q n ，m /s
３
表6.1 全矿作业面风量汇总
３
计算风量（m /s）
序号 工作面名称 工作面数量
单位工作面风量 小计
回采工作面 …… 1 ……
∑Q
2
回采
备采工作面
…… ……
∑Q
3
备采
硐室 …… ……
∑Q
4
硐室
掘进工作面 …… ……
∑Q
5
掘进
Q n
…… 总计
6.5 风量分配与全矿总阻力计算
1．风量分配及风量调节
风量分配一般是按各作业地点计算的所需风量进行分配。各巷道按需分配的风量及风流路线标明在通风立体图上。如巷道阻力不能按所需风量分配时，为了平衡风压，需要在哪些巷道安设调节设施，说明采用何种调节方法。
2．全矿总阻力计算
选择通风系统中线路最长、阻力最大、通过风量最大的路线，作为最大阻力路线。按下式分段计算巷道的摩擦阻力。
H =
PL 2
Q 3S
式中：
H ——分段计算的摩擦阻力，毫米水柱； P ——巷道净断面之周长，m ； L ——该段巷道长度，m ；
Q ——通过该段巷道的风量，m /s；
３
S ——巷道净断面积，m 。
2
各段计算结果列于阻力计算表，各段巷道摩擦阻力之和，即为矿井摩擦阻力
H f
。
全矿总阻力：
H m =（1.1～1.5）H f ，毫米水柱。
6.6 选择扇风机及计算电动机功率
1．扇风机风量
Q f =PQ m ，m /s
３
式中：
Q f ——扇风机风量，m ３/s；
Q m ——整体通风时，矿井要求的总风量，m /s；
３
P ——扇风机装置风量备用系数，可取1.1。 2．扇风机全压
H t =H m +H n +H r +H V ，毫米水柱
式中：
H t ——扇风机全压，毫米水柱； H m ——全矿总阻力，毫米水柱； H n ——自然负压，毫米水柱；
H r ——扇风机装置阻力之和，可取15～20毫米水柱； H v ——扩散塔出口动压损失，可取1毫米水柱。
根据Q f 、H t 查产品目录或查采矿设计手册《矿山机械卷》选取扇风机。
3．扇风机的功率
N f =
H t Q
，kw 。 102
4．电动机功率
N e =K e
N f n e
，kw
式中：
K e ——电动机备用系数，可取1.1； n e ——电机效率，可取0.96。
6.7 局部通风及矿井防尘措施
1．局部通风
不能用矿井总负压进行通风的作业地点，需要用局扇调节需供风量的地点，如某些硐室及采掘工作面。确定工作面所需风量、局部通风方法，选取局扇。
2．矿井防尘措施
简要说明井下各工作面凿岩、爆破、破碎硐室及溜井口等的防尘措施。
第七章 矿山运输与提升
7.1 矿山现有运输与提升系统评述
1．矿石与废石运输和提升系统简述（附示意图）。 2．矿山现用的提升运输设备。 3．矿山的运输和提升费用。
7.2 运输和提升设计
1．运输和提升原始资料
每班或每昼夜的运输与提升量，按矿石、废石、人员、充填料、材料、设备分别计算。运输与提升工作制度。矿石、废石、人员、材料的运输与提升系统（附示意图）。充填料的运输系统（附示意图）。
2．矿山井下运输设计
运输设备选择，矿车和机车选择。轨型、轨距、轨枕、道岔、曲率半径、线路坡度等。机车牵引和列车组的计算，机车与矿车台数计算。井底车场类型选择与硐室布置。运输成本选取（根据资料选取）。
3．提升设计
主副井提升方式及系统的选择，主副井担负的提升任务。提升设备选择，提升容器的选择计算，提升钢丝绳选择与计算，电机的选择与计算。
4．粉矿回收系统的设计（附小图）。 5．提升运输设备数量
电机车：同时工作台数、备用台数、总计台数。矿车：同时工作辆数、备用辆数、总计辆数。提升机：台数、型号。
6．运输和提升成本选取。
设计矿山的技术经济指标
序号 指标名称
一 地质部份 1 矿床类型 ①工业类型 ②勘探类型 2 矿床产状 ①厚度 ②倾角 ③走向长度 ④埋藏标高
⑤向下延深的最低标高 3 矿石类型 4 围岩性质 ①上盘围岩 ②下盘围岩 ③松散系数 ④体重
5 矿石平均品位 6 矿石平均体重 7 矿石松散系数 8 矿石储量 B+C级 D 级
B+C+D级
二 矿山生产能力及服务年限 1 矿山设计生产能力 2 服务年限 3 矿山投产时间 4 矿山达产时间 5 矿山达产持续时间 三 采矿部份 1 开拓方法 2 阶段高度
3 同时工作的阶段 4 采矿方法
5 各种采矿法所占比重 ①…… ②…… ……
6 年下降深度 7
劳动生产率
单位
数量
m 度 m m m f f t/m3 % t/m3 万t 万t 万t 万t/a 年 年 年 年 m 个 % % % m
①回采工作面凿岩工劳动生产率 t/工班 ②矿山全员劳动生产率 ③工作面工作劳动生产率 ④井下工人劳动生率 8 贫化率 9 损失率
10 采出矿石品位 11 千吨开拓比 12 千吨采切比 四 主要材料消耗 1 回采 ①炸药 ②坑木 ③钎钢 ④硬质合金 2 采切 ①炸药 ②坑木 ③钎钢 ④硬质合金 五 矿山运输 1 全年运输量 ①矿石量 ②废石量 2 主要运输设备 ①×吨机车
②×m3矿车（矿石车） ③×m3矿车（废石车） ④×t 料车和人车 六 矿山机械 1 提升机 ①主井 ②付井 2 压气设备 3 凿岩设备 4 装运设备 5 扇风机
6 矿山机械设备总重量 7 矿山电器设备总容量 七 职工定员 1 全矿职工总数 ①作业人员 ②工程技术人员
③后勤服务人员
t/工班 t/工班 t/工班 % % %
m/kt & m3/kt m/kt & m3/kt
kg/t m 3
/t kg/t g/t kg/t m 3/t kg/t g/t 万t 万t 万t 台 辆 辆 辆 台 台 台 台 t kw
八 1 2 3 4 5 6 7 ④党群
技术经济部份 全年耗电量 单位矿石耗电量 全年耗水量
单位矿石的耗水量 基建投资总额 每吨矿石投资 单位矿石成本 万度 度/t 万t t/t 万元 元/t 元/t
毕业设计（论文）评分参考表