采礦方法課程設計核資源工程學院第2章采礦地質條件根據本次采礦方法課程設計任務書所提供的原始地質條件包括1）沉積變質型鐵礦床。2）礦體沿走向長1200m，礦體平均厚度約28m，平均傾角約85°。3）礦石體重為2.98t/m3，上下盤圍巖整體穩定性較好。4）銅的平均品位約2.8%鎳的品位為0.9%。5）地表不允許崩落。采礦方法課程設計核資源工程學院第3章采礦方法選擇3.1選擇采礦方法的原則1）首要條件是工作條件滿足安全生產的要求；2）滿足礦山產量的要求，要求生產能力大，勞動效率高；3）滿足選礦工藝要求，并要求貧化損失小；4）合理利用礦產資源，堅持“貧富兼采、厚薄兼采、大小兼采”原則；5）良好的經濟效果，盡量采用高效率、低成本的采礦方法；6）良好的社會效益，滿足環保、安全等要求；7）遵守有關法規要求。3.2采礦方法初選采礦方法在礦山生產中十分重要，它直接關系到生產安全、生產能力、勞動效率、礦石損失率和貧化率、礦石成本、礦山經濟效益及其他多項技術、經濟指標的好壞。因此，在礦山設計中，應認真研究分析影響采礦方法的各種因素，以便選擇出適合礦山具體條件的采礦方法。為了便于采礦方法的選擇，通常按賦存要素對礦體進行分類。1）按礦床厚度，分為（1）極薄礦脈，厚度在0.8m以下，回采時需要采掘圍巖；（2）薄礦脈，厚度為0.8~5m；（3）中厚礦脈，厚度為5~15m；（4）厚礦脈，厚度為15~50m；（5）極厚礦脈，厚度為50m以上。本設計中，礦體厚度平均在28m左右，屬于厚礦脈。2）按礦體傾角，分為（1）水平礦床，礦體傾角0°~3°；（2）緩傾斜礦體，礦體傾角3°~30°；（3）傾斜礦體，礦體傾角30°~50°；（4）急傾斜礦體，礦體傾角50°以上。根據礦山地質條件和采礦技術條件要求，對采礦方法進行初選。采礦方法初選表見表3-1。表3-1采礦方法初選主要地質及開采技術條件較適合的采礦方法可排除的采礦方法主要考慮因素該礦床特征地表允許崩落的可能性不允許崩落充填法、空場法崩落法礦石和圍巖的穩固性礦石不穩固、圍巖穩固分段礦房法、分段空場嗣后充填法、階段礦房法其他空場法和其他充填法礦體的厚度平均厚度約28m，極厚礦體。分段礦房法、分段空場嗣后充填法、階段礦房法全面法、房柱法、分采充填法、單層充填法、礦體的傾角平均傾角約85?，屬極傾斜礦體分段礦房法、分段空場嗣后充填法、階段礦房法、其他空場法根據本次課程設計提供的采礦地質條件，結合采礦方法選擇的原及各種采礦方法的適用范圍，初步選擇：分段礦房法、分段空場嗣后充填法、階段礦房法（水平深孔）。3.2.1分段礦房法分段礦房法屬于空場采礦法。它的特點是在一個階段內沿礦塊的傾斜方向再劃分若干分段，在每個分段水平布置礦房和礦柱。每個分段均為獨立的回采單元，從各分段的鑿巖巷道中鑿巖，崩落下來的礦石是在分段空場條件下分別從各分段的出礦巷道運出。分段礦房回采結束后，可立即回采本分段的礦柱，并同時處理采空區。方案示意圖如圖3-1。圖3-1分段礦房法方案示意圖1）結構參數階段高度一般為40~60m，分段高度主要取決于鑿巖設備，中深孔鑿巖時8~10m，深孔鑿巖時為15~25m，甚至達30~40m。礦房沿走向長度為40~60m，分段間柱寬度為6~8m。分段間留斜頂柱，其真厚度一般為4~7m。2）采準和切割運輸巷道一般沿礦脈靠下盤布置掘進。礦塊人行通風天井通常設置在間柱內，從階段運輸巷道開始，沿礦脈下盤接觸面掘進到回風平巷。聯絡道用來聯絡礦房和天井，一般從天井內每隔5～6m垂直高度掘進一條，礦塊兩側的人行聯絡道應彼此交錯布置。拉底平巷位于底柱之上，兩個間柱內的最下一個聯絡道相向掘進形成。漏斗頸自階段運輸平巷向上開掘，每隔5～7m布置一條。切割包括拉底和辟漏。在留礦體的礦塊中，拉底空間的高度為2.5m，面積與礦房一致，但最小寬度不應小于1.2m，擴漏一般是從拉底空間向下擴大斗頸上部形成喇叭口。3）回采工作在礦塊或礦房內回采以分段為單元，沿階段高度自上而下相互錯開一定距離進行分段鑿巖、爆破和出礦，沿礦塊長度向溜井方向推進。分段內從切割槽向分段的另一側推進。在鑿巖平巷中鉆扇形平行深孔，側向崩落礦石，從裝運巷道用鏟運機將礦石運到分段運輸平巷最近的溜井，溜到階段運輸巷道裝車運出。當一個礦房回采結束后，立即回采一側的間柱和斜頂柱。分別從回采間柱的深孔鑿巖硐室鉆扇形深孔和從回采斜頂柱的深孔鑿巖硐室鉆束狀孔，回采礦柱的順序是：先爆間柱并將崩下的礦石放出，然后再爆頂柱分段礦房法利用分段房間礦柱和分段斜頂柱對圍巖及礦房頂板進行支撐。3.2.2分段空場嗣后充填法分段空場嗣后充填法的特點是在分段巷道中鉆鑿中深孔爆破崩礦，礦石集中在采場最下部分段巷道中裝運。每次爆破后僅裝運出一部分礦石，大部分礦石暫留采場中以暫時維護頂底盤，待采場的礦石全部采下并放出后，集中一次進行空場充填，如圖3-2。圖3-2階段空場嗣后充填法方案示意圖1）結構參數采場構成要素的選擇，應根據礦體類型、厚度、產狀、礦巖穩固性及出礦方式等因素來選取采場尺寸，由表，則標準礦塊階段高度50~70m，分段高度8~20m，頂柱、間柱，底柱尺寸按實際地質情況設計，當沿礦體走向布置時，長度為常設計為幾十米，寬度為礦體厚度。2）采準和切割在下盤階段運輸平巷內，每隔10~20m向礦體掘進裝礦斜巷，轉角半徑6～8m；再由裝礦斜巷向礦房兩端掘進塹溝拉底平巷。在礦體下盤間柱位置每隔20~60m掘進人行設備天井，連通上下中段，亦進行進風、回風用；由人行設備天井每隔12m掘進分段鑿巖巷道。采用垂直中深孔拉槽法形成切割槽，即在每分段礦房中央在分段鑿巖巷道上掘進切割天井，并在分段鑿巖巷道與切割天井交匯處向礦體上下盤掘進切割橫巷至礦體邊界，再進行中深孔爆破形成切割槽。3）回采工作回采工作從中央切割槽開始，向礦房兩側進行，排距1.25~1.5m，孔底距1.6~2.0m，炮孔一次鑿完，分區起爆，每區2排炮孔，礦房兩翼對稱區同時起爆，從礦房中央同時向兩翼同時回采。上下分段之間保持垂直工作面或上分段超前下分段1排炮孔，保證上分段爆破作業的安全，礦石借重力落到底部集礦巷道，通過鏟運機出礦。3.2.3階段礦房法階段礦房法把礦塊規則地劃分礦房和礦柱，先采礦房，后采礦柱；用深孔回采礦房。根據落礦方式不同，階段礦房法分為水平深孔階段礦房法和垂直深孔階段礦房法。在本設計中采用水平深孔階段礦房法。它的特點是礦房拉底之后，在鑿巖硐室中，鉆水平扇形深孔，向礦房拉底空間崩礦，自下而上地進行回采。如圖3-3所示。圖3-3階段礦房法方案示意圖1）結構參數階段高度60~80m，沿走向布置的礦房長度為20~50m，垂直礦體走向布置的礦房寬度為10~30m，間柱寬度為10~15m，頂柱厚度一般為6~8m，底柱高度：漏斗底部結構為8~13m，平底結構為5~8m。2）采準工作在礦體的上下盤圍巖中，分別掘進階段運輸平巷，并于間柱中央掘進穿脈貫通上下盤階段運輸平巷，構成環形運輸系統。在穿脈巷道一側（間柱中心位置）掘鑿巖天井，沿天井的長度方向按水平深孔排拒的一倍或兩倍掘進聯絡平巷通達礦房，然后將其前端擴大為鑿巖硐室。電耙巷道的布置根據底部結構形式的不同而不同。圖2-2垂直走向布置的水平深孔落礦階段礦房法為平底受礦的底部結構形式。在階段運輸水平的上部，于礦房與礦柱的交界處，掘進垂直于運輸平巷的電耙巷道。在電耙巷道的上方留有階梯保護檐，在放礦口之間留有礦柱以增加保護檐的穩固性。應用深孔落礦，二次破碎工作量較大，一般電耙巷道應設有專用回風系統。3）切割工作平底底部結構的水平深孔落礦階段礦房法的切割工作，首先在一條電耙巷道的側方開掘與其平行的鑿巖橫巷，兩者之間留支護礦柱，然后在礦房長軸的中部掘進拉底平巷，以備拉底。拉底的第一步驟：自鑿巖橫巷在拉底層礦石內鉆鑿水平平行炮孔，逐步爆破形成一個2.5m高的拉底空間。然后，在支護礦柱內每隔5m開鑿一個3m寬的放礦口。拉底的第二步驟：在拉底空間的最高處掘進鑿巖橫巷，并掘進短天井與第一步驟形成的拉底空間相貫通，然后以短天井為自由面用深孔將其擴大成垂直于鑿巖橫巷的切割槽。在鑿巖橫巷開鑿下向扇形深孔，以切割槽為自由面，分次爆破后形成最終拉底空間。4）回采工作礦房的回采工作，是以水平分層自下而上地進行，回采分層高度取決于落礦方法。落礦方法可用水平扇形深孔，也可用水平平行深孔。為保護底柱的穩固性，適應拉底空間的容積，在深孔爆破之初，爆破炮孔排數不宜過多，一般為1~2排，以后可逐漸增加同時爆破的排數。每次崩下礦石，可全部放出，也可暫留一部分在礦房中，但不能作為維護圍巖的手段，只起調節出礦的作用。3.3采礦方法的比較與確定主要通過對采礦成本和主要材料的消耗、礦塊生產能力、礦石損失率和貧化率等各項指標進行比較，具體參數見表3-2。表3-2主要技術經濟指標比較項目名稱分段礦房法分段空場嗣后充填法階段礦房法采場生產能力（t/d）300~400350~500300~400掌子面工效（t）14~161516~22礦石損失率（%）6.511.320~25礦石貧化率（%）13.51018~20炸藥消耗量（kg/t）0.450.32~0.510.26~0.49木材消耗量[m3/(104t)]2.01.60.4~3.5采切比（m/kt)8.44.354.8方案靈活適應性好較好好通風條件一般一般較好實施難易程度一般較容易一般地壓控制效果一般好較差優點1.對礦巖的穩固性以及礦體傾角適應性較強。2.回采強度大，礦塊生產能力大。3.工人小斷面巷道內進行回采作業，安全條件好。4.臨時礦柱可及時回收，采空區可及時處理；5.勞動生產率高，成本較低，機械化程度高。1.勞動生產率高；生產能力大；采礦成本低。1.回采強度大勞動生產率高；2.采礦成本低，坑木消耗少；回采作業安全。缺點采準工作量大開采費用較高1.工作在獨頭巷道內進行，通風效果差；工作環境不想。1.礦柱礦量比重大，回采礦柱時損失貧化大。2.深孔難控制礦體邊界；3.不能分采和剔除石；由上述詳細比較可以看出，三種采礦方法都可以滿足本設計任務的生產能力要求，但是階段礦房法礦石損失率和貧化率遠高于其他兩種方法，不適合于品位較高的有色金屬開采。分段礦房法的多個經濟指標參數與分段空場嗣后充填法相似，但是其采切工作量較大，回采須等待的時間較長，因此綜合比較選擇分段空場嗣后充填法。3.4采礦方法結構參數1）礦塊布置方式：垂直走向布置。2）礦塊高度：60m。3）分段高度：20m。4）礦房的長度和寬度：25m，28m。5）礦柱尺寸：長20m，寬28m。6）底部結構的形式和底部結構中各要素的規格：使用平底結構，環形式布置，出礦進路、裝巖進路的斷面尺寸為3.7m×3.7m。3.5采礦方法圖見附圖。3.6礦柱回采與采空區處理分段空場嗣后充填法先采礦柱后采礦房，礦柱回采完畢后進行膠結充填，回采時在分段鑿巖巷內鉆鑿垂直上向扇形深孔，分段落礦，出礦結構為無底柱出礦，中段集中出礦方式。礦石倒入脈外溜井，通過階段運輸巷進入主提升系統提至地表。待礦房礦石全部出完后，集中一次充填。采場內安設好泄水管，打好隔墻。利用充填體的強度管理采場地壓。第4章礦塊的采準、切割及礦量計算4.1采準巷道的布置根據采礦地質條件、礦房和礦柱回采方法、年產量和巷道服務年限等多種條件，從安全、經濟、方便等上的出發，選擇了下列各采準巷道位置。1）階段無軌運輸平巷：采用脈外布置，在礦體下盤穩定處，每隔20m水平布置一個，上下隔開布置。2）通風管纜井：布置在礦體緊靠外部邊緣處。3）出礦進路、裝巖進路：每隔12m布置一個。4）切割天井：布置在礦體內部緊靠上盤邊緣處，布置在礦房中央。5）分段鑿巖巷道：從每個分段聯絡平巷打分段鑿巖巷道至礦體上盤邊緣處，布置在每個分段的底部中央。6）溜井：布置在脈外運輸巷道外側，每隔100m布置一個。7）分段聯絡巷道：聯通分段鑿巖巷道和斜坡道。4.2采準巷道的斷面形狀和規格采切工程包括階段無軌運輸巷道、分段鑿巖巷、切割巷、切割天井、集礦塹溝和出礦進路等。4.2.1階段無軌運輸巷道、分段聯絡道和分段鑿巖巷道階段無軌運輸巷道走向布置于礦體下盤廢石內，由于采場使用SimbaH1254鑿巖臺車，最大寬度為3.1m，根據設計規范要求，匹配鑿巖設備規格尺寸設計階段無軌運輸巷道尺寸為3.7m×3.7m。各分段聯絡道與輔助斜坡道聯通，作為人行、設備通道，設計尺寸為3.7m×3.7m。匹配鑿巖設備規格尺寸同時類比其它礦山，設計分段鑿巖巷道斷面為3.7m×3.7m。4.2.2出礦進路和集礦塹溝沿脈外運輸巷垂直于礦體走向每隔12m布置一條出礦進路和集礦塹溝聯通脈外運輸巷與采場鑿巖巷，長度要滿足礦山使用最大鏟運設備對崩落礦堆有效做功的長度。4.2.3切割天井以及溜井切割天井設計斷面2m×2m。溜井選用圓形，直徑為2.2m，傾角85°。4.3標準礦塊礦量分配表標準礦塊礦量分配表見表4-1。表4-1分段空場嗣后充填法標準礦塊礦量分配表項目工業儲量（t）回采率（%）貧化率（%）礦石混入巖石占礦塊采出量的比重/%礦塊317740.580.3%11.7%255280.431276.4100%頂柱21182.70%———0%礦柱103535.295%12%98358.412424.238.5%礦房139407.996%13%133831.618123.052.4%桃形礦柱29309.00%———0%附產24305.795%3%23090.4729.29.1%4.4采準切割工程量礦塊采準切割工程量表如表4-2所示。表4-2分段空場嗣后充填法標準礦塊采切工程量項目名稱規格(m×m)條數單長(m)長度（m）工程量（m3）采出礦量（t）脈內脈外合計脈內脈外合計分段空場嗣后充填法標準礦塊采切工程量采準鏟運機出礦平巷3.7×3.7263.378.648.0126.61358.2829.42187.65229.0集礦塹溝2.7×2.7252.156.248.0104.2971.1829.41800.52893.9裝礦進路3.7×3.71616.8100.80100.81741.801741.86705.9分段聯絡道3.7×3.72350707001209.61209.60分段鑿巖巷道3.7×3.7451.3157.248.0205.22716.4829.43545.810458.1溜井φ2.2162.1062.162.10943.8943.80切割切割天井2×2262.1124.20124.2496.80496.81912.7采切合計19325.6460.8263.1723.96313.24417.010730.224305.7千噸采切比11.03m/kt4.5礦塊中采準切割工程施工順序和時間根據所設計的采礦方法方案的采準切割坑道的布置，繪制礦塊采準切割工程施工順序圖表，如表4-3，計算出各項工程完成時間和完成礦塊采準切割所需要的時間。表4-3礦塊采準切割工程進行圖表工程項目工程量進速度完成進行順序（月）m（或m2）（m掘/月）時間1231.出礦平巷126.61201.062.回風巷道35.01200.293.裝礦進路100.81200.844.溜井62.1700.895.切割天井124.2851.466.分段聯絡道70.01200.587.分段鑿巖巷道205.21201.71第5章回采計算5.1鑿巖爆破5.1.1鑿巖設備和工具選擇采用SimbaH1254型中深孔鑿巖臺車，鉆孔直徑51~89mm，鉆孔深度最大為32m。5.1.2炮孔布置與崩礦參數的選擇和設計采用垂直于分段鑿巖巷的上向扇形炮孔。1）炮孔直徑d=76mm；2）對于礦柱炮孔深度h≈15m，對于礦房h≈20m；3）最小抵抗線w=(25~30)d，取2.3m；4）崩礦層厚度H=2m；5）孔底密集系數m為1.2，孔口密集系數為0.5。則孔底間距：a1=m1·W=1.2×2.3≈2.8m；孔口間距：a2=m2·W=0.5×2.3≈1.2m。5.1.3鑿巖工作組織和施工要求由礦塊的生產能力為350t/d，可計算出每個礦塊配備1臺鑿巖臺車。每臺鑿巖臺車配備2人，工作時間約為8小時，采用三班制。5.1.4爆破材料的選擇及起爆方法炸藥選擇多孔粒狀銨油炸藥，導爆管雷管孔底起爆方式進行分區起爆，每區2排，使用BQF-100型裝藥器進行裝藥。5.1.5炮孔裝藥量、崩礦一次所需的炸藥量和輔助爆破材料數量扇形深孔每孔裝藥量因其孔深、孔距均不相同，先求出每排炮孔的裝藥量，然后按每排的總長度和總堵塞長度求出每米孔的裝藥量，最后分別確定每孔裝藥量。1）礦房部分每排炮孔裝藥量為：Q1=qWs1式中：q—單位巖石炸藥消耗量（kg/m3），取0.7；W—最小抵抗線（m），取2.3；S1—每排炮孔負擔面積（m2）。計算得，Q1=644kg。垂直上向扇形中深孔邊孔角為5°，設計排距為2m。故一個扇形可布16個炮孔；礦房寬度38m，則可布置19排扇形炮孔。一次起爆藥量為QaQ12=6442=1288kg，一個分段的裝藥量為Q2=Q1N6441912236kg。炮孔布置圖如圖5-1。圖5-1礦房分段炮孔布置圖2）礦柱部分每排炮孔裝藥量為：Q3qws2式中：q—單位巖石炸藥消耗量（kg/m3），取0.7；W—最小抵抗線（m），取2.3；S2—每排炮孔負擔面積（m3），s21520300m3。故Q30.72.3300483kg垂直上向扇形中深孔邊孔角為5°，設計排距為2m。故一個扇形可布置13個炮孔；礦房寬度38m，則可布置19排扇形炮孔。一次起爆藥量為QbQ324832966kg。一個分段的裝藥=Q4Q3N483199177kg。炮孔布置圖如圖5-2所示圖5-2礦柱分段炮孔布置圖5.1.6每米炮孔崩礦量一個礦房分段崩落的礦石量為Q52020383.8558520t，一個礦房分段崩落的礦石量為Q51520383.8543890t，炮孔總長度L=(261.4+141.84)×19=7661.56m。故每米炮孔崩礦量=(58520+43890)÷7661.56=13.37t/m。5.2礦石的運搬和放礦5.2.1出礦和礦石運搬設備的選擇礦石運搬采用鏟運機出礦，出礦設備選擇Toro301D3m3柴油鏟運機，溜井口安裝4KW振動出礦機進行放礦，如圖5-3。圖5-3鏟運機出礦圖1）放礦制度（1）嚴格控制礦石中的粉礦量及含水量。（2）保證經常放礦，防止溜井中的礦石壓的過緊，年終停產時溜井不允許有礦石。（3）選擇合理的放礦閘門，減少漏口的溜井的堵塞。（4）嚴格控制地表水和地下水流入溜井.溜井中有漏水時及時疏水或堵水。（5）每次放礦后，閘門口必須留有墊底礦層。2）放礦管理（1）放礦方式：立面放礦，采用溜井放礦。（2）放礦計劃：根據采場的產量、溜井容納能力確定合理的放礦時間。（3）放礦的控制和調整：防止溜井堵塞。5.3采場地壓管理用空場法回采的礦體，留下采空區，處理方法之一是充填采空區。用充填料回填采空區，可以改善巖體的受力條件，減輕大面積地壓活動的危害和地表的下降程度，可以改善礦柱的回收條件。本方案采用一步采場（礦柱）進行膠結充填，二步采場（礦房）非膠結充填或低標號膠結充填的方式對采場地壓進行管理。5.4礦塊通風礦房兩邊的上、下盤切割天井，一個作為進風井、一個作為回風井。每次崩礦后，借助礦井通風系統的總負壓進行采場通風。新風由階段運輸平巷流經作為進風作用的切割天井、裝礦斜巷、拉底鑿巖橫巷進入采場工作面，清洗工作面后的污風經分段鑿巖橫巷、分段聯絡平巷、排至作為回風的切割天井中，上一中段階段運輸平巷作為回風巷道。充分通風（每次爆破后通風時間不小于40min）后，人員才能進入。通風示意圖如圖5-4。圖5-4采場通風示意圖5.5充填5.5.1采場充填方案因階段高度達60m，為保證高大采空區穩定，采場集中出礦完畢后，應及時進行充填，避免因空區暴露時間過長，而引起周圍采場或充填體垮塌，惡化貧損指標。根據該礦山具體地質條件，采用一步采場（礦柱）進行膠結充填，二步采場（礦房）進行非膠結充填或低標號膠結充填的采場充填方案。5.5.2充填系統充填料的輸送方法有：水力輸送、風力輸送和機械輸送，選擇合理的充填料輸送方式能夠減少充填成本，提高生產效率。當充填倍線滿足下列要求時，可用自流輸送：Nmax＜12（水砂自流輸送）；Nmax＜8（尾砂及細砂膠結充填自流輸送）。5.5.3充填材料和設備由于尚未礦山充填配比試驗方面的相關資料，暫根據國內外金屬礦山全尾礦充填經驗，選取一步驟礦柱膠結充填，采用灰砂比1:8、質量濃度68%的充填配比參數；二步驟礦房普通充填采用低標號膠結充填，灰砂比暫取1:20，料漿濃度為68%。充填漿體體重均按1.8t/m3計算。上述參數待充填試驗完成后再進行調整。充填料尾砂來源于礦山選礦廠尾礦濃縮池底流，膠結劑為新型膠骨料，試件在標準恒溫恒濕養護箱（溫度：19℃~21℃，相對濕度：92%±5%），養護28d，其單軸抗壓強度可達2.4Mpa，滿足高階段充填體的強度要求。5.5.4充填工藝流程全尾砂自流膠結充填工藝所用尾砂（濃度約33%的全尾砂）從選廠Φ45m濃密機底流經渣漿泵輸送至充填站立式砂倉，在砂倉內沉降貯存，充填前將全尾砂料表面澄清水排除，并壓氣（水）造漿，再將其由放砂管溜放至攪拌桶。水泥經水泥罐車運至攪拌站，用壓縮空氣輸送至水泥倉內，并經雙管螺旋輸送機運至攪拌桶，均勻攪拌成60%~70%濃度的漿體通過管道自流輸送至井下采場，如圖5-4。圖5-4充填工藝流程圖5.6回采工作組織5.6.1鏟運機生產能力計算生產能力是指地下鏟運機單位時間內裝載和運輸礦石的重量。采用計算或類比法確定生產能力。根據采礦工藝要求的出礦方式和回采確定的出礦結構，計算鏟運機的生產能力。式中：Qh——鏟運機小時生產能力，t·h-1;K——鏟斗裝滿系數，一般取0.8；G——鏟運機一次裝載量為一個鏟斗（尖斗）容積，3m3/次；γ——為裝運物料的松散體重，3.85t·m-3。經計算得Qh=106.3t·h-1。（2）臺班生產能力確定a.班有效工作時間班內設備完好率按下式計算：qT1T21 T1式中：q1——班內鏟運機設備完好率，％；英國采礦雜志編輯部1974年對世界各地的函調資料統計，50多個礦山鏟運機設備完好率為14.4％～95％，平均73％。在這里取73％。T1——鏟運機班內可能工作時間，h；T2——鏟運機班內故障停工時間，h。q2T3T式中：q2——工時利用率，％；T3——鏟運機班實際開動時間，h；T——班法定工作時間，h。鏟運機實際開動時間，還受作業條件（如溜井、通風條件、大塊、懸頂、供氣、供水、供電等）和生產管理、設備利用率等因素的影響。故工時利用率即包括了設備利用率、生產管理和作業條件。國外生產礦山的公時利用率為40～70％，國內生產礦山一般為30％～50％，這里取45％。班有效工作時間按下式計算：T3Tq2代入數據得T3=3.6h。b.臺班生產能力在求得班有效工作時間后，按下式計算：QbQhT3式中：Qb——鏟運機臺班生產能力，t。代入數據得：Qb=382.5t。則得鏟運機的生產能力為382.5t/臺班5.6.2回采作業循環時間計算分3次裝藥，第一次裝藥19排炮孔，總藥量為6403.1t，裝藥時間為1.5h，考慮井下裝藥機移動時間、工人工作環境應取修正系數85％，則裝藥時間為2h。爆破0.3h，通風0.7h可在這個班內同時進行。累計算一個班次。第三次爆破崩礦量為34697.3t，出礦時間為90.7臺班。則總時間為91臺班。第二次裝藥19排炮孔，總藥量為12236t，裝藥時間為3h，考慮井下裝藥機移動時間、工人工作環境應取修正系數85％，則裝藥時間為3.5h。爆破0.5h，通風0.7h可在這個班內同時進行。累計算一個班次。第二次爆破崩礦量為60522t，出礦時間為158.2臺班。則總時間為159臺班。第三次裝藥19排炮孔，總藥量為9788.8t，裝藥時間為2.5h，考慮井下裝藥機移動時間、工人工作環境應取修正系數85％，則裝藥時間為3h。爆破