武山铜矿XX车间团总支百人安全宣誓活动方案 2
武山铜矿XX车间团总支
“201*-百人安全宣誓大会”活动方案
为确保车间201X年实现平安年，打好翻身仗，强化“零事故”、“零违章”、“零隐患”的安全管理理念，培养员工良好的安全意识和行为能力，持续营造浓厚的安全文化氛围，充分发挥团员青年在安全生产中的作用，车间团总支决定开展“201X-百人安全宣誓大会”活动，具体方案如下：
一、活动名称和时间
1、活动名称：“201X-百人安全宣誓大会”2、活动时间：201X年X月X日X点X分3、地点：车间综合楼三楼会议室二、活动目标：
1、强化员工的安全行为规范，培养全员自觉“遵章守纪、维护安全”的习惯，提升全员职业安全素养，加强全员宣贯；
2、提升全员安全环保意识；3、强化细节管理、杜绝违章行为；4、提升员工自我防护意识，实现全员参与。三、活动动组织机构：
参与宣誓人员：各工段、机关职能组员工领宣誓人：曾X
活动组织人员：曾XX生X胜方XX四、活动开展具体步骤：（1）活动开始前准备
会场布置
a.、团总支委员方XX安排及引导领导及员工就坐位置。b.综合组X生挂横幅及放置好投影仪。
c.团总支委员X胜负责话筒等语音设备准备到位。（2）活动具体步骤
1.会议开始前，播放背景音乐，等待人员入场就位。
2.要求到场人员签到，并安排专门人员在大会开始时摄像、拍照。3.人员就位后，音乐停，主持人宣布宣誓大会正式开始。4.请车间领导讲话。
5.车间党员代表、团员代表、一线员工代表发言。6.曾X汇报团总支201*年工作总结。7.请矿团委书记讲话。
8.对201*年度表现优秀的青安岗进行表彰。9.对201*年度表现优秀的导师带徒进行表彰。10.团总支委员X生宣读倡议书。11.会员全体起立，在主持人带领下宣誓。12.宣誓完毕后全体人员先后在横幅上签字承诺。13.主持人做最后总结，大会结束。(3)活动结束后1.人员按秩序离场。2.安排人员负责打扫会场。
3.宣传报道组做好会后总结、宣传工作。我宣誓：
“牢记XX理念，珍惜亲情嘱托，忠于职守，遵章守纪，按章作业，做XX事，干XX活，坚决做到XXXX，让亲人放心，让企业放心，”。
宣誓人：曾X
201X年X月X日
采矿团总支
扩展阅读：武山铜矿设计
武山铜矿设计毕业设计大致进度
一。总论
1.1矿山概况。1.2设计依据，1.3设计指导思想1.4矿山建设主要方案1.5存在的问题与建设。2矿山地质
2.1矿山。矿山地理语音与气候条件。2.2矿区地质构造2.3分布产状与规模2.4矿区水文地质2.5矿区工程地址2.6矿区环境地质。
3矿山年产量及服务年限
3.1矿山年产量3.2矿山服务年限3.3矿山工作制度。矿山开采技术条件。
4.1矿体及其顶底板岩石的稳固性4.2矿石和围岩的物理力学性质有害成分分析4.3开采工业指标。5矿床开拓。
5.1井田划分。5.2矿体移动范围5.3阶段高度的确定5.4矿床开拓方法选择5.5阶段及矿块开采顺序5.6三级矿量。6矿山井巷工程。
6.1矿山基本的巷道工程。6.2平硐井筒及阶段运输平巷断面设计。6.3平硐井筒及阶段的位置的布置6.4平硐井筒阶段运输平巷施工要求7采矿方法。
7.1矿床地质及开采技术条件7.2采矿方法选择7.3采矿方法简述。8矿井运输及提升。。
8.1运输任务方式及线路8.2运输设备选型8.3轨道结构及选型8.4列车编组计算。9矿井通风。
9.1矿井通风概述。9.2矿井通风条件，风量计算9.3通风阻力计算。9.4通风制度9.5通风。设施通风设备选型。10供风供水供电
矿井供风，矿井供水。矿井供配电11矿井排水。
矿井用水量及确定依据11.2排水水系统及其工程设施11.3排水设备选型。12.劳动安全已工业卫生。12.1劳动安全12.2工业卫生。13矿山环境保护。
13.1矿山主要污染源以及污染物13.2采矿车间环境及保护13.3其他无污染源环境保护。14总图运输。
14.1矿山地理位置以及总图布置14.2矿区运输。开拓系统0#采矿方法图1#通风系统1#
武山铜矿设计》》》50万吨
1矿山概况
矿区位于九江瑞昌铜矿田中部，横立山黄桥向斜东段北翼的单斜构造内。地层由志留系至三叠系的碎屑岩及碳酸盐类岩石组成。断裂以北东东、北北西北西及北东向较发育。岩浆岩主要由燕山早期中酸性花岗闪长斑岩岩株和一些岩脉组成，按侵入顺序计有：闪长岩、次英安斑岩、花岗闪长斑岩、石英闪长斑岩、花岗细晶岩、煌斑岩，其中花岗闪长斑岩与成矿有关。
武山矿区由南北两个矿带组成。南矿带为典型矽卡岩矿床，北矿带属层控矿床。
北矿带矿体产于泥盆系上统五通组、石炭系中统黄龙阶、二叠系下统栖霞阶等层位中。空间分布受层间假整合面江西理工大学
及断裂构造控制，呈北东东向带状展布，全长2700米，南北宽200米，工业矿体走向长I600米，倾斜延深至-720米以下，近地表矿头已氧化成褐铁矿。
南矿带受面积约0.6平方公里的花岗闪长斑岩体控制，位于二叠系下统茅口阶至三叠系下统大冶组等碳酸盐地层与岩体的接触带中。主矿体呈马蹄形，其展开长度为2150米，倾斜延深至-800米以下，矿头被第四系表土层覆盖，埋深约30米，小矿体产于岩体内的碳酸盐捕虏体中。
2设计依据
设计任务、依据及原则
本设计是以武山铜矿现有地质勘探资料为依据，以导师下达的毕业设计任务书为指导。设计年产量（矿石或金属量）50万吨的铜矿矿山，设计任务以矿井运输与提升方向为主，所设计的矿山为已开采矿山，并继续开拓型。
此次毕业设计的设计依据为：1、设计的文件依据
（1）毕业设计任务书。
（2）《武山铜矿地质报告》及附图。2、设计的法规、规程、标准依据
(1)《中华人民共和国安全生产法》，201*年6月29日第九届全国人民表大会常务委员会第二十八次会议通过；
(2)《中华人民共和国矿山安全法》，1992年11月7日第七届全国人民代表大会常务委员会第二十八次会议通过；
(3)《中华人民共和国矿山安全法实施条例》，1996年10月ll日国务院批准，1996年10月30日劳动部发布；
(4)《中华人民共和国职业病防治法》，201*年lO月27日第九届全国人民代表大会常务委员会第二十四次会议通过；
(5)《建设项目(工程)劳动安全卫生监察规定》，1996年10月4日劳动部部长办公会议通过，1996年10月17日中华人民共和国劳动部第三号令颁布；
(6)《中华人民共和国环境保护法》，1989年12月26日全国七届人大十一次会议通过，同日公布施行；
(7)《金属非金属矿山建设项目初步设计安全专篇》编写提纲；(8)《金属非金属矿山安全规程》GBl6423－201*；(9)《爆破安全规程》GB6722－201*；(10)《工业企业厂界噪声标准》GBl2348－90；(11)《矿山电力设计规范》GB50070－94；(12)《建筑物防雷设计规范》GB5005794；(13)《工业企业设计卫生标准》GBZl－201*；
(14)江西省人民政府令第145号《江西省企业投资项目核准暂行办法》(15)《建筑给水排水设计规范》GB50015－201*；
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(16)《建筑设计防火规范》GBJl6－87(201*)；(17)《建筑灭火器配置设计规范》GBJl40－90(1997)；(18)《工业企业通信设计规范》GBJ42－81；(19)《建筑抗震设计规范》GB50011－201*。
一、矿山地质资料
1、矿区地理位置、交通情况、地形特征（山脉、河流、标高等、矿区的经济状况（工农业生产概况、城镇居民点、建筑材料来源、电力和劳动力的供应情况、水源等）。气象条件（温度、降水量、湿度、风向、风力等），矿产对该区及国民经济的意义。2、地质勘探
（1）区域地层系统与岩性，矿区地质构造及其对矿床开采的影响，侵入岩与矿床的关系；（2）矿床赋存情况与开采技术条件
矿床类型、矿床生成的地质年代，矿体数量与产状，矿体走向倾斜和厚度及其变化情况，埋藏深度及连续性，矿体沿倾斜走向的变化（分支、复合、胀大和缩小等）。
矿石的矿物成分、有用成分和有害成分的含量。矿石的全分析，有用成分在矿体中分布的特征。工业品位、边界品位与最小可采厚度。
矿石与围岩的物理机械性质：矿石与围岩的结构、硬度、容重、松散系数、稳定性、自然安息角、岩移角和块度等。矿石和围岩的其它性质：游离SiO2的含量、自然性、氧化性、结块性和毒性等。矿体与围岩的接触情况，矿体的带状分布。矿石的可选性与矿石的技术品级。矿床的地质破坏情况。
（3）矿床储量（或局部储量）、勘探程度、矿床勘探（包括生产勘探）方法与主要技术经济指标，矿石储量计算方法（计算中采用的厚度、品位、体重和湿度等参数及其修正系数）。各级矿量所占水比重，矿床远景。（4）图表资料
a.地质地形图（带露头和地表总平面布置）1:500、1:201*、1:1000；b.矿床储量计算投影图。包括：
（1）储量计算平面投影图（缓倾斜矿床）。1:201*、1:1000（2）储量计算纵投影图（急倾斜矿体），1:201*、1:1000；c.矿体横剖面及矿体中段平面图。1:1000、1:500；
d.矿床顶底板等高线图（用于缓倾斜矿床）1:201*、1:1000；e.坑内外联络图；
f.勘探网布置平面图与勘探线剖面图。（5）矿床水文地质资料
矿床的含水性及有无流砂等现象。含水层的数目厚度与埋藏深度，地面水与地下水的关系。矿内涌水量及其变化。地面水与地下水的性质（酸碱度、硬度与菌度等），泉水源、给水工程和供水条件。
2.1矿区地理与气候条件
江西铜业股份有限公司武山铜矿（简称武山铜矿）位于江西省瑞昌市白杨镇境内，矿区地理坐标东经115°37′38″～115°39′56″，北纬29°44′04″～29°45′12″。瑞码公路横贯矿区西侧，南行8km到瑞昌市，转而东行35km到九江市，北行12km至长江边瑞昌市码头镇。武（武昌）九（九江）铁路穿过矿区西南边缘，武山铜矿建成1.5km铁路专用线与之相连。水陆交通便利（如21图）。
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图2-1武山铜矿交通位置图
瑞昌气候温和，四季分明，属大陆温湿性气候带，年平均气温17.5℃，年降雨量1700mm左右，年日照时数201*小时上下，年无霜期240～260天。
2.2矿区地质构造
武山铜矿区位于九瑞矿田中部，横立山黄桥向斜北翼，东西长2.7km，南北宽2km。花岗闪长斑岩体呈岩株侵入石炭系至三叠系碳酸盐岩地层中，矿体赋存位置有四个部位（接触带、层间断裂带、五通组与黄龙组之间的假整合面、岩体内围岩残留体），由二种重要矿化类型（含铜矽卡岩、含铜黄铁矿）构成（图22）。
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图2-2武山铜矿床地质略图
1-三叠系中统嘉陵江组下段；2-三叠系下统下、上段、；3-二叠系上统长兴组；4-二叠系上统龙潭组；二叠系下统茅口组下、上段；6-二叠系下统栖霞组下、上段；7-石炭系中统下、上段；8-泥盆系上统五通组；9-志留系上统下、上段；10-花岗闪长斑岩；10-石英闪长玢岩，12-闪长玢岩；13-煌斑岩；14-高岭土；15-褐铁矿；16-块状硫化物矿体；17-矽卡岩；18-角砾岩；19-破碎带；20-地质界线；21-正断层及编号；22-平移断层及编号；21-勘探线及编号
2.2.1地层
由北而南、由老到新依次为：志留系上统纱帽组长石石英砂岩、石英砂岩；泥盆系上统五通组石英砂岩、含砾石英砂岩；石炭系中统黄龙组白云岩、灰岩；二叠系下统栖霞组炭质灰岩、茅口组燧石结核灰岩夹硅质岩，上统龙潭组煤层和炭质页岩、长兴组燧石灰岩；三叠系下统大冶组页岩、灰岩，中统嘉陵江组灰岩及第四系粘土、亚粘土。其中石炭系中统黄龙组至三叠系下统大冶组地层为主要的赋矿层位。
地层走向65°～75°，倾向南东，倾角60°～75°。地表除志留系、泥盆系出露较好外，其它时代地层仅零星出露，第四系覆盖面积占60%。
2.2.2褶皱构造
横立山黄桥向斜轴向北东东，轴部隆起，形成“W”形复式向斜，西端扬起，向东倾伏，三叠系中统嘉陵江组灰岩构成向斜核部，泥盆系上统五通组至三叠系下统大冶组地层分布于向斜的两翼。
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2.2.3断裂
断裂构造主要有北东东、北西北北西、北东向三组。北东东向断层发育于地层假整合面、岩性差异较大的层间，早期以逆冲为主，后期转化为正断层性质，主要有FⅡ-11、FⅡ-12、FⅡ-2等。北西北北西向断层发育于矿区北部，为平移断层，断距一般2～16m，主要有F1～F11。北东向断层分布于矿区南部，为平移断层，主要有F15等。
2.2.4岩浆岩
矿区岩浆岩比较发育，主要由花岗闪长斑岩岩株及一些岩脉组成，成岩时代为燕山早期。侵入顺序为：闪长岩、次英安斑岩花岗闪长斑岩石英闪长玢岩花岗细晶岩煌斑岩。其中花岗闪长斑岩与成矿有关。
花岗闪长斑岩主岩体呈岩株侵入于二叠系三叠系中统碳酸盐类地层中，出露面积0.6km2，平面呈椭圆状，剖面呈喇叭形，三度空间形态为一向南东陡倾的蘑菇状岩株。岩体规模由浅部到深部有变小的趋势。接触带形态比较复杂，常有不规则岩枝沿层间裂隙伸入围岩，主要有内凸弧形、折线形和锯齿形三种形态。此外在主岩体外围及沿北矿带尚有少量呈岩脉、岩墙状花岗闪长斑岩分布。
闪长岩呈俘虏体形式分布主岩体中，约900m2，石英闪长玢岩、花岗细晶岩呈脉状穿插花岗闪长斑岩主体及围岩地层中，宽度一般0.1～0.5m，次英安斑岩仅见于北矿带，呈脉状侵入于志留系泥盆系中统碎屑岩地层中，规模100×6～10m，燕山晚期的煌斑岩脉比较发育，多分布于主岩体接触带附近及层间裂隙带中。
围岩蚀变主要有大理岩化、角岩化、矽卡岩化、硅化、白云石化、绿泥石化、沸石化、方解石等，其中硅化、白云石化、绿泥石化与矿化关系密切。
2.3矿脉分布、产状及规模
武山矿区属大型铜硫矿床，伴生有益组份有金、银、硒、碲、镓、钼、铅、锌、铊等。铜储量137万吨，硫储量1226万吨，由南北两个矿带124个矿体组成，其中主矿体8个，占全区储量的96%，全区铜品位1.17%。
北矿带位于岩体北侧接触带外地层围岩中，泥盆系上统五通组与石炭系中统黄龙阶之间，黄龙阶及二叠系下统栖霞阶等层位为该矿带的容矿空间。北矿带受假整合面及层间破碎带控制，工业矿体分布西起59线附近，东至50线附近，长1600m范围内。该矿带有铜矿体4个，铜硫矿体8个，铅锌矿体1个，其中1Cu1、1Cu2、5Cu、7Cu规模较大，矿石类型主要为含铜黄铁矿、含铜碳酸盐岩，次为含铜高岭土、铜铅锌黄铁矿、黄铁矿等。该矿带铜金属量83.8万吨，占全区储量的61%，硫量1226万吨，矿石铜平均品位1.27%。
1Cu1矿体产于泥盆系五通组与石炭系黄龙阶之间，乃至黄龙阶下段层位，工业矿矿体长1600m。矿体产状与地层产状一致，呈似层状产出，倾向165°，倾角56～64°。矿体厚度一般5～30m，平均16.8m。矿头出露标高+51m，向下未控制到矿体尖灭。
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1Cu2属1Cu1的分枝矿体，走向长度700m和200m，呈似层状主要产于黄龙阶上下段之间，平均厚度6.9m及2.4m，39线以西矿体尖灭，其余各线向下有一定延伸。
5Cu矿体走向长度900m，呈似层状、厚板状产于黄龙阶与栖霞阶界面上，受层间破碎带控制。矿体膨大、缩小现象明显，厚度变化较大，最大厚度15.5m，小者1.3m，平均4.9m。
7Cu矿体走向长度400m，呈似层状产于二叠系下部栖霞阶燧石灰岩与花岗闪长斑岩接触带及燧石灰岩与炭质灰岩之间破碎带处，倾斜最大延深295m，矿体最大厚度11.7m，最小厚度2m，平均4.9m。
2.4矿区水文地质
矿区地处温暖湿润多雨地区，属山前丘陵湖滨过渡地带。年平均降雨量1374.6mm，年平均蒸发量1455.8mm。
主要地表水体为赤湖和白杨溪。赤湖位于矿区北东方向，洪水期可以漫及矿区边缘，水域面积约48平方公里，洪水期达98平方公里，汇水面积374平方公里。赤湖的容水量为5.8亿立方m。平水期湖水边缘离矿床约1.5公里。白杨溪发源于严家畈一带丘陵区，自西向东流至矿区西部转而向北注人赤湖，全长约9.5km，宽2～5m，深1～2.5m，主要受大气降水与岩溶地下水补给，汇水面积18.38km2，最大流量3318.9升/秒，最小流量536.57升/秒，属季节性溪流。
矿体位于当地侵蚀面以下，三叠系至石炭系灰岩溶洞裂隙水为矿体直接充水的水源，属岩溶溶洞裂隙直接充水型矿床。根据岩层的含水特征，地下水的储存空隙，富水程度，水力性质和水力联系，空间分布，地下水补给、排泄和径流条件等，以二叠系茅口下段炭质灰岩相对隔水层为界，矿区可分为南北两大水文地质单元。
矿区主要含水层：第四系松散岩类孔隙含水组，嘉陵江、大冶灰岩溶洞裂隙含水组，长兴、茅口灰岩洞裂隙含水组，栖霞、黄龙灰岩溶洞裂隙含水组，五通、纱帽组石英砂岩弱裂隙含水组，相对隔水层有大冶页岩和茅口炭质灰岩。
目前坑内实际涌水量：北矿带：-160m中段1050m3/d，最大3000m3/d。
矿区岩层历经多次构造运动，岩浆侵入，岩石风化。导致部分矿体和围岩不稳定。北矿带矿体顶板有断裂破碎带、溶蚀破碎带、风化岩浆岩等，矿体和顶板围岩稳固性较差。北矿带下盘围岩一般稳固，局部见岩脉穿插和构造破碎带地段不稳固。矿山水文、工程地质条件复杂。
2.5矿区工程地质
北矿带矿体顶板有破碎带、溶蚀洼地与溶洞堆积物，风化岩浆岩脉，这些不良工程地质体一般厚35m，沿倾斜延伸最大达-300m标高以下
3矿山年产量及服务年限
3.1矿山年产量
按合理开采顺序同时回采矿块数验证矿山年产量:
Agt……………………………………………………………(3-1)Kk式中：A矿山年产量（吨/日）；
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g矿房日产量（吨/日），留矿法因局部与最终放矿的日产量不同，要求出加权平均值；N单阶段中可布置的有效矿块数（个）；可按作图法具体布置来确定，亦可按下列公式计算：
NLLbnsNSb
式中：L阶段中的矿床总长度（米）；>>>1600m
Lb矿块沿走向的长度（垂直走向布置矿块时，即为矿块的宽度）>>>100（米）；
2S阶段中的矿体总面积（米）；
2Sb矿块面积（米）
η（阶段中）矿体总长度或面积的利用系数，一般为
0.8~0.9。
N=13个
t年工作日；
Kk由.矿房产出的矿石日产量占矿块采出矿石日产量的比重（%）；
同时回采矿块的有效利用系数；0.91
矿块生产能力为500t/d，单阶段可布置有效矿块4个，年工作日t取300天，Kk取100%，(1000)0.71，
351.244=1-0.0461=0.9539=95.39%把以上数
据代入(3-1)可得出1860105（t/a）>1000300=300000（t/a），由此可见能满足矿山的年产量。3.2矿山服务年限的计算
jQKz…………………………………………………………(3-2)
A1z式中:j矿山计算服务年限（a）；
Q矿床工业储量（t）；Q=11234.9×104t
Kz工业矿石总回收率（包括采准、切割、矿房回采、矿柱回采的总回收率）（%）；；z废石混入率（%）A矿山年产量（t/a）。
矿床工业储量Q=11234.9×104t，工业矿石总回收率为90%，废石混入率10%，矿山年产量为3.010t/a，把以上数据代入(3-2)可得：
511234.910490%j374.5（年）
300000110%矿山实际服务年限
zcznn………………………………………………………(3-3)
式中：Tz矿山从投产到达产的时间，取Tz=8年；江西理工大学
Tm矿山末期产量逐渐下降时间，取10年；Tj矿山按设计生产能力正常生产的时间，j2z3把相关数据代入(3-3)，可得z8374.510392.5年。3.3矿山工作制度
武山铜矿采用的工作制度是年工作日为300天，每天实行3班制，每班8小时，由于该矿是非放射形矿，也并非别的特殊矿山，按照有色矿山的保安规程，该工作制度是合理可行的。
4矿山开采技术条件。
4.2矿石和围岩的物理力学性质
勘探部门先后三次按矿石的自然和工业类型分别测定体重，并收集矿山的测定资料，结果为（含铜黄铁矿）：
松散系数：1.3体重：3.56湿度：2.55安息角：43°摩擦角：32°
4.3有害的物质成份分析
本矿床矿体为富含铜、锌、银、硫之矿脉，并有多量的伴生黄铁矿、毒砂等。矿床开采对人体有害的物质成分，除了大量的砷质物外，还有铅、锌、黄铁矿等硫化矿物以及碳等有害元素。
4.4矿床开采工业指标
矿体主要矿石是铜、硫矿石，所以其主要的开采工业指标如下所示：边界品位：铜0.3%、硫8%；最低工业品位：铜0.5%、硫12%；最小可采厚度：1m；
最大允许夹石厚度：2m。
第五章矿床开拓。5.1井田划分
井田划分及其原则确定。论述所用的井田尺寸的合理性
注意：在可能是一个井田。原来是两个井田的情况下，井田划分必须与开拓方案的选择同时考虑
5.2阶段高度的确定。
根据采矿技术条件，采矿方法》》下向分层水平进入式胶结充填采矿法，勘探类型，勘探网度的要求，矿山现状等等诸多因素来选择阶段高度，论证所设计的阶段高度的合理性标出各个阶段的标高，算出阶段的矿量及成在的年限。5.3矿床开拓方法的选择
1根据地形地质条件与矿床赋存条件，地面与地下运输，矿井通风，选冶场三级矿量425万吨,111b级地质储量将达到80%以上矿山井巷工程。
6.1矿山基本巷道工程。江西理工大学
主辅开拓巷道(主井，副井，主溜井，石门阶段>>>根据
主要运输巷道)的断面形状。志权和支护方法。各种开拓道断面图
阶段运输巷道设计：需查《采矿设计手册》
选择根据它的服务年限，围岩稳定性，掘进方式等确定1巷道的宽度的确定B0
B0=b+b1+b2
b设备矿车的宽度，mm查表得固定式矿车YGC1.6(6)尺寸l=1900mm,b车=1050mm,h=1200mm架线式电机车的型号：zk10/250,l=4500mm,b车=1060mm,h=1550mm尺寸自重0.72故b=1060
b1运输设备到支架的间隙，mm查表得b1=300mmb2人行道的宽度，mm查表得b2=800mm
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B0=b+b1+b2=1060+300+800=2170mm
2巷道的高度的确定H0H0=f0+h3-h5
f0----拱形巷道拱高三心拱的拱高f0=
1B0=723.33mm3h3----拱形巷道墙高,,由于A-------830mmcosβ=
rAK566.2830400==0.4307≤0.554
r250566.2250表示导电弓子进入大圆弧内，即：
22h3=H1+h6-(R250)(KZ)+R-f0
H1：巷道轨面到导电弓子的高度，人行道与运输交叉口取201*mm，非行人道取1800mm井筒到人车停车处取2200mm，此处取201*mm
h6：巷道底板至轨面的高度，mm轨道型号查书p56表9得18号为350mmK：电机车导电弓子宽度之半，取400mm，A：非人行侧线路中心线到支架的距离Z：轨道中心线至巷道中心线的间距，mm，单轨取255
h5-----巷道内道渣，同h6的方法去200mm
2222h3=H1+h6-(R250)(KZ)+R-f0=201*+350-(1501250)(400255)+1501-723.33=2061mm
3风速的校正V=Q/S净≤V允
V：通过该巷道的风速m/sQ：设计要求通过的风量m/sS净巷道净面积m
V允允许通过最大风速m/s≤6m/sV=Q/S净≤V允=6m/s
23江西理工大学
V=。须经通风条件验证。>>>>井筒的设计罐道，罐道类型选择`钢轨罐道38kg/m114*134*27.7罐道与罐梁连接尺寸表罐道梁型号Ⅰ25bH134D126罐道类型38kg/mE197工字型单重38.733井筒装备主井箕斗提升，采用刚性设备，有罐道，罐道梁等，多绳缠绕式提升布置形式》》》
1主井提升容器的选择及其布置提升容器规格的选择先求出小时提升量As=
CAn=1.15*50*104/(19*330)=91.7trtsC------不均衡系数，对于箕斗取C=1.15An----矿石年产量，t/a》》》500000t/a
tr-----年工作日数，连续工作制时取tr=330d/ats------每日工作小时数（按三班作业计），h/d
箕斗提升：提升两种矿石时取18小时，一种矿石时取值不超过19.5取19小时双箕斗提升时取Q"=
As（K13600H+u+θ）=
91.7（3.5×400+12+16）=2.4963600箕斗容积的计算值为：
Q"2.496V===1.468
ρsCm2*0.85"H--------最大提升高度取400m
u---------箕斗在卸载曲轨处低俗爬行的附加时间，取u=10~15s=12sρ
s------矿石松散密度（松散容量），t/m;》》》查表取2.0
3江西理工大学
Cm-------箕斗装满系数，Cm取0.85~0.9取0.85K1--------系数。取3.7~2.7；取3.5
档H600m时取下限；取400m
Q"V==1.468
ρsCm"查表取临近值V=5翻转式箕斗型号图号几何容积（m3）最大载斗箱内重量尺寸长×宽3.51000×900最大外形尺寸长×宽高0~400箕斗自重（t）矿石块度FJD1.6(3.5)YjD502113441023.675×1338θ--------箕斗装载停歇时间，数据如下：箕斗容积漏斗类型停歇时间Q--------箕斗提升一次提升量，t。
算出箕斗容积的计算值V后，应选择与V相近的箕斗容积的标准值V,然后再计算出一次有效提升量Q（t）。Q=ρ
s江西理工大学
以此选择相近的平衡锤，断面规格：长×宽=1200×400,重量7.3t
2梯子间结构域布置采用交错布置1.3×1.4m2
3井筒断面尺寸的确定
①初选罐道罐梁型号，尺寸，提升容器之间和提升容器和井壁之间的安全间隙》》》已选定②布置关系
提升间，梯子间管路，电缆的断面布置关系③求的准确的井筒净直径
K取整值调整安全间隙f1及梯子间尺寸H3f1=R+△r-()(kEA22cB2)≥200mm221201*163015902)(400.68197)=396.66≥200mm）222（代入数据f1=2775.68+0-(代入数据f1=1950.+0-(
1201*153411342)(296.75197)=201*-1914.2=6.79≥200mm222H2=RS-(H1-K)≥1300mm
H2=2775.681200-(1630-400.68)=1307≥1300mmE------用作图法初定的井筒半径，mm
△R-倒角
A,B----箕斗的长宽
K------井筒中心线到1号罐梁中心线的距离400.68mmE------罐道罐梁连接尺寸④风速校核金属矿V=Q/S0≤V允，m/sV----井筒的风速，m/sQ----通过井筒的风量，m/s；Q1---矿井日产量，t/24h；
S0-----井筒有效面积，m金属矿S0=0.8S;S------井筒断面，m；
2232222江西理工大学
4选择井壁结构和厚度，绘制井筒断面施工图》》》已画
井壁约300mm
编制工程量及材料消耗两表
井筒的装备格子间布置
井底车场型以及个各硐室尺寸支护方法及其布置绘出井底车场图》》》此处简画就够了基建时期开排巷道的开掘方法。生产时期开拓巷道的延深方案。
根据实际资料或定额指标选择和开拓巷道（。包括硐室）的成巷速度和成巷成本6.2全矿井的基本巷道工程量。6.1.1矿床开拓的总工程量。巷道名称1主井通风井主充填井主溜井井底井场巷道硐室阶段主要巷道总计人员设计井计算单位m/m2巷道数量（条）34∑L∑V工程量m/m一条巷道的总的5每开拓1000吨矿量所需的开拓工程量：每开拓1000吨矿量所需要的开拓工程量K可用下式表示。
VK1000（米3/千吨）
TB式中：TB开拓矿量（吨）。[注]：
（1）井底车场线路的详细设计在运输章节完成。
（2）选择正常生产时期的井筒延深方法时，须适当考虑阶段准备时间（T1）和阶段生产（TH）的关系，须使TH
＞Ti，以满足正常生产要求。
（3）校验井巷断面尺寸时，其通风量可采用下列概算方法：
深孔落矿条件下，首先在概选矿房或矿柱的落矿方法基础上确定，一次同时落矿量，据此来概算通风量。浅眼落矿条件下，可按矿井班产量所需的炸药量计算通风量。
第六章采矿方法
6-1采矿方法选择
一、设计矿床的地质条件
矿体的倾角、厚度（最大、最小、平均的江西理工大学
矿带矿体号产状矿石类型倾向含铜黄铁矿、含铜倾角形态走向控制长度（米）平均厚倾斜延铜金属量（万吨）度（米）深（米）北带1Cu1大理岩、含铜高岭土、含铜矽卡岩、黄铁矿SE56°~64°似层状160016.880868.7）及其变化情况，矿体沿走向倾向的长度，矿石品位及其分布情况，矿石和围岩的物理力学和化学性质（稳固性、
氧化与自燃性、结块性、含水性等），矿石与围岩接触情况，围岩中有用成分含量。
二、采矿方法选择
根据矿床的地质条件和开采技术条件以及国家技术经济政策的要求，拟出无明显缺陷的技术经济上较为可行的采矿方法方案。
确定每个方案主要构成要素，采准切割布置和回采工艺，选择在倾角、厚度、品位等方面具有代表性的矿块，绘制采矿方法方案的标准图并列出各方案的技术经济指标（矿房或矿块的劳动生产率采准切割工作量及时间，矿房或矿块生产能力、主要材料炸药木材、水泥等的消耗，矿石的损失率与贫化率，采出矿石的直接成本）、安全程度和劳动条件。
进行技术经济分析比较，选择最合理的采矿方法方案。
采矿方法的产量与产量比（当多矿体各自赋存条件不同，或单一矿体不同矿段的赋存条件不同，需选择多种采矿方法时，才做这一内容）。表6-1采矿方法的产量比采矿方法矿块日产量需要的同时回采的矿井中日产量占矿井日产量中名称（吨/日）矿块数（个）（吨/日）的比重（%）12345100%合计[注]：（1）上述技术经济指标，一般不作详细计算，可根据采矿方法的构成要素，参照类似条件的矿山实际资料来选取。
（2）多矿体或单一矿体不同矿段的赋存条件不同，需选择多种采矿方法时，只详细地作某一矿体或某一矿段的采矿方法选择，其它矿体或其它矿段的采矿方法选择取自别的同学的选择结束，或由设计者本人作概略地选择。
6-2采矿方法构成要素
根据采矿技术条件和采矿方法特点，详细论述矿块（采区）的布置、矿块（采区）的构成要素（矿块长度、宽度、顶柱与底柱高度、间柱宽度、分段或分层高度、漏斗间距等）。
按比例绘制所选定的采矿方法小图与大图。 6-3采准工作
阶段运输水平的采准方式。巷道的布置、尺寸及支护方法。
矿块（采区）底部结构形式，各种放矿巷道的布置和尺寸以及支护方法。
其它各种采准巷道、切割巷道的布置，断面尺寸及支护方法。按表6-2计算采准工作量（米/千吨矿石和米3/千吨矿石）。
按表6-3作矿房（或矿块）采准工作进度计划图表，确定矿房（或矿块）的采准切割时间。
将采区的采准、切割、回采和矿柱的平衡表内矿量、回收率、贫化率、采出储量、采出矿石量列成表格（表6-4），并分别算出各个步骤中采出矿量的比重及采区的总贫化率和回收率。
矿房（或）矿块采准工作人员编制及设备数量（见附表1、附表2）。
[注]：有几种采矿方法同时进行回采时，只算一种采矿方法的采准工作人员和设备数，其它采矿方法的采准工作人员和设备数可概略确定，或取同组别的同学所做结果。
6-4回采工作
1、简述矿房回采各生产工艺过程及其相互间的联系。16
江西理工大学
2、矿房拉底，劈漏和开掘切割槽的工作方法和工作顺序。绘制拉底、劈漏和开切割槽的工作方法图。
3、矿房落矿工作：落矿方法，凿岩设备与工具的选择，凿岩爆破参数的确定并简短的说明，炮眼布置图，爆破方法，一个回采循环的落矿量，落矿工人劳动生产率，单位炸药消耗量。
4、二次破碎方法，放出矿石的二次破碎单位炸药消耗量。
5、采场矿石运搬方式及出矿劳动生产率，放矿漏斗型式结构绘制漏斗结构图。
6、采场支护方法。若采用充填采矿方法，则须说明充填料的来源、充填料的输送与充填方法。7、采场通风的方式、系统和通风工作制度。
8、回采工作组织及循环工作图表：回采中各作业所需时间的计算或选取，各作业间的作业顺序，编制回采循环工作图表。每昼夜的工作班数和工作循环数。
9、矿房回采工作人员编制和所需的设备与材料（附表1、附表2）。10、矿房回采直接生产费用（包括工资、材料、动力和折旧费用）。[注]：
（1）矿房回采工作人员和设备数量，是指同时进行回采的全部矿房而言。计算方法，等于一个矿块所需的数量乘以同时回采矿块数。多种采矿方法时，等于各个采矿方法所需要数量之和。但只对一种采矿方法所需量进行详细计算，对其它采矿方法的所需要，作概略计算或选用同组别的同学的计算结果。
（2）多种采矿方法时，也只对一种采矿方法的回采直接费用进行详细计算，其它采矿方法的回采直接费用只作概略计算或选用同组同学的计算结果。
6-5矿柱回采与采空区处理
矿柱回采方法的选择，详绘矿柱回采方法图。
矿柱回采工艺过程（非专业为简述。是专题部分时，要详述与详细计算）。矿柱回采与矿房回采，阶段开采在时间上与空间上的配合。矿柱回采时间与主要技术经济指标。矿柱回采的主要安全措施。
矿柱回采工作人员编制和所需设备（见附表1、附表2）。矿柱回采直接生产费用。采空处理方法。
采空区处理与矿柱回采、矿房回采的配合关系。表6-2采准工作量计算表
表6-2采准工作量计算表采准（掘进）工程量序号巷道名称宽×高（米）123阶段运输平巷阶段运输横巷矿块天井总计断面（米3）巷道长度（米）一条总长矿石中体积（米3）岩石中合计表6-3矿房（块）采准进度计划图表序号巷道名称巷道长度成巷速度成巷时间施工顺序与施工江西理工大学
（米）123阶段运输平巷穿脉矿块天井（米/日）（月）123456表6-4矿块（采区）中各种矿量的分配比重工作项目平衡表内矿量（吨）回收率（%）贫化率（%）采出储量（吨）采出矿采准工作合计T1η1ρ1η1T1T1切割工作合计T2η2ρ2η2T2T2回采工作合计T3η3ρ3η3T3T3矿柱回采合计T4η4ρ4η4T4T4总计T总η总ρ总η总T总T总江西理工大学
[注]：
（1）本节内容如为专题设计部分时，矿柱回采方法与采空区处理方法都要进行方案的分析比较而选择。矿柱回采工艺过程，主要技术经济指标，回采直接生产费用都要详细论述或计算。非专题设计时，矿柱回采方法的选择是本节重点内容，要作方案的技术分析比较而选择。采空区处理方法只作一般性说明。矿柱回采工艺作简述，主要技术经济指标，回采直接生产费用、人员与设备数量等，只作概算或取类似条件下的实际资料。
（2）使用了多种采矿方法，且均有矿柱回采问题时，人员与设备数量要分别计算出后相加得出总量；矿柱回采直接生产费用则要算出（以产量进行加权的）加权平均值。
6-6同时工作矿块数
在正常生产的条件下，处于各种工作（采准、切割、矿房回采与矿柱回采）的同时生产矿块数。
N=n矿房+n矿柱+n采切+n备用
式中：N同时工作矿块总数；n矿房同时回采的矿房数；n矿柱同时回采的矿柱数；n采切同时采准切割矿块数；
n备用备用矿块数（已作好切割的矿块数）。n备用和n采切按下表确定。
回采矿块与采准切割矿块、备用矿块比值表采准切割矿采矿方法回采矿块备用矿块比值块111空场法1：2212空场法中的留矿法1：1.5221充填法1：1.5223~4崩落法1：2.5~3n矿房和n矿柱可用下式近似计算。n矿房=
n矿柱=n矿房P日K3P矿房
t矿柱t矿房P日K4P矿柱式中：P日该种采矿方法所担负的矿石日产量（吨/日），
P矿房该种采矿方法的矿房平均日产量（吨/日），
K3矿房采出矿石占矿块采出矿石的比重（见表64），t矿房矿房回采时间，t矿柱矿柱回采时间，
P矿柱该种采矿方法的矿柱平均日产量（吨/日），
K4矿柱采出矿石占矿块采出矿石的比重（见表64）。[注]：
这里是按矿房与矿柱占矿块的矿量比重关系要求，求出的矿块数，要乘以各自的日产量，其和应大于或等于P日，否则要调整。另一种计算方法，是按矿房、矿柱各自的（日）产量比重求其矿块数，以能保证产量为前提。但因为算出来一般不会是整数，也同样须以保证产量为前提而加以调整。
67主要技术经济指标1、矿块直接生产费用[注]：计算方法
（1）若只采用一种采矿方法时
C=k1,2LCLK3C矿房K4C矿柱""T1T2式中：C一该种采矿方法时的矿块直接生产费用（元/吨），江西理工大学
K1.2采准切割工作的采出矿石量比值（见表64），K3矿房回采的采出矿石的比值（见表64），K4矿柱回采的采出矿石量比值（见表64），ΣL采准切割巷道工作总量（米），
CL采准切割巷道的每米平均成巷费用（元/米）
T1",T2"分别为采准与切割工作的采出矿石量（吨），
C矿房矿房回采的直接生产费用（元/吨）C矿柱矿柱回采的直接生产费用（元/吨）
（2）若采用多种采矿方法时，首先按上述方法分别计算出每种采矿方法的矿块的直接生产费用，然后根据每种采矿方法担负的产量比值，用加权平均法计算出综合的矿块直接生产费用。
C=C1m1+C2m2+Cnmn
式中：C1，C2，，Cn分别为各种采矿方法的矿块直接生产费用。m1，m2，，mn分别为各种采矿方法的采出矿石量比值。2、矿块生产能力
3、回采工人劳动生产率
4、主要的辅助材料（炸药、木材、水泥和钢材等）消耗。
[注]：回采工人劳动生产率，主要的辅助材料消耗，同时要按不同采矿方法的矿房回采与矿柱回采的产量比来算出加权平均值。
第七章矿井通风与安全技术
71概述
所设计的矿井是否有瓦斯涌出，矿石的含硫量以及是否有自然危险性，矿石围岩的含硅量以及是否属于硅尘危害的矿山，井下工作人数，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。
72矿井通风条件
从矿井通风观点出发，简述矿井的开采特点，如：矿区的老巷所在地点和存在情况；矿井年产量，服务年限，开拓系统，开采顺序，采矿方法，产量分配和作业布置，同时作业的工作面数及作业情况。同时开动的各种型号的凿岩机台数及分布，同时生产的阶段数。
73通风方式与通风系统的拟订1、通风方式：通风方式的确定与依据
2、通风系统：通风系统的确定（整体通风系统，还是分区通风系统）与依据。主扇安装位置及确定的理由。绘制通风立体图，并在图中标出：风量分配，风量调节措施，主扇的类型、风量、风压及所需电机功率。
74风量计算
按炸药消耗量、井下工人数、排尘风速要求来分别计算所需风量，取其中最大值作为矿井通风所需风量。
75
分别计算出矿井生产初期与最困难时期的矿井通风负压。计算时必须以负压最大的一条风路，作业计算负压的依据。
76自然风压计算
根据进风井与排风井深度、年最大温差计算之一。 77通风制度采用一川通风制度（正常作业排尘要求的通风）或是两种通风制度（除正常通风制外，还有大炸破时的加强通风制度）的依据。
[注]：大爆破安排在假日时，可采用一种通风制度。 78通风设备选取1、扇风机的选择江西理工大学
Q扇=PQ矿（米3/秒）
式中：P扇风机装置的风量备用系数，一般取p=1.1；Q整体通风时，为矿井要求的总风量（米3/秒）；
3当为分区通风时，则为分区所需供风量（米/秒）。H扇=ht+Hn+hr+hv
式中ht矿井或分区通风的总阻力（毫米水柱）。
Hn与扇风机工作风向相反的自然风压（毫米水柱）。hr扇风机装置阻力之和，一般取1520毫米水柱，hv风流流入大气的出口动压损失（毫米水柱）。
根据通风容易时期与困难时期所算出的两组Q扇与H扇数据，在通风机个体特
性曲线上找出相应的工况点，要求工况点落在风机的合理工作区域内，即风机效率在0.6以上。
依据扇风机工况点的HI与QI及相应的η风，求出扇风机的功率消耗N风；
N风=
HIQI（千瓦）
102风2、予选电动机
接下式计算出所需电动机功率N电：
N电=
KHIQI（千瓦）
102风电式中：K电动机（功率）备用系数，轴流式时K=1.11.2，离心式时，K=1.21.3。η电电动机效率，0.90.95。
HI、QI、Η风对应于通风困难时期工况点的风压、风量和风机效率。
当电动机与扇风机之间非直联而用皮带传动时，上式中还应除以传动系数0.95。根据计算的N电，从电动机产品目录上选取合适的电动机，一般当N电不大时，可选用异步电动机，若N电较大，如在400500千瓦以上时，宜选用同步电动机。
79通风费用1、设备折旧费
通风设备折旧费用计算表表71总成本每年的折旧费（元/年）设计单服序备算数位设运输务总号名单量成备及安年基本投资折旧费C1大修理折旧费C2计称位本费装费限C1C2合计回采每吨矿石的通风设备折旧费W1：W1=
G1G2（元/吨）T式中：T矿井上产量（吨/年）。2、矿井通风动力费
（1）主扇每年耗电量I1：
I1=N电输t1t2/η电η变η线（千瓦小时/年）
式中：N电输电动机输出功率（千瓦），t1年工作日数，t2日工作小时数，η电、η变、η线分别表示电动机、变压器、电线的输出功率，一般取η电=0.90.95
η变=0.8，η线=0.95
（2）一年内局扇和辅扇的耗电量I2（千瓦小时/年）。（3）回采每吨矿石的通风动力费W2：江西理工大学
W2=
I1I2e（元/吨）T式中：T矿井年产量（吨/年）E每度电的费用（元/千瓦小时）3、材料消耗费
包括各种通风的筑物的材料费、扇风机和电动机润滑油料费、防尘等设施费。每吨回采矿石的通风材料消耗费W3：
W3=
式中：C材料消耗总费用。4、通风工作人员工资费用
W4=
C（元/吨）TA（元/吨）T式中：A矿井通风工作人员的每年工资总额（元/年）。5、专为通风服务的井巷工程折旧费和维修费W5（元/吨）。6、回采每吨矿石的通风仪表的购置费和维修费W6（元/吨）7、矿井每回采一吨矿石的通风总费用W：W=W1+W2+W3+W4+W5+W6（元/吨） 710局部通风
确定独头巷道掘进时的通风方式及选用的局部通风设备（可根据经验选取，不作计算）。
711简述防火、井下防尘措施 712井下炸药分库
炸药分库型式、容积（概算）及其设置地点。绘制井下炸药库简图。
713通风与安全技术工作人员编制及所需设备（见附表1、附表2）。（1）人员编制：矿设通风安全科，各坑口设通风安全工段。科室：科长，技术员，测尘员，化验员等。
工段：段长，技术员，清洗巷道人员，安装通风防尘设备工，钳工，电工，木工，局扇司机等。
主扇房：值班人数与作业班数。供水房：值班人数与作业班数。
（2）设备与设施：主扇、辅扇，局扇等型号与台数，电动机台数及型号，水泵型号与台数；风门型号与数量，调节风门构造与数量。
第八章矿山运输与提升
81矿山井下运输
1、运输任务，运输方式，运输系统及其所用设备的选择，并作简短的论证。
2、矿车和机车的选择，运输路线及简述轨道结构。列车组计算，全矿井的机车数和矿车数。
3、井底车场选型。4、装车站调车方法。 82矿井提升
1、主付井提升方式及系统的选择，主付井负担的提升任务。2、提升设备的选择（可采用简单计算方法选取）。
3、提升工作的辅助设施，井下矿仓和装矿设施并绘出示意图。井口车场卸车设施，绘制提升设备与井口及井架的关系位置图。
83运输提升设备及人员编制1、人员编制（下表供参考）江西理工大学
矿井运输提升人员编制表表81工人数序号工种工作地点第一班第二班第三班1机车司机回采中段2机车司机主平窿3卸矿工4卸矿工5装矿工溜矿井6放矿工回采中段7提升司机提升机房8信号工9合计2、设备数量（1）电机车：同时工作台数，备用台数，总计台数。（2）矿车：同时工作辆数，备用辆数，总计辆数。（3）提升机：台数。（4）其它车辆。第九章矿井排水
合计备注一、矿井涌水量及其确定的依据。
二、排水系统的选择及其依据。水仓容积，水泵房尺寸。
三、排水设备（水泵与水管）的选择（可选自手册资料，或简单计算选取）四、防水措施：在地下水突然涌出可能的条件下，简述防水措施。五、排水设备和人员编制（列表式编制）
第十章地面运输与地表布置
101矿山地面运输
1、简述矿山内部与外部运输方法，简述矿山由井口至选冶厂（或装矿仓）的流程，绘出流程示意图（图中要表明各段工艺种类和运输方法）。
2、地面运输方式与设备的选择（设备仅作概选）。运输线路的选择（在地质地形较上画出）。
102地面布置
1、工业建筑广场的选择，并简述依据。确定各种工业建筑物和结构物及行政福利大楼的布置方式和具体位置，并添绘在地质地形图上，若井口须平整场地时，应概算土石方工程量。
2、废石场，总炸药库和工人住宅区位置的选择，并将选定的位置添绘在地质地形图上。
地面建筑物一览表表101面积容积总费用建筑物名称建筑材料单位造价备注（M2）（M2）（元）江西理工大学
第十一章进度计划
1、设计任务书中所规定的逐年产量，投产日期与达产日期，所采用的开拓方法，采矿方法，采矿方法的生产能力与负担的产量；阶段与矿块的储量；成巷速度与工作制度等是编制进度计划的主要依据。
2、编制开拓系统、采准系统和矿块布置的草图，在图中标出：阶段、矿块、矿房与矿柱，采矿方法，阶段与矿块的回采顺序。对采用的施工顺序方案的论述。
3、投产与达产（正常生产）时期的开拓、采准和回采三级矿量的确定。根据设计规程，矿山投产前应掘进的采准切割工程量及其相应的贮备矿量。
[注]：
采准工程：当投产到达的时间在两年以内时，按设计规程一次完成；超过两年时，按投产能力所需工程量完成。
切割工程：按投产能力所需工程量完成。
从投产到达产所需时间：一般情况下，大型矿山35年，中小型矿山13年。生产期三级矿量应保有的期限为：开拓矿量为3年以上，采准矿量为1年左右，备采矿量为半年左右。
4、同时工作矿块数。
5、依据要求，制订基建进度计划表。
第十二章技术经济
[说明]
毕业设计是按照采矿工程专业培养目标而进行的开采设计。所以“技术经济”这一章中有关职工人数、劳动生产率、矿石成本、基建投资等都设计到采矿车间范围为止，不作全矿性的矿山技术经济。
但是，根据采矿工程专业教育计划中，有的课程内容未学，这次设计中删除了“压气设施”、“供电与照明”等内容。因此，牵涉到人员、劳动生产率、矿石车间成本、基建投资的计算就未能考虑。同学们应知道，实际计算要放入，故此说明。
121采矿车间人员与劳动生产率
采矿车间人员包括生产工人（井下工人、地面工人、技术人员、职员等。）采矿车间人员一览表表121人数序职在籍人在籍人备注号别第一班第二班第三班员系数员数合计12345678912采矿车间定员表表122人数比重（%）备注采矿车间职工总数其中：（1）生产工人数100若井下工人数（2）技术人员江西理工大学
（3）职员（4）服务人员采矿车间劳动生产率计算表表123矿井日产量在册人数日劳动生产率人员类别备注（吨/日）（人）（吨/人日）车间全员生产工人井下工人 122采矿车间矿石成本按表格先分别计算出工资、材料费、动力费和折旧费后，再按表计算出矿石设计成本。工资计算表表124工种或月工资额辅助工资年工资总序号等线人数备注工作类别（元）额（元）额（元）123456712总计△材料费用计算表表125每昼夜消每昼夜费每年材料序号材料名称单位单位（元）备注耗量（元）费（元）123456712总计△动力费用计算表表126设备设备年电价年耗电用电容量设备用电年耗电序号工作时（元/总费用备注设备（千台数系数量（度）数（时）度）（元）瓦）123456789123总计△固定资产折旧费用计算表表127固定资产（设单价总费用折旧费年折旧费序号备与建筑）名数量备注（元）（元）（%）用（元）称12总计车间成本计算表25
12345表128
6△江西理工大学
序号123456789材料费用劳动费用生产工人工资工资附加费折旧费修理费其它费用小计车间经营费和行政管理费车间成本123矿井基建投资概算（非必做内容）基建投产总概算表表129序号概算额（元）费用名称设备及安井巷工程建筑工程装工程备注其它合计ΣQ12第一部分主要生产项目第二部分第三部分坑内开采单位基建投资额：
Q0=
Q（元/吨年）A序号式中：ΣQ基建工程概算总费用（由表129计算出）。A矿井设计年产量（吨/年）。井巷峒室工程概算表表1210技术特性工程量支工计护轨程算岩石长断面材道倾斜角体积项单系数度（M2）料特度（α）（M3）(M)目位（f）规点格概算价值单价总费用（元）（元）合计ΣQ1序号126
建筑工程概算表技术工程项目特征计算单位数量1211结构总面积概算价值（元）形式（m2）单价总价江西理工大学
2序号12序号ΣQ2合计设备及安装工程概算表设备及安装工数量及程名称单位合计附表：工种1设备一览表表1212概算价值（元）单位价值安装设备（25%）总价值安装设备（25%）Σ合计Q3人员编制表工作地点第一班23单位2附表1人数第二班第三班合计456数量附表2总数5备注7序号12设备名称及型号同时工作数3备用数4备注6
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