钢铁企业节能设计标准 GB/T50632-2019
6.1 采矿
6.1.1 露天采矿节能工作重点应放在边坡角选取、采剥工艺及设备选择以及开拓运输系统的确定；地下矿应注重运输方式、采矿方法及其采掘设备选择。在注重系统节能的同时，应充分注意压缩空气、矿井通风、矿井排水及提升环节的节能。
6.1.2 露天开采矿山，宜用并段方式加陡边坡角和分期陡帮开采工艺；对于高差较大、工程地质良好的山坡露天矿，宜采用平硐溜井开拓；条件适宜的大型露天矿，宜采用连续或半连续联合运输的开拓方式。
6.1.3 大、中型地下矿山，宜选择大阶段高度的开拓布置；采用高效能的无底柱分段崩落法时，宜推广高分段大间距布置形式及低贫化放矿措施。采用充填法采矿时，宜利用井下采掘废石和利用尾矿充填。应采用高效节能采掘设备，采用电动铲运机为主、柴油铲运机为辅的铲装工艺，宜用液压锤二次大块破碎。
6.1.4 开采深度小于300m的大、中型地下矿使用混凝土支护量较大时，在工程地质条件允许的情况下，宜采用钻孔下放水泥、砂子和碎石。
6.1.5 矿山总平面布置，应力求紧凑合理，运输线路和管线应短捷。矿山厂（场）址选择应注意货物的合理流向，宜缩短运距，并宜充分利用地形。充填站宜靠近矿体开采重心布置，应减小充填倍线，采用自流输送；深井矿山充填需采取减压措施时，减压后的倍线应满足自流输送。
6.1.6 废石场宜选在井口或硐口附近并符合安全规程的沟谷或山坡、荒地上。缓倾斜矿体及走向长分区开采的露天矿应开辟内部废石场。
6.1.7 大型或特大型地下矿主井宜采用胶带或多绳提升机，采用箕斗提升方式时宜选用双箕斗；对于作业水平少的罐笼井，宜采用双罐笼提升；除掘井外，不得采用不带平衡锤的单容器提升。定点提升的斜井宜采用双钩提升。
6.1.8 在满足提升任务和初期投资增加不多时，宜加大提升容器，并宜降低提升速度，提升速度可低至0.3（H为提升高度）。
6.1.9 提升深度大于350m的大、中型矿井，宜采用带平衡尾绳的提升系统；当启动过负荷系数超过规定而需加大电动机时，可适当加大尾绳重量。
6.1.10 矿井提升宜采取使用滚轮缶耳取代刚性缶耳；斜井、斜坡提升的钢绳托轮、托辊宜采用滚动轴承；有条件的矿井宜采用轻金属的提升容器等措施。
6.1.11 压缩空气系统，地下矿宜设置在地表且靠近主要用气地点，在满足压风自救系统用气要求时，可采用机体小，且移动便利、节能的坑内移动式螺杆空压机；露天矿宜采用随凿岩设备移动的移动空压机。
6.1.12 采矿设计应减少压缩空气的多种用途，不应使用气动闸门和风动马达，不应使用压气吹扫其他设备，不应使用压气作掘进工作面的通风。
6.1.13 有条件分区的矿井，宜采用分区通风；大、中型地下矿，宜采用多级机站通风方式。有条件时宜采取集中自动控制多级机站风机运行，按需要量通风。
6.1.14 在满足工艺要求和安全规程条件下，通风井巷应按经济断面设计。
6.1.15 矿井风量和分风应合理确定，宜控制单井总进风量，宜减少总回风道长度。深井高地温矿床开采时，应进行通风降温和工作面制冷降温比较，选用能耗低的降温措施。
6.1.16 雨量大的地区，应采取堵（填）、截、引等防水和治水措施，应减少地表水流入矿井或深凹露天矿的水量。有条件时宜开凿专用自流排水巷道。
6.1.17 水量大、深度较大的矿井和深凹露天矿，应采用分段截流排水。
6.1.18 经处理后水质符合要求的矿坑水，宜作为矿山生产供水水源或补充水源。
6.1.19 矿山企业的供电系统和电压应根据供电距离和负荷容量选择，应以高电压深入负荷中心供电；矿山总降压变电所、牵引变电所、高压配电室及车间变电所位置，应靠近负荷中心。
6.1.20 井下照明应采用适合井下温度、潮湿环境的高效光源，主巷道照明宜采用荧光灯或LED灯，井下破碎硐室等大硐室宜采用高压钠灯、LED灯。
6.1.21 露天铁矿采矿能耗指标应为“吨矿岩综合能耗”和“吨矿岩可比能耗”，其计算范围应包括采剥、采场破碎、运输、排土、供排水、生产调度等采矿工艺主要生产系统的能源消耗量，并应包括公用和辅助生产系统的能源消耗量。
6.1.22 地下铁矿采矿能耗指标应为“吨矿岩综合能耗”和“吨矿岩可比综合能耗”，其计算范围应包括采掘、井下破碎、运输、提升、压气、通风、充填、供排水、照明、生产调度等采矿工艺主要生产系统的能源消耗量，并应包括公用和辅助生产系统的能源消耗量。
6.1.23 露天铁矿吨矿岩综合能耗设计指标不应大于下式计算结果：
式中：
P1——露天铁矿吨矿岩综合能耗；
P0——露天铁矿吨矿岩可比综合能耗（MJ/t,kgce/t），应符合表6.1.23-1的规定；
K1——露天铁矿开采深度系数，应符合表6.1.23-2的规定；
K2——露天铁矿运输系数，应符合表6.1.23-3的规定；
K3——高原系数，应符合表6.1.23-4的规定；
D——露天铁矿吨矿岩排水能耗（MJ/t,kgce/t），按设计值选取。
P1——露天铁矿吨矿岩综合能耗；
P0——露天铁矿吨矿岩可比综合能耗（MJ/t,kgce/t），应符合表6.1.23-1的规定；
K1——露天铁矿开采深度系数，应符合表6.1.23-2的规定；
K2——露天铁矿运输系数，应符合表6.1.23-3的规定；
K3——高原系数，应符合表6.1.23-4的规定；
D——露天铁矿吨矿岩排水能耗（MJ/t,kgce/t），按设计值选取。
表6.1.23- 1 露天铁矿吨矿岩可比综合能耗
注：吨矿岩所需能源量（电、油、煤等）均已折算计入可比能耗中。
表6.1.23-2 露天铁矿开采深度系数
表6.1.23-3 矿山运输系数
注：表中各类运输方式的运距分别增加2km、1,5km和1km时，K2相应增加0.2。
表6.1.23-4 高原系数
注：区间数值采用内插法计算。
6.1.24 地下铁矿吨原矿综合能耗设计指标，不应大于下式的计算结果：
6.1.24 地下铁矿吨原矿综合能耗设计指标，不应大于下式的计算结果：
式中：
P2——地下铁矿吨原矿综合能耗；
P0——地下铁矿吨原矿可比综合能耗（MJ/t,kgce/t），应符合表6.1.24-1的规定；
K1——地下铁矿开采深度系数，应符合表6.1.24-2的规定；
K2——地下铁矿采矿方法系数，应符合表6.1.24-3的规定；
K3——高原系数，应符合表6.1.24-4的规定；
D——地下铁矿吨原矿排水能耗（MJ/t,kgce/t），按设计值选取。
P2——地下铁矿吨原矿综合能耗；
P0——地下铁矿吨原矿可比综合能耗（MJ/t,kgce/t），应符合表6.1.24-1的规定；
K1——地下铁矿开采深度系数，应符合表6.1.24-2的规定；
K2——地下铁矿采矿方法系数，应符合表6.1.24-3的规定；
K3——高原系数，应符合表6.1.24-4的规定；
D——地下铁矿吨原矿排水能耗（MJ/t,kgce/t），按设计值选取。
表6.1.24-1 地下铁矿吨原矿可比综合能耗
表6.1.24-2 地下铁矿开采深度系数
表6.1.24-2 地下铁矿开采深度系数
注：区间数值采用内插法计算。
表6.1.24-3 地下铁矿采矿方法系数
表6.1.24-4 高原系数
表6.1.24-4 高原系数
注：区间数值采用内插法计算。
6.1.25 矿山企业设计能耗评价指标，可按下式计算：
6.1.25 矿山企业设计能耗评价指标，可按下式计算：
6.1.26 高能耗项目应进行评价和论证，并说明原因。
条文说明
6.1.2 在露天开采设计中，在总体边坡稳定条件下，尽量采用较陡的边坡角，采用并段方式加陡边坡角，特别是加陡深部水平边坡角，减少剥离量，如大冶东露天矿采取并在边坡角加陡2°，深部采取3~4并段，边坡加陡4°~7°，较大的减少剥采比。初期剥采比大的露天矿采用分期过渡均衡剥采比可取得良好的经济效益；高差大的山坡露天矿，有条件采用了平硐溜井开拓，矿岩重力下放，可大量节省能耗。
矿山开拓运输环节的能耗占比最大，应作为节能的重点，大型露天矿条件适宜时，采用连续或半连续联合运输，可显著降低运输能耗，如水厂铁矿、大孤山铁矿、南芬铁矿、太和铁矿、白马铁矿等。
6.1.3 加大阶段高度是当今国内外大、中型地下矿发展趋势之一，如基鲁铀铁矿段高从100m增长到200m增长到300m；国内梅山铁矿段高从60m增长到90m，程潮铁矿段高70m增长到140m，马坑铁矿60m增长到100m。
采用无底柱崩落法采矿的铁矿矿山占地下产量80%以上，因此强调有条件尽可能采用高分段大间距进路布置，这样可降低采准比，减少地压对炮孔及巷道的破坏，这是较好的节能措施。如基鲁铀铁矿分段高度已达28.5m~30m，玛尔贝格特铁矿分段高20m。我国几个大型铁矿，如梅山铁矿、镜铁山矿、程潮铁矿等分段高及进路间距从10m×10m增加到15m×15m~20m×20m，使采准比节省了50%~100%，试验测定地压减缓了15%~20%。
大、中型地下矿采用高效能液压凿岩台车替代传统风动凿岩台车及凿岩机；采用铲运机替代风动装运机，是矿山生产工艺发展的一个大飞跃，这一变革使采掘效率大幅度提高，因此节能显著。
高效节能采掘设备指液压凿岩台车、电动铲运机、柴油铲运机。
高效节能采掘设备指液压凿岩台车、电动铲运机、柴油铲运机。
6.1.5 矿山总平面布置、紧凑合理、线路短捷、货流顺向，充分利用地形是总图设计必然要求。
6.1.6 在此特别应注意有条件的露天矿开辟内部废石场，减少废石外运，如大冶东露天采场开辟象鼻山采区作为内部废石场就是实例。
6.1.7 多绳提升机和单绳提升机相比，具有适于深井重载提升、设备较轻、锅钢绳直径小、投资较省、耗电小、安全等优点，因此在大、中型冶金地下矿竖井提升获得广泛的应用。
在经济条件允许的情况下，采用双箕斗、双罐笼及斜井双沟定点提升，以达到节能的目的。
6.1.8 提升机功率大小，取决于提升重量与提升速度，在满足提升任务的前提下，采取较低的提升速度，相应减少提升机功率。
6.1.9 大、中型地下矿竖井采用带平衡尾绳的提升系统，也能起到一定的节能作用。
6.1.10 随着我国钢铁工业发展，轻型合金钢材品种增加，为采用轻金属结构的提升容器制造提供了物资保证。
6.1.11 压缩空气站应设置在地表，主要是从矿山压风自救系统安全方面考虑的。压缩空气站尽量靠近使用地点的目的是缩短压缩空气管路的长度，减少管路损失，减少压缩空气输送过程中的漏气损失。在满足压风自救系统用气需要时，当坑内生产用气地点分散时，可采用移动式空压机供气，节能效果较好。
6.1.12 减少压缩空气的其他用途，是节约压缩空气损耗的措施之一。
6.1.13 由实践证明，分区通风具有单路风量较小、风路较短、负压较小的优点，因此有条件分区的矿井应采取分区通风。
20世纪90年代以后，多个冶金地下矿山采用坑内多级机站通风，与原地面主扇通风方式相比较，通风有效率从40%~50%提高至65%~70%，通风机装机容量及耗电大幅度下降，如梅山铁矿通风机装机容量主扇为2600kW降到多级机站的1470kW，耗电7.05kW·h/t矿降至2.15kW·h/t矿；蚕庄金矿主扇通风耗电2.83kW·h/（m³·s），多级站通风降至1.22kW·h/（m³·s）；三山岛金矿主扇耗电1.83kW·h/（m³·s），多级机站降为0.75kW·h/（m³·s）；凤凰山铜矿主扇耗电5.19kW·h/t矿，改为多级机站后耗电降为2.89kW·h/t矿。因此多级机站通风得到普遍推广；最近安徽霍邱地区新设计的几个矿山，福建马坑铁矿设计也都采用多级机站通风，以达到矿井通风节能目的。
6.1.14 设计专用通风井巷断面时，应在满足工艺要求和符合安全规程的条件下，按照经济断面来校核，这是因为井巷造价与电费随地域变化和时间推移而改变，因此经济断面是有时间性的，不作为最终的确定，只作为校核。
6.1.15 采取堵（填）、截、引等方法，尽量减少流入地表开采陷落区或深凹露天矿的水量，此法在国内许多矿山已经实施。暴雨径流量大及深度较大的深凹露天矿也应采用分段截流排水（如大冶东露天采场）。
6.1.16 由于目前一些地下矿山采用了1000V电压的采掘设备（4.0m³电动铲运机等），如梅山铁矿、镜铁山矿使用4.0m³电动铲运机后，井下交流低压配电从原来660V提高至1000V。
6.1.17 本标准主要适用于新建的冶金露天铁矿和地下铁矿节能设计。改（扩）建铁矿、锰矿、铬铁矿和辅助原料矿山，节能设计可按本标准执行。
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