有色金属类 采矿方法 课程设计

目录

1. 采矿地质条件 ........................................................................................................................ - 2 - 2. 采矿方法选择 ........................................................................................................................ - 2 -

2.1采矿方法初选 ............................................................................................................... - 2 - 2.2 采矿方法的经济比较 .................................................................................................. - 3 - 2.2.1 分段矿方法 .......................................................................................................... - 3 - 1）主要采准工程 ........................................................................................................ - 3 - 2）主要切割工程 ........................................................................................................ - 4 - 3）回采工作 ................................................................................................................ - 4 - 2.2.2上向水平分层充填法 ........................................................................................... - 4 - 2.3 两种方案主要经济技术指标比较 ............................................................................ - 7 - 2.4 结构和参数 .................................................................................................................. - 8 - 3 矿块的切割与回采.................................................................................................................. - 8 -

3.1采准巷道的布置及断面规格 ....................................................................................... - 8 - 3.2盘区运输巷道的断面设计 ........................................................................................... - 9 -

3.2.1巷道净宽度B0 ................................................................................................ - 10 - 3.2.2巷道净高度H0 ................................................................................................ - 10 - 3.2.3道床参数 ......................................................................................................... - 12 - 3.2.4水沟 ................................................................................................................. - 12 - 3.2.5管缆布置 ......................................................................................................... - 13 - 3.2.6巷道断面主要尺寸的确定 ............................................................................. - 13 - 3.3采准与切割工作 ......................................................................................................... - 13 - 3.4采准与切割工程量 ..................................................................................................... - 14 - 3.5 采准与切割循环图表 ................................................................................................ - 15 - 3.6采准切割成本 ............................................................................................................. - 15 - 4 回采 ....................................................................................................................................... - 16 -

4.1 凿岩爆破 .................................................................................................................... - 16 - 4.2 通风 ............................................................................................................................ - 18 - 4.3 出矿 ............................................................................................................................ - 19 -

（1）出矿设备： ...................................................................................................... - 19 - （2）出矿方式及能力： .......................................................................................... - 19 - 4.4充填 ............................................................................................................................. - 19 -

（1）充填材料制备： .............................................................................................. - 20 - （2）充填方法及工艺： .......................................................................................... - 20 - （3）充填能力 .......................................................................................................... - 21 - 4.5回采作业循环 ............................................................................................................. - 21 - 5.1矿柱回采方式 ............................................................................................................. - 22 - 5.2回采作业循环 ............................................................................................................. - 23 - 6.采矿方法技术经济指标......................................................................................................... - 24 - 参考文献： ............................................................................................................................... - 25 -

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1. 采矿地质条件

某金矿山矿体为含金石英脉及蚀变围岩型矿床，矿体平均厚度3.5m，矿体平均倾角50°，矿体走向长度为550m，矿体埋深180m。

金矿品位5.7g/t，容重2.8t/m3，矿岩稳固，f=8~10，松散系数为1.5；围岩容重2.6t/m3，上下盘皆为玄武岩且稳固，f=10~12，松散系数为1.45。矿岩无自然性和粘结性。

水文地质条件简单，无地质破坏。

2. 采矿方法选择

2.1采矿方法初选

采矿方法选择的合理、正确与否，将直接关系到企业的经济效果及其成败。矿床地质条件对采矿方法的选择起控制作用，一般矿山根据矿体的产状、矿石和围岩的物理学力学条件就可以优选出1～2种采矿方法。

空场法：

从倾角考虑，就已经排除留矿法、阶段空场法、分段矿房法、VCR法。 崩落法：

（1）本矿体薄倾斜矿体，从倾斜角度考虑可以排除单层崩落法； （2）从矿石及围岩的稳定性考虑可以排除分层崩落法，从矿体厚度角度考虑可以排除有底柱分段崩落法；

（3）从倾斜与厚度角度考虑可以排除无底柱分段崩落法，从矿体稳定性和矿体厚度角度考虑可以排除阶段崩落法。

所以崩落采矿法的应用基本上可以排除。

充填法：充填法使用范围广，但要注意考虑成本的承受能力，综合考虑矿山效益。经过采矿工艺和采矿机械的进步，充填法工艺趋于成熟，成本可控性加强。就本矿矿体倾斜等条件向上倾斜充填采矿法及向下分层充填采矿法同样可以不予考虑。

表2-1 采矿方法初选表 项目 编号 1

主要的采矿技术条件 技术条件名称 技术条件特征 矿石稳固性 稳固（f=8~10） 按各种条件可以采用的采矿方法 充填法、空场法、崩落法 - 2 -

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2 3 4 5 6 7 围岩稳固性 矿体倾角 矿体厚度 矿石比重 矿石松散 矿石品位 稳固（f=10~12） 50° 薄矿体 2.8t/m3 松散系数1.5 5.7g/t 充填法、空场法、崩落法 充填法、分段矿方法 充填法、全面法、房柱法 充填法、空场法、崩落法 充填法、空场法、崩落法 选用单一方法 虽然地质资料有限，要尽可能排除可能存在的不利因素。不宜采用易引起地表塌陷的方法；我国的铜矿多为伴生矿，保险起见不宜采用易产生结块和自燃的方法，随着采矿对采矿工艺的研究和更广泛应用，对矿山安全和环境的更高要求，应注重对充填采矿方法的推广。考虑到矿石品位较高，故采矿空区尽量予以充填。

综上所述，可以考虑的较优的采矿方法有：分段矿房法、向上水平分层充填法。

2.2 采矿方法的经济比较 2.2.1 分段矿方法

图2-1 分段矿房法

1）主要采准工程

如上图1所示，从阶段运输巷道掘进斜坡道连接各个下盘分段运输平巷1，以便行驶无轨设备、无轨车辆（运送人员、设备和材料）；沿矿体走向每个100米，掘进一条放矿溜井，通往各分段运输平巷。

在每个分段水平上，掘进下盘分段运输平巷1，在此巷道沿走向每隔

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10~12m，掘进运输横巷2，通到靠近下盘的堑沟平巷3，靠上盘接触面掘进凿岩平巷4.

2）主要切割工程

在矿房一侧掘进切割横巷6，联络凿岩平巷4和矿柱回采平巷5，从堑沟平巷3到分段矿房的最高处，掘进切割天井9.在切割巷道钻环形深孔，以切割天井为自由面，爆破后便形成切割槽（图1中Ⅰ-Ⅰ）。 3）回采工作

从切割槽向矿房另一侧，进行回采。在凿岩平巷中钻环形深孔，崩下的矿石从装运巷道用铲运机运到分段运输平巷最近的溜井，溜到阶段运输平巷装车运出（图1中Ⅱ-Ⅱ）。

当一个矿房回采完过后，立即回采间柱和斜顶住。回采间柱的深孔凿岩硐室，布置在切割巷道靠近下盘的侧部（图1中7）；回采斜顶住深孔凿岩硐室，开在矿柱回采平巷的一侧（图1中8），对应于矿房的中央部位。间柱和斜顶住深孔布置如图1中的Ⅲ-Ⅲ剖面所示。回采矿柱的顺序是：先爆间柱并将崩下矿石放出，然后再爆顶柱，因受爆力抛掷作用，顶柱崩下的矿石溜到堑沟放出。 矿石总回采率80%以上，贫化率不大。

沿走向每隔200m划为一个回采区段，每个区段有一个矿房正在进行回采，一个回采矿柱，一个切割。使用铲运机出矿时，矿房日产量均为800t，矿房月产量达到（4.5~6）×１０^４ｔ。

2.2.2上向水平分层充填法

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—斜坡道—溜矿井 3—阶段平巷4—井底车场 5—分段平巷 6—采场联络道7—充填井 8—人行脱水井 9—钢筋混凝土底板 10—胶面 11—底柱 12—充填体

图2-2 上向分层间隔回采充填法

1）主要采准工程：

1斜坡道是凿岩台车和铲运机在不同分层间实现自由快速移动的重要通道，因需要布设必要的管线电缆，且要考虑行人需要，因此，斜坡道应有一定规格要求，坡度应满足无轨设备最大爬坡能力要求。

5分段平巷的布置是影响采准工程量和采准比的重要因素，也是采准优化设计最值得研究探讨的关键问题之一。分段平巷到采场的距离，应保证采场联络道坡度要求；采场联络道与分段平巷之间保证6m以上的转弯半径，并使铲运机有一定的直线铲装距离，在此前提下，尽量缩短采场联络道的长度。

6采场联络道，每个分层均布置一条采场联络道，沟通采场和分段平巷。其中，下向采场联络道从分段平巷用普通掘进方法形成，水平采场联络道则在向下的采场联络道顶板上挑顶形成，而上向联络道则由水平联络道上挑形成。挑顶崩落的废石，可用来充填该采场联络道。采场联络道布置在采场中央，以利于台车和铲运机作业，且采场开口阶段作业效率高，采场两侧边界易于控制。采场充填时，用木板封闭采场联络道。

7充填井，为减少采准工程量，每两个采场共用一条通风充填上山。充填井布置在两采场交界处、第二步回采的矿房内。在保证上盘岩体稳定、顶板安全的条件下，通风充填上山尽量靠近上盘布置，以改善采场通风效果。

9溜矿井，采用电耙出矿时，一般每个采场都要布置1~2个溜矿井，其溜矿

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井一般布置在脉内，随回采、充填工作进行，顺路架设。采用铲运机出矿时，溜矿井一般布置在脉外，且几个采场共用一套溜矿井系统。溜井底部由装矿平巷与主运输平巷相连。

8人行脱水井，为降低充填成本，提高分层充填效率，越来越多的矿山使用PVC塑料脱水管滤水。在塑料管上钻凿泄水孔，周围包裹两层砂布。脱水管采用快速活动接头，每分层充填前首先接长脱水管。脱滤水通过布置在采场底部的水平管导入底盘沿脉平巷水沟。 2）主要切割工程：

在采场底部掘进切割巷道，向两侧扩帮形成拉底空间；为提高爆破效果，除拉底外，还应形成垂直方向上的切割槽。当整个拉底空间形成后，再砌筑钢筋混凝土底板，底板厚度为0.8～1.2米。到此切割工作室完成，可进行正式，回采工作了。

ⅠⅠ-Ⅰ23001070010600030023Ⅰ钢筋混凝土底板（隔离层）结构图1-主钢筋 2、3-付钢筋图2-3 钢筋混凝土底板结构

3）回采工作：

（1）凿岩爆破。上向分层充填法在大型机械化作业时得到很好的应用，所以凿岩爆破一般采用台车爆破。

（2）通风。新鲜风流经斜坡道、分段平巷及采场联络道进入采场，经充填回风井，排入上阶段回风巷。每次爆破，必须经充分通风（通风时间不少于40min）后，人员方能进入采场。

（3）采场顶板地压管理。采场爆破并经过有效通风排除炮烟后，安全人员操作采场服务台车，清理顶帮松石，如顶板矿岩异常破碎，经撬毛处理后，仍无法保证正常作业，可考虑其它顶板支护方式，如悬挂金属网，布置锚杆等。第二

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步矿房回采，由于受相邻充填采场充填接顶不充分、充填质量难以保证、充填渗水等影响，矿岩稳固性比第一步矿柱采场要差，顶板安全管理任务更加繁重。

（4）出矿。采用铲运机，将崩落的矿石卸入溜矿井，装车运出。 （5）充填。每分层出矿结束后，及时进行充填。充填前应做好如下准备工作：

① 延长脱水管道。充填之前，首先利用活动接头，延长脱水塑料管； ② 构筑与采场联络道间的密闭墙；

③ 接通采场充填管路。在延长脱水管道与构筑密闭墙的同时，从上中段充填回风平巷，通过通风充填上山，往采场接通充填塑料管，并将充填塑料管用木质三脚架固定在适当地方，以便采场均匀充填；

④ 检查地表充填制备站与充填采场之间的通讯系统； ⑤ 检查充填线路。

2.3 两种方案主要经济技术指标比较

根据类似矿山的经验和有关研究，可以作出如下的经济方案比较优。

表2-2 采矿方案技术经济指标比较 项目名称 第一方案 上向水平充填法 80~90 3~5 4-7 暴露在顶板下作业 4 安全条件 暴露面积不大， 安全性较好 5 6 7 8 9 10

第二方案 分段矿方法 120 5.5 10.7 暴露面积较大，回采矿柱困难 22 简单 小 低 人工矿柱 某铜矿 - 7 -

1 2 3 矿块生产能力（t/d） 矿石损失率(%) 矿石贫化率(%) 采切比（%） 采矿设备与难易程度 采准工作量 采矿成本 材料消耗 资料来源 17.25 需要大型机械 小 略高 水泥量大 某铜矿 xxxxxxx班 xxx

11 12 回采安全性 对地表影响 安全 基本上无影响 较安全 可能塌陷 由以上的分析可知，上向分层水平充填法和分段矿房法的采矿总成本相差无几，回采的进程都是小分层向上推进，安全性很好。但是分段矿房法的间柱回采困难，矿石的贫化、损失大，底部的漏斗采切工作复杂，矿块的生产能力相对较小，且平场工作量大，积压的矿量太大，影响资金的周转。上向分层水平充填法的矿石贫化、损失小，由于本矿山为重金属，且品位比较高，故选用上向分层水平充填法作为本矿山的采矿方法。 2.4 结构和参数

沿矿体的走向在同一阶段，将矿体划分50m长一块的矿块，再将其分为20m和30m宽度的矿房、矿柱相间布置。采用两步骤回采的方式，即先采20m宽的矿房，用尾砂进行胶结充填，作为矿柱回采的保护体；在胶结充填体的保护下再回采矿柱，用尾砂和废石进行非胶结充填。相邻的矿块间，亦先采矿房后采矿柱。同时，相邻的矿块间不留间柱， 只在回采过程中用砼浇灌隔墙，以隔离矿体和充填料。同时，为了充分地回收矿量，不留底柱，只在阶段运输平巷上浇1m~2m厚的钢筋砼人工底柱。

在充填的时候，应预先在胶结充填体内构筑溜井、人行泄水井；非胶充填时，在矿柱的两端顺路架设双格顺路天井，兼作放矿、人行及通风使用。

主要的结构参数有：阶段高：40m；

矿块长：50m； 矿块厚：3.5m； 分层高：3m； 假底厚：2m；

3 矿块的切割与回采

3.1采准巷道的布置及断面规格

由于矿体的上下盘都稳固，且矿体厚度较薄为３.５m，故将阶段运输平巷沿矿体走向布置在矿体下盘。一方面，增强了运输平巷的稳定性；另一方面，加强探矿工作。充填井布置在矿体的中部，兼顾采场两端的充填工作。

在胶结充填的矿房中央掘进双格先行人行充填天井，并靠近下盘岩石边界，有利于探采结合；一格作为人行，另一格下放充填料。在充填的时候，在充填体内向上架设双格人行泄水井及放矿溜井。在非胶充填的矿柱的两端布置两条双格

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顺路天井，供人行、出矿及通风使用。以上的天井布置方式满足一个采场至少有两个人行和通风的安全出口的要求。

采准巷道的断面形状及规格尺寸，根据采矿方法、矿山的生产能力以及通风的要求进行选取。阶段运输平巷布置在下盘，而围岩稳固，故采用三心拱断面以增大巷道断面的利用率；由于围岩及矿石都稳固所以一般不支护以节省成本，只在破碎带、断层地带等不稳固地带加以支护，将充填井、顺路天井布置为矩形，溜井布置为圆形。由于放矿时，矿石对充填体的冲击很大，故采用厚度为300mm~500mm 的钢筋砼预制件进行支护。具体规格见表3-1。

表3-1采准巷道的断面形状及规格 采准巷道名称 阶段运输平巷 人行充填井 双格顺路天井 人行泄水天井 溜井 尺寸（m×m） 3.0×2.7 2.0×2.0 2.0×2.0 1.5×1.5 ￠2.0 形状 三心拱 矩形 矩形 矩形 圆形 支护形式 不稳定地带支护 无 不稳定地带支护 不稳定地带支护 钢筋砼预制件 3.2盘区运输巷道的断面设计

图3-1盘区运输巷道的断面设计

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3.2.1巷道净宽度B0

根据下面等式计算：

B0=b+ F+ b1+ b2 (2-1) 式中 b——运输设备宽度（mm），这里电机车与梭式矿车两者中宽度大者为1570mm，故取b=1570mm ；

F——轨道中心距，单轨则取F=0； b1——安全间隙，mm,取b1=330mm； b2——人行道宽度,mm，取b1=800mm 。 代入数值计算得： B0 =2700mm 3.2.2巷道净高度H0

1、矿山常用的三心拱拱高（经验公式）：f0= B0/3 (2-2) 则f0=900mm； 2、拱形巷道墙高

h3的确定：

这一高度通常是按电机车架线要求、管道架设要求、人行要求以及通过大件的高度等来确定，经比较后选用其最大值。

（1）按电机车架线要求设计墙高。根据安全规程，从轨道面算起的电机车架线高度H1和架线电机车导电弓子与巷道壁之间的安全间隙这两个尺寸应满足：主要运输巷道，当电源电压小于500V时，H11.8m；当电源电压为500V以上时，H12m。

架线电机车导电弓子顶端两切线的交点与巷道壁间的最小安全距离按250mm计算。三心拱巷道墙高计算公式：

rakcos①当导电弓子进入小圆弧断面内，即r250时， h3H1h6r2502rak2 (2-3)

rakcosr250②当导电弓子进入大圆弧断面内，即时， h3H1h6R2502KZ2Rf0 (2-4)

r——三心拱的小半径，mm；

R——三心拱的大半径或圆弧半径、半圆拱的半径，mm；

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——三心拱小圆弧的圆心角；

K——电机车导电弓子宽度之半，取2K=900mm；

250——导电弓子顶端两切线交点与巷道壁间的最小安全距离，mm； a——非人行道一侧线路中心至墙的距离，

abb12，mm；

H1——从轨面算起电机车的架线高度，mm；

h6——巷道底板至轨面的高度，mm；

Z——轨道中心线与巷道中心线的间距，Z=235mm。

α

图3-2 三心拱尺寸图示

在AutoCAD中用三心拱作图法画出拱形，量取大圆弧半径R=1862.12mm；小圆弧半径r=704.58mm；=56。查看金属矿山井下运输设备类型及规格尺寸

hh250得H1=2200mm，见表1得6=400mm，5mm，代入数据的

raka=785+330=1115mm。带入上述公式则r2500.09cos，则代入公式的： h322004001868.12250245023521868.12900

= 2102.122110mm； 轨型 表3-2 铺轨结构尺寸参考表（mm） 钢筋混凝土轨枕 木轨枕 h6 8、9 11、12 15 18

h5 160 160 200 200 h6 300 320 320 320 h5 140 140 160 160 - 11 -

320 320 350 350 xxxxxxx班 xxx

22、24、>30

400 250 360 200 （2）按人行道设计要求计算：

2h31800h5r2r100 (2-5)

h31800250704.582704.58100则 =1688mm；

2（3）按管线架设要求计算墙高：

B02h31800h5nrrZK300D1 (2-6)

2nD1100D2管道所占高度为管道直径与托管横梁高度之和

h32=2100mm。

综上（1）（2）（3），取最大值2110mm；

3、巷道净高度H0= f0+h3-h5 (2-7) 代入数据：H0=900+2110-250=2760mm 3.2.3道床参数

根据掘进主平巷所用的除渣运输设备斗容等参数，参照“运输量与机车质量、矿车容积、轨距、轨型的一般关系”选取38㎏/m重轨，在水平的巷道内，轨枕下面的道渣厚度应150mm，轨枕埋入道渣深度应不小于轨枕厚度的三分之二。道床肩宽：采用钢筋混凝土轨枕时150mm。道床边坡可取1：1.5，道床顶面一般比轨枕面低30mm。

由表1底板水平与轨面水平的间距h6=400mm，底板至道渣面的高度h5=250mm。 3.2.4水沟

水沟一般布置在人行道一侧或空车线一侧，应尽量避免穿越或少穿越线路。在支护巷道中的水沟，靠边墙一侧应加宽基础100mm，以便铺设水沟盖板。水沟底板一般应高于结构基础面50~100mm。一般采用钢筋混凝土预制板，井底车场及主要运输平巷的水沟盖板与道渣面齐平。参照采矿设计手册，选取主要运输平巷用水沟，上宽310mm，下宽280mm，深度230mm，净断面积0.07㎡。

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图3-3 净断面尺寸（mm）

3.2.5管缆布置

管道布置在人行道一侧，采用托架或锚杆吊挂等方式，以方便检修，管道一般架设在巷道顶部，以减少腐蚀。

通讯电缆也布置在人行道一侧，动力布置在另一侧。敷设电缆时，两悬挂点的间距不大于3m，两根相邻电缆的上下距离不小于50 mm，电缆到巷道顶板的距离不小于300mm 。通风管路一般采用新型PVC软管，质量轻、韧性好。 3.2.6巷道断面主要尺寸的确定

巷道掘进高度 H=f0+h3+d0 巷道掘进宽度 B=B0+2d0

巷道净断面积 S净=（h2+0.263B0）B0 巷道拱圆断面积 S拱=1.33（B0+T）d 巷道墙断面积 S墙=2h3T 巷道净周长 P净=2h2+2.33 B0

巷道掘进断面面积 S掘= S净+h5×B0+S拱+ST 3.3采准与切割工作

程有阶段运输平巷、人行充填井、双格顺路天井、人行泄水井及溜井。切割工作主要有拉底巷道。

体内部，沿矿体的走向掘进阶段运输平巷。掘进方法为普通的凿岩爆破方法，掘进的过程中，破碎地带即使应用喷射机进行喷射砼支护，且在有必要的地方进行用锚杆支护。

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然后，掘进充填、行人双格天井。其是采用吊罐法掘进的，即由上阶段运输平巷，在矿块中间靠近下盘，用潜孔钻机打下向深孔达本阶段拉底空间；再在上水平安设绞车，绞车上的钢绳沿中心孔下放，钢绳下端吊挂一个吊罐；工人在吊罐上用普通的气腿式凿岩机打上向孔掘进天井。

切割拉底工作比较复杂，关系着整个矿块回采的安全性。由于矿体很薄，故直接在阶段运输平巷内打上向浅孔，以运输平巷为自由面扩大到矿块底的全断面，并在其上形成3m高的拉底空间。拉底空间形成后，在阶段运输平巷顶铺设2m厚的钢筋砼作为人工假底。假底中的钢筋网度为300mm×300mm，主筋φ12mm，副筋φ8mm，设为双层，层距为1m。同时，为了增加假底的承载力，还在上下盘围岩中打2m长的锚杆，将假底钢筋扎在锚杆上。

其它巷道均是在回采、充填时顺路架设。 3.4采准与切割工程量

由于，本采准巷道都是布置在脉内的，故副产矿量比较大，为3491.6t。具体的采准切害工程量如下表：

表3-3矿块采准切割工程量 工作项目 1．阶段运输平巷 2．人行充填井 3、拉底空间 合计 矿块矿量（kt） 断面规格 （m×m） 9 2.0×2.0 3.0×3.5 m 50 34×2 50 168 数量 m3 450 272 525 1247 Q=3.5×50×40×2.8/1000=19.6 千吨采切比：自然m/kt 9.9 m3/kt 73.2(取系数1.15后) 其中，采切比按长度的计算公式为： K1000LTkcq

式中Lcq——采切巷道长度，m；

Tk——矿块采出量；

代入数据得自然采切比：

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K1000LTkcq10001688.6m/kt19200 取系数为1.15后得，采切比为9.9m/kt。

采切比按体积的计算公式为

VK1000

cqTk

式中Vcq——采切巷道体积，m

Tk——矿块采出量；

代入数据得，

VK1000Tkcq1000145163.6m3/kt19600取系数为1.15后，得体积采切比为73.2m3/kt.

根据采矿方法的构成要素和各种采准切割巷道布置，选择各种巷道掘进的平

3.5 采准与切割循环图表

均先进水平速度编制了矿块的采准切割进行表如下：

表3-4矿块采准切割工作进行图表

工程量掘进速度完成时间进行顺序(月)工作项目 0.20.40.60.8月运输平巷人行充填井拉底空间时0.69个月。 3.6采准切割成本

5074502004002000.250.190.25 由此表，可以看出矿块的采切工程量较小，采切时间短。采准与切割共耗

用下表的形式计算一个矿块所需的采准切割的费用，并算出每吨矿石的采准切割费用。其中掘进的单价是从有关手册和类似矿山选取的。

表3-5矿块的采准切割费用表 工程项目 1、阶段运输平巷

工程量，m3 450 单价，元/m3 40 金额，元 18000 - 15 -

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2、人行充填井 3、拉底空间 合 计 采切成本（元/t） 272 525 60 30 2.55 16320 15750 50070 4 回采

4.1 凿岩爆破

（1）凿岩设备及能力：

选用YSP-45型凿岩机打上向中深孔，具体参数如下：

孔深： 3m 钎头直径：40mm； 钎头形式：一字柱齿； 每米炮孔成本：5.69； 凿岩机年作业率：m =70%； 台班效率：P =50m； 凿岩机台数：n=2；

nA Pq式中 n——凿岩机台数；

A——一工作循环内的崩矿量，t；

q——每米炮孔崩落矿量，t/m； P——凿岩机台班效率，m；

nA302.42.2 Pq503.015所以选用三台凿岩机，每台凿岩机配凿岩工人2名。

由以下的崩矿参数各一次崩矿的炮眼孔深总计达96m，并由上述三台凿岩机的台效，易得一次打完炮孔的时间为0. 64个班。

（2）炸药及崩矿参数：

用普通的二号岩石炸药进行崩矿，采用半秒电雷管起爆的方式。爆破时注意：炸药应妥善保管，最好能保证在10℃～30℃的温度范围内，注意防火和灭火的问题；存放期不超过8个月；确保爆破安全，电雷管起爆应特别注意防止

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早暴事件，防止静电、杂散电流、雷电激辐射电流等影响。

采用上向平行浅孔进行崩矿，为提高一次崩矿量，采用一次崩落整个矿房长度的矿量。同时，因上下盘围岩不稳固，故用一采一充的方式，即一次崩的矿石全部出完，立即进行充填。崩落的大块矿石在采场的矿堆上及时进行破碎，增加放矿速度。

炮孔方式：上向平行浅孔交错布置（见图4-1）；

图4-1炮孔布置方式

孔深：3m； 排距：1.0m； 孔距：1.1m； 最小抵抗线：

Wd7.85▲=(25～30)d取30d=1200mm. mq其中，▲——装药密度，kg/dm3；

τ——浅孔装药系数，取0.7～0.8； m——炮孔密集系数，ma，对于平行浅孔，m=1.0～1.2； Wq——单位炸药消耗量,kg/m3（见表4-1）。

表4-1井下炮孔爆破单位炸药消耗量参考值 矿石坚固性系数f 单位炸药消耗量kg/m 33～5 5～8 8～12 12～16 >16 0.2～0.35 0.35～0.5 0.5～0.8 0.8～1.1 1.1～1．5 每米炮孔的装药量：

QhqmW2L

其中，Qh——每米装药量，kg/m；

q——单位炸药消耗量，kg/m3；

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m——密集系数，一般取1.0～1.2； W——最小抵抗线，m； L——孔深，m。

由于此矿石的坚固性系数f=8～10，则由表4-1取单位炸药的消耗量q=0.8 kg/m3，，代入数据后得Qh=6.912kg/m；

一次爆破的装药量：331.78kg；一次崩矿量：2.8×3×18×3.5=529.2t。预计装药爆破时间达4小时，即0.5个班。 4.2 通风

全矿通风确保全天24小时不停，派专人看管，通风工作人员“三·八”制工作，矿井局部通风机根据具体情况调用。

由于采用上向水平分层充填法进行采矿属于无耙道型或硐室型采场，凿岩、充填、出矿等作业都在采场内进行，通常采用贯穿风流通风即可满足安全生产的需要。同时，本采矿方法满足一个采场有两个通风及安全出口，且采空区及时充填，通风效果比较好。新鲜风流从本阶段运输平巷，经顺路架设的放矿人行双格天井（干充的矿房内）及泄水井（胶充的矿柱内）到达采场清洗工作面，污风从充填人行井到达上阶段的运输平巷，最后排到地表。风流路线见图4-2。

图4-2通风路线图

设一个回采进路的需风量为qhrm3/s，则按排除炮烟计算工作面风量，根据“中南工业大学公式”：

qhrNLS t通风路线图本阶段运输平巷人行充填井2.人行泄水通风井回风井采空区清风污风式中：

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L ——采场长度，m； S ——采场过风断面积，m2；；

t ——爆破后排烟通风时间，s，对采场一般取1200s-2400s；

N ——采场中炮烟达到允许浓度时，风流交换倍数，试验得N=10-12，建议取大值。

根据上式，取N=10；t=1800s；又整个采场都为过风断面，则S=60平方米，L=30m ,代入得：一个采场的风量为10 m3/s。 4.3 出矿 （1）出矿设备：

选用2DPJ-55型电耙出矿，该设备的耙斗容积为0.5～0.6 m3，耙运矿岩的块度应小于650mm，耙运距离小于40m，台班生产能力达80～100t。 （2）出矿方式及能力：

采用上述电耙在采场内多点不固定耙运矿石，设备随回采工作面得上升，不断变更，灵活轻便。耙落的矿石经布设在胶结充填体中的溜井或架设在矿房两端的顺路井溜进本阶段运输平巷。在溜井的放矿口处，设置振动放矿机，以保证矿石均匀、连续放出。但是，本采矿方法是采用浅孔落矿，大块的产出率较低，一个出矿点的矿量也较小，故采用一个外形尺寸都较小的轻型振动机，相应的底部结构也较简单（见图4-3）。

图4-3振动放矿机

由于，采场的长度为30m或20m，远小于40m，又根据类似矿山的经验，选取其台班生产能力为100t。在采场内布设一个电耙进行出矿，则一次崩落的矿石要3.024个班才能耙完。 4.4充填

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（1）充填材料制备：

由于先采的部分是矿房，进行的是尾砂胶结充填。充填料的直接来源即为选厂排出的尾砂，但考虑到全尾砂不易输送且排水困难，故采用脱泥分级后的分级尾砂。胶结材料用水泥及粉煤灰。

尾砂胶脱泥胶结充填料的制备工艺如下：将来自选矿厂浓度约为18%～20%的混合料浆，通过分配池和给矿槽供给两台φ3550mm×3550mm搅拌槽，然后用6/4D-AH渣浆泵从搅拌槽输送到φ250mm×8mm的旋流器组，得到+37υm的分级尾砂。经过分级后的尾砂用砂泵送入500m3的立式砂仓，仓面装有料位探测仪。高压水喷嘴造浆的尾砂浆由仓底卸料管上装的电动阀控制放出，由电磁流量计控制流量。用γ浓度计调节浓度系统的加入量。根据生产需要确定给量值控制砂浆流入搅拌桶。水泥及粉煤灰由弹性叶轮给料机供料，经螺旋电子称计量加入搅拌桶。最终，制备出灰砂比为1:4～1:6水泥尾砂胶结材料，强度为3～4Mpa。搅拌桶内设有液位检测调节系统，使胶结充填料浆保持在一定的高度上，混合物后充填料浆通过充填管自重输送到采场。 （2）充填方法及工艺：

为了提高采场的生产能力，为充填体的养护挣取时间，可以采用以充填天井为界分区充填的方式，即先耙运有泄水井的一侧矿石，待此分区矿量出完后，就立即进行充填，与另一侧的出矿同时进行。

充填工艺比较复杂，大致经过充填准备、充填泄料、充填接顶及充填体的养护等。

1.充填准备

1)出矿完毕后，清理采场地板和边角处的残矿，将设备移出采场或移至采场一端或悬吊在工作顶板上。

2)顺路架设溜矿井及泄水井，其中溜井采用四块弧形的钢筋砼预制件，而泄水井外应该包裹金属网、粗麻布以有利于滤水，内部架设梯了用于行人；

3)在矿房和间柱之间构筑隔墙，构筑方法为：充填前在隔墙边界上立模板或其他模板，然后充以强度10～15Mpa混凝土；

4)架设充填管路，采场一般使用Φ76～100mm软管作充填管，软管从充填井放下，采用后退式充填；

5）在分区充填的地方构筑充填挡墙，防止跑砂。

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2.采场泄料充填

1)胶结充填时，先放水冲洗疏通充填管路10～15分钟，再由远而近向泄水井方向泄放胶结充填料，以利于充填水从泄水井渗泄排出。充填料堆放面应低于人行泄水井和溜井口50～100mm，避免充填料从井口溢流和跑砂。待充填水泄出采场后，先平整充填场地，然后铺以0.15～0.3m厚的砼地板，防止粉矿渗入充填料中而造成损失与贫化，亦提高电耙的耙矿效率。

2)接顶充填：矿房全部回采结束后，进行接顶充填。接顶充填的质量影响对围岩的支护作用，也影响顶底柱回采的安全与可靠程度。接顶一般采用分区、分次加压输送充填料，即在接顶层分区段构筑隔墙，先充1～2次，让充填 料沉缩后，再用砂浆泵泵送充填料强行灌入接顶的缝隙中，以利于提高接顶充填的密实性。同时，为了及时观察到充填的接顶情况，还可在顶部的一侧钻进一些观测孔，若有充填水或充填料浆溢出，则证明充填接顶工作完好。但近来，有关研究表明，充填接顶率达到50%时，即可提供安全的承载力，从而大大地简化了充填接顶工艺。

3．胶结充填体要养护1～3天，才可进行下一分层的回采。根据类似矿山的经验，本矿山取出2天的养护时间。 （3）充填能力

根据类似的矿山及有关研究，细砂管道自流胶结充填的能力达60～80m3/h。本矿山取用小值60 m3/h，又一次充填量为一分层的高度，即120 m3，则充填泄料时间应为2小时。故一个分层的充填时间应为充填准备、充填泄料及砼地板铺面需耗时一个班的时间。

4.5回采作业循环

采用凿岩机三岩凿岩机，每一台配2个工人，一次打完全部炮孔。用一台电耙分区出矿，即以充填天井为界，一侧充填，另一侧出矿。

一个作业循环包括凿岩、装药爆破、出矿、平场、充填准备、充填、铺设路面及养护，一个工作循环的时间为10.279个班（见表4-2）。

表4-2回采作业循环表

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由上述计算可知，一个回采循环的崩矿量为529.2t,则采场日产矿量能

力为51.4t。又整个矿房的矿量为7840t,则一个矿房的回采时间为14.8个循环，耗时为152.2个班，即51天。则一个矿房的采切、回采、充填寿命为71.7天，整个循环内的日平均生产能力为109.3t。设矿山的年生产是为330天，则易得4个矿房同时回采才能达产。

5 矿柱回采

5.1矿柱回采方式

矿柱是在矿房的胶结充填体的保护下采用上向分层水平废石或尾砂非胶结充填法，即上向平行浅孔崩矿，电耙出矿，块石及尾砂非胶结充填。矿柱的回采方法图见图5-1。

ⅡⅠ ⅡⅠⅠⅠ

ⅡⅡ矿柱回采方法图2.上阶段运输平巷1.本阶段运输平巷7.炮孔6.钢筋砼假底5.砼隔墙4.双格顺路天井3.双格先行充填井9.胶结充填保护矿柱8.尾砂充填体- 22 -

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图5-1上向分层水平非胶结充填法回采矿柱图

凿岩、崩矿及出矿的方法和矿房回采的方法相同。则一次钻进的炮孔深度为156米，两台凿岩机进行了凿岩的时间为1.04班。一次崩矿量为823.2t(=28×3.5×3×2.8)，一台电耙所需时间为4.704班。

非胶结充填料的来源有三个方面：其一，地面采石；其二，掘进废石；其三，选厂尾砂。石料应在破碎站先进行破碎到一定粒径，再充入采场。

充填前，在矿柱的两侧顺路架设人行放矿井。充填时，用矿车将块石及尾砂干式充填料运输到充填天井卸载，让充填料自重溜放到采场，然后用电耙耙平。最后，干式充填体上铺设0.2～0.3米厚、强度为5～8Mp的砼，养护24小时后就可以进行下一分层的作业。根据类似矿山的矿石、尾砂非胶结充填的能力，选取矿柱的充填能力为100t/h，则一次回采的充填时间为0.21个班。 5.2回采作业循环

由以上的工艺可算得矿柱的回采作业循环图表为：

表5-1矿柱的回采作业循环

由上表可知，一个回采循环为7.727个班，则采场的是出矿能力为182.6t又一个矿柱去除采切时的副产矿量后的备采矿量为4877t ，一次崩矿量为470.4t，则一个矿柱的回采要10.37个循环，即为81个班，27天。

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6.采矿方法技术经济指标

表6-1主要技术经济指标 序号 1 项目 地质条件 单位 g/t t/m3 m 度 万t/a m m m t 自然m/kt m3/kt 元/t 元/t t/d % % 元/t m3/h 元/t 数量 Au，5.7 2.8 3.5 50 10 40 50 3.5 19600 9.9 73.2 2.55 9.73 88.26 3~5 5~8 14 60 26.28 备注 根据类似条件矿山选取 根据类似条件矿山选取 根据类似条件矿山选取 根据类似条件矿山选取 1.1 矿石品位 1.2 地质储量 1.3 矿石体重 1.4 矿体厚度 1.5 矿体倾角 2 3 设计生产能力 矿块构成要素 3.1 阶段高度 3.2 矿块长度 3.3 矿块宽度 3.4 矿块矿量 4 5 6 7 8 9 10 11 12

千吨采切比 采切成本 回采成本 采场生产能力 损失率 贫化率 充填成本 充填能力 总成本

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参考文献：

【1】《采矿设计手册》编写组，《采矿设计手册》矿床开采（下），中国建筑工业

出版社,1988年。

【2】《采矿设计手册》编写组，《采矿设计手册》4，冶金工业出版社，1990年 【3】解世俊主编，《金属矿床地下开采》，冶金工业出版社1979年 【4】中南矿业学院，《井巷工程》，煤炭工业出版社，1980。 【5】王英敏主编，《矿井通风与安全》，冶金工业出版社，1979年 【6】陶颂霖主编，《凿岩爆破》，冶金工业出版社，1979年

【7】《冶金矿山设计参考资料》编写组，《冶金矿山设计参考资料》，冶金工业出

版社1979年

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