浅孔留矿法采矿方法设计

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1、摘要本设计针对山东某矿山进行开采毕业设计，主要是针对该矿山V-1矿体和V-4矿体的开采 方法设计。根据矿体的地质和赋存条件选择竖井开拓作为本设计的开拓方案；采矿方法选用浅 孔留矿法；通风系统为抽出式通风，新鲜风流从阶段运输巷道经人行天井及联络道进入采场内 部到达上回风平巷排出地表。关键词：竖井开拓；浅孔留矿法；抽出式通风AbstractThis design for a mine in Shandong mining graduation, mainly designed for the mine mining methods V-1 and V-4 orebodies orebody. Se

2、lect shaft development as a pioneering program in accordance with the design of geological and ore occurrence conditions; mining method selection shrinkage stoping method, divided along strike rule room and pillar mining, room and pillar mining arranged alternately; ventilation system exhaust ventil

3、ation, fresh air flow from the stage by the peoples Bank of haulage access road into the interior patio and stope reaches back to the wind drift on the surface discharge.Keywords: shaft development, shrinkage stoping method, exhaust ventilation目录摘 要iAbstract ii1. 矿山概况11.1. 矿区的位置、交通及气候条件、隶属关系及企业性质11.

4、2. 自然地理与经济概况11.3. 设计范围11.4. 建设条件21.5. 地区地质 21.6. 地质储量 21.7. 地质条件31.8. 开采技术条件32. 开拓设计 42.1. 开拓方案选择的原则42.2. 开拓方案选择的要求42.3. 开拓方法的分类 52.4. 开拓方法初选 62.5. 开拓方法初选72.5.1. 中段82.5.2. 提升82.5.3. 运输82.6. 本章小结 83. 采矿方法（专题）93.1. 矿床开采技术条件93.2. 选择采矿方法的准则93.3. 采矿方法初选及确定 103.3.1. 浅孔留矿法： 113.3.2. 上向水平分层充填采矿法123.3.3. 初选采

5、矿方法具体综合对比133.3.4. 采矿方法确定 173.4. 浅孔留矿法 173.4.1. 浅孔留矿法结构参数 173.5. 采准切割 183.5.1. 采准切割工程 193.5.2. 工程量 203.5.3. 采准切割时间安排 203.5.4. 矿块中的可采工业储量 203.5.5. 矿房回采出矿石量 213.5.6. 千吨采切比 213.5.7. 采矿方法三视图 223.6. 回采 223.6.1. 凿岩爆破 223.6.2. 装药爆破 233.6.3. 矿石的搬运设备和放矿 243.6.4. 采场顶板管理 253.6.5. 采场通风 263.6.6. 回采作业组织和时间表安排 273.

6、6.7.采矿方法技术经济指标283.7. 本章小结 284. 通风系统 294.1. 拟定矿井通风系统方案的基本要求 294.2. 拟定矿井通风系统进回风方案 294.3. 风量的确定 294.4. 主扇安装 304.5. 通风设备 304.6. 通风制度 305. 矿山三废处理 315.1. 废水 315.2. 固体废弃物 315.3. 粉尘及废气 315.4. 噪声 325.5. 绿化 335.6. 环境影响评价 33总结：34参考文献：35附图36I上向水平分层干式充填法36II浅孔留矿法36III通风设计图36致谢1. 矿山概况1.1. 矿区的位置、交通及气候条件、隶属关系及企业性质本

7、金矿位于山东省某市下一村镇。矿区某市市约12Km，交通便利，均有公路相接，交通 方便，见图 1-1。采矿证范围共有四个个拐点圈定，面积0.271km2,开采深度：160m260m标高，矿区 范围拐点坐标见表 1-1。表 1-1点号X 坐标Y 坐标14094862.0021371244.0024095782.0021371372.0034095746.0021371595.0044094802.0021371596.0012自然地理与经济概况区内地形起伏不大，为低山丘陵区，山丘多呈北北东向分布，矿区西高东低，最高海拔标 高+182.0m，最低处标高+67.0m，相对高差115m。本区基岩裸露情况

8、较好，第四系覆盖面积较 少,厚度一般小于2m,局部厚度达10m；区内多为季节性河流及冲沟。本区属暖温带季风型大 陆性气候，多年平均气温11.8C，年最高气温35.2 C，多年平均降水量858.4mm，年最大降水 量 1211.4mm。区内人口、居民点密度中等，自然地理条件较好，农业发达，机械化程度高。工业主要有 机械工业、化工业、建筑业；农业以小麦、玉米等农作物以及花生、苹果、梨、葡萄等经济作 物为主；区内矿产资源主要以金为主，次为建筑石材、建筑砂等，其中金矿是区内最主要的矿产开发业，是乳山市经济支柱产业。1.3. 设计范本次设计范围为本金矿区范围内的所有矿体。本次设计利用资源储量（122b+

9、333+低品位）矿石量179353t，金平均品位2.81X10-6，金 金属量504.80kg。伴生铜金属量189t，铜平均品位0.11X10-2。伴生纯硫量6600.75t，硫平均 品位3.68 X 10-2，折合硫标矿18860t。1.4. 建设条件（1）区内交通十分方便，供水、供电条件优越，当地材料供应充足，建设条件较好；（2）矿山已生产多年，道路、供水、供电、生活福利设施等已形成，满足本次设计要求。1.5. 地区地质该金矿床 2003 年核实报告圈定矿体 14 个，通过近几年矿山采矿、探矿，截止 2008 年底， 矿区保有矿体 9 个，分别为 V-1、V-3、V-4、V-4（2）、V-

10、4（4）、V-5、VI-1、VI-1（1）、VI-2 号矿体，其中V-4、VI-1号矿体规模较大，分别占保有矿体资源储量总量的29%和19%。主要 矿体特征叙述如下：（1）V-4矿体V-4矿体赋存在V-1号矿脉中，矿体分布在8285线之间，保有矿体赋存标高+12-125m。 矿体呈脉状，最大长度70m，最大斜深125。走向20，倾向南东，倾角5265。矿体 厚度0.45-7.28m,平均厚度1.82m，平均品位2.85X10-6，属有用组分分布均匀类型矿石。矿 石类型为黄铁矿化石英脉型。矿体内无夹石，为单一脉状，矿体内部结构简单。（2）切-1矿体W-1矿体赋存在W-1号矿脉中，由南北两个矿体组

11、成，矿体分布在6872线之间，保有 矿体赋存标高+70-62m。矿体呈脉状，最大长度130m，最大斜深112m。走向30，倾向南 东，倾角5357。矿体厚度0.405.91m，平均厚度1.25m，矿体金品位在1.0517.25X 10-6，平均品位3.19X10-6，属有用组分分布均匀类型矿石。矿石类型为黄铁矿化石英脉型。 矿体内无夹石，为单一脉状，矿体内部结构简单。1.6. 地质储量根据矿床成矿规律、矿体规模，以及矿区地质勘探工作，通过进行补充地质探矿、基建探 矿和生产探矿，既可提高资源量级别，又可增加矿床资源量。根据矿床矿体特征及其分布并参照矿山实际情况，资源储量核实较上一次核实，矿石量减

12、 少2976t，负变1.31%，金金属量减少451kg，负变39.05%。因此对控制的经济基础储量（122b） 设计利用系数 0.85，推断的内蕴经济资源量（333）设计利用系数0.75，低品位（333）设计利 用系数 0.6。本次设计利用资源储量（122b+333+低品位）矿石量179353t，金平均品位2.81X10-6，金 金属量504.80kg。伴生铜金属量189t，铜平均品位0.11X10-2。伴生纯硫量6600.75t,硫平均 品位3.68 X 10-2，折合硫标矿18860t。1.7. 地质条件矿区地处丘陵山区，主要地层为胶东群古老变原岩系和大面积和混合花岗岩，地表水系不 发育，

13、无大水体，地表沟谷发育，大气降水排泄条件好，矿区水文地质条件简单。地下水主要 为裂隙潜伏水面形成存在，地下水的补给主要是大气降水。矿区主要含水岩层有第四系孔隙含 水层、基岩风化裂隙含水层及构造裂隙含水层。地表无大的水体，大气降水是主要补给源。矿 床主要充水因素是构造破碎带构造裂隙水。预计井下正常涌水量为500m3/d，最大涌水量为 800m3/do水文地质条件属简单类型。1.8. 开采技术条件矿区矿体属含金黄铁矿石英脉型。矿石结构有自形及半自形粒状结构，固熔体分离结构， 压碎结构和角砾状结构，交代残余结构等。矿石构造有块状构造、浸染状及细脉浸染状构造、 蜂窝状构造角砾状构造等。岩石普遍发育有不

14、同强度的蚀变现象。矿体顶底板围岩为硅化花岗 岩、黄铁矿化硅化花岗岩、黑云斜长角闪片麻岩，其次为煌斑岩，岩石为中粗粒结构，斑状结 构，块状构造及片麻状构造。岩石致密坚硬。矿体及顶底板围岩均属于相当硬的岩石，岩石质量等级属一般，岩体质量属中等。从探矿 坑道观察，除少量断裂发育的地段，特别是矿体上下盘破碎地段与煌斑岩沿北东向断裂出露地 段，岩石较为破碎，需要进行支护，其它大部分巷道壁及顶岩石稳固，不需要支护。坑道围岩 稳固，多年来井下开采无大面积坍塌、冒顶现象，对采矿没有产生较大的影响。属工程地质条 件简单类型矿床。2. 开拓设计2.1. 开拓方案选择的原则（1）确保安全生产、创造良好的劳动卫生条件

15、，建立完善的通风、提升、运输、排水、 充填等矿山服务系统；（2）技术可靠，满足矿山生产能力的要求，以保证矿山企业的均衡生产并能顾及到矿山 发展远景；（3）基建工程少，投资省，经济效益好；（4）不留和少留保安矿柱，以减少矿石损失；（5）地表总平面布置应不占或少占农田。2.2. 开拓方案选择的要求（1）要保证井口、平硐位置的构筑物不受地表塌陷等自然灾害的破坏，建造井口时其标 高要高于历年水位 2-3 米左右。（2）通常稳固的岩石中更适合主要井巷的选取，避免开凿在含水层、断层或受断层破坏 的岩组中，特别是在岩溶发育的地层和流砂中更应避开。竖井、斜井、长溜井等通常应打检查 孔以查明工程地质情况。长平硐

16、、长斜井所通过的地段应有工程地质纵剖面图，以利更好确定 主要井巷位置、方向和支护型式，同时应考虑有关施工方法和措施等问题；（3）井筒（或平硐）位置尽量避开移动带，如果不可避开时要留保安矿柱。（4）主要井巷出口位置的布置时要考虑到各种建筑物、构筑物、调车场、堆放场地和排 弃场等设施的便利条件，同时不能占用农田或不用农田。（5）井巷位置应选在地表或坑内，保证工程量少；建设快；和到选厂（破碎站）的总运 输功小。（6）每个矿井应有至少两个独立安全出口通往地表。并且这俩个安全出口的距离要大于 或等于 100 米；大型矿井、矿体条件复杂，走向超过 1000m 时，应在端部设安全出口。（7）矿井的主要出口（

17、平硐、竖井、斜井、斜坡道）一般应考虑留有一定的备用提升能 力和运输能力，对于远景储量大的矿山，更应要保留有较大的空地。（8）一般情况下为了保证长期使用主要井巷均应布置在矿体下盘，只有在下盘工程地质 处于比较恶劣条件条件时，才考虑将主要井巷布置在上盘。2.3. 开拓方法的分类依据矿床地质赋存特点、地表构造条件、主要井巷布置位置的选择和井巷的形状的不同等，开拓方法可按来年各种情况分类，见下表 2-1：表 2-1 各种开拓方法的情况分类开拓方式分类井巷型式典型开拓方案脉内斜井开拓斜井开拓法斜井下盘斜井开拓侧翼斜井开拓单竖井开拓法竖井竖井多水平分层分区式开拓一竖井阶段分区式开拓开直线式斜坡道开拓拓斜坡

18、道开拓法斜坡道螺旋式斜坡道开拓法折返式斜坡道开拓沿矿床走向平硐开拓平硐开拓法平硐垂直矿床走向上盘平硐开拓垂直矿床走向下盘平硐开拓平硐与斜坡道开拓平硐或井筒与斜坡道平硐竖井斜井斜坡道斜井与斜坡道开拓联合开拓法竖井与斜坡道开拓联合开明井与盲井联合开拓明竖井明斜井盲竖井盲明竖井与明盲竖井开拓拓法斜井明竖井与盲斜井开拓法明斜井与盲斜井开拓平硐与井筒联合开拓平硐与竖井或斜井平硐与斜井开拓法平硐与竖盲井或斜盲井。平硐与竖井开拓平硐与盲竖井开拓2.4. 开拓方法初选本矿区的整个矿体都位于基准面以下，矿体的倾角 4070之间，大多集中在在 5070之间，平均 60，由此我们可以初步得出两种可行的开拓方案：方案

19、1：斜井开拓法方案 2：竖井开拓法斜井开拓法斜井开拓法就是以斜井为主要开拓巷道来开拓矿床的方法。适用于开采缓倾斜或倾斜矿体 （倾角1545）,矿体赋存在当地侵蚀基准面以下，埋藏又不深的中小型矿山。利用高强度 胶带输送机和钢绳牵引胶带输送机作为斜井提升设备时斜井的适用范围更加广泛，矿体倾角为 缓倾斜到急倾斜，开采规模可在中性以上的矿山，斜井设计为倾斜45度。斜井开拓的主要优点分别是：斜井初期经济人力等投资较少、开拓所需要的时间短、石门 长度较短、运输的路程比较短等。缺点主要是：斜井的提升速度较竖井慢、提升矿石量相对较少、其井巷的维护消耗较高、 斜井中矿车安全系数比竖井小，导致事故相比之下较多等。

20、竖井开拓法当矿体赋存在当地侵蚀基准面以下采用，是我国矿山开拓系统中使用最为广泛的开拓方 法。竖井开拓主要适用于矿体在地面以下的矿山，且当矿体埋藏比较深而矿体的倾角小于15， 或者矿体的倾角大于 45时，我们首先考虑使用竖井开拓。一般竖井的提升能力比斜井大，且 易于维护，故金属矿山广泛采用竖井开拓方法。竖井开拓的主要优点是：矿石的提升速度快、井巷中管道电缆等铺设相对较短。 缺点主要是：工程初期的投入较大、开拓初期准备比斜井复杂、石门的开拓距离较长、施 工所用人员设备多等。开拓方案工程量比较见表 2-2：表2-2矿床开拓方案工程量比较表工程 竖井开拓斜井开拓 工程量项规格（m）面积长度体积规格面积

21、长度体积差目(m2)(m)(m3)(m)(m2)(m)(m3)开拓巷主井428.473008542412.577108924.7道副井4.5m井巷工13.2140001321013.21400013210程合计2175222134.7-382.7二种开拓方案经济比较见表 2-3：表 2-3指标名称竖井开拓斜井开拓两者差基本建设投资开拓巷道（包括掘进和安装）（万236.4246-9.6元）地面工程（包括土石方）（万元）4030+10合计：金额（万元）276.42760.6百分比（%）0.221000.22金额（万元）750780-30百分比（%）96.2100-3.8基建时间（月）56-12.5

22、. 开拓方法初选通过斜井开拓与竖井开拓之间的比较，再结合本矿山的实际情况，从矿山生产能力、竖井 的提升能力大小、运输的安全性等出发，再根据该矿山的设计生产能力为 3.3 万吨/年，所以在 此选择竖井开拓法在采用双翼竖井开拓方案时，矿体井下开采运输通风线路和各个阶段巷道的开拓就只能是 单以方向的。掘进及运输线路较长，掘进速度受一定限制。 此开拓法通常适用于下列情况:（1）上下盘岩体工程地质条件较坏，不利设置竖井。而侧翼工程地质条件较好。（2）上下盘地表工业厂地或井口布置上受地形限制。而矿体侧翼有合适的工业场地时。（3）当地下矿体倾角比较平缓时适用。因为竖井如果布置在上盘或下盘会导致石门的掘 进量

23、较大。（4）当矿体在走向方向长度较短时适用，因为开拓的掘进量小，从而使运输费用降低。（5）在矿体侧翼应该布置尾矿处理设施和选矿厂，需要注意的是地表矿石的运输应该与地下矿石运输方向相同。2.5.1. 中段为完善矿区的开拓系统，确保矿区井下必需的安全出口，设计将原79线竖井的-10m中段 与原69线竖井的+5m中段相贯通，-40m、-80m中段相贯通，形成统一的开拓系统。2.5.2. 提升竖井采用2JTP-1.6/20提升机，2#轻型单层罐笼配平衡锤的提升方式，担负矿区矿、岩、 人员、设备、材料等提升任务，井筒内设梯子间，作为井下安全出口。2.5.3. 运输设计采用下盘脉外加穿脉运输方式，坑内采用

24、电机车和人工推车相结合的运输方式。 -80m 水平为集中运输中段，采用有轨运输，3t电机车牵引0.7m3翻斗式矿车运输矿、岩，重车下坡。 其它中段均采用人工推车运输方式。 -80m 水平以上，采用人工推车将矿、废石运至矿、废石 溜井内下放到-80m集中运输中段；-80m水平以下，采用人工推车将矿、废石运至79线竖井 车场，然后由79线竖井提升至地表。2.6. 本章小结本设计开拓方式：69 线井为地表明竖井开拓， 79 线、 82 线井采用明竖井+盲竖井联合开 拓，根据矿山实际，经与矿方结合，本次设计推荐中央竖井（79 线井），两翼风井（69 线和 82 线）的开拓方式。3. 采矿方法（专题）3

25、.1. 矿床开采技术条件主要矿体V-4矿体、W-1矿体的倾角大致在5070。之间，矿区矿体属含金黄铁矿石英 脉型。矿石结构有自形及半自形粒状结构，固熔体分离结构，压碎结构和角砾状结构，交代残 余结构等。矿石构造有块状构造、浸染状及细脉浸染状构造、蜂窝状构造角砾状构造等。岩石 普遍发育有不同强度的蚀变现象。矿体顶底板围岩为硅化花岗岩、黄铁矿化硅化花岗岩、黑云 斜长角闪片麻岩，其次为煌斑岩，岩石为中粗粒结构，斑状结构，块状构造及片麻状构造。岩 石致密坚硬。矿体及顶底板围岩均属于相当硬的岩石，岩石质量等级属一般，岩体质量属中等。从坑道 围岩稳固，多年来井下开采无大面积坍塌、冒顶现象，对采矿没有产生较

26、大的影响。属工程地 质条件简单类型矿床。矿石主要技术参数：松散系数：1.6硬度系数：f=814矿石体重：3.00t/m3岩石体重：2.70t/m3金平均品位：2.81X10-63.2. 选择采矿方法的准则选择一个合理的采矿方法必须满足下列条件：（1）首要条件是工作条件满足安全生产的要求。矿石开采过程中，当发生地下地质灾害 时要全力保证工人以及设备的安全；保证地下设备与人员的安全 ；需要保护的地标建筑和构 筑物不因采矿而受到破坏等。（2）具有合理的、高的采矿强度。（3）满足选矿工艺要求，并要求贫化损失小。应尽可能地提高矿石回收率，降低贫化率。（4）满足矿山产量要求，要求生产能力大，劳动效率高。采

27、准切割工作量小，生产率高， 消耗低、成本少。（5）达到良好的经济效果，尽量采用高效率、低成本的采矿方法。考虑采矿技术合理性， 积极采用新的采矿方法，最新开采掘进设备。（6）合理利用并开发矿产资源，坚持“贫富兼采、厚薄兼采、大小兼采”的原则。3.3. 采矿方法初选及确定根据采场方法选择的因素条件和分析统计的资料及矿体条件和回采工艺条件，分析研究选 择的否决条件和控制条件，就可以优选出二种或三种可行的方案，在按其倾角和厚度就容易进 行采矿方法的分组而分组一般又与辅助条件有某些对应性的关系。对照有代表的方案，绘制采 矿方法方案标准图，并选定有关技术经济指标。根据各项指标采矿方法初选比较见表 3-1。

28、表 3-1序号可排除的 主要地质及开采技术条件 较适合的采矿方法采矿方法型及产量脉型，日产量 100t水平分层充填法主要考虑因素该矿床特征特征地表允许崩落允许空场法；的可能性崩落法矿石和围岩的矿石稳固空场法；崩落法稳固性围岩稳固充填法房柱法；全面法；分段矿房法；浅孔留矿法；阶段矿房法；平均厚度 1.5m, 倾矿体的厚度和角 50-70属急倾斜沿矿体走向布置的上向矿房垂直矿体走倾角薄矿体；,水平分层充填法向布置的上向水平分层充填法；分采充填采矿法；单层充填采矿法；方框支架充填采矿法留矿法；矿床及矿石类黄铁矿化石英沿矿体走向布置的上向经过上面采矿方法的初步比较，从中选出了两种较为可行的方案，分别是

29、浅孔留矿法和分沿矿体走向布置的上向水平分层充填法。并将这两种方法再进行系统的比较。3.3.1. 浅孔矿法：留矿法广泛适用于有色金属矿山，该采矿方法应用历史久远，开采技术成熟。它适用于开 采矿体产状稳定，形状比较规整；不具氧化性，结块性和自燃性等物理性质；矿石和围岩均稳 固的倾斜或急倾斜薄矿脉。该采矿方法具有如下特点：（1）浅孔留矿法可分为空场法中，矿块划分成矿房和矿块两部分，先将矿房回采完成后， 再对矿柱进行回采；（2）浅孔留矿法采矿方法采矿工人可以直接在矿房中大暴露面下工作；（3）浅孔留矿法是自下而上分层回采矿房，使用浅孔崩薄矿石；（4）矿房中每次采切下的矿石，将其中大约 1/3 的矿石从矿

30、房底部的放矿漏斗放出，所剩下的矿石不放出而是作为下一次工作的平台。最后再将所剩矿石一次性放出。（5）凿岩工人是站在留矿堆上进行作业的。主要优点为：（1）浅孔留矿法结构简单，工程管理方便，开采工艺简单，生产技术易掌握；（2）不需要使用机械设别进行放矿，直接利用矿石自身重力达到放矿目的。（3）无论矿体地薄厚，采场中采切量都比较小，生产能力大；（4）矿石损失贫化比较低，无粉矿损失，采矿成本低。主要缺点为：（1）所留矿柱的矿量占的比重较大；（2）矿块中所进行的工作量较大，而且不容易进行机械化操作，在留矿法回采工艺中， 象凿岩、平常、顶板管理、出矿等都难以全部实现机械化。由于这个原因许多国家的留矿法仅

31、用于采用机械化开采较难、品味矿极高的薄矿脉的开采；（3）对于那些矿体较薄以及围岩不稳固的矿体时，矿石的贫化率较大；（4）工人直接在暴露的矿石下工作，安全性较差；（5）出矿受到薄矿等作业的限制，日出矿能力低；（6）矿石要进行合理破碎块度要求不大于350 mm,不然方矿漏斗会容易卡堵。（7）机械化水平较低，应推广放矿机的应用，以及爬罐法掘天井等技术的应用。浅孔留矿法米矿方法如图3-1：1：上阶段运输巷道2：炮孔 3：崩落的矿石 4：间柱5：放矿漏斗6：底柱 7：阶段运输巷道8：拉底巷道9：天井10:天井人行联络道图3-13.3.2. 上向水平分层充填采矿法上向水平分层充填采矿法属于干式充填法的一种

32、。它也是两步骤回采，向下而上分层回采。 随着工作面以向上推进，逐层充填采空区，用以支撑上、下盘围岩并造成不断上采的作业条件。 当矿房采到最后一个分层后，要进行接顶充填。矿房采完后，再有计划地回采矿柱。上向水平分层充填采矿法的特点是：将矿块划分为矿房和矿柱，先采矿房，后采矿柱；回 采矿房时，自下向上水平分层进行，随工作面推进，逐层充填采空区，并留出继续上采的工作 空间；充填体维护两帮围岩，并作为上采的工作平台；崩落的矿石用机械方法将矿石运至溜井 中；矿房回采到最上分层时，进行接顶充填。优点是：（1）矿石损失贫化小；可使用无轨设备。采用充填法能保证实现降低损失贫化的各种措施， 其损失率一般只有在4

33、%10%，贫化率只有在10%15%。（2）防护条件较好。能够加强通风，减少辐射物质对人体的危害。缺点是：充填成本高；充填系统复杂；矿柱回采困难；效率较低，劳动强度大。上向水平分层充填采矿法采矿方法如图3-2：1：沿脉平巷2：天井3：联络通道4：充填井5：矿块放矿溜井矿房的宽度50m 长度44 m顶柱4.4 m底柱6m图3-23.3.3. 初选采矿方法具体综合对比（1）采准切割量比较a.典型的浅孔留矿法采准切割布置包括运输巷道、人行通风天井、天井联络道、漏斗颈、拉底、 扩漏。运输巷道一般沿矿脉靠下盘掘进。矿块人行通风天井通常设在间柱内，从阶段运输巷道开 始，沿矿脉下盘接触面掘进回风平巷。联络道用

34、来联络矿房和天井，一般从天井内每个5米到 6米垂直高度掘进一条，矿块俩侧的人行联络道彼此交错布置。拉底平巷位于底柱之上，俩个间柱内的最下一个联络道相向掘进形成，漏斗颈自阶段运输 平巷向上开掘，每隔57 米布置一条。切割包括拉底和辟漏，它的作用是为回采工作开辟自由面，为爆破创造有利条件，同时形 成受矿漏斗。在留矿柱的矿块中，拉底的高估为 2 米，面积与矿房一致。浅孔留矿法采切工程量表如图 3-2：表3-2浅孔留矿法采切工程量表项巷巷道长度巷道断面体积工业矿采出矿标准掘进米目工作阶段道单长W）（m3）量（t）量（t）数（m）名数岩矿称目石石人行天井150420054054050采联络道152.14

35、12634034031.5准运输平巷1506.5325877.5877.581.25切漏斗颈和228.6228.6228.6割扩漏拉底平巷1504200540540采切合计1079.52486.12816.2162.85说明：以人行天井采准工程量为例：其中断面面积为2X2=4体积：50X4=200工业矿量：200X2.7=5402.7为岩石的体重采切阶段的工业矿量和采出矿量相等。因采切巷道断面大小不同，计算时按照2X2 的标准断面折算成标准掘进米数，以此计 算千吨采切比。计算采切比：采切比=162.85mF10.125k t=16m/k t；10.125kt为一个矿块的工业储量。b.典型的上向

36、水平干式充填法采准切割布置包括运输巷道、人行通风天井、天井联络道、充 填井、拉底、溜矿井。沿脉平巷：一般靠近矿体下盘脉外布置。天井：一般布置在间柱中央紧靠下盘处，以便维护，探矿和矿柱回采 充填井：一般布置在矿房中央紧靠上盘。C.体上向水平分层充填法的采切工程量详见表3-3表3-3上向水平分层充填法采切工程量表项巷巷道长度巷道断体积工业矿采出矿标准掘目工作阶段道单长面（m2）（m3）量（t）量（t）进米数名数岩矿（m）称目石石人行天井1444176475.2475.244采沿脉平巷150420054054050准联络道15239024324322.5切溜矿井261.448.6422.522.52

37、.16割充填井1384.8182.4492.48492.7845.7采切合计657.041774.981774.98194.36因采切巷道断面大小不同，计算时按照2X2 的标准断面折算成标准掘进米数，以此计 算千吨采切比。本设计矿块的工业储量为Q=HXLXMX Y=9.9m/kt计算采切比：采切比=164.34mF9.9k t=19.63m/k t。 通过典型方案比较可知：浅孔留矿法的采准切割量小于上向水平分层干式充填法的采准切 割量。（2）回采工艺比较留矿法的回采工作包括:凿岩、爆破、通风、局部放矿、撬顶平场、大量放矿等。上向水平分层充填法的回采工作包括：凿岩、爆破、通风、出矿、矿块充填等。

38、比较可知上向水平分层充填法的回采工艺比留矿法复杂，而且单循环放矿量大于留矿法再 加上充填工作的的工班消耗会导致其矿块生产能力不如留矿法。3）主要材料消耗比较使用上向水平干式充填法采矿方法回采作业时，为了把采下的矿石与其下面的充填料隔开 其间需要有一层隔离材料，以减少采矿贫化和损失。对于贵重金属为减少贫化率和损失率在允 许条件下大多会选择上向水平分层干式充填法，又考虑到本设计的为小型金矿山，过多的水泥 消耗和充填系统的建立必然会使采矿成本增加。针对本设计的矿山规模和矿山生产能力浅孔留 矿法相对于上向水平分层干式充填法更能节约成本，提高生产效率。根据矿块的生产能力，采准工作量,矿石的损失率和贫化率

39、，劳动生产率等主要技术经济 指标对初选的两种初选的采矿方案进行进一步的分析比较，确定最优方案。其分析比较过程见 下表 3-4。表3-4 两种采矿方法方案综合对比米矿方法上向水平分层充填采矿法（沿矿体走向布置）比较项目浅孔留矿法采矿成本（两者相比）低高炸药耗量（kg/1）0.25-0.40.16-0.5主要雷管（个/t）0.35-0.50.3-0.5材料消耗导火线（m/1）0.3-0.50.71-1.0坑木（m3/1）0.001-0.0040.004-0.020矿块生产能力 （1/d）51.660矿石损失率13%12%矿石贫化率18%15%采准切割工程量（m/1031）采掘设备条件施工技术难易程

40、度安全条件16机械化程度低，平场工作 繁重结构简单，管理方便，工 艺简单，生产技术易掌握。工人直接在暴露的矿石下工作，安全性较差19.63可实现连续回采，能充分发挥 设备效率，机械化程度较低 充填成本高；充填系统复 杂；矿柱回采困难；效率较低， 劳动强度大。施工较难。能有效预防有自燃性矿石的内 因火灾，生产安全可靠南华大学核资源工程学院毕业设计3.3.4.采矿方法确定根据经济技术指标的对比结果，结合该矿床实际赋存条件及矿石类型、性质等，最终选择 浅孔留矿法为本矿体采矿方法。3.4. 浅孔留矿法将矿划分为矿房和矿柱两步骤回采，矿房自下而上分层回采，工人直接在暴露面下的留矿 堆上面作业，每次崩落的

41、矿石经矿块底部放出三分之一左右，其余的矿石暂时贮存在矿房中作 为继续上采的工作平台，待矿房采完后再放出。并及时回采矿柱和处理采空区。浅孔留矿采矿法主要用来开采矿石和围岩稳固的矿体，一般适用于中厚、薄或仍薄矿体， 矿体倾角在薄矿脉中一般要求不小于 60，在中厚矿体中一般要求不小于 55。倾角越小，放 矿越困难，粉矿损失和平场工作量越大。由于矿房中贮存有大量矿石，因此矿石和围岩不能具 有自燃性、氧化性和结块性。3.4.1.浅孔|=矿法结构参数采矿方法方案的构成要素有：矿块布置，阶段高度，分段高度，分层高度，回采进路，矿 房的长度和宽度，房间矿柱，顶柱，底柱的尺寸，底部结构的形式和底部结构中各要素的

42、规格 等。(1) 矿块布置矿体厚度大于15-20m时，矿块一般垂直走向布置；当矿体厚度小于15-20m时，矿块沿走 向布置。由于矿体厚度为1.5m则矿块设计为走向布置。(2) 阶段高度浅孔留矿法的阶段高度一般在40m-60m之间。在薄和极薄的矿脉中，很多矿山阶段高度采 用40-50m，本设计矿体的平均厚度为1.5m，综合考虑阶段高度取45m。(3) 矿块长度为了管理上的方便一般以一个溜井所服务的范围来划分矿块。本设计矿房长度取50m。(4) 分段高度 分段高度一般受凿岩设备能力所限制。大多数矿山采用重型凿岩机凿岩炮孔深度控制在15-18m以下，分段高度控制在10-12m。此外还受矿体倾角、矿体

43、形状是否规整以及是否要分级出矿或剔除夹石和合理的放矿参数的影响。这里分段高度取 15m。（5）底部结构选择留矿法出矿一般靠自重出矿，本设计采用自重放矿漏斗底部结构表3-5矿块构成要素（单位m）矿块长度矿块宽度间柱高度顶柱高度底柱高度50503.625本次设计矿块的结构参数见 3-5：3.5采准切割采准切割工作主要包括掘进中段运输巷道、天井、天井联络道，在底柱上掘进拉底平巷和 每隔57m掘进漏斗颈，并切割拉底、劈漏形成开采自由面。影响采准切割方法的因素（一）：影响采准方法选择的因素主要有如下几方面：（1）矿体及上下盘围岩的稳固性；（2）矿体的厚度及倾角；（3）选用的开拓运输方案及采矿方法；（5）

44、矿床的涌水、发火、放射性情况；（6）矿床的分歧、多脉等产出情况；（7）矿床的研究程度及生产探矿的手段和网度；（8）井下通风的要求。（二）：选用采准方法的一般要求 设计选用的采准方法应满足下列要求：（1）保证人员、材料、设备进入工作面的安全与方便，一个采区内至少两个安全出口；（2）保证矿石的搬运、装车和运输方便，并且具有与阶段运输量相适应的生产能力；（3）保证采区整个回采过程中具有良好的通风条件，当采准巷道兼做下阶段回风时，必 须使其在使用年限内不受破坏；经常进行二次破碎作业地点，应有独立风流，并且防止污风串 联；（4）采准系统与矿块底部结构应简单，施工方便，采准工程量小，维护费用最省；（5）矿

45、柱矿量少，并且损失与贫化最低；（6）能及时排出矿床中涌水；（7）探采结合合理。（三）：采准切割工程布置与顺序 由于矿岩均不稳固，且顶板需要崩落，故采准切割工程主要布置在下盘围岩及矿层中，主 要采切工程布置及顺序如下：（1）利用沿脉脉外巷道做阶段运输平巷。（2）在采场下端留 6m 底柱，以便布置其它采准切割巷道。（3）天井的布置应满足下列要求： 保证使用安全，与回采工作面联系方便； 具有良好的通风条件； 便于矿石下放和人员、材料、设备进入工作面；有利于其它采切巷道的施工； 巷道工程量小，维护费用低。3.5.1. 采准切割工程（1）人行通风天井：通常设置在间柱内，沿矿脉下盘接触面掘进到回风平巷,断

46、面尺寸为 2 mX2m。（2）天井联络道：从拉底水平的底板起，在天井中每隔 5m 垂高布置一条联络道，其规 格为宽乂高=2mX2.0m，长2m。两个天井联络道在垂直位置上错开布置。（3）拉底平巷：在底柱之上两个间柱内的最下一个联络道相向掘进形成。规格宽X高=2 X 2.0m,长 50m。（4）采场出矿在出矿川内进行，采用装岩机出矿方式，装岩机将出矿穿内矿石装入矿车， 由电机车运往采区矿石溜井，每次出矿约占采矿量的三分之一，人工平整采场工作面，为下一 采矿循环做准备。（5）副穿：布置在矿房中央横穿矿体，从拉底平巷沿矿体厚度方向掘进副穿，其规格为 宽X高=2.5mX2.0m，长约 1.5m。（ 6

47、）充填井设置在矿房中央紧靠上盘，这样布置可以将充填料均匀散在在矿房中。规格 为宽 X 长=1.5mX1.5m，长 50m。3.5.2. 工程量根据浅孔留矿法的各项矿块参数浅孔留矿法的采切工程量计算见表3-6 表3-6浅孔留矿法采切工程量表项巷巷道长度巷道断面体积工业矿采出矿标准掘目工作阶段道单长W）（m3）量（t）量（t）进米数名数岩矿（m）称目石石人行天井150420054054050采联络道152.1412634034031.5准运输平巷1506.5325877.5877.581.25切漏斗颈和扩漏228.6228.6228.6割拉底平巷1504200540540采切合计1079.5248

48、6.12816.2162.853.5.3. 采准切割时间安排采准切割时间安排见表 3-7表3-7采准切割时间表工程项目工程量 m（或 m2）掘进速度（m掘/月）完成时间进行顺序（月）1234天井100601.67-联络道31.5600.525拉底干巷50900.563.5.4. 矿块中的可采工业储量矿块中的可采工业储量Q储：Q =HXLXMX Y（3-1） 式中Q储矿块中的可采工业储量，t;H 矿块高度， 45m;L 矿块长度， 50m;M 矿块厚度， 1.5m;Y矿体体重，3.00t/m3。根据公式(3-1)可得：Q储=10.125kt.矿块中采出矿石的贫化率和损失率 在生产过程中矿石损失包

49、括：永久矿柱的损失和采场内不规则的边角矿体无法回采的损 失。结合当地矿山的实际情况采出矿石的损失率，经计算取综合损失率 13%。采矿工艺中采用浅孔凿岩爆破，矿体中较薄的夹石难以剔除，是造成矿石贫化的主要原因。 另外，矿体形态不规则和矿体边界不清可导致超采而造成贫化，结合该矿区的实际情况矿块中 采出矿石的贫化率： 18%。矿石的回采率一般在 90% 左右。3.5.5. 矿房回采出矿石量本设计的设计开采损失率为 13%，贫化率为 18%，则矿房回采出矿量按下式计算为：矿 房回采出矿量=(矿房工业储量一采切副产矿量)X回收率/(1贫化率)+采切副产矿量 =(10125-2816.2)x(1-0.1)

50、/(10.13) +2816.2=10377t3.5.6. 千吨采切比因采切巷道断面大小不同，计算时按照2X2m2的标准断面折算成标准掘进米数，以此计 算千吨采切比。该矿山总掘进采切巷道长度为162.85m，则其千吨采切比为：计算采切比：采 切比=162.85mF10.125kt=16m/kt。3.5.7.采矿方法三视图米矿方法图见3-3：rmLILrJU 仝Tln!-一 歹又？711Z1了-:El - 01： 上阶段运输巷道2：炮孔3：崩落的矿石4：间柱5：放矿漏斗6：底柱 7：阶段运输巷道8：拉底巷道9：天井10:天井人行联络道图3-336回采浅孔留矿法的回采工作包括：凿岩、装药爆破、通风

51、、局部放矿、撬毛、平场、和大量放 矿等。3.6.1.凿岩爆破回采工作从拉底水平开始自下而上分层进行，本采场使用7655型气腿式凿岩机钻凿上向 微前倾炮孔落矿，凿岩爆破参数为：直径3442mm小抵抗线1.01.2m,炮孔间距0.81.0m, 孔深1.82.2m，前后排炮孔交错布置，采用硝铵类炸药人工装药，毫秒非电导爆管起爆。新 鲜风流由中段运输巷道经矿房一侧的天井、天井联络道进入采场工作面，污风经矿房另一侧的 天井联络道、天井进入上中段运输（回风）巷道排出。采场崩落的矿石依靠重力放出落矿量的 三分之一左右，然后进行撬顶、平场和二次爆破工作。矿房回采结束后，组织大量放矿工作， 放出存留在矿房内的全

52、部矿石。矿石经漏斗装入矿车经中段运输巷道支出。本设计中炮孔间距、 排距均为0.60.8m,孔深2.1m，炮孔交错布置。采用人工装2号岩石炸药，雷管和非电导爆 管起爆。3.6.2. 装药爆破(1) 爆破参数炮孔直径为35mm,崩矿层厚度为2m。最小抵抗线W,根据经验公式：W=(25 30)d(3-2)由孔径为35mm,取30,可得 W=1.05m。炮孔间距a的确定：炮孔间距0.81.0m,本设计a=1.0m当采场采用用浅孔爆破时，最小抵抗线就是炮眼排距，故炮眼排距也取为b=1m。爆破要考虑超深，根据实践经验，超深用下式计算：h=(0.15-0.35)W结合岩性情况，确定超深h=0.20m。炮孔深

53、度L=2m。(2) 采用人工装2号岩石炸药，雷管和非电导爆管起爆。(3) 炮孔布置形式本设计矿体平均厚度为1.5m,采幅较窄，故炮孔采用平行排列，既能保证炸药在矿体中分 布较为均匀，又能保证崩落矿石块度的大小较一致，效果更为显著，炮孔布置示意形式如图 3-4：DOOOOO图3-4炮孔布置示意图2 号岩石铵梯炸药浅眼落矿单位岩石炸药消耗量见表 3-8 ：表 3-8 单位岩石炸药消耗量岩石坚固性系数f88-1010-15单位岩石炸药消耗0.26-1.01.0-1.61.6-2.6kg/m3取单位岩石炸药消耗量为 q=1 kg/m3(3-3)每孔炸药量计算：Q=qabL式中Q单个炮孔装药量,kg;a

54、炮孔间距，m；b 炮孔排距， m;L炮孔深度，m;q单位岩石炸药消耗量，q=1 kg/m3。根据上述数据可以计算出每个炮孔的装药量，炮眼装药量 Q=2kg 则崩一次矿的总装药量为 M=NQ式中M崩一次矿总装药量，kg；N炮孔数目,个；Q单个炮孔装药量，kg。则崩一次矿的总装药量为：M=80kg。3.6.3. 矿石的搬运设备和放矿（一）：出矿和矿石搬运设备的选择采场内出矿采用CYE-0.75型电动铲运机由7t架线式电机车牵引至主井卸矿硐室中。（二）：放矿制度和放矿管理放矿制度：（1）严格控制矿石中的粉矿量及含水量。（2）时长方矿以保持留井不卡（3）选择合理的放矿闸门，减少漏口的溜井的堵塞。（4）

55、严格控制地表水和地下水流入溜井.溜井中有漏水时及时疏水或堵水。（5）每次放矿后，闸门口必须留有垫底矿层。放矿管理：（1）放矿方式：立面放矿，采用溜井振动放矿。（2）放矿计划：根据采场的产量、溜井容纳能力确定合理的放矿时间。（3）放矿的控制和调整：防止溜井堵塞和矿。二次破碎 对于块度较大的矿石采用爆破法；对于块度相对较小的矿石可以采用机械、人工破碎。（三）：局部放矿 矿石崩落以后，由于矿石碎胀，为了保证有一定的工作空间，必须放出部分矿石。按规定 应放出崩落矿石的1/3,留下2/3,使采场回采工作保持1.82m的作业空间，余下矿石存留在 采场作继续上采的工作平台。局部放矿时应该注意：（1）局部放矿

56、时不允许人员在漏斗上方作业,以保证人身安全。（2）局部放矿应有计划的进行,以减少平场工作量,防止形成空硐。若一但形成空硐应 及时处理。（4）大量放矿工作： 当把矿房内的矿石全部采完后,要进行大量放矿工作,把原来留下的 2/3 碎石全部放出 来。3.6.4. 采场顶板管理矿柱采用崩落法进行回采。为了保证矿柱回采工作安全,在矿房大量放矿前,凿完矿房间 柱和顶底顶中的炮孔,放出矿房中的全部矿石后,再爆破矿柱。一般先爆间柱,后爆顶、底柱。 在矿柱回采的同时,要有计划地采取自然或强制崩落围岩的方法处理采空区。二次回采爆破作业后进行撬毛以清除浮石。对节理发育或受断层影响而稳定性较差的局 部,采用锚杆对采场

57、顶板和围岩进行支护。加强顶板安全管理的重要途径：（1）根据不同的地质条件,选择合理的采矿方法,尽量减少采矿作业人员暴露在大面积 的顶板条件下作业；（2）坚持合理的开采顺序,集中作业,贫富兼采；避免到处挖富矿造成作业分散,导致破坏顶板的平衡，提高回采强度；(3) 实行强化开采缩短开采周期，采取快掘、快采、快出的办法，提高采场单位面积矿 石产量，缩短生产周期，不仅可以提高采矿的劳动生产率，而且可以避开地压显现的活动期， 在地压相对稳定的状态下进行采掘作业，达到生产安全。(4) 由于留矿法采场暴露面积较大，必须实行顶板分级管理法，按照不同的地质条件， 将顶板分为一级、二级、三级，按照不同的级别，分别

58、提出不同的顶板管理要求。为了避免浮 石冒落引起的伤亡事故，应实行顶板三次检查制，可以使用无线电地音仪做出危险顶板冒落的 预报。3.6.5. 采场通风新鲜风流由主提升井、阶段运输平巷、一侧天井、天井联络道进入采场工作面，污风经 另一侧天井联络道、天井、回风巷道到回风井。采场通风应辅以局扇进行。坑内采用湿式凿岩捕尘；独头工作面掘进时，用局扇通风排尘；装岩矿时往爆堆上洒水降 尘；装矿闸门溜子口及卸矿口安装喷雾器降尘；对巷道进行清壁处理；井下工人佩戴防尘口罩。矿块采用贯穿风流通风3-5图所示。Tin#三蒋豹阳夙图3-5采场通风示意图3.6.6. 回采作业组织和时间表安排一个采场配备 15 人，机动灵活调用，采用三班工作制，即每天上三个班，每班 8小时 每个回采循环崩落1 个矿层，一个循环需要准备、凿岩、冲洗、装药爆破、通风、局部放矿、 采场安全检查、撬浮石、破碎大块、平场。(1) 准备工作: 配备两人，时间为 2个班；(2) 凿岩: 凿岩工作配备凿岩工