采矿方法课程设计大学论文.doc

采矿方法课程设计 核资源工程学院
目 录

第 1 章 设计依据及采用的规范和标准 1

第 2 章 采矿地质条件 1

第 3 章 采矿方法选择 1

3.1 选择采矿方法的原则 1

3.2 采矿方法初选 2

3.3 采矿方法的比较与确定 7

3.4 采矿方法结构参数 9

3.5 采矿方法图 9

3.6 矿柱回采与采空区处理 9

第 4 章 矿块的采准、切割及矿量计算 10

4.1 采准巷道的布置 10

4.2 采准巷道的断面形状和规格 10
4.3 标准矿块矿量分配表 11

4.4 采准切割工程量 12

4.5 矿块中采准切割工程施工顺序和时间 13

第 5 章 回采计算 13

5.1 凿岩爆破 13

5.2 矿石的运搬和放矿 16

5.3 采场地压管理 17

5.4 矿块通风 17

5.5 充填 18
5.6 回采工作组织 19
第 6 章 采矿方法技术经济汇编 23

参考文献 24
II

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设计任务书
一、 矿体赋存条件
某铜镍矿矿床，走向长约1200m，矿体埋深200~450m，平均厚度为28m，倾角850，矿石体重2.98t/ｍ3 ，矿岩松散系数均为1.6。平均品位Cu2.8%,Ni0.9%。矿石f=11， 岩石f =12,均稳固。地表不允许崩落。
二、设计矿块生产能力
设计矿块生产能力为380 t/d。
三、设计内容和要求
1）设计内容
（1）采矿方法选择。进行采矿方法的初选和分析比较，选择出最优采矿方法，确定采矿方法的结构参数，并设计矿柱回采与采空区处理方案。
（2）矿块采准切割设计。进行采切巷道的布置和断面形状、规格设计，计算采切工程量、标准矿块矿量分配表及成本，安排采准切割工程施工顺序和进度。
（3）回采设计。凿岩、装药、爆破、通风、出矿、充填、回采等工作。回采工作计算，回采循环作业表等。
2）设计要求
（1）根据设计任务进行采矿方法单体设计，编写设计说明书并绘制标准采矿方法图。
（2）采矿方法选择合理，程序规范，设计内容系统完整。
（3）标准采矿方法图要求用电脑绘制，图纸规格A2；说明书要求简洁、扼要、通顺整洁，插图（示意图）12-15张。
指导教师：
日 期：

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第 1 章 设计依据及采用的规范和标准
1）设计任务书
2）GB16423—2006《金属非金属矿山安全规程》
3）AQ2013.1—2008《中华人民共和国安全生产行业准》
4）GB50771—2012《有色金属采矿设计规范》
5）GB6722—2014《爆破安全规程》
6）《中华人民共和国安全生产法》
7）《中华人民共和国矿山安全法》
8）AQ2013.2—2008《金属非金属地下矿山通风技术规范局部风》
9）GB50089—2007《民用爆破器材工程设计安全规范》

0

第 2 章 采矿地质条件
根据本次采矿方法课程设计任务书所提供的原始地质条件包括
1）沉积变质型铁矿床。
2）矿体沿走向长1200m，矿体平均厚度约 28 m，平均倾角约 85°。
3）矿石体重为2.98 t /m³，上下盘围岩整体稳定性较好。
4）铜的平均品位约 2.8%镍的品位为0.9%。
5）地表不允许崩落。

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第3章 采矿方法选择
3.1选择采矿方法的原则
1）首要条件是工作条件满足安全生产的要求；
2）满足矿山产量的要求，要求生产能力大，劳动效率高；
3）满足选矿工艺要求，并要求贫化损失小；
4）合理利用矿产资源，坚持“贫富兼采、厚薄兼采、大小兼采”原则；
5）良好的经济效果，尽量采用高效率、低成本的采矿方法；
6）良好的社会效益，满足环保、安全等要求；
7）遵守有关法规要求。
3.2 采矿方法初选
采矿方法在矿山生产中十分重要，它直接关系到生产安全、生产能力、劳动效率、矿石损失率和贫化率、矿石成本、矿山经济效益及其他多项技术、经济指标的好坏。因此，在矿山设计中，应认真研究分析影响采矿方法的各种因素，以便选择出适合矿山具体条件的采矿方法。为了便于采矿方法的选择，通常按赋存要素对矿体进行分类。
1）按矿床厚度，分为
（1）极薄矿脉，厚度在0.8m以下，回采时需要采掘围岩；
（2）薄矿脉，厚度为0.8~5m；
（3）中厚矿脉，厚度为5~15m；
（4）厚矿脉，厚度为15~50m；
（5）极厚矿脉，厚度为50m以上。
本设计中，矿体厚度平均在28m左右，属于厚矿脉。
2）按矿体倾角，分为
（1）水平矿床，矿体倾角0°~3°；
（2）缓倾斜矿体，矿体倾角3°~30°；
（3）倾斜矿体，矿体倾角30°~50°；
（4）急倾斜矿体，矿体倾角50°以上。

根据矿山地质条件和采矿技术条件要求，对采矿方法进行初选。采矿方法初选表见表3-1。
表3-1 采矿方法初选
主要地质及开采技术条件
较适合的采矿方法
可排除的采矿方法
主要考虑因素
该矿床特征
地表允许崩落的
可能性
不允许崩落
充填法、空场法
崩落法
矿石和围岩的稳固性
矿石不稳固、围岩
稳固
分段矿房法、分段空场嗣后充填法、阶段矿房法
其他空场法和其他
充填法
矿体的厚度
平均厚度约 28 m，极厚矿体。
分段矿房法、分段空场嗣后充填法、阶段矿房法
全面法、房柱法、分采充填法、单层充填法、
矿体的倾角
平均倾角约 85˚，属极倾斜矿体
分段矿房法、分段空场嗣后充填法、阶段矿房法、
其他空场法
根据本次课程设计提供的采矿地质条件，结合采矿方法选择的原及各种采矿方法的适用范围，初步选择：分段矿房法、分段空场嗣后充填法、阶段矿房法（水平深孔）。
3.2.1 分段矿房法
分段矿房法属于空场采矿法。它的特点是在一个阶段内沿矿块的倾斜方向再划分若干分段，在每个分段水平布置矿房和矿柱。每个分段均为独立的回采单元，从各分段的凿岩巷道中凿岩，崩落下来的矿石是在分段空场条件下分别从各分段的出矿巷道运出。分段矿房回采结束后，可立即回采本分段的矿柱，并同时处理采空区。方案示意图如图 3-1。

图 3-1 分段矿房法方案示意图
1）结构参数
阶段高度一般为 40~60m，分段高度主要取决于凿岩设备，中深孔凿岩时 8~10m，深孔凿岩时为 15~25m，甚至达30~40m。矿房沿走向长度为 40~60m，分段间柱宽度为 6~8m。分段间留斜顶柱，其真厚度一般为4~7m。
2）采准和切割
运输巷道一般沿矿脉靠下盘布置掘进。矿块人行通风天井通常设置在间柱内，从阶段运输巷道开始，沿矿脉下盘接触面掘进到回风平巷。联络道用来联络矿房和天井，一般从天井内每隔5～6m垂直高度掘进一条，矿块两侧的人行联络道应彼此交错布置。拉底平巷位于底柱之上，两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5～7m布置一条。切割包括拉底和辟漏。在留矿体的矿块中，拉底空间的高度为2.5m，面积与矿房一致，但最小宽度不应小于1.2m，扩漏一般是从拉底空间向下扩大斗颈上部形成喇叭口。
3）回采工作
在矿块或矿房内回采以分段为单元，沿阶段高度自上而下相互错开一定距离进行分段凿岩、爆破和出矿，沿矿块长度向溜井方向推进。分段内从切割槽向分段的另一侧推进。在凿岩平巷中钻扇形平行深孔，侧向崩落矿石，从装运巷道用铲运机将矿石运到分段运输平巷最近的溜井，溜到阶段运输巷道装车运出。

当一个矿房回采结束后，立即回采一侧的间柱和斜顶柱。分别从回采间柱的深孔凿岩硐室钻扇形深孔和从回采斜顶柱的深孔凿岩硐室钻束状孔，回采矿柱的顺序是：先爆间柱并将崩下的矿石放出，然后再爆顶柱分段矿房法利用分段房间矿柱和分段斜顶柱对围岩及矿房顶板进行支撑。
3.2.2 分段空场嗣后充填法
分段空场嗣后充填法的特点是在分段巷道中钻凿中深孔爆破崩矿，矿石集中在采场最下部分段巷道中装运。每次爆破后仅装运出一部分矿石，大部分矿石暂留采场中以暂时维护顶底盘，待采场的矿石全部采下并放出后，集中一次进行空场充填，如图 3-2。

图 3-2 阶段空场嗣后充填法方案示意图
1）结构参数
采场构成要素的选择，应根据矿体类型、厚度、产状、矿岩稳固性及出矿方式等因素来选取采场尺寸，由表，则标准矿块阶段高度 50~70m，分段高度 8~20m，顶柱、间柱，底柱尺寸按实际地质情况设计，当沿矿体走向布置时，长度为常设计为几十米 ，宽度为矿体厚度。
2）采准和切割
在下盘阶段运输平巷内，每隔 10~20 m向矿体掘进装矿斜巷，转角半径6～8m；再由装矿斜巷向矿房两端掘进堑沟拉底平巷。在矿体下盘间柱位置每隔 20~60m 掘进人行设备天井，连通上下中段，亦进行进风、回风用；由人行设备天井每隔 12m 掘进分段凿岩巷道。采用垂直中深孔拉槽法形成切割槽，即在每分段矿房中央在分段凿岩巷道上掘进切割天井，并在分段凿岩巷道与切割天井交汇处向矿体上下盘掘进切割横巷至矿体边界，再进行中深孔爆破形成切割槽。
3）回采工作
回采工作从中央切割槽开始，向矿房两侧进行，排距 1.25~1.5m，孔底距 1.6~2.0m，炮孔一次凿完，分区起爆，每区 2 排炮孔，矿房两翼对称区同时起爆，从矿房中央同时向两翼同时回采。上下分段之间保持垂直工作面或上分段超前下分段 1 排炮孔，保证上分段爆破作业的安全，矿石借重力落到底部集矿巷道，通过铲运机出矿。
3.2.3 阶段矿房法
阶段矿房法把矿块规则地划分矿房和矿柱，先采矿房，后采矿柱；用深孔回采矿房。根据落矿方式不同，阶段矿房法分为水平深孔阶段矿房法和垂直深孔阶段矿房法。在本设计中采用水平深孔阶段矿房法。它的特点是矿房拉底之后，在凿岩硐室中，钻水平扇形深孔，向矿房拉底空间崩矿，自下而上地进行回采。如图 3-3 所示。

图 3-3 阶段矿房法方案示意图

1）结构参数
阶段高度 60~80m，沿走向布置的矿房长度为 20~50m，垂直矿体走向布置的矿房宽度为 10~30m，间柱宽度为 10~15m，顶柱厚度一般为6~8m，底柱高度：漏斗底部结构为 8~13m，平底结构为 5~8m。
2）采准工作
在矿体的上下盘围岩中，分别掘进阶段运输平巷，并于间柱中央掘进穿脉贯通上下盘阶段运输平巷，构成环形运输系统。在穿脉巷道一侧（间柱中心位置）掘凿岩天井，沿天井的长度方向按水平深孔排拒的一倍或两倍掘进联络平巷通达矿房，然后将其前端扩大为凿岩硐室。电耙巷道的布置根据底部结构形式的不同而不同。图 2-2 垂直走向布置的水平深孔落矿阶段矿房法为平底受矿的底部结构形式。在阶段运输水平的上部，于矿房与矿柱的交界处，掘进垂直于运输平巷的电耙巷道。在电耙巷道的上方留有阶梯保护檐，在放矿口之间留有矿柱以增加保护檐的稳固性。应用深孔落矿，二次破碎工作量较大，一般电耙巷道应设有专用回风系统。
3）切割工作
平底底部结构的水平深孔落矿阶段矿房法的切割工作，首先在一条电耙巷道的侧方开掘与其平行的凿岩横巷，两者之间留支护矿柱，然后在矿房长轴的中部掘进拉底平巷，以备拉底。拉底的第一步骤：自凿岩横巷在拉底层矿石内钻凿水平平行炮孔，逐步爆破形成一个 2.5m 高的拉底空间。然后，在支护矿柱内每隔 5m 开凿一个 3m 宽的放矿口。拉底的第二步骤：在拉底空间的最高处掘进凿岩横巷，并掘进短天井与第一步骤形成的拉底空间相贯通，然后以短天井为自由面用深孔将其扩大成垂直于凿岩横巷的切割槽。在凿岩横巷开凿下向扇形深孔，以切割槽为自由面，分次爆破后形成最终拉底空间。
4）回采工作
矿房的回采工作，是以水平分层自下而上地进行，回采分层高度取决于落矿方法。落矿方法可用水平扇形深孔，也可用水平平行深孔。为保护底柱的稳固性，适应拉底空间的容积，在深孔爆破之初，爆破炮孔排数不宜过多，一般为 1~2 排，以后可逐渐增加同时爆破的排数。每次崩下矿石，可全部放出，也可暂留一部分在矿房中，但不能作为维护围岩的手段，只起调节出矿的作用。
3.3 采矿方法的比较与确定
主要通过对采矿成本和主要材料的消耗、矿块生产能力、矿石损失率和贫化率等各项指标进行比较，具体参数见表 3-2。
表 3-2 主要技术经济指标比较
项目名称
分段矿房法
分段空场嗣后充填法
阶段矿房法
采场生产能力（t/d）
300~400
350~500
300~400
掌子面工效（t）
14~16
15
16~22
矿石损失率（%）
6.5
11.3
20~25
矿石贫化率（%）
13.5
10
18~20
炸药消耗量（kg/t）
0.45
0.32~0.51
0.26~0.49
木材消耗量[m3/(104t)]
2.0
1.6
0.4~3.5
采切比（m/kt)
8.4
4.35
4.8
方案灵活适应性
好
较好
好
通风条件
一般
一般
较好
实施难易程度
一般
较容易
一般
地压控制效果
一般
好
较差
优点
1.对矿岩的稳固性以及矿体倾角适应性较强。
2.回采强度大，矿块生产能力大。
3.工人小断面巷道内进行回采作业，安全条件好。
4.临时矿柱可及时回收，采空区可及时处理；
5.劳动生产率高，成本较低，机械化程度高。
1.劳动生产率高；
2. 生产能力大；
3. 采矿成本低。
1.回采强度大劳动生产率高；
2.采矿成本低，坑木消耗少；
3. 回采作业安全。
缺点
1. 采准工作量大
2. 开采费用较高

1.工作在独头巷道内进行，通风效果差；
2. 工作环境不想。
1.矿柱矿量比重大，回采矿柱时损失贫化大。
2.深孔难控制矿体边界；
3.不能分采和剔除石；
由上述详细比较可以看出，三种采矿方法都可以满足本设计任务的生产能力要求，但是阶段矿房法矿石损失率和贫化率远高于其他两种方法，不适合于品位较高的有色金属开采。分段矿房法的多个经济指标参数与分段空场嗣后充填法相似，但是其采切工作量较大，回采须等待的时间较长，因此综合比较选择分段空场嗣后充填法。
3.4 采矿方法结构参数
1）矿块布置方式：垂直走向布置。
2）矿块高度：60m。
3）分段高度：20m。
4）矿房的长度和宽度：25m，28m。
5）矿柱尺寸：长 20m，宽 28m。
6）底部结构的形式和底部结构中各要素的规格：使用平底结构，环形式布置，出矿进路、装岩进路的断面尺寸为 3.7m×3.7m。
3.5 采矿方法图
见附图。
3.6 矿柱回采与采空区处理
分段空场嗣后充填法先采矿柱后采矿房，矿柱回采完毕后进行胶结充填，回采时在分段凿岩巷内钻凿垂直上向扇形深孔，分段落矿，出矿结构为无底柱出矿，中段集中出矿方式。矿石倒入脉外溜井，通过阶段运输巷进入主提升系统提至地表。
待矿房矿石全部出完后，集中一次充填。采场内安设好泄水管，打好隔墙。利用充填体的强度管理采场地压。

第4章 矿块的采准、切割及矿量计算
4.1采准巷道的布置
根据采矿地质条件、矿房和矿柱回采方法、年产量和巷道服务年限等多种条件，从安全、经济、方便等上的出发，选择了下列各采准巷道位置。
1）阶段无轨运输平巷：采用脉外布置，在矿体下盘稳定处，每隔 20m 水平布置一个，上下隔开布置。
2）通风管缆井：布置在矿体紧靠外部边缘处。
3）出矿进路、装岩进路：每隔 12m 布置一个。
4）切割天井：布置在矿体内部紧靠上盘边缘处，布置在矿房中央。
5）分段凿岩巷道：从每个分段联络平巷打分段凿岩巷道至矿体上盘边缘处，布置在每个分段的底部中央。
6）溜井：布置在脉外运输巷道外侧，每隔 100m 布置一个。
7）分段联络巷道：联通分段凿岩巷道和斜坡道。
4.2 采准巷道的断面形状和规格
采切工程包括阶段无轨运输巷道、分段凿岩巷、切割巷、切割天井、集矿堑沟和出矿进路等。
4.2.1 阶段无轨运输巷道、分段联络道和分段凿岩巷道
阶段无轨运输巷道走向布置于矿体下盘废石内，由于采场使用 Simba H1254 凿岩台车，最大宽度为 3.1m，根据设计规范要求，匹配凿岩设备规格尺寸设计阶段无轨运输巷道尺寸为 3.7m×3.7m。各分段联络道与辅助斜坡道联通，作为人行、设备通道，设计尺寸为 3.7m×3.7m。匹配凿岩设备规格尺寸同时类比其它矿山，设计分段凿岩巷道断面为 3.7m×3.7m。
4.2.2 出矿进路和集矿堑沟
沿脉外运输巷垂直于矿体走向每隔 12m 布置一条出矿进路和集矿堑沟联通脉外运输巷与采场凿岩巷，长度要满足矿山使用最大铲运设备对崩落矿堆有效做功的长度。

4.2.3 切割天井以及溜井
切割天井设计断面 2m×2m。溜井选用圆形，直径为 2.2m，倾角 85°。
4.3标准矿块矿量分配表
标准矿块矿量分配表见表4-1。
表4-1 分段空场嗣后充填法标准矿块矿量分配表
项 目
工业储量（t）
回采率（%）
贫化率（%）
矿石
混入岩石
占矿块采出量的比重/%
矿块
317740.5
80.3%
11.7%
255280.4
31276.4
100%
顶柱
21182.7
0%
—
—
—
0%
矿柱
103535.2
95%
12%
98358.4
12424.2
38.5%
矿房
139407.9
96%
13%
133831.6
18123.0
52.4%
桃形矿柱
29309.0
0%
—
—
—
0%
附产
24305.7
95%
3%
23090.4
729.2
9.1%

4.4 采准切割工程量
矿块采准切割工程量表如表 4-2 所示。
表 4-2 分段空场嗣后充填法标准矿块采切工程量
项目名称
规格(m×m)
条数
单长(m)
长度（m）
工程量（m3）
采出矿量（t）
脉内
脉外
合计
脉内
脉外
合计
分段空场嗣后充填法标准矿块采切工程量
采准
铲运机出矿平巷
3.7×3.7
2
63.3
78.6
48.0
126.6
1358.2
829.4
2187.6
5229.0
集矿堑沟
2.7×2.7
2
52.1
56.2
48.0
104.2
971.1
829.4
1800.5
2893.9
装矿进路
3.7×3.7
16
16.8
100.8
0
100.8
1741.8
0
1741.8
6705.9
分段联络道
3.7×3.7
2
35
0
70
70
0
1209.6
1209.6
0
分段凿岩巷道
3.7×3.7
4
51.3
157.2
48.0
205.2
2716.4
829.4
3545.8
10458.1
溜井
φ2.2
1
62.1
0
62.1
62.1
0
943.8
943.8
0
切割
切割天井
2×2
2
62.1
124.2
0
124.2
496.8
0
496.8
1912.7
采切合计

19
325.6
460.8
263.1
723.9
6313.2
4417.0
10730.2
24305.7
千吨采切比

11.03m/kt

4.5 矿块中采准切割工程施工顺序和时间
根据所设计的采矿方法方案的采准切割坑道的布置，绘制矿块采准切割工程施工顺序图表，如表 4-3，计算出各项工程完成时间和完成矿块采准切割所需要的时间。

表 4-3
矿块采准切割工程进行图表

工程项目
工程量
进速度
完成
进行顺序（月）

m（或 m2） （m 掘/月） 时间123

1.出矿平巷
126.6
120
1.06

2.回风巷道
35.0
120
0.29

3.装矿进路
100.8
120
0.84

4.溜井
62.1
70
0.89

5.切割天井
124.2
85
1.46

6.分段联络道
70.0
120
0.58

7.分段凿岩巷道
205.2
120
1.71

第 5 章 回采计算
5.1 凿岩爆破
5.1.1 凿岩设备和工具选择
采用 Simba H1254 型中深孔凿岩台车，钻孔直径 51~89mm，钻孔深度最大为 32m。
5.1.2 炮孔布置与崩矿参数的选择和设计
采用垂直于分段凿岩巷的上向扇形炮孔。
1）炮孔直径 d=76mm；
2）对于矿柱炮孔深度 h≈15m，对于矿房 h≈20m；
3）最小抵抗线 w=(25~30)d，取 2.3m；
4）崩矿层厚度 H=2m；
5）孔底密集系数 m 为 1.2，孔口密集系数为 0.5。则孔底间距：a1=m1·W=1.2×2.3≈2.8m；孔口间距：a2=m2·W=0.5×2.3≈1.2m。
5.1.3 凿岩工作组织和施工要求
由矿块的生产能力为 350t/d，可计算出每个矿块配备 1 台凿岩台车。每台凿岩台车配备 2 人，工作时间约为 8 小时，采用三班制。
5.1.4 爆破材料的选择及起爆方法
炸药选择多孔粒状铵油炸药，导爆管雷管孔底起爆方式进行分区起爆，每区 2 排，使用 BQF-100 型装药器进行装药。
5.1.5 炮孔装药量、崩矿一次所需的炸药量和辅助爆破材料数量
扇形深孔每孔装药量因其孔深、孔距均不相同，先求出每排炮孔的装药量，然后按每排的总长度和总堵塞长度求出每米孔的装药量，最后分别确定每孔装药量。
1）矿房部分
每排炮孔装药量为：Q1 = qWs1
式中：q—单位岩石炸药消耗量（kg/m3），取 0.7；W—最小抵抗线（m），取 2.3；S1—每排炮孔负担面积（m2）。
计算得，Q1=644kg 。
垂直上向扇形中深孔边孔角为 5°，设计排距为 2m。故一个扇形可布16 个炮孔；矿房宽度 38m，则可布置 19 排扇形炮孔。一次起爆药量为 Qa = Q1´2=644´2=1288kg，一个分段的装药量为Q2=Q1´N=644´19=12236kg。炮孔布置图如图 5-1。

图 5-1 矿房分段炮孔布置图
2）矿柱部分
每排炮孔装药量为：Q3 = qws2
式中：q—单位岩石炸药消耗量（kg/m3），取 0.7；W—最小抵抗线（m），取 2.3；S2—每排炮孔负担面积（m3）， s2 =15´20 = 300m3 。
故 Q3 =0.7´2.3´300=483kg
垂直上向扇形中深孔边孔角为 5°，设计排距为 2m。故一个扇形可布置13 个炮孔；矿房宽度 38m，则可布置 19 排扇形炮孔。一次起爆药量为 Qb=Q3 ´2=483´2=966kg 。一个分段的装药=Q4=Q3´N=483´19=9177kg。炮孔布置图如图 5-2所示

图 5-2 矿柱分段炮孔布置图
5.1.6 每米炮孔崩矿量
一个矿房分段崩落的矿石量为 Q5 = 20´20´38´3.85 = 58520t ，
一个矿房分段崩落的矿石量为 Q5 =15´20´38´3.85 = 43890t ，
炮孔总长度 L=(261.4+141.84)×19=7661.56m。故每米炮孔崩矿量=(58520+43890)÷7661.56=13.37t/m。
5.2 矿石的运搬和放矿
5.2.1 出矿和矿石运搬设备的选择
矿石运搬采用铲运机出矿，出矿设备选择 Toro301D 3m3 柴油铲运机 ，溜井口安装 4KW 振动出矿机进行放矿，如图 5-3。

图 5-3 铲运机出矿图
1）放矿制度
（1）严格控制矿石中的粉矿量及含水量。
（2）保证经常放矿，防止溜井中的矿石压的过紧，年终停产时溜井不允许有矿石。
（3）选择合理的放矿闸门，减少漏口的溜井的堵塞。
（4）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。
2）放矿管理
（1）放矿方式：立面放矿，采用溜井放矿。
（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。

5.3 采场地压管理
用空场法回采的矿体，留下采空区，处理方法之一是充填采空区。用充填料回填采空区，可以改善岩体的受力条件，减轻大面积地压活动的危害和地表的下降程度，可以改善矿柱的回收条件。本方案采用一步采场（矿柱）进行胶结充填，二步采场（矿房）非胶结充填或低标号胶结充填的方式对采场地压进行管理。
5.4 矿块通风
矿房两边的上、下盘切割天井，一个作为进风井、一个作为回风井。每次崩矿后，借助矿井通风系统的总负压进行采场通风。新风由阶段运输平巷流经作为进风作用的切割天井、装矿斜巷、拉底凿岩横巷进入采场工作面，清洗工作面后的污风经分段凿岩横巷、分段联络平巷、排至作为回风的切割天井中，上一中段阶段运输平巷作为回风巷道。充分通风（每次爆破后通风时间不小于40min）后，人员才能进入。通风示意图如图5-4。

图5-4 采场通风示意图

5.5 充填
5.5.1 采场充填方案
因阶段高度达60m，为保证高大采空区稳定，采场集中出矿完毕后，应及时进行充填，避免因空区暴露时间过长，而引起周围采场或充填体垮塌，恶化贫损指标。根据该矿山具体地质条件，采用一步采场（矿柱）进行胶结充填，二步采场（矿房）进行非胶结充填或低标号胶结充填的采场充填方案。
5.5.2 充填系统
充填料的输送方法有：水力输送、风力输送和机械输送，选择合理的充填料输送方式能够减少充填成本，提高生产效率。当充填倍线满足下列要求时，可用自流输送：Nmax＜12（水砂自流输送）；Nmax＜8（尾砂及细砂胶结充填自流输送）。
5.5.3 充填材料和设备
由于尚未矿山充填配比试验方面的相关资料，暂根据国内外金属矿山全尾矿充填经验，选取一步骤矿柱胶结充填，采用灰砂比 1:8、质量浓度68%的充填配比参数；二步骤矿房普通充填采用低标号胶结充填，灰砂比暂取 1:20，料浆浓度为 68%。充填浆体体重均按 1.8t/m3 计算。上述参数待充填试验完成后再进行调整。
充填料尾砂来源于矿山选矿厂尾矿浓缩池底流，胶结剂为新型胶骨料，试件在标准恒温恒湿养护箱（温度：19℃~21℃，相对湿度：92%± 5%），养护 28d，其单轴抗压强度可达 2.4Mpa，满足高阶段充填体的强度要求。
5.5.4 充填工艺流程
全尾砂自流胶结充填工艺所用尾砂（浓度约 33%的全尾砂）从选厂 Φ45m 浓密机底流经渣浆泵输送至充填站立式砂仓，在砂仓内沉降贮存，充填前将全尾砂料表面澄清水排除，并压气（水）造浆，再将其由放砂管溜放至搅拌桶。水泥经水泥罐车运至搅拌站，用压缩空气输送至水泥仓内，并经双管螺旋输送机运至搅拌桶，均匀搅拌成 60%~70%浓度的浆体通过管道自流输送至井下采场，如图 5-4。

图 5-4 充填工艺流程图
5.6 回采工作组织
5.6.1 铲运机生产能力计算
生产能力是指地下铲运机单位时间内装载和运输矿石的重量。采用计算或类比法确定生产能力。根据采矿工艺要求的出矿方式和回采确定的出矿结构，计算铲运机的生产能力。式中：Qh——铲运机小时生产能力，t·h-1; K——铲斗装满系数，一般取 0.8；G——铲运机一次装载量为一个铲斗（尖斗）容积，3m3/次；γ——为装运物料的松散体重，3.85t·m-3。
经计算得 Qh=106.3t·h-1。

（2）台班生产能力确定a.班有效工作时间班内设备完好率按下式计算：

q = T1 - T2

1 T1
式中：q1——班内铲运机设备完好率，％；英国采矿杂志编辑部 1974 年对世界各地的函调资料统计，50 多个矿山铲运机设备完好率为 14.4％～95％，平均 73％。在这里取 73％。T1——铲运机班内可能工作时间，h；T2——铲运机班内故障停工时间，h。
q2 = T3 T
式中：q2——工时利用率，％；T3——铲运机班实际开动时间，h；T——班法定工作时间，h。铲运机实际开动时间，还受作业条件（如溜井、通风条件、大块、悬顶、供气、供水、供电等）和生产管理、设备利用率等因素的影响。故工时利用率即包括了设备利用率、生产管理和作业条件。国外生产矿山的公时利用率为 40～70％，国内生产矿山一般为 30％～50％，这里取 45％。班有效工作时间按下式计算：
T3 = Tq2
代入数据得 T3=3.6h。b.台班生产能力在求得班有效工作时间后，按下式计算：
Qb = QhT3
式中：Qb——铲运机台班生产能力，t。
代入数据得：Qb=382.5t。则得铲运机的生产能力为 382.5t/台班
5.6.2回采作业循环时间计算
分3 次装药，第一次装药 19 排炮孔，总药量为 6403.1t，装药时间为1.5h，考虑井下装药机移动时间、工人工作环境应取修正系数 85％，则装药时间为 2h。爆破 0.3h，通风 0.7h 可在这个班内同时进行。累计算一个班次。第三次爆破崩矿量为 34697.3t，出矿时间为 90.7 台班。则总时间为91 台班。第二次装药 19 排炮孔，总药量为 12236t，装药时间为 3h，考虑井下装药机移动时间、工人工作环境应取修正系数 85％，则装药时间为 3.5h。爆破 0.5h，通风 0.7h 可在这个班内同时进行。累计算一个班次。第二次爆破崩矿量为 60522t，出矿时间为 158.2 台班。则总时间为 159 台班。第三次装药 19 排炮孔，总药量为 9788.8t，装药时间为 2.5h，考虑井下装药机移动时间、工人工作环境应取修正系数 85％，则装药时间为 3h。爆破 0.4h，通风 0.7h 可在这个班内同时进行。累计算一个班次。第三次爆破崩矿量为 45803t，出矿时间为 119.7 台班。则总时间为 120 台班。
故总崩出矿石量为 141022.3t，一个回采循环作业时间为 370 个台班。
分段凿岩阶段出矿回采循环表如表 5-1。

表 5-1 分段凿岩阶段出矿回采循环表

序号
作业
时间

回采循环图

备注

1
凿岩
200 台班
66.6 台班
66.6 台班

66.6 台班

一次

2
装药
8.5h
2h
3.5h

3h

多次

3
爆破
1.2h

0.3h

0.5h

0.4h

多次

4
通风
2.1h

0.7h

0.7h

0.7h

多次

5
出矿
370 台班

91 台班

159 台班
120 台班

多次

6
充填
50d

50 天
一次

5.6.3 矿房回采时间
根据上表中的数据和矿房储量，计算出设计矿房的回采时间。
T= (200×10+370×10+8.5+1.2+2.1+50×10)÷24=259 天，即 0.86 年。

第 6 章 采矿方法技术经济汇编
采矿方法技术经济汇编见表6-1。
表6-1 采矿方法主要技术指标
序号
指标名称
单位
数值
备注
1
地质指标

1.1
品位：Fe
%
3