采矿方法课程设计.docx

课 程 设 计题 目 采矿方法课程设计 4目录第一章 采矿工程地质条件1第二章采矿方法选择22.1采矿方法选择22.1.1采矿方法选择原则：22.1.2技术经济指标22.2采矿的技术经济比较31） 上向水平分层充填法32） 分段凿岩阶段出矿嗣后充填法73） 分段凿岩分段出矿嗣后充填法114）采矿方法技术比较142.3采场布置与参数15第三章矿块的采准与切割工作173.1 主要运输设备173.2 阶段运输平巷的断面形状和规格183.2.1 断面形状和支护形式183.2.2 巷道断面尺寸183.3 采切巷道的布置203.3.1 采准巷道的布置203.3.2 切割巷道的布置223.4 采准切割工作223.4.1 采准切割工艺223.4.2 采准切割工程量233.4.3 采准切割循环图表243.4.4 采准切割成本24第四章回采计算264.1 凿岩爆破264.1.1 凿岩设备264.1.2 炮眼布置和崩矿参数的选择设计264.1.3 采场的凿岩时间和所需要的凿岩机台274.1.4 炸药单耗与起爆方式274.2 通风284.3 采场顶板地压管理284.4 出矿294.4.1 铲运机出矿时间计算294.4.2 二次破碎304.5 充填304.5.1 充填准备工作304.5.2 采场充填314.5.3 充填接顶314.6 生产能力计算314.7 方案评价32第五章矿柱回采和空区处理335.1 矿柱回采335.2 空区处理33第六章采矿方法技术经济指标34参考文献35第一章 采矿工程地质条件矿床为沉积型矿床。矿体平均厚度为24米，平均倾角为53，属于倾斜厚矿体；矿体沿走向长度为950m，埋藏深度为560m。矿石含金品位为7g/t,容重为2.8t/m3，坚固性系数为10，属中等稳固，松散系数为1.7；上盘围岩是石灰岩，容重是2.8 t/m3，坚固性系数为13，属中等稳固，松散系数为1.7,；下盘围岩是大理岩，容重是2.8 t/m3,坚固性系数为14，属稳固型，松散系数为1.7。矿石不具有自燃性和粘结性。矿体上盘围岩顶部是海底，不允许地表陷落。该矿设计年产量为250w吨。第二章 采矿方法选择 2.1采矿方法选择 2.1.1采矿方法选择原则：（1） 生产安全：这是首要的要求，即必须保证工人在开采过程中安全作业，大发生地下灾害时，应能及时撤离作业区：保证地下各种设备、基本井巷、硐室和构筑物在使用中不遭受破坏；需保护的地标建筑物和构筑物不因采矿而受到破坏等，由于矿石具有自燃性和粘结性，必须采取相应措施以防有事故发生。（2） 要求采矿方法工艺成熟可靠，采场结构简单合理，回采设备耐用高效；才准切割工程量小，劳动生产率高，能耗少、成本低。（3） 主要技术经济指标一般应留有余地；既要考虑技术进步，积极采用新工艺、新设备，又要留有应变的余地。（4） 应充分利用矿石中有用成分，应尽可能地提高矿石品位及半生的贵重稀有金属的矿石回收率，降低贫化率；对有特殊要求的矿种须考虑分采、分选的可能。（5） 具有合理的、高效的采矿强度。他在一定程度上对矿山的安全和经济效益有积极的作用；而当国家对某种矿石在时间上和数量上有特殊需要时，采矿方法的采矿强度成为一个重要需求。2.1.2技术经济指标该矿生产能力较大，矿石品位价值极高，应尽量提高资源回收率，减少贫化损失；矿体埋藏深，走向长，应采取有效控制地压的措施防止采空区大面积塌陷。由此，我们可以通过下表对采矿方法进行初选（见表2-1）。表2-1 采矿方法选择表序号主要的地质及开采技术条件较适合的采矿方法排除的采矿方法名称特征1地表允许崩落的可能性不允许崩落空场法、充填法崩落法2矿石的稳固性稳固空场法、充填法3围岩的稳固性稳固空场法、充填法4倾角及厚度平均倾角53、平均厚度24m 上向水平分层充填法、分段（阶段）空场法、分段（阶段）空场嗣后充填法房柱法、留矿法5矿石的品味含金品味高上向水平分层充填法、分段（阶段）空场嗣后充填法分段（阶段）空场法、6矿石自燃性与粘结性无自燃性和粘结性上向水平分层充填法、分段凿岩分段出矿嗣后充填法、分段凿岩阶段出矿嗣后充填法根据以上初步分析，可以初选出三种采矿方法：1）上向水平分层充填法；2）分段凿岩分段出矿嗣后充填法；3）分段凿岩阶段出矿嗣后充填法。 2.2采矿的技术经济比较1） 上向水平分层充填法（1）方案特征该方法适用于开采矿体上下盘岩石中等稳固或稳固性稍差，矿石中等稳固或中等稳固以上的倾斜至急倾斜的中厚至极厚矿的高品位或贵重金属的矿体；特点是将矿块划分为矿房和矿柱进行回采，先采矿柱，后采矿房，矿房或矿柱自下而上分层回采，依次按比例进行充填以维护上下盘围岩，并创造不断上采的作业条件，矿房回采到最后一个分层时，进行接顶充填。（2）矿块布置和结构参数矿块垂直于矿体走向布置，长度为矿体水平厚度，阶段高度60m；矿房、矿柱交替布置，矿房宽度为12m，矿柱宽度8m；将阶段划分为分段，分段高度9m，每个分段负责3个分层，分层高度3m；先采矿柱，后采矿房，矿块底部构筑5m厚的人工混凝土假底，以保证下阶段的回采安全；回采过程中，最小控顶高度2m，最大控顶高度5m，矿柱采用较高灰沙比进行充填，矿房采用较低灰沙比进行充填，各分层待充填体渗水平场完毕厚后，铺设0.3m厚的砼地板，以利上分层回采时无轨设备的行走。（3）采准切割（图2-1）采用下盘脉外阶段斜坡道采准方式。阶段和各分段间由采准斜坡道联通，斜坡道的坡度为21%。在相邻矿房与矿柱中间掘进穿脉到达矿体下盘边界，从穿脉开始进行拉底工作。自采准斜坡道掘进分段平巷，由分段平巷在采场中央位置掘进下向采场联络道，随回采工作进行，中间分层联络道和上向联络道分别由下向联络道和中间分层联络道上挑完成。根据铲运机的爬坡能力要求，分段平巷距矿体距离控制在22.5m以上，分层采场联络道坡度12%15%，下向分层出矿进路为运矿重车上坡，坡度取12%；上向分层出矿进路为重车下坡，坡度取15%。在脉内靠近矿体上边界处布置充填回风天井，联通上下阶段运输平巷。阶段内设置下盘分段溜井，底端布设振动出矿机，用装矿横巷与阶段运输平巷联通。采切工程量及矿量分配间表2-2与表2-3，标准米千吨采切比为29.27m/kt。图2-1 上向水平分层充填工程阶段及项目名称规格/（mm）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采切工程分段运输平巷336200120120010801080分层联络道334021.80872872091569156.0 充填回风井1.51.5278.3156.60156.6352.40352.4 1338.9 穿脉33248.652.24597.2469.8405874.81785.2 小计126611999 3124.2 表2-3 上向水平分层充填法标准矿块采切工程量表表2-3 上向水分层向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/%采出矿量（t）占矿块采出量的比重/%矿石岩石小计矿块119052.9 97.97 5.17 116640.6 6358.6 122999.2 100.0 其中：矿房70494.5 98669084.6 4409.7 73494.3 59.75 间柱45434.3 98444525.6 1855.2 46380.8 37.71 附产3124.2 9733030.4 93.7 3124.2 2.54 注：不均系数：1.2 千吨采切比：12661.2/12.3=12.4m/kt（自然米）； 119991.2/（12.34）=29.27m/kt（标准米）（4）回采采用ysp-45型气腿式凿岩机挑采2.0m，不出矿，工人站在矿堆上打水平孔压顶回采到设计高度。每次爆破后通风时间不少于40min，工作面炮烟排净后，安全工进入采场检查顶板，清除浮石。采用toro400e型铲运机将崩落的矿石卸入分段溜井，由电机车经阶段运输平巷运往主溜井。崩落矿石出完后，按照配比要求，进行胶结充填。充填渗水通过预先布设的脱滤水管导出采场。（5）方案评价该方案仅设分段溜井，运矿汽车在装矿平巷内装车，既简化采准工程，又提高运矿效率；采用先挑采、后压采的方式，有效地提高凿岩效率，也便于采场顶板的安全管理；使用无轨设备出矿，回采作业机械化程度高；采场布置灵活，便于不同矿种分采；采场形成贯穿风流，通风效果好。但是，压顶回采，凿岩效率相对较低，作业循环较多；无轨设备运行频繁，满足无轨设备通行要求的采准切割工程断面大。主要技术经济指标为：采场生产能力： 220.5td-1；（计算值）标准米千吨采切比： 29.27mkt-1；损失率： 2.03% ； 贫化率： 5.17%；采充综合成本： 59.2元t-1(根据类似矿山取得)。2） 分段凿岩阶段出矿嗣后充填法（1）方案特征该方法适用于开采矿岩稳固的倾斜至急倾斜中厚以上的高品位或贵重金属的矿体；特点是将矿块划分为矿房和矿柱进行，先采矿柱，后采矿房。回采过程中，暂留阶段矿房(矿柱)高度的空区，作业人员和设备在巷道内作业，钻凿扇形中深孔崩矿，崩落矿石自阶段出矿巷道在底部v型堑沟内出矿，矿房（矿柱）出矿完毕厚后，及时按充填配比要求进行一次充填以支撑围岩与地压。矿房下部矿房下部的v形堑沟应使用较高灰砂比的胶结料充填，充填高度89m（比底部桃形条柱高23m），矿柱和矿房的充填应尽可能接顶。（2）矿块布置和结构参数矿块垂直走向布置，每个矿块划分为矿房和矿柱，二步骤回采，先采矿柱，后采矿房，矿柱宽10m，矿房宽16m，矿块长等于矿体的水平厚，阶段高60m，自下而上分1、2、3、4、5五个分段，高度分别为12m、11m、11m、11m 、11m 。1分段为堑沟拉底凿岩分段，堑沟拉底运搬底柱高6m，5分段上部留4m 顶柱。矿柱和矿房皆分段凿岩，阶段出矿，嗣后一次充填，矿柱用尾砂胶结充填，矿房用尾砂充填。（3）采准切割（图2-2）采用下盘脉外阶段斜坡道采准方式。自下盘阶段运输平巷分别向矿房、矿柱掘进穿脉（矿柱和矿房各一条，均布于房、柱交界处），在矿体段穿脉内每隔89m分别向矿房、矿柱掘3或4条装矿斜巷（斜交于装矿横巷，分单边布置和双边交错布置），再由装矿斜巷分别向矿房、矿柱掘堑沟拉底凿岩横巷（矿柱中央一条，矿房中央两条，中心距6m），由此构成堑沟拉底底部结构。在矿体下盘掘铲运机出矿平巷、阶段溜矿井、人行天井，再从1分段人行天井上掘2、3、4、5分段人行天井、分段凿岩横巷、分段凿岩联络平巷，构成采准工程。切割工作的主要工程是切割天井。采准工作完成后，在各分段凿岩横巷靠近上盘处上掘切割天井。采切工程量及矿量分配间表2-4与表2-5，标准米千吨采切比为8.03 m/kt。表2-4 分段凿岩阶段出矿嗣后充填法标准矿块采切工程量表工程阶段及项目名称规格/（mm）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采切工程采准工程出矿平巷33126026260234234装矿斜巷3392.825.2025.2226.80226.8 861.8 分段联络凿岩平巷2.82.84261040104815.40815.4 3098.4 分段凿岩横巷2.82.8825.72060205.6161201611.9 6125.2 充填天井1.51.52480818018.0 68.4 穿脉331.532.339.29.348.45352.483.7436.051338.9 小计417.33342.1 10630.9 切割工程堑沟拉低横巷2.82.8326.178.3078.3613.90613.9 2332.7 切割天井22.8118.290.2090.2505.10505.1 1919.5 小计168.5613.9 4252.2 采切合计585.83956.0 14883.1 表2-5 分段凿岩阶段出矿嗣后充填法标准矿块矿量分配表项 目工业储量/t回采率/%贫化率采出矿量（t）占矿块采出量的比重/%矿石岩石小计矿块154768.8 86.13 9.78 133297.9 14443.6 147741.4 100.0 其中：矿房78005.0 951274104.8 10105.2 84210.0 57.00 矿柱47112.1 95844756.5 3891.9 48648.3 32.93 顶柱10249.5 底柱4519.1 附产14883.1 97314436.6 446.5 14883.1 10.07 （4）回采全部采准、切割工作完成后，开始切槽的凿岩工作。在切割天井的宽度范围（2m）内，用ygz-90型钻机凿4排上向扇形中深孔，扇面平行矿体走向（垂直分段凿岩横巷或堑沟拉底横巷），爆破形成切槽。从1分段开始，先崩切割立槽和靠近上盘的三角矿带，铲运机出矿形成补偿空间后，再往北崩落1分段的余下部分矿体和2分段的切割立槽和靠近上盘的三角矿带，依此类推，直到崩完5分段的全部矿体，在同一循环的上下分段的回采部分异步正阶梯崩矿，阶梯面超前23排炮孔。每次爆破后通风时间不少于40min，各分段每次爆破崩落的矿石全部集结到堑沟拉底横巷形成的底部v形堑沟内，用toro400e型铲运机将崩落的矿石卸入分段溜井，由电机车经阶段运输平巷运往主溜井。崩落矿石出完后，按照配比要求，进行胶结充填。充填渗水通过预先布设的脱滤水管导出采场。（5）方案评价矿房内同时作业面多，且凿岩又能和矿石运搬平行作业，分段落矿自由面多，同次爆破炮孔排数多，回采强度大，劳动生产率高；工人不进入空区，只在分段凿岩巷道内凿岩作业，下部用铲运机进行快速出矿，作业安全；炸药消耗量少，机械化程度高，采矿成本低；工作循环，比较简单，通风条件好；采矿方案灵活性强，能根据围岩的稳固性调整矿块结构参数；但是在分段巷道内，不易实现巷道掘进的机械化；矿柱所占矿量比较大，且回采矿柱损失，贫化又比较大；采用中深孔落矿，大块率高，二次破坏作量大。主要技术经济指标为：采场生产能力： 450.2d-1；（计算值）标准米千吨采切比： 8.03mkt-1；损失率： 13.87%； 贫化率： 9.78%；采充综合成本： 56.5元t-1(根据类似矿山取得)。9图2-2 分段凿岩阶段出矿嗣后充填法3） 分段凿岩分段出矿嗣后充填法（1）方案特征该采矿法适用于开采矿石与围岩稳固倾斜和缓倾斜的高品位或贵重金属的矿体；特点是将阶段内矿体沿走向划分成矿块，矿块划分为分段，每个分段内划分为矿房和矿柱，每个矿房都有独立的崩矿和出矿巷道，可视为单独的回采单元。沿走向掘进分段运输平巷和凿岩平巷，沿分段运输每隔距离掘进装矿进路。回采过程中，采用扇形中深孔在凿岩平巷进行凿岩爆破，崩落的矿石自装矿进路在分段底部的v型堑沟进行出矿，为了防止充填体坍塌引起较大的贫化，分段内留3m斜顶柱。矿块分段回采结束后按充填比例进行充填，密闭充填进路，回采上一分段。（2）矿块布置和结构参数矿块沿矿体走向布置，矿块长度40m，间柱宽度6m，矿房长度34m，阶段高60m，矿块宽度为矿体水平厚度，分段高度15m，斜顶柱3m，底部形成v型受矿堑沟，堑沟在矿体内的斜面倾角为45，装矿进路间距11m。分段回采完毕后，从上分段进行一次充填，充填尽量接顶。（3）采准切割（图2-3）采用下盘脉外阶段斜坡道采准方式。阶段和各分段间由采准斜坡道联通，斜坡道的坡度为21%。自采准斜坡道掘进分段运输平巷、充填回风平巷，自充填回风平巷每隔1112m掘进装矿进路到矿体下盘，在矿体下盘与围岩边界处由装矿进路掘进 “v”型堑沟拉底平巷联通所有装矿进路，靠近矿快间柱位置，向上掘进切割天井，再由分段运输平巷，靠近间柱位置，掘进切割横巷达矿体上盘边界处，自切割横巷靠近矿体上盘掘进脉内凿岩平巷；在拉底平巷和切割横巷内分别打上向扇形和平行中深孔，以切割天井为自由面爆破切槽，进行多排同次爆破，爆破后形成立槽。采切工程量及矿量分配间表2-6与表2-7，标准米千吨采切比为12.52m/kt。2-6 分段凿岩分段出矿嗣后充填法标准矿块采切工程量表工程阶段及项目名称规格/（mm）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采切工程采准工程分段运输平巷333400120120010801080分段出矿进路331214.50174174015661566回风充填平巷2244001601600640640凿岩平巷2.82.844016001601254.401254.44766.7 穿脉3313626103623490324889.2 小计6504864.4 5655.9 切割工程切割横巷22.8434192322241505.28250.881756.2 5720.1 切割天井22.889.878.4078.4614.6560614.7 2335.7 堑沟拉底平巷2.82.843413601361066.2401066.2 4051.7 小计438.43437.1 12107.5 采切合计10888301.5 17763.4 表2-7 分段凿岩分段出矿嗣后充填法标准矿矿量分配表项 目工业储量/t回采率/%贫化率采出矿量（t）占矿块采出量的比重/%矿石岩石小计矿块238105.9 77.26 7.55 183961.8 15031.3 198993.0 100其中：斜顶柱9120.0 间柱35715.9 矿房175506.6 958166731.3 14498.4 181229.6 91.07 附产17763.4 97317230.5 532.9 17763.4 8.93 注：不均系数：1.2 千吨采切比：10881.2/198.993=6.56m/kt（自然米）； 7118.81.2/（198.9934）=12.52m/kt（标准米）12图2-3 分段凿岩分段出矿嗣后充填法（4）回采全部采准切割工作完成后，矿房回采以切割槽为自由面，由矿房一直向另一侧回采崩矿。在分段凿岩巷道中钻凿扇形中深孔，崩矿孔与开沟孔同时起爆，一次崩落35排炮孔，每次爆破后通风时间不少于40min，工作面炮烟排净后，安全工进入采场检查顶板，清除浮石。崩落矿石用toro400e型铲运机将崩落的矿石卸入分段溜井，由电机车经阶段运输平巷运往主溜井。崩落矿石出完后，按照配比要求，进行胶结充填。充填渗水通过预先布设的脱滤水管导出采场。（5）方案评价工人在小断面巷道中工作，回采工作比较安全；回采强度比较大，在一个采场内，工作面比较多，因此，用这种采矿方法开采时，采场可以相对少一些；工作循环，比较简单，通风条件好；使用无轨设备出矿，生产能力大；但是采准工作量大，在分段巷道内，不易实现巷道掘进的机械化；矿柱所占矿量比较大，且回采矿柱损失，贫化又比较大；采用中深孔落矿，大块率高，二次破坏作量大。主要技术经济指标为：采场生产能力： 443.8td-1；（计算值）标准米千吨采切比： 12.52mkt-1 损失率： 22.74%； 贫化率： 7.55%；采充综合成本： 57.8元t-1 (根据类似矿山取得)。4）采矿方法技术比较根据以上初步设计计算并结合类似矿山，对所选采矿方法的技术经济比较见表2-8。表2-8 采矿方法方案技术比较表序号项目名称方案 上向水平分层充填法方案 分段凿岩阶段出矿嗣后充填法方案 分段凿岩分段出矿嗣后充填法备注1采场生产能力（t/d）220.5443.8450.22矿石损失率(%)2.0313.5722.743矿石贫化率(%)5.179.787.554采切比（mkt-1）29.278.0312.52标准米5方案灵活适应性好好较差6通风条件好好好7实施难易程度容易容易容易8采空区最大暴露面积（m2）313.3417.7887.79采充综合成本（元）59.256.557.8参考值根据上述可以看出，分段凿岩阶段出矿嗣后充填法和分段凿岩分段出矿嗣后充填法生产能力比上向水平分层充填法显著强，但是矿石的损失和贫化率高很多，由于本矿山是高品位金矿，降低损失和贫化率是关键，所以选择上向水平充填采矿法。2.3采场布置与参数 根据矿体的赋存条件、上下盘围岩的稳固性、矿山生产能力、可能才用的开拓运输方案、阶段运输能力及通风要求，以下是矿块的结构与参数设计。矿块垂直于矿体走向布置，长度为矿体水平厚度，阶段高度60m；矿房、矿柱交替布置，矿房宽度为12m，矿柱宽度8m；将阶段划分为分段，分段高度9m，每个分段负责3个分层，分层高度3m；先采矿柱，后采矿房，矿块底部构筑5m厚的人工混凝土假底，以保证下阶段的回采安全；回采过程中，最小控顶高度2m，最大控顶高度5m，矿柱采用较高灰沙比进行充填，矿房采用较低灰沙比进行充填（降低充填成本），各分层待充填体渗水平场完毕厚后，铺设0.3m厚的砼地板，以利上分层回采时无轨设备的行走。采矿方法三视图见附图。23第三章 矿块的采准与切割工作3.1 主要运输设备（1）铲运机由sandvik tamrock公司生产的toro系列铲运机有着安全、可靠、舒适和高效的优点，为了满足矿山生产能力要求，本设计中选用toro400e型铲运机，13台正常生产，5台备用，该型号电动铲运机的主要技术参数见表3-1。表3-1 toro400e型铲运机主要参数斗容（m3）额定载重（t）铲取力（kn）最小转弯半径（mm）外形尺寸（mm）最大卸载高度（mm）最小卸载距离（mm） 理论生产能力（万t/台年）内侧外侧长宽高3.89.620433506660973624002320160015451821（2）电机车与矿车根据该矿山250万吨/年的设计生产能力，选用zk10-6/250型电机车（主要参数见表3-2）配ycc2（6）型测卸式矿车（主要参数见表3-3）。表3-2 zk10-6/250型电机车主要参数表粘着质量（t）轨距（mm）直流电压（v）牵引力（kn）牵引速度（km/h）主要外形尺寸（mm）受电器工作高度（m）总长宽度牵引高度轨面到顶棚高1060025013.05114530135443015501.82.2表3-3 ycc2（6）型测卸式矿车主要参数表车箱容积（m3）轨距（mm）外形尺寸（mm）线路中心距（mm）长宽高26001650980116015003.2 阶段运输平巷的断面形状和规格3.2.1 断面形状和支护形式阶段运输巷道服务于整个阶段和上一阶段，服务年限较长，单轨运输，巷道较宽，故采用拱高f0=b0/3的三心拱，下盘围岩中等稳固（f=14），可以不进行支护，破碎地段可喷射混凝土进行支护。3.2.2 巷道断面尺寸（1）巷道净宽度b0由表3-2和表3-3可以确定设备的宽b=1354mm，高h=1550mm。查采矿手册知运输电机车与支护之间的安全间隙b1=300mm，人行道宽度b2=900mm，所以巷道净宽b0：b0b1+b+b2=300+1354+900=2554mm，按50mm取上，故b0取2600mm。（2）道床参数根据该巷道的运输量及采用的运输设备，查采矿手册可以选用22kg/m的钢轨，钢筋混凝土轨枕，巷道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，故h4= h6-h5=150mm。（3）巷道净高h0 拱高f0及其它参数f0b0/3 =867mm大圆弧半径r0.692 b01799mm小圆弧半径r=0.261b0=679mm 巷道墙高h3a 按电机车架线要求确定设电机架线导电弓子之半k=400mm，轨面到顶棚的高度取h12080mm。非人行道一侧，轨道中心线至墙的距离a=b/2+b1=677+300977mm，cos0.554由于，故架线弓子是在大圆弧断面内，应按下式计算h3b 按人行要求计算巷道墙高h3,即按以上两种要求计算后h3取其中的最大值2045mm，按10mm取上，则h3=2050mm。故巷道净高度h0=f0+h3-h5=867+2050-250=2667mm，巷道断面图如图3-1所示。图3-1 阶段运输平巷断面图3.3 采切巷道的布置由于矿石品位高，为了减少矿柱损失且满足机械化上向水平分层充填法的工艺要求，采用下盘脉外阶段斜坡道采准方式。3.3.1 采准巷道的布置主要采准工程有斜坡道、分段运输平巷、分层出矿进路、回风充填井、溜井及穿脉等矿石回采工作必不可少的巷道。（1）斜坡道斜坡道采用折返式布置，它是铲运机及人员、材料设备在不同分段，不同阶段之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，其规格3.5m3.0m，转变半径取10m15m，坡度取20%。（2）分段运输平巷分段平巷沿矿体走向布置，负责分段矿房的出矿。每个分段平巷负责三个分层的回采，垂直距离为9m。为保证分层出矿进路坡度满足无轨设备爬坡能力要求，分段平巷距矿体下盘22.5m左右，且与分层出矿进路之间的内侧转弯半径保证3.5m以上，断面尺寸与斜坡道（3.5m3.0m）。（3）分层出矿进路每个分层均布置一条分层出矿进路，沟通采场和分段平巷。其中，下向分层出矿进路为运矿重车上坡，坡度取12%；上向分层出矿进路为重车下坡，坡度取15%。下向分层出矿进路采用普通掘进方法形成，水平分层出矿进路则在向下的分层出矿进路顶板挑顶形成，而上向出矿进路则由水平出矿进路上挑形成。挑顶崩落的废石，可用来充填该分层出矿进路。分层出矿进路断面规格同样要求满足无轨设备运行安全、方便，与斜坡道相同（3.5m3.0m）。分层出矿进路布置在采场中央，以利于铲运机作业，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，用木板封闭分层出矿进路。（4）充填回风天井回风充填井是采场通风和下放充填料的重要通道，位于靠近上盘的矿体中，一方面，可以用来下放充填料浆及回风使用，另一方面，可以实现探采结合，充分摸清阶段上部的矿体分布情况；断面尺寸为1.5m1.5m，沿矿体倾向布置，倾角为矿体倾角。（5）放矿溜井考虑到铲运机有效运输距离150m，放矿溜井间距140160m，同时服务于78个矿块，断面尺寸为2.0m，为了减少卸矿横巷的长度，采用倾斜溜井，倾角为60；为了防止上下分段卸矿相互干扰，卸矿横巷与放矿溜井间用分支溜井连通。（6）卸矿横巷卸矿横巷连通分段平巷和放矿溜井，供多个矿房使用，断面尺寸与分段运输平巷同（3.5m3.0m）。（7）穿脉穿脉位于矿房或矿主中央，起到探矿、连通相邻矿脉、通风及铲运机运行的作用，断面要求与斜坡道断面相同（3.5m3.0m）。3.3.2 切割巷道的布置切割工作主要是拉底，不另外打巷道，以采准工程中的穿脉（采准切割合二为一）为自由面和补偿空间扩大到矿房底部全面积形成拉底空间，以穿脉为自由面用ysp-45向两边扩帮至采场两边边界，局部出矿后，向上一分层挑顶形成5.0m的控顶高度。然后，砌筑3.0m高的高标号胶结体假底，剩2.0m作为继续上采的作业空间。砌筑假底时，要预先铺设好脱滤水管，并根据实际情况考虑加一些钢筋。3.4 采准切割工作3.4.1 采准切割工艺如附图所示，采用下盘脉外阶段斜坡道（3.5m3.0m，坡度20%）采准方式，自阶段运输平巷在相邻矿房与矿柱中间掘进穿脉（3.5m3.0m）到达矿体下盘边界，自穿脉在矿体上盘边界处沿矿体边界在矿体内掘进充填回风天井（1.5m1.5m）至上阶段穿脉, 在穿脉的合适位置，掘进溜井（2.0m，倾角为60）。从采准斜坡道按分段高度掘进分段运输平巷（3.5m3.0m），由分段运输平巷在采场中央位置掘进分层联络道（3.5m3.0m，坡度12%15%，上分层联络道由下分层联络道挑顶完成）。自分段运输平巷掘进卸矿横巷（3.5m3.0m）联通阶段溜井，为了防止上下分段卸矿相互干扰，卸矿横巷与放矿溜井间用分支溜井连通。以上巷道一般不支护，破碎地段可采取喷锚支护，由此完成矿块的采准工作。切割工作主要是拉底，即以穿脉为自由面和补偿空间扩大到矿房底部全面积形成拉底空间，以穿脉为自由面用ysp-45向两边扩帮至采场两边边界，局部出矿后，向上一分层挑顶形成5.0m的控顶高度。然后，砌筑3.0m高的高标号胶结体假底，剩2.0m作为继续上采的作业空间。砌筑假底时，要预先铺设好脱滤水管，并根据实际情况考虑加一些钢筋。3.4.2 采准切割工程量计算采准切割工程量时以矿块为单位，需考虑了以下两点因素：（1）阶段运输平巷计入开拓工程量中，采准切割工程量计算中不予考虑；（2）阶段斜坡道、卸矿横巷及分段溜井服务于整个中段的多个矿块，计算时均不考虑。根据上述原则减免后的标准采场主要采切工程量如表3-4所示。采准切割表3-4 矿块采准切割工程量工作项目断面规格/（mm）条数单长/m长度/m工程量/m3脉内脉外合计脉内脉外合计1、分段运输平巷33.572001401400147014702、分层联络道33.52021.80436436045784578.0 3、充填回风井1.51.5278.3156.60156.6352.40352.4 4、穿脉33.5248.652.24597.2548.1472.51020.6小计208.8621829.8900.56200.57421.0 矿块矿量（kt）12.4 千吨采切比 829.81.2/12.3=8.10m/kt（自然米）； 74211.2/（12.34）=18.10m/kt（标准米）； 注：不均系数取1.2巷道合计总长度829.8m（脉内208.8m，脉外621m），合计总体积7421 m3（脉内900. 5 m3，脉外96.8m3）。采场采出矿量为 式中：矿块长度，26.1m；可采高度，60；采场宽度，20m（矿房12m，矿柱8m）；矿石体重，平均3.8tm-3；采矿回收率，98%；a 矿石贫化率，5.17%；故矿块的千吨采切比8.10kt-1 (60.34m3kt-1)或18.10 kt-1。3.4.3 采准切割循环图表计算采准与切割工作时间以矿块为单位，阶段运输平巷算入开拓工程，不予计算，掘进速度参考类似矿山指标，中段采准切割工作进行见表3-5。表3-5 矿块采准切割工作进图表3.4.4 采准切割成本采准切割的成本计算以矿块为单位，阶段斜坡道、卸矿横巷以及溜井为多个矿块公用，计算式应给予分解。单价从类似矿石取得，采准切割成本计算如表3-6所示。3-6 矿块的采准切割费用表工程项目工程量（m）单价（元/m）金额（元）1、穿脉97.2 865.13 84090.64 2、斜 坡 道15.0 912.21 13683.15 3、分段运输平巷140.0 912.21 127709.40 4、溜井8.7 623.09 5396.28 5、充填天井156.6 459.21 71912.29 6、分层联络道872.0 912.21 795447.12 7、卸矿横巷10.9 912.21 9943.09 合 计1300.4 5596.27 1108181.96 采切成本（元/t）9.01 采切成本w=y/q，元/t；式中y- 矿块采切总费用，元，取值1108181.96元；q-矿块采出总矿量，t，取值122991.1t；故采切成本w= y/q=1108181.96122991.1=9.01元/t第四章 回采计算4.1 凿岩爆破4.1.1 凿岩设备上向水平分层充填采矿法一次回采矿体厚度较小，不需要打深孔或中深孔，普通的浅眼凿岩设备可满足要求。因此凿岩设备可选用7655气腿式凿岩机和ysp-45向上式凿岩机， 7655气腿式凿岩机可以钻凿水平、倾斜向下和微倾斜向上的炮孔，适合钻凿f=818的中等坚硬和坚硬的矿岩；ysp45可以钻凿6090的向上炮孔。选用凿岩机的主要技术参数如表4-1所示：表4-1 凿岩设备主要技术参数凿岩机型号机重（kg）全长（mm）冲击频率（次/min）使用风压（mpa）使用水压（mpa）钻孔直径（mm）最大孔深（m）推进方式76552462021000.20.30.20.334425fy-200ysp-454468027000.50.20.335426自带轴向推进器4.1.2 炮眼布置和崩矿参数的选择设计（1）炮眼布置方式由于分层高度为3m，为提高凿岩效率，便于分层采场顶板的安全管理，采用先挑采后压顶的工艺，即先用ysp-45型凿岩机一次凿完挑采孔（孔深2.0m，直径），分次爆落矿石，但不出矿，工人站在矿堆上用7655气腿式凿岩机再打水平孔压顶回采到设计高度。（2）炮孔参数根据选用凿岩设备可钻孔径及矿石的坚硬性取炮眼直径为40mm，选用的直径为32mm药卷。最小抵抗线w和孔口距a一般用下列经验公式确定：w（2530）d, ma =（11.5）w，m式中 d-炮眼直径，m。所以挑采设计孔距1.2m、排距1.2m，边眼眼距适当减小，边眼与采场轮廓线间距0.8m1.0m，各排孔之间错开呈梅花状布置，孔深2.0m。压采孔只有一排，设孔距1.2m，抵抗线为1.0m，孔深2.0m。根据炮孔布置及分层采场参数，矿块每个分层采场可布置396个(矿房220个，矿柱176个)挑采炮孔，234(矿房130个，矿柱104个)个压采炮孔，合计孔深1323m。（3）崩矿参数一个采场挑采孔分两次爆破，压采孔从矿体下盘往上盘依次爆破，矿块分层矿量q=5952.7t，炮孔总长度l=1323m，故每米炮眼崩矿量q：q=q/l=5952.7/1323=4.5t/m4.1.3 采场的凿岩时间和所需要的凿岩机台根据采矿手册知7655气腿式凿岩机台效为4050m/台班；ysp-45型凿岩机凿岩台效为5070 m/台班。本设计中7655气腿式凿岩机台效取45 m/台班，ysp-45型凿岩机凿岩台效取60 m/台班，一个采场配2台7655气腿式凿岩机和2台ysp-45型凿岩机，同时作业的纯凿岩时间为12个班（4d）。4.1.4 炸药单耗与起爆方式用普通2号硝铵岩石炸药炸药爆破，炸药单耗可以按照表4-2选取，并结合类似矿山炸药单耗取0.27kg/t，故每个炮孔装药1.2kg，装药系数为0.6。装药采用人工装药，将起爆药包靠近眼底进行反向起爆，堵塞长度为最小抵抗线w的一半左右，爆破网路采用塑料导爆管和豪秒雷管微差起爆网路联接，联线方式为串并连，为减小爆破震动，从下盘向上盘分次起爆，各排炮孔间微差起爆，一次起爆延续时间控制在200ms内。起爆器材主要有雷管、导爆管、连接元件、激发器材等。表4-2 井下炮眼崩矿单位炸药消耗量参考值矿石坚固性系数f88101015单位炸药消耗量（kg/m3）0.261.01.01.61.62.64.2 通风由于采区的空区随着工作面的推进而不断增大，爆破通风时间也不断增加，每次爆破之后要保证通风40min以上。新鲜风流从斜坡道、分段平巷和分层出矿进路进入采场，冲洗工作面后，污风由上盘回风充填井排入上中段回风平巷，为改善通风效果，可在回风充填井顶部设置辅扇加强通风。4.3 采场顶板地压管理采场爆破并经过有效通风排除炮烟后，安全人员进入采场清理顶帮松石。如果顶板矿岩异常破碎，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，如喷射混凝土、悬挂金属网及布置锚杆等。二步回采的采场，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。除了上述安全技术措施外，在生产过程中，要加强适时安全监督，保证每个工作班组都有专职安全人员，在各生产工作面进行不间断安全检查，发现问题，及时处理。4.4 出矿4.4.1 铲运机出矿时间计算挑采落矿时不出矿，压采崩矿并经通风排出炮烟、顶板安全检查后，用toro400e型铲运机（主要参数见表3-1）装矿石，经采场联络道、分段平巷，运至溜矿井卸矿。铲运机的最大理论小时出矿能力按下式计算： （4-1） 式中：qc铲运机理论出矿能力，th-1；u铲斗容积，m3，取3.8 m3；矿石体重，tm-3，2.，取2.8tm-3；k铲斗装满系数，k =0.8；m矿石松散系数，m =1.47；t铲运机铲装、运、卸一斗的循环时间，s: （4-2）t1装载时间，s，取80s；t2 卸载时间，s；t3掉头时间，s，一般取3040s，取40s；t4其它影响时间，s ，取20s；t5空重车运行时间，s，；2l装运卸一次作业循环往返运距，m，取256m；v铲运机的运行速度，ms-1，取1.94 ms-1；铲运机的台班生产能力q = qc tq （4-3）t班法定工作时间，h，取8h；q工时利用率，%，取50%； 根据（4-