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文档简介
1采矿方法课程设计说明书题目: 上向分层充填法说明书 院系: 班级: 学号: 姓名: 指导老师: 2采矿方法课程设计命题书根据下列地质条件进行采矿方法课程设计矿井年产量: 20 万吨;矿石名称:铅锌金银矿;矿床成因和类型:中温热液 ;矿体平均厚度: 15m ;矿体平均倾角: 55;矿体走向长度: 500m ;矿体埋藏深度: 159-590m ;矿石围岩的物理力学性质:1品位:Pb6.53%、Zn6.13%、Au4.7g/t、Ag171.67g/t、S25.77% ;2容重:矿石 3.14t/m3;围岩 2.72t/m3;3围岩名称:上盘 灰岩;下盘 灰岩;4稳固性:矿石 稳固;上盘围岩 稳固;下盘围岩 稳固;5坚固性系数:矿石 12;上盘围岩 1824;下盘围岩 1824;6松散系数:矿石 1.6;上盘围岩 1.5;下盘围岩 1.5;7自燃性: 有;8粘结性: 无;9地质破坏及水文条件:矿体上部有两含水层、两含水层之间无水力联系;10其它附加条件: 地表有溪流。参考文献:1凿眼爆破2矿井通风3井巷工程4金属矿山地下开采5采矿设计手册。3目录第一章采矿地质条件.5第二章采矿方法的选择.52.1 采矿方法的选择.52.2 上向分层充填法.82.3 分段凿岩阶段出矿嗣后充填法.112.4 采矿技术经济比较.132.5 采矿方法的终定.142.6 结构和参数.14第三章矿块的采准和切割工作.153.1 采准巷道的布置.153.2 切割巷道的布置.183.3 主要运输设备.183.4 阶段运输平巷的断面尺寸和规格.1943.5 采准与切割工艺.21第四章回采计算.244.1 凿岩爆破.244.2 通风.264.3 顶板的地压管理.264.4 出矿.274.5 充填.28第五章矿房回采和采空区处理.305.1 矿房回采.305.2 采空区处理.30第六章采矿方法技术经济指标.31参考文献.325第一章 采矿地质条件矿山设计年产量为 30 万吨,属于中小型地下矿山,矿体开采技术条件如下:矿体平均厚度为 15m,走向长度为 500m,埋藏深度为-590159m,为有初露的矿体,矿体倾角在 55,是急倾斜的矿体赋存,矿体上不有两个含水层、两个含水层之间无水力联系,同时在矿体的地表有河流,不允许有塌落。矿石和围岩的物理力学性质如下:矿石品位高,价值大,其中Pb 为 6.53%;Zn 为 6.13%;Au 为 4.7g/t;Ag 为 171.67g/t;S 为 25.77%。6矿石容重为 3.14t/m3,围岩容重为 2.72t/m3。矿体上下盘围岩为灰岩,稳固,坚固性系数 f=18-24,松散系数 1.5,矿石稳固,坚固性系数 f=12,松散系数 1.6,矿石有自燃性但无粘结性。第二章 采矿方法的选择2.1 采矿方法的选择2.1.1 采矿方法选择的基本要求1)安全。选择的采矿方法必须保证工人在采矿过程中能够安全生产,有良好的作业条件,能使繁重的作业实现机械化;同时也要保证矿山能够安全持续生产,防止采矿引起的地质灾害。2)矿石贫化小。选择的采矿方法要贫化小,矿石质量高,有利于配矿和矿石质量控制,满足加工部门对矿石质量的要求。3)矿石回采率高。矿产资源是有限且不能再生的,因此要选择高回采率的采矿方法,以充分利用地下资源。4)生产效率高。要尽可能选择生产能力大和劳动生产率高的采矿方法。5)经济效益高。6)遵守有关法规的要求。采矿方法选择必须遵守矿山安全、环境保护和矿产资源保护等法规的有关规定。2.1.2 采矿方法选择的主要影响因素2.1.2.1 矿体地质条件主要包括矿石和围岩的物理力学性质、矿体产状、矿石的品味和价值、矿物在矿体和围岩中的分布情况、矿体赋存深度、矿石和7围岩的自燃性与结块性等。2.1.2.2 开采技术经济条件主要有下列影响因素有下列各项: 地表是否允许陷落; 加工部门对产品的技术要求;技术装备与材料供应;采矿方法所需求的技术管理水平等。2.1.3 采矿方法初选2.1.3.1 地质法初选根据矿体地质条件选择合适的采矿方法,见采矿方法初选表采矿方法初选表一矿体稳固性矿体倾角矿体厚度矿体稳固围岩稳固矿体稳固围岩不稳固矿体不稳固围岩稳固矿体不稳固围岩不稳固薄 全面法、房柱法 单层崩落法,垂直分条充填法垂直分条充填法,全面法,单层崩落法垂直分条充填法,单层崩落法中厚分段矿房法、房柱法、全面法分段阶段矿房法分层崩落法有底柱分段崩落法分层充填法锚杆房柱法分段矿房法上向进路充填法垂直分条充填法有底柱分段崩落法分层崩落法,垂直分条充填法缓倾斜 厚与极厚阶段矿房法分段、阶段崩落法上向分层充填法分段、阶段崩落法上向分层充填法上向进路充填法,分段崩落法,阶段崩落法分段、阶段崩落法,分层崩落法, 下向充填法 ,上向进路充填法薄 全面法,房柱法垂直分条充填法,上向分层充填法,单层崩落法上向进路充填法,分段矿房法,分段崩落法,全面法分层崩落法,上向进路充填法,下向分层充填法,分段崩落法中厚分段矿房法 有底柱分段崩落法,上向分层充填法上向进路充填法,分段矿房法,有底柱分段崩落法有底柱分段崩落法,下向分层充填法,上向进路充填法,分层崩落法倾斜厚与阶段矿房法分段矿房法分段、阶段崩落法,上向分层充填法上向进路充填法,分段矿房法,分分层崩落法,上向进路充填法,下向8极厚段、阶段崩落法,下向分层充填法分层充填法,分段、阶段崩落法薄 留矿法,分段、阶段矿房法上向分层充填法,分层崩落法,分段崩落法上向进路充填法,分层崩落法,分段崩落法,分段矿房法上向进路充填法,下向分层充填法,分层崩落法,分段崩落法中厚分段矿房法,阶段矿房法,分段崩落法分段矿房法,上向分层充填法,分段崩落法上向进路充填法,下向分层充填法,分层崩落法, 分段崩落法下向分层充填法,上向进路充填法,分层崩落法,分段、阶段崩落法急倾斜厚与极厚阶段矿房法,分段、阶段崩落法分段矿房法,分段、阶段崩落法,上向分层充填法上向进路充填法,下向分层充填法,分层崩落法,分段,阶段崩落法分段,阶段崩落法,下向分层充填法,上向进路充填法,分层崩落法采矿方法初选表二主要的地质及开采技术条件名称 条件较适合的采矿方法 排除的采矿方法地表是否允许塌落 不允许 空场法;充填法 崩落法矿石的稳固性 稳固 空场法;充填法围岩的稳固性 稳固 空场法;充填法平均倾角及厚度55;15 米 上向水平分层充填法;分段空场法;分段凿岩阶段出矿嗣后充填法房柱法;留矿法;阶段空场法矿石的品位 高品位 上向水平分层充填法分段凿岩阶段出矿嗣后充填法分段空场法自然性与粘结性 有自然性无粘结性 上向水平分层充填法分段凿岩阶段出矿嗣后充填法根据采矿方法初选表一及采矿方法初选表二的初步分析,可以初选出二种采矿方法:(1)上向水平分层充填法;(2)分段凿岩阶段出矿嗣后充填法。2.2 上向水平分层充填法2.2.1 方案特点该方法适用于开采矿体上下盘岩石中等稳固以上或稳固性稍差,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9品位或贵重金属的矿体,方法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。该方法一般适用于矿石稳固、围岩不稳固的倾斜和急倾斜矿体,能适应形态不规则、分枝复合变化大的矿体。此方法工作面循环作业,凿岩爆破、出矿、充填和护顶完成一个循环后,进行下一分层的循环;回采空间和范围可以控制,人员、设备在暴露的顶板下工作,需要有效的控制顶板。在矿石稳固、围岩也稳固的倾斜和急倾斜矿体中可以减少或者不用护顶的工作。2.2.2 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。2.2.3 采准切割采准系统分为脉外采准系统和脉内采准系统。脉内采准系统通常从脉外运输巷道掘进穿脉巷道,在脉内靠近矿体上边界处布置充10填回风天井,联通上下阶段运输平巷,作为充填和通风的通道。脉外采准系统主要采用阶段斜坡道采准方式。阶段和各分段间由采准斜坡道连通,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。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。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。断面 3.5 3m,斜坡道的坡度为1:51:7,斜坡道与分段平巷连接,分段运输平巷与采场分层进路连接。一个分段负责 3 个分层。2.2.4 回采分层回采高度 3m,采用 YSP-45 型气腿式凿岩机挑采 2.0m,不出矿,炮孔倾角 75,炮孔直径 40mm,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。采用铲运机将崩落的矿石卸入溜井,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。2.2.5 方案评价该方案仅设溜井,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11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。类似的矿山的生产能力接近 160t/d;回采率高达 98%以上而且贫化和损失也都低于 8%。如下图上向水平分层充填法图样上向水平分层充填法2.3 分段凿岩阶段出矿嗣后充填法2.3.1 方案特点该采矿法适用于开采矿石与围岩稳固急倾斜(较缓)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。12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。2.3.2 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。2.3.3 采准切割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 11-12m 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2.3.4 回采13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 3-5 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。2.3.5 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。类似的矿山的生产能力接近 170t/d;回采率高达 87.5%以上而且贫化率约 8.55%,损失率介于 8%-9%之间。如下图分段凿岩阶段出矿嗣后充填法图样141. 8.293045. .67 35714114 分段凿岩阶段出矿嗣后充填法2.4 采矿技术经济比较根据以上初步设计计算并结合类似国内外矿山,对所选采矿方法的技术经济比较,详见下表采矿方法方案技术比较表序号项目名称 方案一上向水平分层充填法方案二分段凿岩阶段出矿嗣后充填法备注1 采场生产能力 160 1702 矿石损失率 7.25 8.55%3 矿石贫化率 7.16 8%-9%4 采矿技术和设备难易程度设备机动灵活充填工艺复杂设备维护难充填工艺复杂5 通风条件 好 好6 安全条件 安全性好 巷道内安全性好7 采切比(m/kt) 20-22 13.52水泥(kg/t)13-15 较少8 主要耗材木材(m3/t)0.8-1 较少9 采矿综合成本(元/t) 135-140 120-125152.5 采矿方法终定通过对以上两种方案的详细技术经济比较,可以看出两种方案的采矿成本相差不是很大,都能够比较安全的作业。第二种方案采准切割工程量相对第一种方案较小,但是矿石的损失贫化远高于前者且回采率也是远低于前者。由于本铅锌金银矿山,Pb 品位为6.53%;Zn 品位为 6.13%;Au 品位为 4.7g/t;Ag 品位为 171.67g/t;S品位为 25.77%,为高品位矿山,价值高,从经济和充分利用资源的角度考虑,相等条件下应优先选用损失贫化小的方案,而且在机动灵活性、井下设备维修难易以及机械化智能化考虑,本次设计选择上向水平分层充填采矿方法为最佳方法。2.6 结构和参数2.6.1 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(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,以利于上分层回采时无轨设备的行走。2.6.2 布置的依据2.6.2.1 矿块的布置16使用上向水平分层充填法时当矿体厚度小于 15m 时,采用沿走向布置;当矿体厚度大于等于 15m 时,采用垂直走向布置。由于矿体厚度 15m,属于中厚矿体与厚大矿体的分界线。出于安全和设备考虑,故本设计选用垂直走向布置较适宜。2.6.2.2 阶段高度、分段高度和分层高度上向水平分层充填方法在国内矿山中阶段高度一般取3060m,矿体倾角和厚度变化小,矿体形态规整,为减少采准切割量,提高生产效率,采用 60m。分段高度主要考虑到铲运机的爬坡能力、分层的高度以及参照新桥硫铁矿的方案,三个分层高度作为一个分段高度。分层高度主要是因为凿岩设备 YSP-45 钻孔的深度的影响和安全作业的要求,分层高度布置为 3m。2.6.2.3 矿房矿柱的尺寸矿房和矿柱的尺寸主要取决于矿石和围岩的稳固性。国内矿山垂直走向布置矿房的宽度一般为 812m,此矿山矿石和围岩均比较稳固,矿房可选 12m。用充填法回采矿柱时矿柱宽度一般为 68m。2.6.2.4 工作面结构形式崩下的矿石通过铲运机运至分段的溜井,为方便无轨设备铲运机在工作面出矿,工作面底板要铺设 0.3m 厚的混凝土。第三章 矿块的采准与切割工作3.1 采准巷道的布置由于矿石品位高、有自燃性,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17式。主要采准工程有斜坡道、分段运输平巷、阶段运输平巷、分层联络道、分层出矿进路、充填回风井、溜井及穿脉等矿石回采工作必不可少的巷道。3.1.1 斜坡道从每个阶段运输平巷掘进一条斜坡道至下一阶段的运输平巷,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,转弯半径取 10m-15m,坡度取 20%。斜坡道采用折返式,布置,布置在矿体的下盘。3.1.2 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 9.0m。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 20m 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)相同3.1.3 阶段运输平巷阶段运输巷道服务于整个阶段和上一阶段,每个阶段应布置一条。由于服务年限较长,单轨运输,巷道较宽,故断面采用的三心拱形。3.1.4 分层联络道每个分层均布置一条分层联络巷,沟通采场和分段平巷。其中,下向分层联络巷为运矿重车上坡,坡度取 12%;上向分层联络线为18运矿重车下坡,坡度取 15%。分层联络巷应布置在采场的中央,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。3.1.5 分层出矿巷道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。3.1.6 充填回风井充填回风井是采场通风和下放充填料的重要通道,位于靠近下盘的矿体中,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 2.0m2.0m,沿矿体倾向布置,倾角为矿体倾角。3.1.7 溜井考虑到铲运机有效运输距离 150m,放矿溜井间距 140-160m,同时服务于 7-8 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;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。193.1.8 穿脉穿脉位于矿房或矿柱中央,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) 。3.2 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 上向式凿岩机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。3.3 主要运输设备3.3.1 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,3 台正常生产,2 台备用,该型号电动铲运机的主要技术参数见表 3-1TORO400E型铲运机主要参数表(表 3-1)最小转弯半径(mm)外形尺寸(mm)斗容(m3)额定载重(t)铲取力(KN) 内侧 外侧 长 宽 高最大卸载高度(mm)最小卸载距离(mm)理论生产能力(万 t/台年)3.8 9.6 204 3530 6635 9680 2485 2395 1600 1545 19-223.3.2 电机车与矿车20根据该矿山 20 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) 。ZK10-6/250型电机车主要参数表(表 3-2)主要外形尺寸(mm)粘着质量(t)轨距(mm)直流电压(v)牵引力(KN)牵引速度(km/h)总长 宽度 牵引高度轨面到顶棚高受电器工作高度(m)10 600 250 18.93 10.5 4660 1354 430 1550 1.8-2.2YCC2(6)型测卸式矿车主要参数表(表 3-3)外形尺寸(mm)车箱容积(m3)轨距(mm) 长 宽 高线路中心距(mm)2 600 3000 1250 1300 15003.4 阶段运输平巷的断面尺寸和规格3.4.1 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,下盘围岩稳固(f=1824) ,可以不进行支护,破碎地段可喷射混凝土进行支护。3.4.2 巷道断面尺寸3.4.2.1 巷道净宽度 B0由表 3-1 和表 3-2 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:B0b 1+b+b2=300+1354+900=2554mm,按 50mm 取上,故 B0取2600mm。213.4.2.2 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。3.4.2.3 巷道净高 H0拱高 f0及其它参数f0B 0/3 =867mm大圆弧半径 R0.692 B 01799mm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arka cos238.0256794250子是在大圆弧断面内,应按下式计算 h3mfRZkRhH2045 86719)240()25179(8613 B 按人行要求计算巷道墙高 h3,即22mrhh159 )10679(1508)10(80 222253 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 3-1 所示图 3-1 阶段运输平巷断面图3.5 采准与切割工作3.5.1 采准与切割工艺该矿山采用下盘脉外阶段斜坡道采准方式, 自阶段运输平巷在相邻矿房与矿柱中间掘进穿脉到达矿体上盘边界,自穿脉在矿体上23盘边界处沿矿体边界在矿体内掘进充填回风天井至上阶段穿脉, 在穿脉的合适位置,掘进溜井。从采准斜坡道按分段高度掘进分段运输平巷,由分段运输平巷在采场中央位置掘进分层联络道,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联通阶段溜井,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 高的高标号胶结体人工假底,剩 2.0m 作为继续上采的作业空间。砌筑假底时,要预先铺设好滤水管,并根据实际情况考虑加一些钢筋。3.5.2 采准与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。表 3-4 矿块采准切割工程量长度/m 工程量/m3工作项目 断面规格/(mm )条数单长/m 脉内 脉外 合计 脉内 脉外 合计1、分段运输平巷 3.53 7 20 0 140 140 0 1470 1470.02、分层联络道 3.53 20 23.5 0 470 470 0 4935 4935.0 3、充填回风井 2.02.0 2 73.2 146.4 0 146.4 585.6 0 585.64、穿脉 3.53 2 82.6 36.6 128.6 165.2 384.3 1350.3 1734.624小计 183 738.6 921.6 969.9 7755.3 8725.2矿块矿量(kt) 71.26千吨采切比921.61.1/71.26=14.22m/kt(自然米);8752.21.1/71.26=135.10 /kt(标准米);3m注:不均匀系数取 1.1巷道合计总长度 921.6m(脉内 183m,脉外 738.6m) ,合计总体积 8725.2 m3(脉内 969.9m3,脉外 7755.3m3) 。采场采出矿量为ktaBLHQ 26.71%).51(984.3206.18)(1 式中: 矿块长度,18.3m;1可采高度,60;B采场宽度,20m(矿房 12m,矿柱 8m) ;矿石体重,平均 3.14tm-3;采矿回收率,98%;a 矿石贫化率,5.17%;故矿块的千吨采切比 14.22m/kt 或 135.10 /kt。3m3.5.3 采准切割成本采准切割的成本计算以矿块为单位,阶段运输平巷算入开拓工程,阶段斜坡道、卸矿横巷以及溜井为多个矿块公用,参考类似矿山指标,采准切割成本计算如表 3-5 所示。表 3-5 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 165.2 1800 2973602、斜 坡 道 9.8 1800 17640 3、分段运输平巷 140.0 1800 2520004、溜井 8.3 1600 132805、充填回风井 146.4 1600 23424025采切成本 W=Y/Q,元/t;式中 Y- 矿块采切总费用,元,取值 1699920 元;Q-矿块采出总矿量,t,取值 71260t;故采切成本 W= Y/Q=1699920/71260=23.8 元/t3.5.4 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 3-6。表 3-6 矿块采准切割工作进图表第四章 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。因此凿岩设备选用6、分层联络道 470 1800 8460007、卸矿横巷 21.5 1800 38700合 计 961.2 1699220采切成本(元/t) 23.826YSP-45 上向式凿岩机,YSP45 可以钻凿 60-90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YSP-45 44 680 2700 0.5 0.20.3 3542 6 自带轴向 推进器4.1.2 炮孔布置和崩矿参数设置(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 YSP-45 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(25-30)d,ma=(1-1.5)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 0.8m-1.0m,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。27根据炮孔布置及分层采场参数,矿块每个分层采场可布置 278个(矿房 154 个,矿柱 124 个)挑采炮孔,164(矿房 91 个,矿柱 73个)个压采炮孔,合计孔深 928m。(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=3563t,炮孔总长度 l=928m,故每米炮眼崩矿量 q:q=Q/l=3563/928=3.9t/m4.1.3 凿岩机数量和工作时间YSP-45 型凿岩机凿岩台效为 50-70m/台班。本设计中 YSP-45型凿岩机凿岩台效取 60m/台班,一个采场 4 台 YSP-45 型凿岩机,同时作业的纯凿岩时间为 9 个班(3d) 。4.1.4 炸药单耗及起爆方式用普通 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 f 8 810 1015单位炸药消耗量 0.261.0 1.01.6 1.62.628(kg/m 3)4.2 通风上向分层充填采矿通风系统采用集中通风系统。通风线路:阶段运输平巷斜坡道分段运输平巷分层联络巷采场回风天井中断回风巷。通风方式采用抽出式通风4.3 顶板的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。4.4 出矿4.4.1 铲运机出矿时间挑采落矿时不出矿,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)360cukQmt式中:Q c铲运机理论出矿能力,th -1;u铲斗容积,m 3,取 3.8 m3;29矿石体重,tm -3,2., ,取 3.14tm-3; ;k铲斗装满系数, k =0.8;m矿石松散系数, m =1.6;t铲运机铲装、运、卸一斗的循环时间,s:(4-2)54321ttt1装载时间,s,取 80s; t2 卸载时间,s;t3掉头时间,s,一般取 30-40s,取 40s;t4其它影响时间,s ,取 20s;t5空重车运行时间,s, ;vlt252l装运卸一次作业循环往返运距,m,取 254m;v铲运机的运行速度,ms -1,取 1.94 ms-1;Q=QcTqT班法定工作时间,h,取 8h;q工时利用率,%,取 50%; 根据(4-1) (4-2) (4-3)式可以知道铲运机台班生产能力Q = 400 t/台班矿块各分层采场的出矿量为 3563t,则纯出矿时间为 9 班(3d) 。4.5 充填每分层出矿结束后,及时进行充填,控制地压,阻止地表出现大变形。第一步矿柱空区采用较高灰砂比进行充填,第二步矿房空区采用较低灰砂比进行胶结充填。回采的第一分层都用高灰料比胶结体构筑假底,以提高下阶段采场回采的安全性。为减轻铲运机出30矿时对层面的破坏,并降低矿石贫化损失,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。4.5.1 充填准备工作(1)出矿完之后,将设备移出采场;(2)架设泄滤水井。泄滤水井布置在采场充填体内,用于充填体滤水,随回采、充填工作进行顺路架设,泄滤水井的断面尺寸一般为(1.21.5m(1.21.5m) ,负责面积为 200m2左右;(3)构筑与分层出矿进路间的密闭墙,在回风充填井中央设置隔墙;(4)接通采场充填管路。从上中段回风充填平巷,通过回风充填天井,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;(5)检查地表充填制备站与充填采场之间的通讯系统;(6)
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