焦家金矿-270矿体开采设计

毕业设计（论文）任务书 毕业设计毕业设计（ （论论文）文）题题目：目： 焦家金焦家金矿矿-270-270 矿矿体开采体开采设计设计 学学 生生 姓姓 名：名： 王王伟伟 学学 号：号： 专业专业、年、年级级： ： 采采矿矿 20082008 级级 学学习习形式：形式： 学学习层习层次：次： 专专科科 函函 授授 站：站： 毕业设计毕业设计（ （论论文）内容：文）内容： 设计的基本原则，矿区概述，矿床地质与开采技术条件，矿山工作制度，矿 床开拓系统，中段平面开拓系统，采矿方法，矿山通风系统，矿井提升运输系统， 总图运输，设计矿山的技术经济指标等。 设计要求：中段生产能力 25 万吨/年。 专题专题（子（子课题课题） ）题题目：目：-270m-270m 中段采中段采矿设计矿设计 内容：内容： 根据矿床地质条件和开采技术条件，设计-270m 中段矿体采矿方法。包括： 采矿方法初选，技术经济分析，详细技术经济计算、综合分析比较。采矿方法简 述，结构参数，采准巷道布置，切割工作，回采工作（落矿、出矿、通风、支护、损 失贫化、顶板管理、充填），回采顺序，地压管理，采掘进度计划，成本计算与技 术经济指标。 毕业设计毕业设计（ （论论文）指文）指导导教教师师（ （签签字）：字）： 主主 管管 教教 学学 院院 长长（ （签签字）：字）： 20102010 年年 4 4 月月 5 5 日日 目目 录录 前前 言言.1 1 1 矿矿区概述区概述.2 1.1 矿区交通位置 .2 2 2 矿矿床开拓床开拓.3 2.1 地表移动范围的圈定.3 2.2 开拓方法.4 2.2.1岩石条件.4 2.2.2水文地质条件.5 2.2.3开拓方案选择.5 2.2.4主要巷道的规格.6 2.2.5掘进工程.15 2.2.6、装运.19 3 3 采采矿矿方法方法.19 3.1 开采范围 .19 3.2 采矿方法 .20 3.2.1、采矿方法选择.20 3.2.2、采场构成要素.21 3.2.3、采准切割工作.21 3.2.4、千吨采切比计算.22 3.2.5、回采工作.23 4 4 矿矿井通井通风风系系统统.33 4.1 通风系统现状概述.33 4.2 矿井总风量计算.33 4.2.1、总风量计算公式.33 5 5 矿矿山主要机械山主要机械设设施施.35 5.1 提升设备.35 5.2 地下运输.35 5.3 地下破碎.36 5.4 排水系统.36 6.5 风水电供应系统 .36 6 6 总图总图运运输输.37 6.1 矿山总平面布置.37 6.2 内外部运输.37 7 7 采采场单场单体体设计设计.37 7.1 上向分层进路充填采矿法.37 8 8 总总 结结.42 参考文献参考文献.43 1 前前 言言 为加强理论联系实际，具有解决金属矿床开采中有关的技术问 题和编制金属矿床开采设计的能力。在逐步的学习、工作中，重新 认识矿山，对焦家金矿的矿区概况、矿区地质、矿山工作制度和生 产能力、矿床开拓、采矿方法、矿井通风、矿井主要机械设施、总图 运输进行了系统的了解。并利用本专业所学过的基础理论，专业知 识综合地解决金属矿床开采问题，做到了在实践中了解和掌握理论， 巩固了自已所学的专业知识。 1. 设计范围 焦家矿区原有开拓系统仅设计服务到本矿区-270 米中段，本 次设计就焦家矿区-230 米在原有开拓系统基础上进行矿体回采设 计，设计矿石年生产能力 25 万吨，日生产能力为 830 吨。 2 设计依据 焦家金矿设计范围内各矿区采矿许可证。国家现行的律法规 和设计规范。 焦家金矿生产探矿资料及主要生产技术指标及 2007 年 7 月山东省莱州市焦家金矿焦家矿区资金矿源储量核实报告。 2 1 1 矿区概述矿区概述 1.11.1 矿区交通位置矿区交通位置 焦家金矿位于山东省莱州市金城镇境内焦家村西北侧，地理 坐标为东经 12006461200752，北纬 372322372424， 矿区范围面积 0.9164km。 矿区有烟潍公路通过，向南经莱州市至潍坊火车站 126km，向 3 北经龙口港至烟台市 145km，水陆交通方便。 矿区属低山丘陵区，东高西低。东部为以剥蚀作用为主的丘陵区， 标高一般为 4060m，最高点为矿区东侧的望儿山，海拔 177.39m。西邻莱州湾，为山前冲洪积平原，地面标高 2235m，地 势平缓，属滨海平原。本区四季分明，气候温和，属暖温带季风型气 候，最高气温 38.9，最低-18，年平均 12.4。年平均降水量 600700mm，降水量多集中在 68 月份。区内无大水系，下切冲 沟较发育，雨季呈径流，旱季常干涸。 2 2 矿床开拓矿床开拓 2.12.1 地表移动范围的圈定地表移动范围的圈定 在圈定矿山开采的岩石移动范围和崩落范围时，往往采用类 比法，即参照矿体产状、围岩条件和采矿方法相类似的矿山岩体移 动资料来确定矿山的岩石移动范围和崩落范围。 通过参考类似矿山岩体移动资料，并对照本矿区下部矿体的赋存 条件，矿、岩性质及稳固程度，经综合分析确定矿体的岩石移动角， 并按此圈定岩体移动范围。 4 2.22.2 开拓方法开拓方法 由于焦家矿区已有开拓系统为：斜坡道加混合竖井开拓，系统 已经形成且比较合理，因此不再进行设计，在这里只从石门开始做 开拓设计。 2.2.1岩石条件岩石条件 由于矿床处于构造破碎带内， 矿体及围岩均破碎、稳定性差。 通过对岩石力学研究，焦家金矿床岩石属半坚硬-坚硬岩石， 其抗 拉强度仅为单轴抗压强度的 1/91/19，而垂直于结构面的抗拉强 度趋近于零。矿区构造应力场最大主应力为水平应力，方位 SE- NW，与矿体走向近似垂直。 破碎岩体易受爆破震动的影响而发生微观结构上的破坏， 当 结构面上的滑移超过其位移极限值时，岩体结构解体崩溃，往往无 明显变形而突然冒落。井巷工程施工过程中，当顶板岩体承受的拉 应力超过岩体本身的抗拉强度时，易出现拱顶塌落，这便是焦家金 矿地压活动的主要表现。焦家金矿矿床岩体基本无岩爆或底鼓现象， 不出现大规模地压活动。但是，岩体越破碎，爆破对其稳定性影响 就越大。矿山开采中，一般尽量采用拱形断面，进路布置尽量与构 5 造垂交或斜交。 2.2.2水文地水文地质质条件条件 焦家金矿床井下水为天水与矿床水的混合体， 存在于岩体裂 隙中，具有较好的连通性。井下涌水特点主要有：下部工程拉开后， 上部相应地段涌水则迅速减少，由原来的喷涌变为滴淋；一般地， 局部破碎强蚀变带构造裂隙发育，导水性能好，含水量大，涌水多。 2.2.3开拓方案开拓方案选择选择 由于 I 号矿体厚度较大，倾角较缓，矿块生产能力比较大，服 务年限较长，因此选择下盘脉外平巷加穿脉布置 见图 4-1。 布置如图所示。一般多采用下盘脉外巷道和若干穿脉配合。从 线路布置上讲，采用双线交叉式，即在沿脉巷道中铺设双线，穿脉 巷道中铺单线。沿脉巷道中双线用渡线连结，沿脉和穿脉用单开道 岔连结。 6 图 4-1 下盘脉外平巷加穿脉布置 下盘脉外平巷加穿脉布置 这种布置的优点是阶段运输能力大，穿脉巷道装矿安全、方便、 可靠，穿脉巷道还可起到探矿作用。缺点是掘进工作量大。 2.2.4主要巷道的主要巷道的规规格格 电机车、矿车及铲运机选型 根据矿块生产能力，电机车选用 CJY6/6(ZK6-6/250)型架线式 直流电机车，矿车选用 2 立方单侧曲轨侧卸式矿车；铲运机选用阿 特拉斯 ST2D 铲运机。 电机车，主要技术参数如下： 外型尺寸（长宽高）：447010451500（mm） 轨距：600mm 轴距：1100mm 粘着重量：7t 额定电压：250V 最小转弯半径：7000mm 集电弓工作高度： 7 18002200mm 牵引高度：320mm 小时制牵引 力：13040N 小时制功率：20.6*2KW 侧卸式矿车，主要技术参数如下： 矿车容积： 2m 自重：1000kg 载重：5t 外型尺寸（长宽高）：220011001300（mm） 轨距：600mm 轴距：600mm 牵引高度： 320mm 铲运机，主要技术参数如下： 外形尺寸（长宽高）6604 1549 1981 （mm） 拐弯半径：内半径：2667mm 外半径：4699mm 最大举升高度：2515mm 最大卸载角：45 选择巷道断面形状： 由于焦家金矿矿体下盘岩石相对比较稳固, 阶段巷道形状选 择 1/4 三心拱拱形断面；阶段巷道选择 1/3 三心拱巷道大部分不需 支护，轻微破碎带可选用管缝式锚杆和喷射混凝土支护,破碎情况 较严重的可采用喷锚网支护。 由于 I 号矿体阶段运输平巷运输量较大，因此规格应适当加 大，确定阶段运输平巷规格为 2.8m2.6m ；确定出矿穿脉规格为 2.6m2.5m ；确定分段巷道的规格为 3.12.8m。 布置巷道内水沟和管线: 8 采用水沟坡度为 0.3%，查表 3-11 得：水沟深 400mm，水沟宽 400mm，水沟净断面积 0.16m 。 2 管子悬吊在人行道一侧，电力电缆挂在非人行道一侧，通信电缆 挂在管子上方。 计算巷道掘进工程量和材料消耗量: 阶段运输平巷每米巷道计算掘进体积 3 28 . 7 128 . 7 1mSV 出矿穿脉每米巷道计算掘进体积 3 50 . 6 150 . 6 1mSV 绘制巷道断面施工图，编制巷道特征表和每米巷道掘进工程量和 材料消耗表 根据以上计算结果，按 1：50 比例绘制出巷道断面图，并附上工程 量及材料消耗量表，如表。这些施工图表发至施工单位，作为指导 施工的依据。 9 阶段运输平巷特征 断面面积 /m 3 设计掘进尺寸 /mm 锚杆/mm围 岩 类 别 净 面 积 设 计 掘 进 宽 高 喷 射 厚 度 /m m 型 式 外 露 长 度 排 列 方 式 间 排 距 锚 杆 长 直 径 净 周 长 /m 7.287.2 8 2800260 0 0管 缝 式 0150 0 180 0 4 0 10.8 10 出矿穿脉特征 断面面 积/m 3 设计掘进 尺寸/mm 锚杆/mm围 岩 类 别 净 面 积 设 计 掘 进 宽 高 喷 射 厚 度 /m m 型 式 外 露 长 度 排 列 方 式 间 排 距 锚 杆 长 直 径 净 周 长 /m 6. 5 6. 5 26 00 25 00 0管 缝 式 0方 形 15 00 18 00 4 0 10. 2 11 分段巷道特征 断面面 积/m 3 设计掘进 尺寸/mm 锚杆/mm围 岩 类 别 净 面 积 设 计 掘 进 宽 高 喷 射 厚 度 /mm 型 式 外 露 长 度 排 列 方 式 间 排 距 锚 杆 长 直 径 净 周 长 /m 8. 4 8. 4 26 00 25 00 50 mm 管 缝 式 0方 形 15 00 18 00 4 0 11. 6 12 600 1200 400 400 1950 500 2500 出矿穿脉巷道断面 13 600 1200 1800 850 1950 400 400 1800 2600 500 阶段运输平巷巷道断面 14 400 400 1800 3000 2800 分段巷巷巷道断面 15 2.2.5掘掘进进工程工程 掘进工程主要工序为：凿岩、爆破、通风、装运、支护，此外还 有清理浮石、接管线等辅助工艺。阶段运输平巷掘进为掘支铺轨架 线依次成巷方式，即：掘进工程结束后，进行永久支护，然后进行铺 轨架线，经验收合格后，掘进工程结束。分段巷道则不需要铺轨。 （一）凿岩 本设计所施工的巷道工程均采用浅孔爆破。 1.凿岩工具：使用 YT27 型风动凿岩机凿眼，选用适应岩性的 钎头和钎杆，钎杆长 2.5 米，钎头为 38mm 的柱齿型或一子型钎 头，风源自地表压风机房经主井井筒到达石门巷，凿岩机风管由此 接入。水源由设在地表的的水池提供，供水路线与供风路线一样。 2.凿岩工艺：爆破凿岩严格按照中线腰线施工，按照控制爆破 要求，在井巷断面上合理布置掏槽眼，辅助眼及周边眼。断面炮孔 布置见下图。 16 炮 炮孔布置图 17 装药形式 根据岩石的易爆性，选择适宜的凿眼爆破参数，尤其要选择适 应的掏槽方式。一般的，当岩石较松软时，应采用楔型掏槽，当岩石 较致密，宜采用垂直桶型掏槽，中心布置一个空孔作为掏槽自由面， 可尽量利用地质构造提高凿眼爆破效果。允许周边眼向外偏 23 度的角度，最多不能大于 6 度。 爆破 爆破器材：2#岩石铵梯炸药和防水乳化油炸药、非电导爆管、 起爆器、导线等，药卷长度 200mm，药卷直径有两种：32mm 与 25mm，后者只用于顶板眼的装药，目的是减小对周边岩石的破坏， 提高控制爆破效果。当掘进过程存在水害时，可以选择防水乳化油 炸药或使用防水乳胶套。 起爆药包加工和装药： 装药按炮孔顺序选取段数，装药时不准搞错段数，用木棍轻轻 捣入孔内； 推进导爆管时，只准后随一个药包，推进的速度应与导爆管的 速度一致，尽量减少摩擦和猛拉，防止导爆管变形和损坏而导致拒 爆； 装药后，必须堵塞炮泥，捣炮泥时，应防止导爆管打结、折断、 18 拉细等现象发生； 在装药过程中要注意保护塑料导爆管，不要脚踏，防止被石块 砸断或划破。 工作面爆破网络的联线方法：将工作面导爆管捆绑在一起，用 胶布缠好,然后把这导爆管与导线相连，最后用起爆器起爆。 通风降尘 通风系统 掘进工作面起爆后，应进行通风。根据本工程独头掘进、且距 离比较长的特点，前期通风采用压入式通风方式，后期巷道掘进较 长后采用压入式与抽出式混合通风，风机选择 YBT-62-2 型轴流式 风机，风机选择 600mm 胶质皮风筒，风筒采用岩壁锚杆吊挂。 后期巷道掘进较长后，采用压入与抽出混合式通风方式进行通 风。在掘进巷道内安装压入式、抽出式风机，压入式风机将新鲜风 送至工作面，冲洗工作面，再由抽出式风机将污风排到硐口外，完 成掘进巷道的通风工作。 19 回回回 回回回回 回回 回回 回 回 回 回 回 回 回 除尘措施 凿岩完成后即进行装药爆破工作。采用 2 #岩石炸药、非电导 爆雷管起爆，人工装药。爆破时产生含 CO、NO2的废气。贯穿风 流不能到达的工作面、通风难以控制或风阻较大的独头 3 掘进巷 道均需采用局扇或辅扇进行局部通风，并采取如下抑尘措施降尘： 湿式凿岩捕尘；向爆堆喷雾洒水降尘；在卸矿站及其 它粉尘较多的采矿点采用喷水降尘。 2.2.6、装运、装运 阶段运输平巷的掘进，以扒装机将爆破产生的岩渣装入矿车， 进入中段运输系统，由 ZK7-6/250 架线式电机车牵引或人力推矿车 20 进入中段卸载站，汇入井下提升运输系统。分段巷道的掘进采用铲 运机铲至毛石井，然后用电机车从阶段运输平巷运至卸载站。 3 3 采矿方法采矿方法 3.13.1 开采范围开采范围 根据地质资料本设计只对-230 中段 84 线120 线的矿体进行 回采设计。 3.23.2 采矿方法采矿方法 3.2.1、采、采矿矿方法方法选择选择 由于地表不允许崩落，矿山可采用空场采矿法事后充填和充 填采矿法。我矿选择充填采矿法。 充填采矿法 充填法的目的是利用充填体进行地压管理，以控 制围岩崩落和地表下沉，并为回采创造安全和方便条件。充填法生 21 产能力相对要低，成本较高，但地压管理较好。 上向分层进路充填采矿法 此法是从上向分层水平充填法演变 而来，把矿房划分成若干条进路。用于厚度较大的倾斜矿体，机械 化出矿，尾砂胶结充填。此法要求机械化程度较高，成本高；但矿石 回采率较高，适用于贵金属矿山。 初步选定上向分层进路充填法进行各种经济技术指标的对比。 原因有二，首先，矿山地理位置决定地表不允许崩落；其次，其它采 矿方法不适合本矿山地质条件。 经过对以上集中采矿方法综合分析比较，最终确定采用上向分层 进路充填采矿法。在北部矿石极破碎地区采用下向分层进路采矿法。 该法具有生产能力大，采准工程量相对较小，贫化率较低，劳动生 产率相对较高等优点，但同时也要加强采场顶板管理，加强生产技 术管理与放矿技术管理，严格控制大块产出率及矿石损失率，努力 减少矿石的贫化。 3.2.2、采、采场场构成要素构成要素 阶段高度 阶段高度为 40m。 22 分段分层高度 由于矿岩稳固，浅孔凿岩机凿岩，分段高度为 10m；分层高度为 3m。 采场布置 采场沿走向布置。 采场长度宽度 采场沿走向布置约 5060m，宽度为矿体水平厚度 。 3.2.3、采准切割工作、采准切割工作 采准工作 采准工作包括： 在矿体下盘掘进阶段运输平巷，规格为 2.82.6m； 自阶段运输平巷一侧向上盘，每隔 20 m 掘进一条出矿平巷，规格 为 2.62.5m。 沿斜坡道每隔 10 米垂直高度掘进一条分段巷道，规格 32.8m。 切割工作 切割工程有： 自放矿溜井起沿矿房下盘掘进回风上山，规格为 2.02.0m。 23 3.2.4、千吨采切比、千吨采切比计计算算 用长度表示：，m/kt1000 T L K采切 用体积表示：，m3/kt1000 T V K采切 其中： 副 VQT 式中： 千吨采切比，m/kt 或 m3/kt； 采切 K 采场采切巷道的总长度，m； L 采场中采切巷道的总体积，m3； V 采场采出矿石量，t；T 采场工业储量，t；Q 采切工程中的副产矿石体积，m3； 副 V 矿石容重，t/m3。 3.2.5、回采工作、回采工作 矿房回采 先使用 YT27 风动凿岩机在矿房下盘施工一条回风上山，然 24 后进行进路拉底，进路高度为 3m，炮孔排距 0.75m，间距 0.7m，孔 深 2.3m。随进路工作面的推进，每循环爆破结束，在进路顶板，及 时打锚杆和穿带进行锚固。锚杆眼深度为 2.0m，角度不低于 60， 网度为 1.0m1.0m 。 采场第一分层采用掘进方式回采，每条进路结束后先打 50mm 厚的人工假底，然后采用胶结充填至接顶；第二分层开始利用下一 分层的充填体为自由面，采用挤压爆破，向下压炮。 矿石采用 ST-2D 铲运机铲至采场放矿溜井中，然后在阶段运输 巷道用电机车转运至中心溜矿井。 凿岩工作 炮孔布置： 采场凿岩采用浅孔水平落矿方式，顶板采用光爆技术，以确保 采场顶板安全；炮孔为水平炮孔。炮孔平行布置，孔间距为 0.7m， 排间距为 0.75m；每次爆破面布置炮孔数量为 25 个，爆破进尺 2m， 分层采高 3m，爆破体积为 18m，落矿量约为 50t。落矿时炮孔必须 进行封堵。炮孔布置见：炮孔布置图 25 二分层以上炮孔布置图 炮孔参数 凿岩采用 YT27 型气腿式风动凿岩机，钎杆长 2.5m ，采用直 径为 38mm 柱齿形或一字形钎头，每个掌子面的炮孔数为 2530 个，孔深 1.8m2.2m，成孔直径为 38mm42mm。最小抵抗线为 ，取 0.8m，炮孔孔间距，取 1m，排间距 dW)3025(Wa)5 . 10 . 1 ( 26 取 0.8m 。 爆破工作 选择炸药和爆破器材： 爆破器材为 2#岩石铵梯炸药药卷 32mm。起爆器材为非电导 爆管秒差雷管。装药方式为人工装药，顶板眼采用空气间隔装药， 装药率 20%30%；其余炮孔采用柱状连续装药，顶板眼每孔在孔 底和外侧间隔放置 2 个同段起爆雷管，其余炮孔每孔放置 1 个起爆 雷管，其位置在装药长度 20%（从孔底算起）左右的药卷中，要求雷 管聚能穴朝向孔口。装药时应在警戒区边界设置明显标志，防止无 关人员进入爆破作业区。 矿石运搬 井下矿石运输系统是由采场矿石溜井、出矿巷、中段运输巷、 石门、卸载站、集中溜井和箕斗装矿点组成。用 ST-2D 铲运机将采 场工作面落下矿石经采场溜井、采场振动放矿机装到 2m侧卸式矿 车，用 6 吨电机车牵引至卸载站卸载。 采场通风 由于回采为掘进式回采，借助于自然风流扩散通风难以达到 通风要求，必须采用局扇强制通风。结合本采矿方法特点，为达到 通风效果，在每个采场采用压入式通风， 采场地压管理 27 支护方法及材料 根据矿岩稳固程度，在采矿生产过程中必须同时进行合理有 效的支护工作。采场内支护方式主要有锚杆支护、锚杆加穿带支护 和木立柱、木棚支护等。 锚杆支护：适用于岩石较为稳固的采矿工程，为临时支护措施。 采用摩擦全锚固的管缝式锚杆，将采场顶帮挤压加固，形成稳定的 承压层，达到支护顶帮的目的。 有关管缝锚杆的主要技术参数如下：长 1800mm，杆体外径 40mm，杆体采用壁厚为 2.5mm 屈服强度不低于 350MPa 的合金钢 材轧制而成，管缝缝宽 12mm，托盘规格为 140mm140mm6mm。 锚杆排列 根据具体条件，锚杆排列有方形、矩形及梅花形，我矿采用梅 花形。 安装锚杆应符合以下要求： 锚杆应交错呈梅花网状布置，锚杆网度根据岩石破碎程度现 场确定。 锚杆孔轴线与构造面夹角不得小于 60，锚杆不得沿构造面或 裂隙布置，托盘安装应凹面向里并紧靠岩体，不得将托盘反装或挤 压变形。 锚杆眼打上一个必须安装一根，禁止打完锚杆眼集中安装锚 28 杆。 采用管缝锚杆进行支护时，管缝锚杆不准将其砸扁后再使用。 锚杆加穿带支护: 当锚杆支护达不到支护要求时，应采用锚杆加穿带支护；即在 两根锚杆之间加一根穿带，穿带是用 10mm 钢筋焊接而成，长度 1200mm1500mm 之间。 1320 穿带形式 木立柱、木棚支护： 当以上两种支护形式都打不到要求时，则必须采用木棚支护。 木棚支护应符合下列要求： 梁和腿的结合要严密，其夹角一般为 100110，顶压大夹角 小，测压大夹角大。 棚腿柱窝应挖到硬岩，松软地段应垫基石或设地梁。 棚梁与棚腿应在同一平面上，必须与巷道中心线成直角。 梁的中部及腿的顶端与顶帮间的空隙必须用木楔楔紧。 29 为防止棚子发生倾斜，各腿之间应用直径不小于 10cm 的撑木 互相支撑。 个木棚棚腿之间距离在 0.81.2m 之间 为防止巷道顶帮岩石的片落，棚壁间必须填塞结实。 棚腿和立柱应小头向下，大头向上支护。 发现棚腿歪斜、压裂、顶梁折断或坑木腐烂等，应及时更换修 复。 采场顶板管理 工作面必须按照作业规程和质量标准搞好工程质量，采场顶 板呈微拱形，两帮平直，避免超欠挖现象。 充填料的输送 根据充填工艺的要求，制备好的充填料必须及时送往充填地 点。为了将大量充填料送往井下，必须寻找一种高效率的运输方 法，以提高充填法的经济技术效果。目前在矿山中，已广泛应用 流体做输送介质的两相流来输送充填材料。根据采用的输送介质 不同，大致将两相流分为水力输送和风力输送。由于水是最为廉 价的输送介质，所以大多数矿山都采用水力输送充填材料。 影响两相流阻力的因素主要有以下几个方面： 第一，断面平均流速的影响，为确保输送可靠，工作速度应大于 临界流速的 1520，而此时阻力也随流速的增加而增大。 30 第二，管径。两相流的水头损失是随管径的减小而增大的。管径 要根据充填能力和运输距离、充填倍线等指标来确定，既不能过 粗，也不能过细。 第三，颗粒成分及平均粒径。如果料浆中细粒较多时，水头损失 比细粒少时要小。这是因为细粒较多形成的砂浆相当于一种比重 较大的液体，它能使一些较粗粒子更容易悬浮。 第四，两相流的浓度对阻力特性有很大影响，在相同的流速下， 水头损失是随浓度的增加而增大的。根据本矿山的实际，充填最 高浓度可达 70以上。 第五，固体颗粒的比重，在体积浓度相同时，比重越大与管壁的摩 擦就越大。 第六，颗粒沉降速度。沉降速度越大，就意味着水头损失也会增加。 当水力输送固体物料的浓度达到某一限值时，浆料会变得很稠， 它沿管道输送的特性会发生很大的变化，不同于普通的水力输送。 浓度很高的浆料，只需很低的输送速度就能沿管道压送至目的地。 这种在管道中呈“柱塞”状低速流动的料浆称为结构流。结构流大 致可分为两类，一类是不加胶结剂的结构流，一类是加入胶结剂 的结构流。结构流的浓度较高，随着技术设备的高速发展，将是 以后矿山充填的发展方向。 31 根据实践在充填料浆输送中往往会出现各种事故和问题，最主 要的有以下几个方面的问题： 管理堵塞事故，造成管路堵塞的主要原因有以下几点：料浆 发生离析沉淀；自流输送速度太低；料浆中混入杂物；管 道未清洗干净等因素。根据以上因素首先要避免料浆发生离析沉 淀，把物料级配组合好；适当加大料浆输送速度；避免管路中进入 空气，形成复杂的、不稳定的多相流；利用高浓度输送；增加料浆 中细物料的含量。其次要避免管路中进入大块杂物，在管路入口 处应加一格筛，格筛的网孔不能大于管道直径的 1/3。第三充填结 束必须用清水、压气或清水压气同时进行，将管路清洗干净，若 清洗不干净、不彻底，管道中残留的固体物料、特别是胶结充填 是的胶结充填料，就会在下次充填时造成堵管。 管道的磨损，由于充填料浆输送速度和压力都很大，管壁磨损 非常严重。为了保证安全顺利输送，了解管道磨损情况，必须定 期、定点的用高敏度超声波测厚仪及金属探伤仪对管路进行监测。 为了降低管路的磨损程度，延长其使用寿命，可以适当降低料浆 流速；适当减小管径采用满管输送；在保证充填体强度的条件下， 尽可能降低粒径，多加细料；适当给料浆加入减阻剂，减小料浆对 管道的磨损；采用耐磨防腐性好的新型管材；如果主管路使用钢 管还要定期转动管路，把管壁较厚的地方转到磨损较严重的地方。 32 充填倍线，若倍线值过小，料浆出口剩余压力过大，管道振动 剧烈，磨损严重；若倍线值过大，压力损失过大，料浆流动不畅， 容易造成堵管。 充填体的强度 水力输送的充填料充入采场经过脱水后，就逐渐形成整体 的充填体。它的作用是用来维护采空区和作为采场下一分层的工 作平台。因此，研究充填体时，必须对充填体的透水性、沉降和强 度给予高度重视。充填体的脱水主要通过水在充填体的空隙中流 动、渗透、扩散排出。在细颗粒的松散体中才可能存在毛细管现 象，其中毛细管水面升高的大小完全取决于松散颗粒的大小或其 中空隙的大小。无论是自由水从细粒松散体中渗出；或松散体干 燥脱水，都要克服毛细管力的影响。在采场进行水力充填时，充 填料被输送到采场后，运送充填料的水除少部分以泾流的形式在 充填体表面上排除外，大部分水是以渗透的形式从充填体的空隙 中渗透排出。为了提高充填体的渗透系数，应正确选择充填料的 粒径尺寸，孔隙率、颗粒级配，以及水力输送时的输送浓度，应保 证充填料能迅速脱水，并形成坚固的整体。 对于饱和水的松散体在自重条件下，会产生自然沉降。自然 沉降是由两方面原因形成的，一方面是重力水被蒸发或渗出失去 33 了对固体颗粒的浮力；另一方面是重力水被蒸发或渗出后，充填 体中仍保持着毛细水，毛细力的作用是发生自然沉降的主要因素。 充填体作为支护围岩的手段，不仅可以控制采场两帮围岩的局 部破坏，而且可以防止大规模的岩石移动。所以就要求充填体必 须具备一定的强度。另外，充填体还要作为采场的工作底板，也 要具备必要的强度。为提高充填体的强度首先可以通过加压提高 充填体的容重；改善充填料的粒级组成提高充填体的密度；控制 充填体内的含水量等手段；来提高充填体的内摩擦角。其次要提 高充填体的粘结力，粘结力是通过灰沙比和水灰比决定的。灰砂 比在 1：10 时抗压强度就能达到 1015 公斤/平方厘米，就能达 到工作面地板的要求；当灰砂比在 1：20 时抗压强度达到 57 公 斤/平方厘米，就能达到采场充填的目的。当灰砂比为 1：3、输送 重量浓度为 65%、水灰比 3.22 时，每平方厘米的抗压强度就能达 到 30 公斤。所以为了提高充填体的强度，在满足输送要求下，尽 量提高输送浓度，若浓度从 65%提高到 75%，强度可以提高 1.52 倍。相反，输送浓度过低，会造成充填体脱水时间过长，甚 至还会在充填体表面产生泾流，造成水泥量的流失和离析。每次 充填时要在板墙外构筑二道板墙，对充填时滤出的粒度较细的泥 沙进行二次过滤，避免污染整个采场。 34 4 矿井通风系统 4.1 通风系统现状概述 依据矿山的两翼对角式开拓系统，斜坡道及管缆斜井为总进 风井，主竖井允许有少量漏风，南北风井为总出风井。新鲜风流通 过斜坡道，进入井下各个中段，清洗采场和掘进作业面后分别经各 采场的回风天井上行至上水平中段回风巷，污风在回风巷主扇的作 用下经回风井排至地表。 每中段主扇为一台 BDK45-2No13 型轴流式风机，功率为 75Kw。在整个通风系统中，采用风门，风窗，封闭巷道等措施调节 各作业点的通风量。 4.2 矿井总风量计算 4.2.1、 、总风总风量量计计算公式算公式 )( 21 qdjbh QQQQQkkQ 35 式中：矿井总风量，； Q sm / 3 回采工作面需风量，； h Q sm / 3 备采工作面需风量，； b Q sm / 3 掘进工作面需风量，； j Q sm / 3 独立通风硐室需风量，； d Q sm / 3 其他巷道需风量，； q Q sm / 3 外部漏风