矿井通风设计原则、步骤、公式、方法

1、.：.； 矿井通风设计原始资料 矿山任务制度和消费才干4.1 矿山任务制度年任务330天，每天3班，每班8小时的任务制4.2 矿山消费才干确定本次设计的矿山出矿才干为0t/d。4.3 东西部产量分配矿体在走向上虽然延续，但外形呈一哑铃状，由于矿体赋存西高东低，档次分布东高西低，为满足产量要求有必要也有能够分东西两部分进展开采。按公式：A/QAe/QeAw/Qw 41进展估算取值得：东部产量Ae为24.75万t/a，西部产量AW为19.8万t/d式中：A总和年消费才干，44.55万t/a；Q-东西部可采矿量，684.63万t;Ae东部年消费才干；Aw西部年消费才干;Qe东部可采矿量374.83万

2、t；Qw西部可采矿量;309.81万t.4.4 矿山效力年限按上述产量安排可供地下开条的工业矿量可效力16年，投产到达时间为1年，达产时间为14年，减产时间为1年，尚有D级储量364.98万t经晋级后可延伸矿山效力年限，对一个中型矿山，上述效力年限仍在合理范围。4.5 矿山消费才干验证1、根据矿山开采年下降速度验证矿山消费才干按公式：A=k1k2E， 42式中：A中段消费才干，t/a；v下降速度m/a；s中段矿面子积，m2；矿石体重，2.97t/m2；回收率，80%；贫化率，西部20%，东部15%；k1倾角影响系数，1；k2厚度影响系数，1.1；E地质影响系数，0.9，计算结果见表41。表4-

3、1 计算结果开采地段中段SVaK1K2EA中段设计消费才干设计下降速度mm2m/am3%t/at/am/a西部21241928202.97802011.10.91133789900017.4620644181202.97802011.10.924586619800016.1020045985202.97802011.10.935195319800011.2519444605202.97802011.10.927080219800014.6220045798202.97801511.10.932090124750015.43东部194412289202.97801511.10.968015724

4、75007.282、根据可布矿块数验证矿山消费才干按选定的分段凿岩阶段崩落采矿法的电耙底部构造方案详见四种采矿方法图,并结合东西部同时开采布置，在中段上由中央向两端退采的开采顺序，设计时根据东西部各中段的矿体赋存条件进展了矿块划分，并按下式计算各中段消费才干：A=， 43式中：A中段消费才干，万t/a；N可布有效电耙道数；q电耙道的消费才干；k电耙通利用系数；E地质利用系数；T年任务天数；Z副产矿石百分比；m可布矿块数。计算结果见表42。表4-2 计算结果开采地段中段标高mNqkEtZA设计才干m个条t/a天%t/at/a西部2124491500.250.93308.9611003099900

5、020646191500.250.93308.9623228519800020046181500.250.93308.9622006019800019446171500.250.93308.96207835198000东部20047261500.250.93308.9631786524750019446211500.250.93308.962567372475003、按开采强度系数验证消费才干， 44式中：中段消费才干，t/a；S中段矿体程度面积；开采强度系数，t/m2a；E地质影响系数.计算结果见表43表4-3 计算结果开采地段中段标高SEA设计才干mm2t/m2at/at/a西部21241

6、928600.91041129900020644181600.922577419800020045985600.932319019800019444605600.9248670198000东部20045987600.9313092247500194412289600.96636062475004、按下中段开辟，采准时间验证消费才干矿山投产后西部2064m中段、东部2004m中段都只剩采准工程，1944m中段只剩开辟和采准工程，各中段允许的预备时间按下式计算：T=， 45式中：T允许的预备时间;Q同采中段地质储量；回收率；E地质影响系数；K超前系数；贫化率；A2-日采中段年产量。计算结果见表4-

7、4 表4-4 计算结果开采地段中段标高QaEKAzTzmt%tA西部2064745049800.91.2201980002.8220041066525800.91.2201980004.0419441149085800.91.2201980004.35东部20041120298800.91.2152447503.2319942627883800.91.2152447507.58由计算结果看出留给下中段作预备的时间是较长的，按设计配备的设备和定员只需仔细组织，完全有充足的时间完成下中段的开辟采准任务，继续消费是有保证的。5、按经济合理的矿山效力年限计算矿石年产量。A=t/a， 46式中： kz工

8、业矿石总回收率取为80%;z工业矿石总贫化率，取为18.5%；Q矿工业储量，Q=684.63万t；T经济合理的矿山效力年限，年。矿山实践效力年限:T=t1+t2+t3计算矿山效力年限：T=t2+(t1+t3)，式中：t1矿山以投产到达产年限，t1=1年；矿山实践效力年限：T=t1+t2+t3，年;Y2矿山达产继续年限，t2=14年；t矿山末期减产至封锁年限，t3=1年.因此，矿山实践效力年T=16年，计算的矿山效力年限T=15年，所以矿石年产量A=44.802万t，即满足设计年产量44.55万t的要求。综上，矿山消费规模44.55万t/a，0t/a其中东部750t/d，西部600t/d是能够的

9、也是合理的。但由于坑内第一中段矿量比较少，矿面子积也较小，加之露天消费向坑内消费的过渡期也有一个顺应过程，故在消费的第一年难以到达设计规模。因此建议：露天消费终了前加速开采，堆存贮藏一部分矿量，或外购一部分精矿以补充坑内消费初期量的缺乏。第五章 矿床开辟5.1 井田划分及地表挪动范围的圈定5.1.1 井田划分该矿体走向长约500m，深度约为300m，从方便消费管理出发，并思索到该矿现阶段勘探程度较为完备，设计用一个井田开采。该矿体没有河流、湖泊影响，也没有铁路干线穿过，划分为一个井田开采，基建时期投资相对较节省，在消费时期的运营费用相对较低。5.2 开辟方法选择5.2.1 选择开辟方案时思索的

10、要素设计时所根据的地质条件、地表地形条件，开采的技术经济条件等在第三章已有较为详细的阐明，因本采矿工程为露天接替工程，露天开采的边坡对地下开采会有影响，现作如下阐明。该矿露天采场南西北三面环山，地形陡峻，采场处于谷坡之中。采场西边坡最高，最大采深达375m，采场边坡范围内出露五个工程地质岩组，南北东三边为碳酸盐岩巩固岩组，岩组较完好。西部岩性组合复杂，岩体构造以软硬岩互层构造为主，扭裂带断裂如F5、F6等呈北西向贯穿西部边坡，加上有F32、F33北东组平移一逆断层切割F5、F6断层，还有R1“黑色破碎带的插入，使其各体松散破碎，抗滑力弱，易坍塌，是呵斥西边坡不稳定的主导要素。矿山在基建和消费中

11、于1973年7月和1987年7月发生过两次滑坡。1991年至1998年对西边坡进展了加固，并采取疏干排水和减震爆破等措施，经过现场监测，露天边坡已根本稳定，对露天开采无大的影响。但二期地下开采，东西部同时进展，东部延伸到1884m程度，崩落范围增大，如不采取措施崩落或制造缓冲层，将会严重影响地下开采。在露天开采阶段，最好既可以维持消费又可以进展地下开采的基建任务。东部采区地下开采的首采区段与露天开采应错开布置；西部首采区段2124m要在保证露天消费的前提下尽快投产，构成崩落漏斗，解放下部中段的矿体。因消费而产生的崩落滚石将危及地表公路运转，虽然未来坑内消费将不再需求该条公路，但也需重新建一条矿

12、山外部公路，以处理当地居民交通。5.2.2 开辟方法初选及期初步分析比较矿山开辟是矿山根本建立工程，其投资及施工期均占有相当大的比重，它是对矿山消费具有长久影响的矿山总体布置。思索矿床开辟时必需符合这些原那么：消费平安、开辟工程量少、投资省、运营费低、投产快、管理集中方便。平硐开辟适用于开采赋存在地表以上的矿体，它具有能充分利用矿石的自重溜放、便于通风、排水的优点，其多阶段出矿岩，施工简单易行，而且建立速度快、投资省、本钱低、管理方便。该矿根据体赋存的标高及原露天开采构成的交通运输系统及工业场地的位置，具有采用平硐溜井开辟的条件。根据开辟设计的普通阅历，当矿床有条件利用平硐开辟时，应优先采用；

13、又据矿山要求，井下开采不运用无轨设备，不运用胶带运输机，因此排除了运用斜坡道开辟和运用斜井开辟的能够性；同时该矿体为露天开采，矿体赋存在地平面以上，也不宜采用竖井开辟法。经以上分析，本次设计采用平硐溜井开辟，矿石的运输是采用溜井下放，充分利用矿石自重，且溜井易于施工，投资者，本钱较低。在辅助提升运输上，思索采用基建工程量小，投资省，运用方便的中段电梯井方案与盲辅助竖井方案进展比较。5.2.3 开辟方法综合分析比较两方案不同部分简况如下：方案1：中段电梯井联络方案为处理各中段主要设备的运输，思索各中段都接通地表运输线路，按照各中段矿石量中心位置，于矿体下盘运输巷道分东西部布置电梯井，既作为上下中

14、段间联络，又是中段与分段间提升运输，人员上下的通道。根据矿体情况，2124m与2064m间布置一条电梯井，2004m与2064m间东西各布置一条电梯井。采用该方案布置，需新增一条1884-2004m的主井风井，作为东部采区以及1944m中段的主要进风通道。电梯井方案布置灵敏，便于采场运输,基建工程量小,投资省,且基建周期短,对于基建时间急迫的会东铅锌矿来说非常重要.方案2：盲辅助竖井方案矿山各中段均有平硐通地表，但矿山2064m1884m各中段辅助运输采用育竖井联络，竖井布置在矿体下盘，35井勘探线附近，既作为各中段人员、资料废石等运输，又可作为2004m以下及至1944m中段设备的下放，且是

15、矿山主要进风通道之一。2004m中段由于矿量少，开采周期短，采用电梯井与2064m中段联络。采用该布置方式，矿山坑下开采工业场地可集中布置在1884m坑口外，便于管理，且竖井提升 才干大、速度快，对矿山多中段消费辅助运输有利。除2064m中段外，各中段废石均可由本中段自行排弃。但盲竖井也存在基建工程量大，施工周期长，且设备利用率不高的缺陷。根据两方案的可比部分工程量进展投资比较，详见开石系统方案比较表51。两方案均为平硐开辟，仅在辅助提升运输上的方案有所不同，因此在消费时期耗费本钱比较接近，然方案1投资少、基建周期短、工程量小，而且由于大量采用电梯井所以效率较高。经过分析比较，本次设计引荐采用

16、中段电梯井方案作为开辟系统的辅助运输。详见开辟系统方案布置图。表51 开辟系统方案比较表序号工程称号育竖井方案1电梯井方案2工程量(m3)投资(万元)备 注工程是(m3)投资(万元)备 注一基建工程量1竖井及有关硐室7227.02332.442竖井车场2503.2687.61三中段车场3电梯井及有关硐室986.0641.41一条电梯井2958.18124.24三条电梯井4主通风井1.9454.88合 计10716.34461.474330.12179.12二剩余工程量1竖井车场834.4229.20一中段车场2电梯井及有关硐室1972.1282.83二条电梯井31944m主平坑2033.506

17、7.11合 计29.204005.62149.93三设备及安装1电梯提升系统一套37.44三套112.32二条电梯井2罐笼提升系统一套95.23合 计132.67112.32四总计11550.76623.358335.74441.38五差额投资181.9705.3 开辟井巷设计5.3.1 开辟方案及开辟运输系统概述矿山布置有1884m、1944m、2004m、2064m、2124m五个运输中段，各中段均设坑口通地表。出矿主平硐设置在最低1884m标高，除2124m中段外，矿石经过布置于0勘探线下盘岩石中的主矿石溜井下放至1884m中段，再用电机车运出地表卸入至选厂的索道粗碎矿仓。2124m中段

18、矿石那么由一条矿石溜井先下放到2064m中段，然后再转卸入至选厂的索道粗碎矿仓，废石下放2064m中段再转运至钟家沟废石场。而2004m以下，1944m及1884m中段那么由中段平坑同样排弃到钟家沟废石场。人员、资料等的运输经过2004m中段与各中段间的电梯井联络。5.3.2 阶段高度普通说来，增大阶段高度可减少阶段数目，使开辟、采准、切割工程量及其总费用得以相应减小，而且在一个阶段中获得的储量较多，因此每吨采出矿石所分摊的开辟，采准和切割费用随之减少，因此本次设计思索稍添加阶段高度。同时思索到添加阶段高度会使采矿预备和回采任务中产生许多技术上的困难，比如掘进很长的天井较为困难；在矿石和围岩不

19、够稳定时，回采任务不平安，而且会使天井的掘进费用、资料和设备运送到采场的费用及运矿费用添加。结合该矿实践情况，据矿体赋存条件与产状，并对原有勘探巷道及其阶段高度进展分析，发现原定勘探高度大体合理，因此可利用原有阶段探矿巷道，将中段高度定为60m，设置1884m，1944m，2004m，2064m，2124m五个回采运输中段及2160m回风中段。5.3.3 主要井巷位置据该矿地形条件、地表运输条件及岩层情况，设置主要开辟工程位置，方式和配备如下：1884m为主平硐硐口座标；2004m中段主坑口座标；z=2006.00。主矿石溜井井筒井深180m，与中间各中段经过分枝溜井联络卸矿硐室，主进风井井筒

20、中心从1884m通到2004m，井深120m，贯穿1884m至2004m各中段、车场回风井由1884m车场通达2064m标高，并与1944m，2004m各中段车场相通，井深180m，是车场装卸矿回风的通道。以上各天井、溜井均不支护，为圆形断面。西回风井由2004m中段通至2160m回风平巷，井深156m，圆形断面，不支护。5.3.4 井底车场型式选择地采分为东西部两个采区，受地形及已有工业场地的影响，2004m、1884m两个主要中段平坑坑口均置在矿体上盘，经过石门通达中段沿脉运输巷道。主矿石溜井布置在矿体下盘0#勘探线附近，除1884m中段尽头式场装矿外，各中段都采用环形车场卸矿。东西部采区

21、在各段矿体上下盘各布置有一条沿脉运输平巷，经过各采场装矿穿脉联络，构成环形运输系统。5.3.5 矿石、废石、人员、资料、设备的提升运输方法和系统给排水方式矿石溜井最高通至2064m中段，因此从2064m以下至1944m各段矿石均经过电机车运至主矿石溜井下放至1884m主平坑再运出地表，经索道运至选厂。而2124m中段，由于矿量少，在矿体下盘布置一条矿石溜井联通2064m中段，矿石经该溜井下放到2064m，再经电机车倒运卸入主矿石溜井。2004m中段以上废石，均经过布置在下盘运输巷道旁的区域废石溜井下放至2004m中段，然后用电机车运出废石排弃坑口，卸入钟家沟废石场。1944m中段，1884m中

22、段废石那么均由本中段坑口运出，卸入废石场。人员、资料均由2004m中段入坑，经过下盘区域电梯井到达上、下各种段及采场任务面。而对于电机车等大型设备，在2064m、1944m均可由本中段进入，值得一提的是当开采下降至1944m中段时，需从矿山通粗碎车间的公路上侧1944m新开一条到矿体的平坑，以利人员、资料、设备的运输。坑内各中段均有坑口通地表，因此坑内排水采用平硐自流排水。5.3.6 硐室工程根据有关爆破平安规定，在2004m中段回风侧布置一爆破器材库，库容为2t炸药容量及相当运用期的起爆器材。2124m、2064m、2004m均没有采区变电所，2124m与2064m一样，体积均为153m3，

23、2004m为195m3，布置于有电梯井的上、下各中段的附近，均设置等候硐室，体积约124m3。在2004m中段还布置电机车修缮硐室，体积615m3。调度室、凿岩机修缮硐室及各中段风机硐室的详细位置见各中段平面图，工程量见基建工程量表。5.3.7 主要井巷的断面及其支护型式参图52主矿石溜井直径=3m，不支护。贮矿段=4m，混凝土及部分钢轨支护，支护厚度300mm.电梯井净断面2.12.1m，全混凝土支护，支护厚度250mm.单轨运输平巷支护率取40%，其中混凝土支护10%，支护厚度200mm，放射混凝土支护30%，支护厚度100mm.双轨平巷思索全部混凝土支护，支护厚度200mm.5.3.8

24、井巷，硐室施工中能够遇到的特殊问题在矿体上盘有R1、R2两条黑色破碎带，矿区内含水断层有F3、F6、F12等，黑色碎带及含水破碎带的矿石、围岩松散破碎，属不稳定或极不稳定地质体，易片邦、冒顶、坍塌。在施工中遇到上述破碎带时应加强暂时支护，防止大量冒落，用短段掘砌法进展永久支护，在贯穿含水层时需先打超前钻放水，防止忽然涌水，呵斥事故。5.4 基建工程量及进度方案5.4.1 基建工程量确实定基建工程量是指矿山基建开场到投产这一段时间所完成的井基工程量。1、基建范围本矿山开采特点是多中段同时投产，要求的基建中段较多。根据有色金属矿山投产时保有的三级矿量规范，确定基建工程范围：2160m回风中段，21

25、24m，2004m中段及1884m主平坑，以及相应的提升运输及通风系统工程和采场生探工程。2、基建工程量见坑内基建井巷工程量表523、投产时可保有的三级矿量和基建附产矿量完成上述基建工程后，矿山保有的三级矿量及保有期如下：开辟：168.49万t，保有期3.78a；采准：69.45万t，保有期，1.56a；备采：26.10万t，保有期70月，基建附产矿石是7.6万t。4、主要工程的施工顺序主要掘进工程是各中段运输巷道和进回风井、主矿石溜井。掘进时力求先构成通风系统和矿石运输系统，根本上按照先开辟再探矿，最后布置采切工程的顺序进展施工。各井巷的掘进速度根据国内矿山的普通目的，并结合会东铅锌矿的详细

26、情况确定。5.4.2 工建进度方案根据以上条件，编制基建进度方案表，见图52。表5-2 基建井巷工程量表序号工程支护方式断面M2长度工程量资料耗费净断面掘进MM3混凝土M3木材M3钢材kg一开辟工程：(一)2160回风中段 回风平巷不支70%5.125.22377.301969.512.36喷砼20%5.125.78107.80623.0831.21浇砼10%5.126.4753.90348.73223.44小 计539.002941.32257.01(二)2124m中段1单轨支输平巷(直道)不支60%5.235.35277.201483.0230.49444喷砼30%5.235.81.608

27、05.2779.00222浇砼10%5.236.8146.20314.6272.53742单轨运输平巷(弯道)不支60%6.146.2694.20589.6910.36151喷砼30%6.146.7547.10317.9328.2675浇砼10%6.147.8115.70122.6226.06253双轨运输巷道喷砼10.2211.2255.00617.1054.45884交岔点(6个)浇砼1200.00252.005回风平巷不支60%5.235.35108.00577.8011.88173喷砼30%5.235.8154.00313.7430.7886浇砼10%5.236.8118.00122.

28、5828.26296卸矿硐室浇砼100.0025.0011007采区变电所浇砼6.50153.5635.007008等候硐室喷砼8.0062.0010.00250小 计868.506779.92694.083416(三)2064m中段1单轨运输平巷(直道)不支60%5.235.35593.343174.3765.27949喷砼30%5.235.81296.671723.65169.10475浇砼10%5.236.8198.89673.44155.261582单轨运输平巷(弯道)不支60%6.146.26117.60736.1812.94188喷砼30%6.146.7550.80396.9035

29、.2894浇砼10%6.147.8119.60153.0832.54313双轨运输巷道浇砼10.2212.7455.00700.70.05884交岔点(8个)浇砼1600.00336.005采区变电所浇砼6.50153.5635.007006等候硐室喷砼16.00124.0020.00500721242064装矿硐室浇砼25.0012.003008主溜井卸矿硐室浇砼203.0083.0051979风井联道喷砼5.235.8180.00464.8045.60小 计1342.4010128.671140.038681(四)2004m中段1单轨运输平巷(直道)不支60%5.235.35929.884

30、974.86102.291488喷砼30%5.235.81464.942701.30265.02744浇砼10%5.236.81154.981055.41243.322482单轨运输平巷(弯道)不支60%6.146.26142.80893.9315.71228喷砼30%6.146.7571.40481.9542.84114浇砼10%6.147.8123.80185.8839.51383原有巷道刷大不支60%5.230.35365.76128.0240.23585喷砼30%5.230.81182.88148.13104.24293浇砼10%5.231.8160.96110.3495.71984双

31、轨运输巷道浇砼10.2212.74110.001401.40276.101765交岔点(17个)浇砼3400.00714.006采区变电所浇砼195.0050.007007等候硐室喷砼16.00124.0020.00500821242064装矿硐室浇砼75.0036.003009主溜井卸矿硐室浇砼203.0083.00519710风井联道喷砼5.235.8122.00127.8212.5411爆破器材库浇砼7.489.46119.15709.94169.53200012电机车修缮硐室浇砼615.00.00165013调度室浇砼11.4015.003.2040.0011.0014凿岩机修缮硐室喷

32、砼11.4015.003.3057.5018.1015风机硐室浇砼5.8062.4711.39916风机硐室通道浇砼5.236.8126.20178.4241.134217西回风井喷砼7.077.07156.001102.70小 计2859.0518972.072529.6514410(五)1884m中段1单轨运输平巷不支60%8.078.22427.323512.5764.10684喷砼30%8.078.78213.661875.93151.70342浇砼10%8.0710.4271.22742.11167.371142双轨运输巷道不支60%8.0710.7266.00707.529.909

33、9喷30%10.6211.6133.00383.1331.6850浇砼10%10.6213.0011.00143.0025.85173风井联道浇砼8.0710.2546.81479.80102.00754主进风井不支7.077.07120.00838.645风电变电硐室浇砼5.0576.6118.513896主矿石溜井装矿硐室浇砼130.0040.00102177主矿石溜井及溜槽不支7.077.07238.001692.25211.19416948车场回风井不支3.143.14180.00565.209交岔点(2个)浇砼35.05589.00112.0068小 计1447.1211735.77

34、934.2953749开辟合计7056.0750557.755555.0780256二基建采切(一)2124中段采准1平巷工程1324.007387.00256.3015892竖向工程410.002187.40187.206489(二)2064中段采准1平巷工程1710.009443.8306.9020522竖向工程(1条电梯井)274.502131.60493.8015437(三)2004中段采准1平巷工程2323.2013319.002竖向工程(2条电梯井)667.703433.30474.302788采切合计6709.4037902.10493.8026558三基建探矿848.00274

35、7.522212.3054913四总 计14613.4791207.377767.37335.47169从图中可以看出，基建时间需三年，随着基建探矿及采切任务的开展，掘进任务队组应该相应添加，组织管理要求更加严厉。影响基建进度的要素也增多，思索到坑内投产那么露天开采根本终了，为使坑内产量迅速衔接上，所以应早日开工建立矿山坑内工程，为露转坑争取时间上的自动。第六章 采矿方法6.1 采矿方法选择6.1.1 选择采矿方法的原那么该矿具有开采价值的矿体不止一个，从整体上看，主要分布在东西两大部分，本设计按地采设计要求确定西部采矿为设计专题，而东部采矿按开采条件引荐采矿方法。6.1.2 采矿方法选择1、

36、矿床开采技术条件据矿床开采技术条件见第三章第二节，设计以为以11线为界分东西部同时开采，利用913线之间的哑铃把作为缓冲地段，避开东西两部分同时开采的影响，这样既能充分发扬东西两部分矿体的作用又能做到了贫富兼采，既能充分利用地质资源的又能保证企业经济效益的长期稳定，同时可以到达使矿山及选厂消费才干的平衡。虽然东西部同时开采会对矿山消费管理带来一定困难，但仍是可以实现的。因此，设计以11线为界，分东西两部分同时开采。6.1.3 西部矿体采矿方法初选西部矿体V矿段属急倾斜厚矿体，矿体走向长度短，形状变化不大，矿石档次不高锌档次5.91%，矿体中等稳定，围岩大部分中稳到稳定，部分上盘围岩不稳定，地表

37、允许塌落，按其地采规模要求，所用的采矿方法必需具有高效率、高强度、低本钱的特点。根据以上条件列表初选采矿方法，见采矿方法初选表，表61。表61 采矿方法初选表序号主要的地质及开采技术条件较适宜的采矿方法排除的采矿方法名 称特 征1地表允许崩落的能够允许崩落空场法、崩落法、充填法2矿石稳定性中等稳定充填法、崩落法、空场法3周岩稳定性中稳充填、崩落、空场4倾角及厚度倾角58o88o厚度8m66m分段、阶段矿房法，分层、分段、阶段崩落法，上向分层、阶段充填法单层崩落法、全面采矿法、房柱采矿法、留矿法5要求消费率高消费率有底柱程度深孔阶段崩落法、崩落法、空场法充填法、 分层崩落法6矿石档次较低分段崩落

38、法有底柱阶段崩落法 充填法经列表初选结果为：1分段矿房法；2、阶段矿房法；3、分段崩落法；4、有底柱阶段崩落法；5、有底柱程度深孔阶段崩落法。方法1分段矿房法由于分段回采，可适用高效率的无轨装运设备，运用时灵敏性大，回采强度高。同时，分段矿房采完后允许立刻回采矿柱和处置采空区，既提高了矿柱的矿石回采率，又处置了采空区，从而为下分段回采发明了良好的条件；它的主要缺陷是采准任务量大，每个分段都掘分段运输平巷、切割巷道、凿岩平巷等，而且分段矿房法要结合无轨设备的运用才干发扬其最大优越性，然而会矿要求在地采中运用有轨设备。方法2阶段矿房法具有回采强度大，劳动消费率高，采矿本钱低，坑木耗费少，回采作业平

39、安等优点；但也存在一些严重的缺陷，比如矿柱矿量比艰苦达3560%，回采矿柱的贫化损失大用大爆破回采矿柱，其损失率达4060%等。 这两种方法均属空场采矿法，该类方法回采矿房效率高，技术经济目的也较好；但回采矿柱条件差，任务困难，矿石损失贫化率很大，采空区处置也是运用本类采矿方法时必需进展的一项作业，否那么将给矿山遗留严重平安隐患，能够发生大规模地压活动，呵斥资源宏大损失。同时因该矿无轨设备及大直径深孔凿岩设备的问题不能处理，这两种方法的效率不会很高，而运用崩落法时没有矿柱回采问题，更不受设备问题干扰。基于此，排除前两种方法。方法5没有矿柱回采问题，也没有采空区处置问题。但是由于运用了程度深孔落

40、矿，落矿块度过大出矿最大块度800mm与矿山及现有选矿规模均不相顺应，呵斥运输设备、开辟井巷断面、选厂碎矿设备等条件相应增大，使矿山基建投资费用添加；岩石破碎时，补偿空间开凿困难，平安性差，大爆破时还对底部构造的稳定性有影响；参照其它类似矿山，此法多配用LF-4.1E型进口铲运机出矿设备，设备投资比较高；再者，接近露天边坡一带，深孔崩矿不如中孔崩矿顺应由露天开采而引起的矿体变化；该法矿块消费才干及采矿工效均很低，地压管理也较复杂，运用不甚广泛，且有逐渐减少的趋势。因此，为使西部采矿方法与矿山消费规模、选厂规模相顺应，为保证西部平安高效消费，不采用该法。方法3按分段下部有无由公用出矿巷道所构成的

41、底部构造，又可分为两个方法：法一有底柱分段崩落法，法二无底柱分段崩落法。现对这两种方法进一步分析比较。法一具多种回采方案，顺应范围广，消费才干大，开采强度大于法二，采矿与出矿设备简单，运用维修较方便，顺应该矿设备消费供应条件。比如案二通风条件好，有贯穿风流；当采用新颖风流直接进入电耙巷道的通风系统时，可保证风速不小于0.5m/s，当然该方案也存在一些问题，比如，采准切割工程量大，施工机械化程度低，以及矿石贫化损失比较大等。法二平安性好，采矿方法构造简单，回采工艺简单，机械化程度高，当地质条件适宜时有能够剔除夹石和进展分级出矿；但该方案，回采巷道通风困难，矿石损失比率大，采矿强度不如有底柱分段崩

42、落法大，而且该法更顺应于运用高效率大型无轨设备，这与该矿实践设备供应情况不符。也排除运用该法的能够。综上所述，西部采矿最终可选的采矿方法有：有底柱阶段崩落法；有底柱分段崩落法。各方案简述如下：方法：采场垂直矿体走向布置，中段高60m，宽15m，分段1011m，底柱高8m，漏斗间距为7.5m，装矿穿脉间距15m。中段回采任务由矿块中央向两翼推进，即采用前进式开采方式。采用分段中深孔凿岩，选用YGZ90型凿岩机，阶段落矿，振机放矿的回采工艺。采场消费才干为300t/d.详见本章6.2部分。方法：矿块构造参数：中段高60m，分段高20m，电耙道间距10m，耙运间隔 30m，分段底柱7m，阶段底柱12

43、m，沿走向布置电耙道，穿脉巷道装车，穿脉巷道间距30m。采准任务：阶段运输程度采用环形运输系统；上下各分段耙道经过分支溜井与矿石溜井相连，溜井断面为22m2，溜井上口偏向电耙道一侧，使另一侧为人行通道；采准天井用来行人、通风和运送资料设备等，采用采区天井；凿岩硐室为3.53.53.0m3。切割任务：即开掘补偿空间和劈漏两项任务。采用中深孔拉底，利用拉底平巷为自在面，构成拉底空间， 在拉底程度开掘横巷和平巷，钻凿程度中深孔，最小抵抗线1.5m，每排布置三个炮孔。回采工艺：指落矿和出矿。落矿采用小平扇形深孔自在空间爆破方式，深孔采用YQ100型潜孔钻机钻凿，最小抵抗线3m，炮孔密集系数为1，孔径为

44、110mm，孔深15m。椐阅历，崩落的矿石约有70%80%是在岩石覆盖下放出来的，随着矿石的放出，覆盖岩石也随之下降，崩落矿石与覆盖岩石的直接接触易引起矿石的损失与贫化，必需加强管理。3、西部采矿方法技术经济比较方案由于采用分段凿岩，采场矿石阶段一次崩落的挤压落矿方案，整个阶段出矿只需一次矿岩接触时机从而降低了贫化率、损失率；又因采用了挤压爆破，所以减少了大块矿石量；此外，由于采用振机出矿，从而降低出矿本钱和出矿设备投资；同时，凿岩、出矿均在贯穿风流中进展，改善了通风条件使作业环境优于其它方案。西部采矿方法技术经济比较表见表62。经过以上技术经济分析比较，最终确定采用方案。该法具有采准工程量相

45、对较小，劳动消费率相对较高，采矿本钱相对较低，作业相对较平安等优点，但同时也要留意加强消费技术管理与放矿技术管理，严厉控制大块产出率及矿石损失率，努力减少矿石的贫化。4、东部采区采矿方法选择东部采区矿石平均档次高，平均Zn档次16.83%，2004m首采中段开采范围在露天边坡，由于有相当部分黑色破碎带交叉在矿体中，部分矿石不稳定。但露天开采终了后地表允许崩落，并按照类似矿山条件，在加强巷道支护的情况下可采用有底柱崩落法进展开采，并获得较好的经济效益。据此，东部采区思索可供选择的采矿方法有：1、下向胶结充填法； 2、上向分层胶结充填法；3、分层崩落法； 4、无底柱分段崩落法；5有底柱阶段崩落法。

46、表62 采矿方案技术经济目的初步比较表序号目的称号单位采矿方法方案差值1工业储量万t1164818116481802工业矿石档次%10.1210.1203矿石年产量万t/a26.7326.7304采矿方法消费才干矿块的消费才干t/d20020005采矿方法比重%606006采准切割工程量m3/kt12.0814.212.137矿石回收率%857968矿石贫化率%171949计算的矿床效力年限年1616010采出矿石档次%9.259.370.1211年产矿石的金属含量t/a35579.803456.2101.612选矿回收率%8585013采选总回收率%6967214精矿档次%5347615采场

47、职工人数人6106231316采场劳动消费率人年730.33602.99127.3417采矿基建投资万元8072.88072.8018采矿本钱元/t71.0383.2412.2119选矿本钱元/吨53.3753.37020采选总本钱元/吨124.41.6112.20由于东部采区矿体走向短，且要求具有较大消费才干，因此消费效率低、产量不高的上向分层胶结充填法和木材耗费量极大的分层崩落法予以淘汰；而无底柱分段崩落法根据前部分的比较分析，该法比有底柱崩落法贫化损失率高，采切比大，设备投资高，通风更加困难，也予以淘汰。因此仅针对下向胶结充填法和有底柱阶段崩落法进展进一步比较。在技术及消费管理上，下向胶

48、结充填在开采档次高，矿体不稳定的矿山上运用较多，该法矿石损失率、贫化率均低，进路布置灵敏，能顺应复杂的矿体形状，运用高效率的凿岩、运输和充填设备，大大提高了劳动消费率。但选用该法需求另建一套充填系统，消费环节多、技术要求高，组织管理较为困难，且与西部采区采用不同的采矿方法，对于一个露采转地采的矿山，缺乏相应地下开采阅历，要组织好是相当困难的。而有底柱阶段崩落法在露天转坑内的矿山上运用已有先例，消费才干大，技术简单，易于管理，且东部、西部可以采用一样的采矿方法。当然，其也有贫化损失率高的缺乏之处，相对于进路采矿的胶结充填法对矿体变化的顺应性不强，且地表崩落，露天转坑内消费衔接相对困难。 但是这些

49、都可以经过加强管理得到优化，置信可以完成义务，顺利消费。经过以上分析，引荐东部采区采用与西部采区一样的有底柱阶段崩落法开采。为使设备、工艺环节等诸方面一致以减少投资且便于管理，东部采区依然运用电耙作为出矿设备。但对于矿体边缘地段，分枝较多，采用电耙出矿的有底柱崩落法能够难以回收这部分矿石，比如西部采区V矿段边缘分枝和东部采区、号矿段边缘分支，那么可视矿体围岩情况采用留矿法或分层崩落法进展回采，充分回收资源，到达添加效益的目的。6.2 采场构造尺寸确实定及采准切割任务6.2.1 矿块布置方式类别全矿采用有底柱阶段崩落法采矿，根据矿体产状及所处地段和露天采场关系的不同，采用了如下四种矿块布置方案：

50、方案一：适用于西部采区，首采2124中段以上矿体及1113#线少量厚度相对较薄的矿体。这部分矿体平均厚度约18m，首采2124m中段，它至2160m回风中段仅36m；该部分所占矿量比例为5%。方案二：适用于西部2124m中段以下整个西部采区矿体及东部露天采场底2004m以下的矿体，该部分矿体相对较厚，平均厚度35m，上盘有完好围岩，崩落后能构成覆盖层或经过崩落露天边帮构成覆盖层；该部分所占矿量比例为60%。方案三：适用于东部采区2004m中段露天边坡南侧，该部分矿体厚大、档次高，但矿体上盘为露天采场边坡，大部分矿体无上盘岩石，进展回采落矿时首先要崩落上部矿区作为垫层保证下部放矿的平安进展；该部

51、分所占矿量比重为25%，是东部采区的首采地段。方案四：是针对东部采区露天西侧边坡2004m中段的矿体，该部分矿石稳定性差，较难回采，一端为露天采场，另一端于1113#线后逐渐变薄尖灭，所占矿量比重为10%。6.2.2 采场及采准布置根据以上四种产状的变化特点，分别按四种方式划分采场，布置采准切割巷道，详细如下：1、有底柱阶段崩落法一1矿块构成要素：矿块沿走向布置，矿块长度根据详细穿脉布置而变化，在3050m之间，平均长度为40m；矿块宽为矿体厚，中段高36m，分段高12m，采用电耙放矿的漏斗底部构造高12m，电耙道沿走向布置，漏斗间距6m，依矿体厚度双侧或单侧交错布置。2采准布置：在矿体上、下

52、盘，下中段岩石挪动范围外各布置一条沿脉运输平巷，上盘巷道作为下中段的回风巷道，并经过矿块端部的装矿穿脉联络，构成环形运输系统，高于中段标高6m，间距12m布置一条电耙道，沿走向耙矿；每个矿块下盘布置一条人行天井，并经过分段联络道与脉内分段凿岩巷道联通。分段凿岩巷道间隔12m沿走向布置，巷道条数视矿体厚度变化而定。各分段与中段联络均经过人行天井。详细见图61。2、有底柱阶段崩落法二：1矿块构成要素，矿块沿走向布置，矿块长度根据详细穿脉布置位置而变化，在3050m间，平均45m；矿块宽为矿体厚，中段高60m，分段高12m，采用电耙出矿的漏斗底部构造，底部构造高12m，电耙通沿走向间隔12m布置，漏

53、斗间距6m，双侧交错布置。2采准布置，同方法一，在矿体上下盘均布置有沿脉运输平巷，在高于运输程度6m布置电耙巷道，沿走向耙矿。每个电耙道端部有一条溜井下放矿石，并分别通下盘人行小井与穿脉巷道联络，上盘回风小井与拉底层巷道联络。矿体下盘分东西部采区分别布置有一条电梯井，一条进风井，一条区城矿石溜井与一条废石溜井为整个采区矿块效力，并经过各分段沿脉平巷与各分段凿岩，巷道联络；另在矿体上盘每个矿块布置一条回风井，与各分段凿岩道联通，分段凿岩巷道的数量视矿体厚度而定。详细见图62。3、有底柱阶段崩落法三：1矿块构成要素：矿块沿走向布置，长3050m，平均45m；采场宽总的为矿体厚度，但在矿体厚度极大时

54、如3#、7#勘探线附近可以划分为2个条带进展回采，中段高60m，分段高12m，采用与方法二一样的底部构造。2采准布置：由于矿体上盘为露天边帮，下盘运输巷道布置在下盘岩石中，上盘运输巷道布置在接近边帮的矿体中，依然构成环形运输，穿脉装车。下盘与方法二一样布置有四条采区天溜井为采区各矿块效力，并经过各分段沿脉平巷与脉内凿岩道联络，分段凿岩一端与分段沿脉平巷联通，一端凿通露天采场作为回风用。详细见图63。4、有底柱阶段崩落法四1矿块构成：本方法矿块构成与其它方法均不同，矿块布置方式与方法三不同，电耙道及凿岩巷道均垂直于矿体走向布置，共划分为两个采场，宽平均45m，长即为矿体厚度。其底部构造等各要素均

55、与方法三一样。2采准布置：由于矿体处于露天两边坡侧，采准巷道主要利用矿体西部11#线附近穿脉内的天溜井，并经过西端分段穿脉平巷与露天南边坡一侧的矿体采准巷道联络。矿体上盘端部与电耙层、分段凿岩巷道布置有联络道，并与露天采场掘通。详细见图64。以上四种回采布置方式与开辟系统的联络如下：方法一无电梯井，主要人员及资料设备均经过下盘人行进风井进入多个分段。方法二、三、四那么利用电梯井与各分段联络。电梯井作为人员、资料、设备上下的通道，管缆那么由进风井联络。6.2.3 采切掘进设备选择及支护方式根据本矿采用设备选用的原那么：简单适用、性能可靠。主要采准切割巷道采用YSP45上向凿岩机，TG2吊罐及QZ

56、J100B深孔凿岩机凿天溜井。用YTP26气腿式浅孔凿岩机掘平巷，人力推车出渣。支护思索尽量采用放射混凝土支护凿岩巷道，必要时东部采区要用木支护，尽量思索回收，并留好空间便于采矿凿岩；电耙道视情况确定，设计按素浇混凝土支护，在经过断层及地压特别大、岩石极为破碎的地段时采用钢筋混凝土支护；其他巷道按20%的支护率计算，溜井及切割天井不支护。6.2.4 采切工程量表根据采矿方法的四种采准布置方式，按比例参与采准、切割回采计算，工程布置详见四种规范采矿方法图。采准切割工程量计算见采准切割工程量计算表，见表63、表64、表65、表66。6.2.5 矿山投产时保有的采准和备采储量Q准=t保A吨， 61Q

57、备=t 保A吨，式中： 62Q准矿山投产时应保有的采准储量；t保采准储量的保有期限，1.56a.Q备矿山投产时应保有的备采储量；t保备采储量的保有期，a.P矿石回收率，80%；P矿石贫化率，西部20%，东部15%;A矿山投产时的年产量，2.31万t.代入计算得:Q准=1.56231000=69.45万tQ备=2.31000=26.10万t.6.2.6 矿山正常消费时期保有的采准和备采储量Q准t保A， 63Q备=t保A吨，式中： 64Q准矿山正常消费时期应保有的采准储量，吨；A矿山设计年产量，吨44.55万吨。Q备矿山正常消费时期应保有的备采储量，吨.代入数据得：Q准=1338万t，Q备=504

58、万t6.2.7 采切工程费用表参综合技术经济目的表6.2.8 采切工程所需时间及进度见采切工程量施工进度图表6.2.9 采矿方法经济目的见表67。表67 采矿方法技术经济目的表序号目的称号单位有底柱阶段崩落法综 合方法(一)方法(二)方法(三)方法(四)1矿体程度平均厚度M18355631.62矿体平均倾角度75o90o75o90o75o90o75o90o3矿石单轴抗压强度Kg/cm25747614下盘围岩抗压强度Kg/cm2103217505上盘围岩抗压强度黑色破碎不稳定6采矿方法描画分段凿岩，阶段出矿有底柱崩落法。分段凿岩，阶段出矿有底柱崩落法，电梯井经过分段沿脉与凿岩巷道联络。分段凿岩，

59、无上盘回风系统由露天回风，电梯井经过分段沿脉与凿岩巷道联络。分段凿岩，由侧端露天边坡回风，电梯井经过分段穿脉与凿岩巷道联络。7采矿方法比重%56025101008矿块构成要素长度M305030503050矿体厚宽度M矿体厚矿体厚矿体厚45高度M366060609矿块矿量比例采准%7.866.295.595.076.07切割%4.072.262.844.282.70回采%88.0791.4591.5790.6591.2310矿块采切工程量M7422022.632792.1330232251.01M34066.1911818.5315653.0615582.1812765.91其中：采准工程量M5

60、121557.631793.1318021588.66M33009.929692.5411347.44101289815.68切割工程量M2304659991221662.35M31056.272125.894305.635454.182950.1711掘采比M/kt10.84M3/kt59.79(1)生探比M/kt0.99M3/kt3.21(2)开辟比M/kt1.46M3/kt8.87(3)采切比M/kt11.088.297.69.638.39M3/kt6.7448.4342.5949.6447.71其中：采准比M/kt7.656.384.885.746.00M3/kt44.9639.713