讲稿(无底柱崩落法)

1、第十六章 崩落采矿法第一节 概述第二节 单层崩落法第三节 分层崩落法第四节 有底柱分段崩落法第五节 无底柱分段崩落法第六节 放矿管理与采场结构参数优化第七节 小结 第五节 无底柱分段崩落法 一、无底柱分段崩落法概述(一) 无底柱分段崩落法的产生 前面讲述的空场法和有底柱崩落法，它们共同的一点是都留有保护出矿巷道的底柱（大部分），因而带来一些问题，即： 回采底柱时矿石损失贫化大，个别情况下超过4050%。 采准巷道的布置复杂，采准工作量大，一般达到1025m/kt。 掘进采准巷道时劳动条件差。 由于底部结构上的复杂化，这样给实现机械化采矿增加了困难。 当矿石稳定性比较差时，还能引起底柱的破坏，电

2、耙道维护困难。因而降低了有底柱类型的采矿方法的回采率和强度。 为了解决上述问题，人们逐渐研究，并推广使用无底柱分段崩落法。这样可以简化矿块结构。由于无底柱分段崩落法可以采用凿岩台车和装运机、铲运机等大型采掘设备，因而大大提高了凿岩、出矿效率。从总体看，这是一种高效率的采矿方法。 (二) 无底柱分段崩落法特点 这种方法在回采过程中，随着矿石的崩落，同时崩落上部围岩及时充填采空区；它也是在覆岩下放矿，它是单步骤回采，不分矿房和矿柱，即不再设底柱，间柱和顶柱等。一般是集中凿岩，然后分次爆破，每次爆破12排孔。称为崩矿步距，是最小的回采单元。二、无底柱分段崩落法典型方案 (一) 构成要素及阶段采准巷道

3、布置 1) 阶段高度无底柱崩落法多用来回采矿石稳固的极倾斜厚矿体，因此，阶段高度都比较大，一般为60120m。当矿体倾角较缓，赋存不规则，矿岩不够稳固时，阶段高度可以小一些。因为当矿岩不太稳固时，将会增加溜矿井，设备井和通风井的维护费用。当矿体倾斜较缓时，下部各分段通往溜井，设备井的联络道相应增长，运距也相应增加，对于易碎矿石、溜井若过长了，将会增加粉矿量。因此，在开采条件不利时，阶段高度低一些好。 (2) 阶段运输巷道布置对于无底柱分段崩落法，阶段运输巷道多数布置在脉外，其目的是便于下一阶段回采时，可作为回风巷道用。目前、国外也有采用一种管路通风的方法，即用管路一直通到工作面，解决了回风问题

4、，在这种情况下，也可以把运输巷道布置在脉内。 (3) 分段高度分段高度与运搬设备、凿岩设备和放矿要求多种因素有关，我国一般1015m。分段高度大，可以减少采准工作量，降低采准费用。但是它又受到凿岩设备、凿岩爆破技术工作量，以及放矿时损失贫化指标的限制，这样又使得分段高度不能太高。 根据我国现有的凿岩设备情况，当孔深大于1215m时，凿岩效率急剧下降，且此时易发生夹钎、断钎等事故，使深孔报废。分段高度大，还增加了拉切割槽的困难（不易拉开），同时易产生爆破立槽或易留下顶盖。分段巷道也不能过低，过低时，不仅增加了采准工作量，而且还影响回采巷道的稳固性。根据我国使用无底柱分段崩落法的具体情况，一般为分

5、段高可在915m之间，实际使用的有912m的，但认为10m更好一些。(4) 设备井的布置设备井并非是每个采场都开一个，而一般是一个阶段内按实际需要布置12个。一般是沿走向方向每隔150300m长度，在下盘的崩落界限之外，布置设备井。 如果把设备井布置在上盘围岩中，虽然有利于提高矿石回收率，但是，为了避免因上盘围岩移动崩落而影响巷道的安全，要增加巷道的掘进量。因此，只有当下盘围岩不稳固，而上盘岩石稳固，且矿体倾角较大时，才把设备井布置在上盘围岩中。设备井断面根据运送的设备大小而定，如大庙铁矿的设备井断面为2.83.8m2（掘进断面）。设备井的用途无底柱方法机械化程度，为了便于运送设备、材料、人员

6、到各分段方便，有必要掘设备井。另外，设备井一般兼作进风井（大庙铁矿24#、26#矿体各开一个设备井，24#矿体走向长为200300m，26#走向长为100320m。） 设备井内的装备目前有两种装备形式，一种是利用设备井同一中心，安装两套提升设备，运送人员及不大的材料时，用电梯轿箱。当运大设备时，将电梯轿箱的钢绳靠一侧，轿箱停在最下一个分段水平放着，用慢动绞车提升。这种形式掘进量小，操纵的工人数少。另一种形式是分别设置设备井和电梯、设备井安装大功率绞车，运送正体设备，另外再开掘一个电梯井，专门提升人员和材料。在运送设备繁忙的大型矿山可采用这种布置形式。 (5) 溜井布置及矿块尺寸 1) 溜井间距

7、及矿块的划分对于无底柱分段崩落法，没有明显的划分矿块的标志。为了生产管理上的方便，一般以一个溜井服务的范围来划分为一个矿块。溜井间距的大小，主要取决于出矿设备的类型，小型铲运机（小于1.5m3），合理运距不超过80100m；矿块垂直矿体走向布置，一般6080m；沿走向布置，一般80100m；大型铲运机（大于4.0m3），可增大到90150m。用装运机时，一般不得超过6080m，ZYQ-14型装运机，拖着长风绳，行走不方便，运距长，反而降低了装运效率。通常溜井间距可按45条进路布置。 2) 溜井的位置溜井布置在矿体中，损失的矿量多。溜井一般布置在脉外。这样生产上灵活、方便且减少溜井封口工作量。若

8、把溜井布置在脉外时，则应离开矿体边界15m以上，否则会影响安全性。当矿体厚度很大，又使用ZYQ-14型装运机出矿时，则溜井不得不布置在脉内。溜井布置在脉内时，应注意井的磨损，扩大程度，要控制溜井所担负的放矿量，以及在分段下降时，溜井口的封闭问题。 3) 溜井的形式 溜井有直溜井和斜溜井两种。当矿体倾角较缓时，应当尽量用斜溜井，它的优点是： 可以减少掘进工程量； 另外它不因下部分段运搬距离的增加而影响装运机生产能力。 图10.34 卸矿巷道与溜井的结构卸矿巷道与溜井直接相通；卸矿巷道通过小分支溜井与溜井相通1主溜井；2分支溜井；3分段运输联络道4) 对溜井的其他要求 溜井下部装矿口，应当位于运输

9、水平穿脉巷道的直线段上，以便于装车。 如果需要分级出矿或按不同品种分别出矿时，则可以适当增加溜井。 如果矿体中有大量夹石，或脉外工程量大时，还需要开掘专门的废石溜井。 在决定溜井间距时，还应当考虑溜井的通过能力，以免因溜井磨损过大提前报废而影响生产。 5）关于溜井的封闭当开采厚大矿体时，大部分溜井都布置在矿体内。当回采工作后退到溜井附近，本分段不再使用此溜井时，应将溜井口封闭，防止上部崩落下来的覆岩跑入溜井中。封闭溜井的方法有很多，具体举例如下： 首先将溜井口扩大成一个平台，以便卡住封井用的材料，便于在受到外力作用后，不致产生移动。封溜井口时，最下一层用废钢轨安装成格筛状，上部再一层圆木，在圆

10、木的上面再压一层废石。封闭工作要保证质量，否则爆破时一震动，会冲击坏封井材料。同时上部的废石将混入溜井中，不仅给生产带来严重影响，甚至使溜井提前报废。因此，在条件允许的情况下应当使溜井尽可能布置在脉外，以减少封闭溜井口的工作量。 双层圆木封闭溜井方法。 同一样，也将井口修成平台，只是在平台上放两层圆木，最上面放废石，起到缓冲作用。 这种施工方法快，简单。适用于溜井断面较小的条件。当井口大，易被震坏。这种方法可靠性差。 斜排圆木封闭溜井方法 当上分段因某种原因，封闭不住溜井时，（上部井口扩大，无法封闭）。而下水平还要用此溜井出矿时，可用这种方法封闭。即用圆木斜排在溜井中。 横、斜混合排圆木封闭溜

11、井方法若第种情况，怕不可靠，为了保险起见，将下水平溜井口进行锁口，留一出矿口即可。 用钢筋混凝土封闭溜井方法为了封闭的更结实，可用这种方法。即在溜井壁四周打若干个0.8m深的眼，并插入钢筋，在钢筋上放置钢丝网，网下架好模板托住。然后浇注混凝土。等湿凝土养生好以后，即可使用。这种封闭溜井方法可提高矿石回收率。但混凝土养生时间长（如果加入速凝剂，也要半个月之后才能使用。另外作业时不安全。一旦养生好以后比较可靠。 混凝土封闭法 当某个溜井不用了，可封闭时，先不要把溜井的矿石放出，要求溜井内装满矿石，上面只留下设计要浇注混凝土层的高度即可。用留下的矿石作支撑物，所搅拌好的混凝土浇注进去。等养生好以后，

12、再把溜井中的矿石全部放出。这种方法简单，施工安全性好，节省了钢筋，同时对下分段放矿有利，不会因上面的钢筋、木头等卡住。(6) 回采巷道布置 1) 回采巷道间距在矿山生产中，回采巷道间距一般取用815m，略小于或等于一个分段的高度。有不少矿山（如大庙铁矿）采用10m间距。回采巷道的间距过大，过小都不合适。2) 回采巷道断面尺寸 回采巷道断面尺寸大小取决于矿石和稳固性，及选用的装矿、凿岩设备等。如选用ZYQ-14装运机和czz-700型凿岩台车时，则进路断面可为，宽高=2.83m2。铲运机与液压凿岩设备时，一般宽3.64.5m，高度为33.8m。 回采巷道断面与放矿时矿石流动规律有关。 (i) 进

13、路宽度从降低矿石损失贫化的角度看，进路宽一些好。进路宽、装矿设备可以在巷道的全宽上装矿，使矿岩呈水平接触面下降，这样就可改善矿石回收指标。因此，当矿石稳固条件允许条件下，使进路宽些好。 (ii) 回采进路高度从放矿角度看，进路高度小一些好。因为巷道高度大时，将导致上部废石提前混入到进路中的矿石中，使进路内正面损失加大。而正面损失难以回收。（何况正面损失又占有相当大比重） 3) 回采巷道断面形状 回采巷道断面形状可有矩形和拱形断面两种。从放矿角度来看，矩形断面比拱形断面好。因为拱形巷道的拱越高，则矿石流动面越窄，越易发生堵塞，并且使放出椭球体变得瘦长，而增大了矿石损失。 从巷道的稳固性来看，拱形

14、的比矩形的好。因而当矿石的稳固性差，要采用拱形断面时，就应使回采巷道间距适当缩小。4) 回采巷道的布置 可分为沿走向和垂直走向两种布置方式。当矿体厚度较大，(1520m)可垂直走向布置进路，反之可沿走向布置。（大庙铁矿是20m就垂直走向布置。） 沿走向布置时，回采巷道尽量靠近下盘布置，这样可以使矿层呈菱形崩落。从而减少矿石损失。回采巷道布置时应注意： 坡度要求为了使回采巷道便于排水，装运设备重载下坡。故巷道应有35的坡度。 转弯半径要求回采巷道有转弯的地方，为了装矿设备行走和装矿的方便，应有较大的曲率半径。 一般转弯半径R12m。 上、下分段的回采巷道应呈菱形布置。 (7) 分段运输联络道 1

15、) 分段运输联络道的作用 它是用来联结回采巷道与溜井，通风天井和设备井的巷道。使之形成完整的运送系统，它的主要作用是运输，因而又叫运输联络道。 2) 运输联络道的断面尺寸 基本上与回采进路相同，因为设备要同样的行走，当运输联络道布置在脉内时，实际上它的一部分是一条回采巷道。 3) 运输联络道的布置 可分为脉内和脉外两种布置形式。 脉内布置 优点：(a) 可以得到付产矿石；(b) 减少岩石掘进量；(c) 当围岩不稳固而矿石稳固时，可以提高联络道的稳固性；(d) 布在脉内，联络道可兼作回采巷道，可以减少采准工程量。图10.39 分段运输联络道分布形式 缺点：(a) 当矿体赋存不规则时，往往影响上，

16、下分段严格呈菱形布置；(b) 联络道布置在脉内时，往往是最后回采这条巷道，它承受的压力大，易被压坏，这样有时不得不一次崩落多排，造成矿石损失大。（即不能安正常的崩矿步距落矿，正面损失大，且安全性不好。回采联络道与进路交叉口处也不得不加大崩矿步距，一次45排，也使损失加大；(c) 通风条件差（联络道变成了独头巷道）。因此，分段运输联络道一般采用脉外布置(图10.39b)；又由于溜井和设备井多布置在下盘围岩中，故多采用下盘脉外布置。矿体倾角不够陡时，如条件允许，可将运输联络道布置在上盘脉内，采用自下盘向上盘的回采顺序。靠下盘开掘切割立槽，可减少下盘矿石损失，而且上盘脉内运输联络巷道与回采巷道交叉口

17、处损失的矿石还可在下分段回收。当开采极厚矿体时，由于受巷道通风与运输效率的限制，沿矿体厚度方向每隔5070m布置一条联络道（图10.39c），从上盘侧开始，以向联络道逐条推进的顺序回采。为了增加同时工作面数目，条件合适时，亦可在上、下盘两侧分别布置脉外联络道和溜井，从矿体中间开始，同时退向上、下盘两侧回采。在有自燃和泥水下灌危害的矿山，可将厚矿体划分成具有独立系统的分区（图10.39d）进行回采，以减小事故的影响范围。此外，当矿体水平面积很大（如梅山铁矿）时，为了增加回采工作地点，增大矿石产量，也可划分成分区进行回采。4) 分段运输联络道对转弯半径的要求为了转弯顺利，要求转弯半径R6.58m。

18、（指ZYQ-14型）若用铲运机R还应更大。分段运输联络道与回采巷道之间的交角，应有一定的限制。一般90，目的是运行方便。 (8) 通风天井 通风天井一般多布置在下盘围岩中。在无底柱分段崩落法中，随着铲运机的应用，分段与阶段运输水平常用斜坡道连通。斜坡道一般采用折返式。根据进入分段的开口位置不同，两种方式。a种方式斜坡道进口沿走向变动范围小，有利于双侧退采；但折返次数多，开掘工作复杂。斜坡道的间距为250500m，坡度根据用途不同取1015。仅用于联络通行和运送材料等可取较大坡度（1525）。路面可用混凝土、沥青或碎石铺设。斜坡道断面尺寸主要根据无轨设备（铲运机）外形尺寸和通风量确定。巷道宽度等

19、于设备宽加0.91.2m；巷道高度等于设备高加0.60.75m。丰山铜矿掘成地表折返式主斜坡道，坡度为1417，分段支斜坡道坡度为20，断面为3.2m4.2m（适应LK-1型铲运机）。(二) 切割工作切割工作包括：掘进切割平巷，切割天井和形成切割立槽。即在回采之前，必须在回采巷道的端部形成切割立槽，作为最初崩矿的自由面及补偿空间。切割立槽的面积和形状要与崩矿的面积和形状相适应。切割立槽的宽度一般不小于2m。保证切割立槽的质量很重要，它将影响回采工作能力否顺利进行及矿石回收指标的好坏。形成切割立槽的方法有如下几种： (1) 切割巷道和切割天井联合拉槽法 1) 当矿体边界比较规正时，往往采用沿回采

20、巷道端部矿体边界处，掘进切割巷道，根据切割平巷的长度，及爆破的需要在适当的位置掘进一个或几个切割天井。在切割巷道内，向上打平行的或扇形孔，以切割天井为自由面后退逐排爆破，形成切割槽。 一般每排布置46个炮孔，在拉槽过程中，应装运出部分矿石，使崩落的矿石松散，防止回采落矿时，发生过挤压现象。 优点：切割井少，使用广泛。 缺点：凿岩爆破质量不好时，易形成悬顶，为此可适当增加拉槽宽度，加密炮孔。(2) 切割天井和扇形炮孔拉槽法这种拉槽方法是不掘进切割巷道，而是在每个回采巷道的端部掘进切割天井的方法。 切割天井位于回采巷道的端部中间，天井的长边与回采巷道的方向一致（切割天井的断面可为1.52.5m2）

21、。 在切割天井的两侧用台车打三排扇形深孔，用微差爆破一次成槽。 优点： 这种拉槽方法只要保证切割天井有足够的高度，就能保证顺利的形成切割槽。 不用掘进切割平巷。 切割炮孔与回采炮孔一致，都可以用台车钻成，工艺简单。 各条回巷道可以在合理的位置上独立形成切割槽，灵活性大，适应性强。故这种方法使用的也较广泛。尤其当矿体边界变化大时，用这种方法更宜。 缺点：切割天井数量多，采准工作量大。 (3 ) 无切割井拉槽法 无切井拉槽法，其实质是在回采巷道或切割巷道中，钻凿若干排角度不同的扇形炮孔，分次（或一次）爆破形成切割槽的方法。 1) 无切井分次爆破拉槽方法这种拉槽方法是在回采巷道中钻凿若干排角度不同的

22、扇形孔，以回采巷道为自由面而分次爆破，爆破后放出部分矿石，为下次爆破创造条件。全部炮孔爆破后，便形成切割槽。 具体作法是在回采巷道端部45m米处，凿8排扇形炮孔，每排8个孔，按排分次爆破。这相当于形成切割天井。此外为了保证切割，槽的面积和形状，还布置9、10、11三排切割炮孔。图10.42炮孔爆破拉槽法楔形掏槽一次爆破拉槽法（1-切割巷道；2-炮孔）；分次爆破拉槽法（1-回采巷道；2-炮孔）其布置方式相于切割天井拉槽方法。 缺点：拉槽效果差，不能一次成槽，打眼覆杂，岩工不易掌握。 优点：不必打切割天井和切割平巷，凿岩也安全。 这种方法大庙铁矿24#矿体使用过，用9米高的分段，他们认为高分段不宜

23、用这种方法，因不易保证质量。 2) 楔形掏槽一次爆破拉槽法。 这种方法是在切割平巷中，凿四排角度逐渐增大的扇形炮孔。用微差电雷管一次爆破形成切割槽方法。 这种拉槽方法适用于矿石不稳固或不便于打切割天井的地方。如我国程潮铁矿在破碎和夹黄泥的矿段成功地使用了这种拉槽方法。 参数 程潮铁矿，由于矿石稳定性较差，切割巷道经常发生局部冒顶很高的现象，造成应用其它切割方法的困难。根据这一特点，该矿采用了在切割巷道中用YQ100钻机或台车凿楔形掏槽扇形孔的方法拉切割槽，并取得了良好的效果。目前程潮铁矿也不用了，仍然用打切巷，切井的方法开拉槽。 (三) 回采工作。回采工作主要包括落矿，出矿和通风等工作组成。

24、(1) 落矿工作 落矿工作包括有：凿岩、装药、爆破 1) 凿岩工作： 炮孔布置无底柱分段崩落法是在分段回采巷道内打向上扇形炮孔。扇形炮孔排面倾角有二种布置方式。 (a) 前倾布置排面倾角70三种。 (a) 边孔角为515这种布置方式，炮孔深度最小。在覆岩下放矿时，一般倾角在70以下时，矿石放不出来，也得不到松动，因此，这种布置随着爆破的进行，势必产生过挤压，及边孔拒爆等现象。影响下分段矿石的回收。同时45以下的炮孔孔口容易被矿堆堵住，爆破前清理矿堆的工作量大，且不安全。因此，生产中只有个别矿山因凿岩设备生产能力差，又不愿意降低分段高度，采用这种布置方式。 (b) 边孔角为4550这种布置方式，

25、炮孔的深度中等，45左右的炮孔孔口，虽然有时被埋住，但清理工作量不大。当分段高度为10米时，最大炮孔深度为15米左右，这与目前国内所有使用的凿岩设备能力相适应。因而，国内外矿山大多采用这种布置方式。 (c) 边孔角为70这种布置方式，边孔角与极限放出废石漏斗大致相符，爆破后的矿石在未爆破矿石面上流动，能得到较好的回收率，崩落矿石不会将炮孔埋住，装药方便，但炮孔深度最大。当凿岩技术能在宽度较大的巷道中顺利的凿17m以上的深孔时，这种布置方式效果较好。 但根据我国目前矿山所使用的YG-80型凿岩机，孔深大于15m，效率显著降低。国外有些矿山使用宽回采进路(57m宽)，此时打垂直平行孔及70以上的斜

26、孔。收到了较好的效果。当矿石稳固性允许的条件下，增加回采进路的宽度，应当认为是合理的。 凿岩设备 国内主采用CZZ-700型胶轮自行单机凿岩台车，配YG-80型凿岩机，BBC-120F和YGZ-90型凿岩机。 这种台车可打扇形孔，也可打平行孔，移动灵活，操作方便，凿岩效率高，平均生产能力为3050m/台.班。 中型矿山使用FJY-24型圆盘凿岩台架，配YG-80型凿岩机。这种台架结构简单，易制造，维修量小，但凿岩效率比台车低。 爆破参数。(d.w.a底) 常用的合金钎头直径为：5175mm。 最小抵抗线w=1.52.0m之间。一般可按W=30d来计算。（d孔径）。若太小时，前排孔爆破时，易破坏

27、后排孔，易带炮。W太大时，易产生大块和爆破立槽，影响爆破效果。 孔底距a底布置扇形孔时，一般使a底W。但此时孔口炮孔过密，为了使矿石破碎均匀，可以考虑适当减小W值，同时加大a底值，保持a底W积不变。这样可以获得较好的效果。 (2) 爆破工作 1) 崩矿步距在回采巷道中，一次爆破的矿层厚度叫崩矿步距。一般每次爆破12排孔。在生产中常用的崩矿步距为1.83.0m。最优的崩矿步距要通过生产实践和试验来确定。过大过小都不好，都会使矿石损失贫化加大。崩矿步距(L)与分段高度(H)和回采巷道间距(B)是无底柱分段崩落法三个重要的结构参数，它们对放矿时的矿石损失贫化有较大的影响。 图10.44 崩落矿石层形

28、状与结构参数J脊部残留；D端部残留；C端壁放矿时，矿石层是由上分段的残留体和本分段崩落的矿石两部分构成的。由图10.44可以看出，矿石层形状与数量主要取决于H、B与L值。改变H、B和L值，可使崩落矿石层形状与放出体形状相适应，以期求得最好矿石回收指标。所谓最好的回收指标，是指依据此时的矿石回采率与贫化率计算出来的经济效益最大。符合经济效益最大要求的结构参数，就是一般所说的最佳结构参数。根据无底柱分段崩落法放矿时矿石移动规律，最佳结构参数实质上是指H、B与L三者最佳的配合。也就是说三个参数是相互联系和制约的，其中任何一个参数不能离开另外两个参数独立存在最佳值。例如，最优崩矿步距是指在H与B既定条

29、件下，三者的最佳配合确定的L值。无底柱分段崩落法放矿的矿石损失贫化，除与结构参数有关之外，还与矿块边界条件有关，有时后者还可能是矿石损失贫化的主要影响因素。因此，在分析矿石损失贫化时，必须注意到边界条件问题。在既定H与B的条件下，崩矿步距过大时，岩石仅从顶面混入，截止放矿时的端部残留较大；反之，步距过小时，端（正）面岩石先混入，阻截上部矿石的正常放出。无论崩矿步距过大还是过小，都使纯矿石放出量减少。尽管从总体考虑，无底柱分段崩落法的采场结构中，上分段残留矿量可在下分段部分回收，前个步距残留矿量有可能在后个步距部分回收，但步距过大或过小都会使矿石损失贫化指标变坏。 当崩矿步距过大时，放出椭球体很

30、快伸入上部废石中，即上部的废石很快就会流到回采巷道中，堵住前面大量矿石，使这一部分矿石放不出来，结果造成矿石损失。 当崩矿步距过小时，放出椭球体很快伸入正面的废石中，回采巷道正面的废石提前出现，增加了矿石的贫化指标。 参考如果采用振动放矿机时，可以增大矿石活动带的深度，使椭球体的偏心率变小，从而可以增大崩矿步距。崩矿步距过大、过小时矿岩接触 面移动过程及废石漏斗出露的位置 (a)崩矿步距过小；(b)崩矿步距过大 二) 装药工作 可用人工装药包，也可用压气装药。用压气装药可以提高装药密度，达以0.91.0g/cm3以上，而人工装药只能达到0.6g/cm3左右。 当使用压气装药时，可用FZY-10

31、型、ZYZ-150型、FZY-1型、WZ-200型等装药。（多用前两种）。装入装药器的炸药必须事先过筛，防止堵管。 三) 起爆方法对于无底柱分段崩落法，由于爆破次数多，因此，一般都采用非电导爆管起爆的方法。 (2) 通风工作无底柱分段崩落法回采工作面为独头巷道，无法形成贯穿风流；工作地点多，巷道纵横交错很容易形成复杂的角联网路，风量调节困难；溜井多而且溜井与各分段联通，卸矿时扬出大量粉尘，严重污染风源。如果管理不善，容易造成井下粉尘浓度高，污风串联，损害工人的身体健康。因此，加强通风管理是无底柱分段崩落法的一项极为重要的工作。在考虑通风系统和风量时，应尽量使每个矿块都有独立的新鲜风流，并要求每

32、条回采巷道的最小风速在有设备工作时不低于0.3m/s，其他情况下不低于0.25m/s。条件允许时，尽可能采用分区通风方式。回采工作面只能用局扇通风。如图11.25所示，局扇安装在上部回风水平，新鲜风流由本阶段的脉外运输平巷经通风井进入分段运输联络道和回采巷道。清洗工作面后，污风由铺设在回采巷道及回风天井的风筒引至上部水平回风巷道，并利用安装在上水平回风巷道内的两台局扇并联抽风。这种通风方式的缺点是风筒的安装拆卸和维修工作量大，对装运工作也有一定的影响，因此，有的矿山不能坚持使用。但是靠全矿主风流的扩散通风，解决不了工作面的通风问题。为了避免在天井内设风筒，应利用局扇将矿块内的污风抽至密闭墙内，

33、如图11.26所示，污风再由回风天井的主风流带至上部回风水平。在无底柱分段崩落法中，工作面通风是一个重大技术课题，彻底解决有待进一步研究。 现在有不少人在研究如何形成贯穿风流通风的办法，比如采用高分段双进路开采的办法，这样可以在上部凿岩分段中设置局扇增大压差，进行矿堆通风，用以改善装矿进路的通风条件。 另外有的人还在研究采用“地沟通风”、“钻孔通风”都存在一些问题，不成熟。有待于研究。(3) 出矿工作 1) 出矿就是用出矿设备把回采进路端部的矿石装运到溜井。目前使用的出矿设备主要是：ZYQ-14型装动机（车箱容积1.8m3左右，台班效率120150t/台.班，台年效率8万吨左右。）；铲运机（柴

34、油驱动，短距离生产能力为300400t/台.班。） 影响出矿效率的因素是矿石块度、运距、弯道半径、路面平正程度。 使用铲运机虽然行走速度快，生产力大，效率高，但要解决废气净化问题。2) 出矿管理问题 出矿管理的目的是为了获得较好的矿石损失贫化指标，因而严格的控制放矿截止品位就显得很重要。而目前国内对出矿品位的获得，主要是依靠取样进行化学分析，这种方法速度慢，而放矿周期又短，出矿品位变化大。这样，取样化验满足不了现场生产的要求。所以，在实际生产中，通常不得不依靠出矿工人和工程技术人员的经验，根据放出矿石的颜色、比重和块度等情况的变化，用肉眼或感觉来识别矿石的贫化程度。因而这是不准确的。出矿在同一

35、分段水平内，装矿顺序是逆风流方向，即先装风流下方的回采巷道，这样可减少二次破碎的炮烟对出矿工作面的污染。出矿时，用铲斗从右向左循环装矿，这样不仅可以保证矿流均匀、矿流面积大，而且操作者易于观察矿堆情况。无底柱分段崩落法的矿岩接触面积较大，加强出矿管理意义重大。出矿管理主要包括下列几项内容：(1) 确定合理的放矿控制点，对其下有回收条件的出矿步距，按低贫化放矿方式控制放矿，即放到见覆盖层废石为止；对其下不具备回收条件的出矿步距，放矿到截止品位。(2) 统计正常出矿条件下的放出矿石量和品位变化的关系，绘出曲线图。图中应同时画出对应的矿石损失、贫化曲线，以便从矿石数量和矿石品位两个方面实施放矿控制，

36、正确判定放矿的进展情况。(3) 在分段采矿的平面图上，标出每个步距的放出矿石量和矿石品位以及矿石损失贫化数值。依据上两个分段的图纸，参照上面矿石损失的数量和部位，结合本分段的回采计划图，编制出本分段放矿计划图，图中标明各个步距的计划放出矿量和矿石品位。(4) 放出矿石的品位，特别是每次放矿后期的矿石品位，要实施快速分析。目前有不少矿山接到矿石试样后需要23班才能送回分析结果，分析时间太长，不利于放矿控制。国内已生产出适于在井下进行快速测定品位的X射线荧光分析仪，有的矿山已应用于井下，实现品位的快速测定。 (4)回采顺序无底柱分段崩落法上下分段之间和同一分段内的回采顺序是否合理，对于矿石的损失贫

37、化、回采强度和工作面地压等均有很大影响。同一分段在沿走向方向可以采用从中央向两翼回采或从两翼向中央回采，也可以从一翼向另一翼回采。走向长度很大时也可沿走向划分成若干回采区段，多翼回采。分区越多，翼数也越多，同时回采工作面就越多，有利于提高开采强度，但通风、上下分段的衔接和生产管理复杂。当回采巷道垂直走向布置和运输联络道在脉外时，回采方向应向设备井后退。当地压大或矿石不够稳固时，应尽量避免采用由两翼向中央的回采顺序，以防止出现如图所示的现象，即使最后回采的12条回采巷道承受较大的压力。在垂直走向上，回采顺序主要取决于运输联络道、设备井和溜井的位置。当只有一条运输联络道时，各回采巷道必须向联络道后

38、退。当开采极厚矿体时，可能有几条运输联络道，这时应根据设备井的位置，确定回采顺序，原则上必须向设备井后退。阶段内上、下部分段之间的回采顺序按自上而下的顺序回采。上分段的回采应超前下分段一定距离(一般为大于一个分段高度的距离)。同一分段内各矿块的回采巷道，应当保持在一条直线上，以减少矿石与废石的接触面，这样有利于降低矿石的损失和贫化，有利于对回采巷道的维护和增加它的稳固性。一般地35条进路尽量成一条直线。如果不能呈一直线，有超前的话，也应当不大于一个分段高的尺寸。 (四) 覆盖岩层的形成 (1) 覆盖岩层的作用采用无底柱分段崩落法回采矿体时，在其上部一定要形成一定厚度的覆盖岩层，其覆盖岩层的作用

39、是： 利用覆盖岩层形成挤压解破条件，用以改善矿石回收和贫化指标。因为没有覆盖岩层的话，崩落下来的矿石都崩落到空区，在本分段中大部分不能放出来。 利用覆盖岩层，形成安全缓冲垫层。如果没有缓冲垫层时，一旦围岩大量塌落下来，将造成严重的安全事故，不仅不能进行生产，而且直接威胁人身安全。 (2) 覆盖岩层的厚度覆岩厚度应以尽量减少崩落围岩的总量，并满足回采工艺的要求和作业时的安全为原则，目前国内普遍采用的覆盖岩层厚度为：不小于两倍的分段高度，但是这个厚度是否合理，还有待于今后的实践和不断总结经验，加以调整。参考资料 大庙铁矿由实测得知，覆盖岩层厚度，最小25米，最大50米左右。(3) 覆盖岩层的块度。

40、 要求覆盖层的块度比崩落的矿石块度要大，否则，在放矿过程中，岩石将穿过矿石的空隙，流到回采巷道，造成过早的贫化。 因此，崩落围岩一般多有YA-100型浅孔钻机打深孔。炮孔的最小抵抗线和孔底距都取较大的值，(一般在45m)，将废石崩成大块，以便减少贫化。3）、覆盖岩层的形成方法：矿体上部已用空场采矿法回采，下部改为无底柱分段崩落法时，可在采空区上、下盘围岩中布置深孔或药室，在回采矿柱的同时，崩落采空区围岩，形成覆盖层。由露天开采转为地下开采的矿山，可用药室或深孔爆破边坡岩石，形成覆盖岩层。围岩不稳固的盲矿体，随着矿石的回采，围岩自然崩落形成覆盖岩层。新建矿山开采围岩稳固的盲矿体，需要人工强制放顶

41、，可分为集中放顶、边回采边放顶和先放顶后回采三种。采用岩石（矿石）垫层。1) 集中放顶形成覆盖岩层。如图所示，这种方法是利用第一分段的采空区作补偿空间，在放顶区侧部布置凿岩巷道，在其中钻凿扇形深孔，当几条回采巷道回采完毕后，爆破放顶深孔形成覆盖岩层。这种方法的放顶工作集中，放顶工艺简单，不需要运出部分废石，也不需要切割。但由于需要暴露大面积岩层之后始能放顶，故放顶工作的可靠性与安全性较差。2) 边回采边放顶形成覆盖岩层。如图所示，在第一分段上部掘进放顶巷道，在其中钻凿与回采炮孔排面大体相一致的扇形深孔，并与回采一样形成切割槽。以矿块作为放顶单元，边回采边放顶，逐步形成覆盖岩层。这种放顶方法，工

42、作安全可靠，但放顶工艺复杂，回采与放顶必须严格配合。另一种将放顶与回采合为一道工序的方案如图所示，在回采巷道中钻凿相间排列的深孔和中深孔，用深孔控制放顶高度（可达20m），用中深孔控制崩矿的块度和高度。3）先放顶后回采形成覆盖岩层回采之前，在矿体顶板围岩中，掘进一层或两层放顶凿岩巷道，并在其中凿扇形炮孔（最小抵抗线可比回采时大些），用崩落矿石的方法崩落围岩，形成覆盖岩层，如图10.52所示。这种方法第一分段的回采就在覆盖岩层下进行，回采安全可靠，但放顶工程量大，而且要运出部分废石。 图10.52先放顶后回采1-放顶巷道；2-回采巷道上述三种放顶方法中，先放顶后回采工作可靠，但放顶工程量大，并需

43、运出部分废石；集中放顶工作可靠性较差，但工作简单不需运出部分废石；边回采边放顶兼有前两者的优点，目前采用这种放顶方法的矿山居多。 采用矿石垫层。将矿体上部23个分段的矿石崩落，实施松动出矿，放出崩矿量的30左右，余者暂留空区作为垫层。随着回采工作的推进，围岩暴露面积逐渐增大，围岩暴露时间也在增长，待达到一定数量之后，围岩将开始自然崩落，并逐渐增加崩落高度，形成足够厚度的岩石垫层。岩石垫层形成后放出暂留的矿石垫层，进入正常回采。这种方法的放顶费用最低，但要积压大量矿石和实施严格放矿管理。此外，对采空区岩石崩落情况要进行可靠的观测。我国镜铁山铁矿成功地使用了矿石垫层。该矿一号矿体上部出露地表，用无

44、底柱分段崩落法回采上面23个分段，留有矿石垫层，随着回采工作向下推进，上盘暴露面积增大，最后发生自然崩落，形成了岩石垫层。（五）评价 一）适用条件由于无底柱分段崩落法结构简单，适用范围大。实践证明，该法适用于如下条件：(1) 地表与围岩允许崩落。(2) 矿石稳固性在中等以上，回采巷道不需要大量支护。随着支护技术的发展，近年来广泛应用喷锚支护后，对矿石稳固性要求有所降低，但必须保证回采巷道的稳固性，否则，由于回采巷道破坏，将造成大量矿石损失。下盘围岩应在中等稳固以上，以利于在其中开掘各种采准巷道；上盘侧岩石稳固性不限，当上盘岩石不稳固时，与其他大量崩落法方案比较，使用该法更为有利。(3) 急倾斜或缓倾斜的厚矿体，也可用于规模较大的中厚矿体。(4) 需要剔除矿石中夹石或分级出矿时，采用该法有利。 二) 主要优点： 这种方法属高效率的采矿方法。它是随着无轨自行采、装运设备的出现而发展起来的。 (1) 安全性好，各项回采工作都在回采巷边中进行，没有大暴露面的工作空间，出矿口断面大，不易堵塞，减少了处理堵塞的困难和危险，有利于提高出矿强度。(2) 结构简单，不留矿柱，一步回采，没有回收矿柱的工序，也没有复杂的底部结构。(3) 采准和回采工艺简单，而且可以标准化，便于采用高效率的机械化设