无底柱分段崩落法课程设计

1.采矿地质条件根据本次采矿方法课程设计任务书所提供的原始地质条件包括：（1）矿床类型：该矿为含铜黄铁或黄铁矿床；（2）矿体赋存状况：矿脉走向330°~350°，倾向60°～80°，倾角82°，厚度为20m，。矿石平均含铜品位1.28%。矿石体重为3.4t/m3（3）矿石与围岩的物理性质：顶板为花岗闪长斑岩,底板为志留系砂岩，f=4～6（5）地貌特征：矿床开采的工程地质条件简单,水文地质条件复杂。地表允许崩落。2.采矿方法选择影响采矿方法选择的因数（1）地质条件的影响因数①矿石和围岩的稳固性围岩稳固时可采用空场法，而且可视情况选较大尺寸的矿房和矿柱，如果矿石稳固而围岩不稳固时，采用崩落法、充填法较为有利。如果矿石稳固性较差而围岩稳固时其他条件永许，可考虑采用阶段矿房法。当矿岩都不稳固时，可考虑采用崩落法或下向分成充填法。②矿体产状0.8m以下极薄矿脉的采矿方法要考虑分采法和混采法；单层崩落法一般要求矿体厚度不大于3m；分段崩落法要求厚度大于6~8m；阶段崩落要求厚度大于15~20m。③矿石品味及价值④矿体内有用组分的分布及围岩矿物成分⑤矿体赋存深度当矿体赋存深度超过600~700m以上时，地下开采地压过大，不宜采用空场法，以采用崩落法或充填法较为适宜。2.1采矿方法初选2.1.1选择采矿方法的原则(1)首要条件是工作条件满足安全生产的要求；(2)满足矿山产量要求，要求生产能力大，劳动效率高；(3)满足选矿工艺要求，并要求贫化损失小；(4)合理利用矿产资源，坚持“贫富兼采、厚薄兼采、大小兼采”的原则；(5)良好的经济效果，尽量采用高效率、低成本的采矿方法；(6)良好的社会效益，满足环保、安全等要求。2.1.2采矿方法的初定根据矿山的地质条件和采矿技术条件要求对采矿方法进行初选：表2-1采矿方法初选表序号开采技术条件较适合的采矿方法名称特征１矿石和围岩的稳固性均稳固空场法，上向分层充填法，分段崩落法，阶段强制崩落法２矿体倾角矿体厚度倾角82º厚度20mVCR法（垂直深孔球状药包阶段矿房法），无底柱分段崩落法，阶段强制崩落法３地表崩落可能性地表允许崩落崩落法，空场法，充填法根据以上分析，可以初选出两种采矿方法和方案：（1）VCR法（垂直深孔球状药包阶段矿房法）；（2）无底柱分段崩落法。2.1.2.1VCR法（1）采矿方案示意图初步选择的采矿方法（VCR）法，其开采方案示意图：1－凿岩巷道2－锚杆3－钻孔4－拉底空间5－人工假底6－下盘运输巷道7－装运巷道8－溜井9－分层崩矿线10－进路平巷11－进路横巷（2）结构参数矿体厚度小雨20m时，矿块沿走向布置，此时矿体厚度为矿房宽度，矿房长度一般为40~100m；当矿体厚度大于20m，矿块垂直矿体走向位置布置，矿房宽度为6~20m，阶段高度根据所选钻机型号以及旷世和围岩的稳定性，顶柱厚度一般为6~8m，底柱高度一般为6~7.5m。（3）采准切割矿块的采准、切割工作如图（1）所示，当用铲运机出矿时，由下盘运输巷道，掘装运巷道通达矿房底部的拉底层，与拉底巷道相贯通。在矿块上部沿矿岩全宽掘进凿岩硐室，布置平行炮孔。取硐室长为37m，硐室宽为11m，凿岩硐室高度比钻机的钻架高1m。凿岩硐室顶板进行支护。底部结构采用混凝土假底柱形式，即自拉底巷道向矿房两侧扩帮至整个矿房边界线，然后向上挑顶达到拉底空间高度后，将矿石运出，再用混凝土造成堑沟式人工假底。（4）回采工艺回采顺序呈水平分层自下而上进行回采，单层高度为4m，最后一分层，高度为10m。①钻孔钻机采用165mmROC-306型潜孔钻机，炮孔布置采用平行布孔形式，孔网参数为2.4×2.4㎡，呈矩形布置。边孔至回采边界线的距离位于回采边界线上。至多只能相距0.2~0.4m②爆破爆破选用CLH乳化炸药，采用偶合装药，药包直径与孔径相同即为165mm，药卷长取990mm，经计算每个药包重30kg。取药包最优埋置深度为2.64m。装药采用单分层装药结构，施工工序有测孔、堵孔和装药。采用孔间微差起爆。③出矿采用LF-4.1型铲运机出矿，第一阶段为控制出矿时期，每一分层爆破后，放出一次蹦矿量的30%～50%，第二阶段为大量出矿时期，平均效率为500～700t∕d。铲运机在装运巷道铲装，再转运至溜井，运输距离为30～50m。④地压管理该矿大断面的凿岩硐室采用锚杆支护，其采空区用块石胶结一次充填。2.1.2.2无底柱分段崩落法（1）采矿方案示意图初步拟选的采矿方法无底柱分段崩落法开采方案示意图:图（3）无底柱分段崩落法典型方案（2）结构参数矿体厚度20m，矿块垂直走向布置，回采进路也垂直走向布置。阶段高度为60m，矿块长度为150m，分段高度为10m，进路间柱为10m，进路宽度为4m，进路高度为3m。（3）采准工作在各分段水平上掘进分段运输巷道，分段之间以及分段与阶段水平之间用斜坡道联通。以便铲运机等无轨设备出入。采用装运机出矿，采用设备井与各分段联通，如图（4）所示。设备井间距200m分段运输道与斜坡道之间用分段联络道相连通；放矿溜井布置在矿体下盘。回采时，如果放矿，溜井有可能与崩落区相通，则在降段前将放矿溜井。封闭好，以防废石由放矿溜井灌入；各分段径路之间采用菱形布置，以便降低放矿损失。为行人通风方便，在矿体下盘掘进行人通风。井，并用联络道与各分段运输巷道联通。（4）切割工作采用切割天井拉槽法，在回进路的端部掘进天，在天井的两侧各打三排扇形炮孔，采用微差爆破，一次成槽。如图所示:（5）回采工作回采进路垂直走向布置，回采由上盘往下盘方向推进。一个矿块内有一个分段做采准，一个分段进行凿岩，一个分段进行蹦矿，上分段超前下分段22m，上下分段不共用一个溜井放矿。在同一分段中各进路的回采保持在一条直线上。①落矿采用CTC-700型单机采矿台车凿上向中深孔，炮孔为扇形布置，分段高度10m，扇形孔深度为12m，炮孔排距为1.8m，炮孔的前倾角为80°，边孔角为60º。一次爆破2排扇形孔。②出矿采用2ｍ³柴油驱动铲运机出矿，生产能力为12～15万吨/台年，每台出矿设备服务5条进路；无底柱分段崩落法出矿管理就是控制放矿。在出矿过程中，初期放矿的是纯矿石，这部分矿应控在占放出矿石量的40%左右，以后开始贫化并逐渐增大品位也逐渐下降，达到放矿截止品位时最高贫化率时的矿石品位）时停止放矿。③通风工作无底柱分段崩落法是在独头巷道中出矿，通风困难，故在每个矿块设专用的入风天井和回风天井，安装辅助扇风机。在回采巷道中，安装局扇和风筒，采用压入式通风。以稀释独头巷道中的粉尘和有害气体。④覆盖岩层及地压管理无底柱分段崩落法是在覆盖岩石下惊醒放矿，因此初期形成的覆盖成是此法的前提条件。覆盖岩石的块度大于崩落矿石块度，以防止泥沙岩块混入矿石，造成过早的贫化，而且覆盖层的厚度大于分段高度，为15m。覆盖层形成方式选择预留崩落的矿石作为覆盖层即先落顶再回采。此外，要在地表钻孔对顶板围岩进行观测，当顶板岩石崩落快到地表时，在地表划定危险区，防止人员进入。地面设立观测线，测量地面下沉量和陷落范围。2.2采矿方法比较通过采矿方法技术经济指标比较，得出最简单，施工简便、投资少、成本低、基建周期短，投产快的采矿方法，上述各种采矿方法各项技术指标见表2-2-1表2-2-1主要技术经济指标的比较采矿方法比较指标VCR法无底柱分段崩落法采矿成本(元/t)7～168～13矿块生产能力（t/d）200～500t200～750t劳动生产率凿岩工(t/工班)5276出矿工(t/工班)3028放矿工(t/工班)25102工作面工(t/工班)1012矿石损失率（%）2218矿石贫化率（%）1922采切比(m/kt)7.16.3材料消耗炸药（kg/t）0.490.5雷管(个/t)0.80.2钎钢（kg/t）0.010.015木材（m³/t）0.0000.0002从资源利用率角度分析，无底柱分段迸裂落法比其它方法的利用率要高；从安全角度考虑，VCR法采矿人员在巷道或硐室内作业，安全性好。无底柱分段崩落开采采矿方法与其它开采方法相比较为简单，灵活性大，在巷道中作业安全性最好，且其回采工艺简单；从经济角度分析，VCR法选用炸药价格较高，投资较多，无底柱分段崩落采矿发的劳动生产率较高，矿块生产能力大，比其它方案较有优势。综合以上比较，选择无底柱分段崩落采矿法作为本设计的开采方案。2.3采矿方法结构参数2.3.1矿块布置矿体厚度大于15~20m时，矿块一般垂直走向布置；当矿体厚度小于15~20m时，矿块沿走向布置。由于矿体厚度为20m，则矿块设计为垂直走向布置。2.3.2阶段高度无底柱分段崩落法阶段高度一般为50～70m。矿岩稳固性好，矿体倾角大，阶段高度取大值、由于该矿稳固性好，倾角为82°，矿体厚度20m，则综合考虑，阶段高度取60m。2.3.3分段高度分段高度一般受凿岩设备能力所限制。大多数矿山采用重型凿岩机凿岩炮孔深度控制在15~18m以下，分段高度控制在10~12m。这里分段高度取10m。2.3.4矿块长度为了管理上的方便一般以一个溜井所服务的范围来划分矿块。因此，矿块长度等于相邻溜井之间的距离，当采用装运机出矿时，溜井间距为40～60m,；当采用铲运机出矿时，溜井间距为150~200m。由于采用装运机出矿，则矿块长度取150m。2.3.5回采进路间柱当分段高度确定后，便可根据放矿理论，使其损失贫化指标最佳的原则来确定间距。当分段高度为10m时，进路间距一般为10m。则此设计间柱取10m。2.3.6进路规格和形状回采进路的规格和形状对出矿工作又很大影响，在保证巷道顶板和眉线稳固的条件下，进路宽度应尽可能大，以增大放出矿体的宽度，提高矿石回收率。进路的高度在满足凿岩设备及通风管道布置的要求条件下，应可能低，以减少残留在进路正面的矿石损失。进路的顶板以平顶为好，以便矿石能均匀在进路全宽上放出，若顶板呈现拱形，矿石集中在拱顶部位放出，容易造成废石提前流出。国内常用进路宽度为3~4m，高度为3m左右。则进路宽度取3m，高度取3m，顶板设计为平顶。2.3.7回采进路布置当矿体厚度大于15~20m时，回采进路一般垂直走向布置；当矿体厚度小于15~20m时，回采进路沿走向布置。在此设计中，矿体厚度为20m。回采进路所以沿着走向布置。2.4采矿方法图采矿方法图具体见附图2.5采空区处理对于围岩较稳固的采场，采用中深孔，深孔或药室爆破，崩落大量的围岩来充填采空区，从而消减空场岩移，保证下部回采工作的安全。靠强制崩落围岩处理采空区，以控制和管理地压。无底柱分段崩落法需在15～20m厚的覆盖岩层下进行放矿。如矿体顶板不能冒落或冒落后覆盖岩层厚度不够，应用QZJ-100潜孔钻进行强制放顶，以保证安全生产。三、矿块的采准和切割3.1采准巷道的布置在各分段水平上掘进分段运输巷道，分段运输巷道布置在脉外矿体下盘。分段之间以及分段与阶段水平之间用斜坡道联通。以便铲运机等无轨设备出入。采用装运机出矿，采用设备井与各分段联通，如图3-1所示。设备井间距200ｍ。分段运输道与斜坡道之间用分段联络道相连通；放矿溜井布置在脉外矿体下盘，放矿溜井与崩落区不相通；各分段进路（回采巷道）之间采用菱形布置，以便降低放矿损失；为行人通风方便，在矿体下盘掘进行人通风井，并用联络道与各分段运输巷道联通。3.2采准巷道的断面形状和规格根据巷道的用途，各巷道的断面尺寸大小取决于矿石和稳固性，及选矿的装矿、凿岩设备等因素。本设计选用ZYQ-14装运机和CZZ-700型胶轮自行单机凿岩台车，配YG-80型凿岩机。根据围岩性质，选取直强拱形断面为采准巷道断面。断面尺寸规格如图所示：b1=0.5m；b2=1.0m;b=1.8m；s0=0.9m；k=0.4m;B0=b+b1+b2=3.3m；f0=1/3×B0=1.1m；Z=B0/2-(b1+b/2)=0.25m;轨道型号：15kg/m；h5=0.2m；h6=0.35m；R=1.5m；H1=1.9m；h3=H1+h6－{［（R－250）²－（k+Z）²］1/2－（R-f0）}=1482mm；Ⅱh3=H1+h5+{R－［R²－（B0/2－100）²］1/2}－f0=2016mm；选择h3=2.05m。图3-1采准巷道运输平巷断面图3.3采准切割工程量表3-1采准切割工程量表项目名称数目矿石中/m围岩中/m矿岩/m断面面积/m2工程量/m3单长总长单长总长合计矿石岩石合计分段运输巷道660360360932403240回采巷道76042015105525937809454725分段切割平巷660360360932403240通风行人天井16060609540540放矿溜井16060604240240切割天井61060604240240合计17857260820515465具体采准切割施工顺序和时间见表3-2。3-2矿块采准切割工程量进行图表工程项目工程量/m掘进速度（m∕月）完成时间/月进行顺序/月12345678分段运输平巷3603001.2回采巷道5253501.5分段切割平巷3602601.38通风行人天井60601放矿溜井601200.5切割天井601400.4283.5采准切割成本3.5.1矿块采切费用具体矿块采准切割费用见表3-3表3-3采准切割费用工程项目工程量/m单价（元/m）金额（元）分段运输平巷360200.0072000回采巷道525200.00105000分段切割平巷360200.0072000通风行人天井60318.00190800放矿溜井60180.0010800切割天井60160.009600合5.2矿块的可采工业储量根据矿块参数：矿体厚度为20m，倾角为82º，阶段高度取60m，分段长度取10m。把矿体视为规则几何体，如图所示。则矿块体积为：V=60×60×20m3=72000m3，即矿块中的矿石储量为72000m3，用这数值减去采准与切割采出的矿石量，则可得出单个矿块回采的工程量为72000-7840m3=64160m3。由矿体中矿石的平均品位为1.28%，所以，矿块含铜中可采工业储量为：72000×1.28%=921.6m3。3.5.3矿块中采出矿石的贫化率和损失率采矿方法主要技术经济指标见表3-4。表3-4采矿方法技术经济指标表采矿方法指标采准比（m/kt）采场生产能力/t·d-1工作面工效/t·（工班）-1矿石损失率/％矿石贫化率/％无底柱分段崩落法6.340012~2515-2215~30参照技术经济指标表3-4取贫化率为20%，矿石损失率为18%。3.5.4采准切割和回采的矿石总量由采准工程量表见表3-1可知，采准切割和回采的矿石总量为218144t/m33.5.5每吨采出矿石的采切成本由采准工程量表见表3-1和矿块采准切割费用见表3-5可知，总采出矿量为218144t/m3，总采准切割费用为532200元，则每吨采出矿石的采切成本为：532200÷218144=2.439元/t4.回采计算4.1凿岩爆破4.1.1凿岩设备和工具选择国内主采用CZZ-700型胶轮自行单机凿岩台车，配YG-80型凿岩机，BBC-120F和YZ-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30～50米/台.班。钻孔直径52～60mm，钻孔深度12m。4.1.2炮孔布置与蹦矿参数的选择和设计炮孔采用上向垂直扇形布孔，如图所示。炮孔直径60mm，深度12m，药卷直径45mm，蹦矿层厚度为4m，最小抵抗线:W=（25～30）d=1.5～1.8m取W=1.6m孔底密集系数m为1.5，空口密集系数为0.5。则，孔底间距：a=m·W=1.5×1.8=2.7m孔口间距：a=m·W=0.5×1.6=0.8m扇型孔排面倾角垂直倾角。扇形孔边孔角取65°崩矿步距取5m。堵塞长度为4m4.1.3凿岩工作的组织和施工要求每采场配备一台凿岩机，每台凿岩机配备2人，工作时间约为6小时。4.1.4爆破材料选择炸药选择多孔粒状铵油炸药，导爆索和毫秒导爆管联合起爆。采用人工装药4.1.5装药设备的选择炸药选择多孔粒状铵油炸药，采用FZY-10型或ZYZ-150型装药机进行压气装药。4.1.6起爆方法对于无底柱分段崩落法，由于爆破次数多，因此，设计中采用导爆线和火雷管起爆的方法。即将每个炮孔中的导爆线并联在一起，第一排炮孔的导爆线用普通火雷管起爆，第二排则用继爆管起爆（用火雷管引继爆外管和导爆线起爆）。4.1.5炮孔装药量及崩矿一次所要的炸药量及辅助爆破材料量扇形深孔每孔装药量因其孔深、孔距均不相同，先求出每排炮孔的装药量，然后按每排的总长度和总赌赛长度求出每米孔的装药量，最后分别确定没孔装药量。每排炮孔装药量为：Q排=qWS=0.6×1.6×16=15.36kgq——单位岩石炸药消耗量（kg/m3）；W——最小抵抗线（m）；S——每排炮孔负担面积。炮孔的深度为12m，装药深度不超过炮孔深度的2／3，炮孔的个数为6个，每孔装药量：Q1＝0.6×1.8×1.6×12＝9.22kg崩矿一次所要的炸药量：Q＝4×4×12×0.6＝69.1kg。4.1.6计算每米炮孔崩矿量参照金岭铁矿（f=8～12，上向垂直扇形布孔，深孔直径为60mm，最小抵抗线1.5，孔底距为2.0m,孔深8～10m，一次炸药单耗为0.16kg/t,每米深孔崩矿量为为6t）。取每米崩矿量为6t。对块度大于450mm的大块要进行二次爆破，二次爆破在回采进路和出矿进路中作业，一般在末班进行。4.2矿石的运搬和放矿4.2.1出矿和矿石运搬设备的选择矿石运搬采用电动铲运机出矿，在溜井口安装铲运机放矿。4.2.2放矿制度和放矿管理（1）放矿制度：①严格控制矿石中的粉矿量及含水量。②保证经常放矿，防止溜井中的矿石压的过紧，年终停产时溜井不允许有矿石。③选择合理的放矿闸门，减少漏口的溜井的堵塞。④严格控制地表水和地下水流入溜井.溜井中有漏水时及时疏水或堵水。⑤每次放矿后，闸门口必须留有垫底矿层。（2）放矿管理：①放矿方式：立面放矿，采用溜井振动放矿。②放矿计划：根据采场的产量、溜井容纳能力确定合理的放矿时间。③放矿的控制和调整：防止溜井堵塞和矿。无底柱分段崩落法和分段空场法均采用WJ-2型2m3柴油铲运机出矿。无底柱分段崩落法采用在覆岩下端部放矿形式放矿，分段空场法则是在空场条件下放（3）二次破碎通常采用覆土爆破法，深孔（50～120cm）爆破法.机械，人工破碎。（4）矿块生产能力计算①凿岩：一台CTC-700凿岩机，台班效率为82／台班；工作时间：72÷82＝0.88班=5.3小时②装药：人工装药：1人工作2小时。③通风：30min＝0.5小时。④放矿：台班生产率300-400t；放矿时间：553÷370＝1.49班≈8.94小时⑤放顶：需2小时，2个工人。回采循环的工作时间为18.94小时，每一循环的采矿量为543t，所以矿块的生产能力为543÷18.94×24＝688.06t/d4.3采场地压管理4.3.1原岩应力计算原岩应力一般由自重应力和岩体地质构造应力组成，假设岩体埋藏深度为H=200～500m。（1）应力计算上层覆土的平均密度为3.0t/m³，平均重力密度：γ=3.0×9.8=29.4kN/m³垂直应力：Σz=γH=5.88×10³～14.7×10³kN水平应力：Σx=σy=λσz=0.35×σz=2.06×10³～5.15×10³KN（2）岩体地质构造应力目前岩体地质构造应力无法用力学或数学公式计算，只能用现场应力测量的4.4覆盖层及地压管理覆盖层形成方式选择预留崩落的矿石作为覆盖层即先落顶再回采。此外，要在地表钻孔对顶板围岩进行观测，当顶板岩石崩落快到地表时，在地表划定危险区，防止人员进入。地面设立观测线，测量地面下沉量和陷落范围。图（8）先落顶再回采的落顶方案4.5矿块通风矿井通风采用对角抽出式通风系统。新风由副井进入井下；污风由风井排出。进入井下的新鲜风流沿运输平巷、采区进风天井进入采场；清洗工作面后的污风经下盘联络巷、采区回风天井、上中段回风平巷到风井排出地表。斜坡道不作为主要进风井。从斜坡道进入井下风流直接由上中段回风平巷到风井排出地表。主井不作为主要进风井也不作为主要回风井。主溜井卸矿、箕斗装载、粉矿清理等处的污风进入主井，经回风平巷到风井排出地表。主扇设在地面风井井口。井下分别在主溜井卸矿、箕斗装载、粉矿清理、炸药库等处设辅扇，分别在采区进风天井个分段设无墙辅扇以引导风流。图（9）矿块局部通风系统1－回采巷道;2－风筒;3－局扇;4－进风井;5－辅扇;6－溜矿组;7－斜坡4.6回采工作组织回采工作组织的人员、设备安排：(1)凿岩：一台CTC-700凿岩机，台班效率：82／台班，工作时间：72÷82＝0.88班=5.3小时；(2)装药：人工装药：1人工作2小时；(3)通风：30min＝0.5小时；(4)放矿：台班生产率300-400t，放矿时间：543÷370＝1.49班≈8.9小时；(6)放顶：需2小时，2个工人。4.7矿房回采时间一个回采循环的工作时间为18.9小时，每一循环的采矿量为543t。回采作业循环见表4-7回采作业名称工作量台班效率完成时间循环（小时）01234567891011121314151617181920凿岩72825.3装药72362通风--0.5放矿5433708.9放顶25.采矿方法技术经济汇编（1）矿块的生产能力：553÷19.3×24＝687t/d；（2）矿块的损失率：18%；（3）贫化率：20%；（4）采掘比：340÷37320=9.1m/kt；（5）矿块生产率指标台班效率：543÷1.49=370t/台班；工班效率：543÷2.05÷12=22.07t/工班。（6）主要材料消耗指标：木材：0.0002m³∕t，炸药：0.5kg/t，雷管0.2个/t，钎钢0.015kg/t。（7）矿石直接成本：采切成本、回采成本、材料成本、人工、机械、能源消耗等。参考文献1.《铀矿床开采采矿方法课程设计大纲》[M]南华大学矿物资源工程专业教研室2.《岩体力学》[M]沈明荣同济大学出版社19983.《爆破工程》上册[M]龙维祺、霍永基冶金工业出版社19924.《爆破工程》下册[M]龙维祺、霍永基冶金工业出版社19925.《铀矿床开采》[M]王昌汉原子能出版社19976.《采