采矿工程学

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绪　论第一章　金属矿床的工业特征第一节　矿石与废石和金属矿石的种类一、一、       矿石与废石1、矿石：凡是地壳中的矿物集合体，在现代技术经济条件下，能以工业规模从中提取国民经济所必需的金属或非金属矿物产品的，就叫矿石。矿石的聚集体叫矿体，矿床是矿体的总称。一个矿区，可由一个或若干个矿体组成。2、废石：矿体周围的岩石（围岩）以及夹在矿体中的岩石（夹石），不含有用成份或含量过少。当前不宜作为矿石开采的，则成为废石。矿石和废石的概念是相对的，是随着国民经济的发展、矿山开采和矿石加工技术水平的提高而变化。例如，我国锡矿石的最低工业品位曾为0.8%，铜为0.6%。经过采矿、选矿工艺的不断改进，机械化程度的提高，锡的最低工业品位降为0.2～0.3%，铜降为0.4～0.6。过去的废石，今天变成了矿石。又如湖北应城石膏矿：过去一直主要开采纤维石膏，将硬石膏作为废石处理，自从硬石膏在水泥工业中得到应用之后，当矿石开采。二、二、       金属矿的种类（一）（一）金属矿石:作为提取金属成分的矿石，称为金属矿石。金属矿石种类分为以下几种：1、按所含金属种类的不同分为：a.贵重金属矿石（金、银、铂等）；b.有色金属矿石（铜、铅、镊、锑、钨、锑、锡、钼等）；c.黑色金属矿石（铁、锰、铬等）；d.稀有金属矿石（钽、铊等）；e.放射性矿石（铀、钍等）。2、按所含金属成分分单一金属矿石和多金属矿石。3、按金属矿物性质、矿物组成和化学成分分为：

1a.自然金属矿石：金属以单一元素存在于矿床中的矿石，称为自然金属矿石，如金、银、铂等。b.氧化矿石：指矿石矿物的化学成分分为氧化物、碳酸盐及硫酸盐，如赤铁矿，红锌矿，铁锰矿，赤铜矿，白铅矿等。c.硫化矿石：即矿石矿物的化学成分为硫化物，如黄铜矿，方铅矿，辉钼矿等。d.混合矿石：矿石中含有前三种矿物中的两种以上的混合物。品位：矿石中有用成分的含量。常用百分数表示。黄金等贵重金属矿石用一吨（或一立方米）矿石中含若干克有用成分来表示。按品位的高低，金属矿石可分为富矿和贫矿。以磁铁矿为例，品位超过55%为平炉富矿；品位在50～55%之间为高炉富矿；品位在30～50%为贫矿。铜矿石的品位大于1%即为富矿，小于1%则为贫矿。（二）非金属矿石石膏：主要成分为硫酸钙，按其中含结晶水的多少又分为石膏和无水石膏两种。石膏又称二水石膏，软石膏，水石膏。纯理论含量：氧化钙32.5%，三氧化硫46.6%，水20.9%。由于形成条件不同，各矿床石膏化学成分也是颇有出入的。硬石膏：是一种含有各种杂质的硫酸盐。理论成分为：氧化钙41.2%，三氧化硫58.8%。如云母，石墨，海泡石，归线石等。第二节矿石和围岩的物理力学性质1、坚固性系数：矿石的坚固性是一种抵抗外力的性能（综合外力）。国内用矿岩的极限抗压强度来表示，即 式中：R——矿岩的极限抗压强度，。2、稳固性：是指矿石或矿岩在空间允许暴露面积的大小和暴露时间长短的性能。直接影响采矿方法选择及地压管理方法根据矿岩或矿石的稳定程度，可分为五种情况：a、极不稳固的：不允许有暴露面积，掘巷道时用超前支护；

2b、不稳定的：允许不支护的暴露面积〈50；c、中等稳固：；d、稳固的：；e、极稳固的：允许不支护的暴露面积〉800。3、结块性：指采下的矿石遇水和受压并经过一段时间后又连结成整体的性质。对放旷、装车、运输不利。4、氧化性和自然性：指高硫矿石在水和空气的作用下，变为氧化矿石的性质。氧化后的矿石，选矿回收率降低。含硫矿石（含硫18～20%以上）具有自然性，即在空气中氧化、放热，导致火灾。象山硫铁矿平均含硫18%，用无底柱分段崩落发，其覆盖矿岩应能粘结形成悬顶，使矿石回收率增加。不能用留矿法，不能做崩落法的覆盖层，充填料5、含水性：矿石或岩石吸附和保持水分的特性叫含水性。6、碎涨性：岩石破碎后碎块之间有较大的空隙，其体积比原岩体积增大的性质称破碎性。破碎后体积与原岩体积之比称碎涨系数（松散系数）。一般坚硬岩石1.2～1.5，矾土矿为软岩，1.95～2.088。第三节金属矿床分类金属矿床的矿体形状、厚度及倾角，对于矿床开拓和采矿方法的选择，有直接的影响。因此，金属矿床的分类，一般按其矿体形状、倾角和厚度三个因素进行分类。1、1、按矿体形状分类：a、a、层状矿床；b、b、 脉状矿床；c、c、 块状矿床。2、矿体倾角分类：a、水平和微倾斜矿体倾角小于；

3b、缓倾斜矿床倾角为；c、倾斜矿体倾角为；d、极倾斜矿体倾角大于。3、按矿体厚度分类：a、极薄矿体厚度在0.8米以下；b、薄矿体厚度在0.8～4米之间；c、中厚矿体厚度在4～10—15米之间；d、厚矿体厚度为10—15～40米之间；e、极厚矿体厚度大于40米。      

4                                         第二章矿床回采单元的划分及其开采顺序第一节第一节矿田和井田一、矿田：规划一个矿山企业开采顺序的全部矿床或一部分。二、井田：规划一个矿井开采的全部矿床或其一部分。例：古冶矾土矿即是一个矿田，国各庄采区为一个采区。 第二节第二节阶段和矿块一

5阶段：在开采缓倾斜、倾斜和急倾斜矿体时，在井田中每隔一定的垂直距离，掘进一条或几条与走向一致的主要运输巷道，将井田在垂直方向上划分为矿段，这个矿段叫阶段。二阶段高度：上下两个相邻阶段运输巷道底版之间的垂直距离，叫阶段高度。影响阶段高度的因素：a、矿体的倾角、厚度、沿走向的长度；b、矿岩的物理力学性质；c、采用的开拓方法和采矿方法；d、阶段开拓、采准、切割和回采时间；e、阶段矿柱的回采条件；f、每吨矿石所摊的基建开拓和采准费用；g、每吨矿石所摊的提升、排水及回采费用；h、地质勘探和生产探矿的要求，矿床勘探类型和矿体形态变化。三、矿块：在阶段中沿走向每隔一定距离，掘进天井连通上下两个相邻运输巷道，将阶段再划分为独立的回采单元，称为矿块。 第一节第三节盘区和采区一盘区：为了采矿工作方便，将井田用盘区运输巷道划分为长方形的矿段，此矿段称为盘区。

6二采区：在盘区中沿走向每隔一定距离，掘进采区巷道连通相邻两个盘区运输巷道，将盘区再划分为独立的回采单元，这个单元称为采区。盘区相当于阶段，采取相当于矿块。 第一节第四节矿床的开采顺序一井田中阶段的开采顺序：1上行式：先采下部阶段，后采上部阶段，由下而上逐个阶段开采。2下行式：先开采上部阶段，后开采下部阶段，由上而下逐个阶段开采。二、阶段中的矿块开采顺序1、前进式；2、后退式；3、混合式。        

7    三、相邻矿体      第三章矿床开采步骤和三级储量一、矿产开采分几步开拓采准切割回采              

8   第三章矿床开采步骤和三级储量第一节第一节        矿床开采步骤1、1、 矿床开拓从地面掘进一系列巷道通达矿体，以便把地下将要采出的矿石运至地面，同时把新鲜空气送入地下污浊空气排出地表，把矿坑水排出地表，把人员、材料和设备等送入地下和运出地面，形成提升、运输、通风、排水以及动力供应等完整系统，称为矿床开拓。2、2、 矿块采准采准系数：是每一千吨采出矿石量所需掘进的采准、切割巷道米数。注：这个系数每届学生都错，错在采出的矿石量中包括混入的废石量。而不是纯矿石量。采准的工作比重：Tˊ采准切割巷道的采出矿量，T矿块采出的矿量。3、3、 切割工作切割工作是旨在已采准完毕的矿块里，为大规模回采矿石开辟自由面和自由空间（拉底或切割槽），有的还要把漏斗颈扩大成漏斗形状（称为辟漏），以为大规模采矿创造良好的爆破和放矿条件。4、4、 回采工作切割工作完毕之后，就可以大量的采矿，成为回采工作。它包括落矿、运搬和地压管理三项主要工作。第二节三级储量1、开拓储量：凡设计所包括的开拓巷道均开掘完毕，构成主要运输，通风系统。并可掘进采准巷道者，则在此开拓巷道水平以上的设计储量

92、采准储量：在已开拓的矿体范围内，按设计规定的采矿方法所需掘进的采准巷道均已完毕，则此矿块的储量，叫采准储量。3、备采储量：已做好采矿准备的矿块，完成了拉底空间或切割槽、辟漏等切割工程，可以立即进行采矿时，则次矿块内的储量称备采储量。此量与采矿的损失贫化有关如储量100t，回收率60%贫化率20%则采出矿石量。若按一年75万t的采矿量则需准备100万t的储量。所以三级矿量的叫法不如三级储量更直接更明确。 第四章矿石的损失和贫化第一节矿石贫化的概念矿石损失：损失的工业储量与工业储量之比。矿石贫化：贫化率：矿石品位降低的百分比。废石混入率：采出矿石中的废石与采出的矿石重量百分比。损失贫化直接影响矿山的经济效益及国家有用资源的回收。第二节矿石损失和贫化的原因矿石损失原因：1、开采损失a、a、采下损失：遗留在采场充填料中，遗留在采场内放不出来，运输途中损失；b、b、 未采下损失：设计应当开采而未采下的损失，留下各种矿柱而未采下的损失。2、非开采损失a、a、由于地质条件及水文地质条件而产生的损失b、b、 留永久矿柱造成的损失矿石贫化的原因：

101、采矿过程中废石的混入2、采矿过程中高品位粉矿的损失3、采矿过程中有用成分氧化或被析出第三节矿石损失与贫化计算矿石量平衡式T=Q。－Q＋R金属量平衡式Tα’=(Q－Q。)+Rα”带入R=T+Q。-Q得称为间接法（用于不能进入采场测量的的采矿方法）（用于不能进入采场测量的的采矿方法）Q。损失储量Q工业储量R混入矿石的废石量废石混入率:将Q。=Q+R-T代入金属量平衡公式得当矿石含品位时α''=0，则　。贫化率：按定义，工业品位与采出品位之差与原矿品位之百分比（品位降低的百分率）　　　与不含品位时的废石混入率在数值上相等，但含义不一样，有的矿山就把矿石混入率当做贫化率实际上ρ

11                    第五章矿床开采强度、矿井生产能力及对矿床开采的要求          

12        第六章矿床开拓方法第一节矿床开拓一、一、               矿床开拓：为了开采地下矿床，需从地面掘进一系列巷道通达矿体，使之形成完整的提升、运输、通风、排水和动力供应等系统，称为矿床开拓。为了开拓矿床而掘进的井巷，称为开拓井巷。主要开拓巷道：运送矿石的开拓巷道，称为主要开拓巷道。如：平硐、竖井、斜井、斜坡道。辅助开拓巷道：不运送矿石开拓巷道，称为辅助开拓巷道。如：通风井、溜矿井、充填井、副井。开拓方法分类：是依据主要开拓巷道的类型来划分的。二、二、               开拓方法分类单一开拓法：用一种开拓井巷开拓矿床主要有：1平硐开拓方法；2斜井开拓方法；3竖井开拓方法；4斜坡道开拓方法；

13联合开拓方法：用两种以上开拓方法开拓矿床平硐与井筒联合：平硐与盲（明）竖井平硐与盲（明）斜井明井与盲井联合：明竖井与盲竖井明竖井与盲斜井明斜井与盲竖井明斜井与盲竖井第二节平硐开拓方法当矿体（或其大部分）赋存在地平面以上时，广泛使用平硐开拓法。一、一、垂直矿体走向下盘平硐开拓当矿脉和山坡的倾斜方向相反时，则由下盘掘进平硐穿过矿脉开拓矿床，这种开拓方法叫做下盘平硐开拓方法。二、二、垂直矿体走向上盘平硐开拓方法当矿脉与山坡的倾斜方向相同时，则由上盘掘进平硐穿过矿脉开拓矿床，这种开拓方法叫做上盘平硐开拓方法。采用下盘平硐开拓法和上盘平硐开拓法时，平硐穿过矿脉，可对矿脉进行补充勘探。

14一、三、沿矿脉走向平硐开拓方法当矿脉侧翼沿山坡露出，平硐可沿矿脉走向掘进，成为沿脉平硐开拓法。平硐一般设在卖内；但当矿体厚大且矿石不够稳固时，则平硐设于下盘岩石中。这种开拓方法的优点是能在短期开始采矿；各阶段平硐设在脉内时，在基建期间便可顺便采出一部分矿石，以抵偿部分基建投资。平硐还可补充勘探作用。其缺点是平硐设在脉内，必须从井田边界后退开采。 第三节斜井开拓倾斜或缓倾斜矿体，即矿体的倾角为15º～20º至45º之间，矿体赋存在地平面以下，矿体埋藏有不太深的中小矿山，地表无过厚的表土层，可采用斜井开拓法。按其相对位置有下列几种开拓法。一、一、       脉内斜井开拓法

15当矿体沿倾斜起伏不大，无褶皱和断层，才有可能采用脉内斜井开拓。在我国小型煤矿采用的多，金属矿床一般变化较大，脉内斜井需留保安矿柱，又受甩车道的限制，故用的较少。一、二、   下盘斜井开拓法一般与矿体倾角相同，也有伪倾斜的斜井，优点是：石门长度比竖井石门短得多。伪倾斜的角度换算:tgγ=sinβtgα提升方式：α≧25º～30º箕斗或台车α≦25º～30º用串车α≦18º可用钢绳胶带运输机运输第四节竖井开拓当矿体赋存在地平面以下，矿体倾角≧45º，或≦15º

16，而埋藏较深的矿体，常采用此开拓方法。一、一、下盘竖井开拓在矿体下盘岩石移动带以外开掘竖井，再掘阶段石门通达矿脉。这种方法在我国金属矿山应用最广。优点：井筒保护条件好，不需要留保安矿柱，矿体倾角大于75º更为有利缺点：石门长度随开采深度增加而增加。二、二、上盘竖井开拓在矿体上盘岩石移动带以外开掘竖井，再掘进阶段石门通达矿体。这种开拓方法与下盘竖井开拓比较存在严重的缺点。主要是上部阶段要掘进很长的石门，基建时间长，基建初期投资较大。三、三、侧翼竖井开拓井筒布置在矿体侧翼。这种开拓方法井巷掘进和井下运输只能是单向的，掘进速度受到一定的限制。其他开拓方法本文在此不做过叙述。

17第五节斜坡道开拓法地下开采使用无轨设备之后，其开拓方式应作相应的改变，它的主要变化是要开掘供无轨设备上下通行的斜坡道，斜坡道有两种：一种是与地表相通的主要斜坡道。另一种是连接阶段间的辅助斜坡道。前者作为地下使用无轨设备出入地表的主要斜坡道。斜坡道开拓法：当斜坡道主要用于运输矿岩（无轨车辆）时，称为斜坡道开拓法。当没有提升井筒时，斜坡道主要是供无轨设备出入并兼做通风和辅助运输之用，此时称辅助开拓巷道。阶段间的辅助斜坡道几乎是必不可少的。它不仅可以转移铲运机等无轨设备、同时也是行人、运料和通风的通道，也属于辅助开拓巷道。一、一、  斜坡道的类型1、1、螺旋式斜坡道圆柱螺旋线或圆锥螺旋线，根据具体情况可以设计成规则螺旋线或不规则螺旋线。螺旋线的坡度一般为10％～30％。

181、2、折返式斜坡道是直线段和曲线段联合组成；直线段变换高程，曲线段变换方向，便于无轨设备转弯；曲线段的坡度变缓或近似水平；直线段的坡度一般不大于15%。在整个线路中，直线段长而曲线段短。二、二、  斜坡道的典型开拓法1．螺旋式斜坡道日本神岗矿枥原矿井五号矿体的螺旋式斜坡道开拓法。在矿体侧翼由+200m至0m阶段掘进螺旋式斜坡道，断面为4×3m2，最小曲率半径为15m，平均坡度为21％，总长1200m。由上而下开掘阶段巷道联通螺旋式斜坡道和工作面，阶段巷道的断面为4×3m2,总长2000m。开拓工程完成后，无轨设备可从地面进入地下各个采矿阶段和开出地面，不管哪个阶段需要，随时可以调去工作。使用的无轨设备有：瓦格纳ST－2B铲运机4台、加德纳丹佛掘进车2台、加德纳丹佛采矿车1台、格瓦纳人车一台、吉普车3台。2.返式斜坡道开拓法折返式斜坡道设在矿体下盘沿层移动界限以外。当斜坡道1通达某一阶段水平时进行折返，并在每一阶段水平折返处掘石门2通达阶段运输巷3。无轨设备可由地面经斜坡道进入各个阶段，各阶段采出的矿石则用无轨卡车运出地面。

19目前单独用斜坡道开拓法的矿山很少。国外许多竖井开拓时，都另设连通地表的辅助斜坡道，或各阶段运输巷道间用辅助斜坡道联通，以便无轨设备由地表进入地下各个阶段或一个阶段转移至另一阶段工作。图6－14是加拿大科里斯登镍矿所采用的下盘竖井并辅以斜坡道的典型开拓方法图。

20图1是主井，选厂8设在主井口，斜井2原为副井，后又开掘进螺旋式斜坡道3，由地表往下一直回旋到深部。斜坡道断面为5×3.5m2，转弯半径为7m，斜坡道底板铺混凝土，顶板用杆柱和金属网支护。无轨设备可由地面经斜坡道开往地下，用分段巷道联通全部矿块。以后深部可用斜坡道开拓，不需延伸斜井，斜井已改为回风井和备用人行井。矿石自装载点用无轨设备运至主溜井，运距150t/h。矿石经破碎后由胶带输送机运至装载硐室，再由竖井箕斗提升至井口选场。三螺旋式斜坡道与折返式斜坡道的对比1、螺旋式斜坡道的优点（1）由于没有折返式那么多的缓坡道，故在同等高程间，螺旋式较折返式的路线短，开拓工程量小；

21（2）与溜井等垂直井巷配合施工时，通风和出渣较方便；（3）适合圆柱矿体的开拓。2．螺旋式斜坡道的缺点（1）掘进施工要求高（改变方向、外侧超高等）；（2）司机能见距离小，故安全性较差；（3）车辆轮胎和差速器磨损增加；（4）道路维护工作量大。3．折返式斜坡道的优点（1）施工较易；（2）司机能见距离大，行车较安全；（3）行车速度较螺旋式的大，排出有害气体量较少；（4）道路便于与矿体保持固定距离；（5）道路易于维护。4．折返式斜坡道的缺点（1）较螺旋式开拓工程量大；（2）掘进时需要有通风和出渣用的垂直井巷配合；（3）斜坡道布置的灵活性较螺旋式斜坡道差。四、螺旋式斜坡道与折返式斜坡道的选择主要考虑下列因素：1．1．斜坡道的用途如果主斜坡道用于运输矿岩，且运输量较大，则以折返式斜坡道为宜；辅助斜坡道可用螺旋式斜坡道。2．2．使用年限使用年限较长的以折返式斜坡道为好。3．3．开拓工程量出斜坡道本身的工程量外，还应考虑掘进时的辅助井巷工程和各分断的联络巷道工程量。4．4．通风条件斜坡道一般都兼作通风井，螺旋式斜坡道的通风阻力较大，但其线路较短。5．5．斜坡道与分段的开口位置螺旋式斜坡道的上、下分段开口位置应布置在同一剖面内，折返式斜坡道的开口位置可错开较远。 

22第六节联合开拓法用两种主要开拓巷道组合起来开拓一个或几个矿体，称联合开拓法。一、平硐与盲竖井联合开拓法适用条件：用平硐开拓的矿山，如果在平硐水平以下尚有一部分矿体时，则需用竖井进行下部矿体开拓。图6-15表示平硐与盲竖井联合开拓法竖井可采用盲竖井，也可以采用明竖井。采用明竖井：井筒石门长，井口安井架，工程量小采用盲井：井筒石门短，掘地下调车场和卷扬机硐室省内：大多铁矿平硐盲竖井金厂峪金矿龙庞家堡1080平硐850平硐之间用盲竖井贯通二、明竖井与盲井联合开拓法1.适用条件：主要适用于矿体走向长、厚度大、延伸较深的急倾斜矿体，由于深部开采第一期竖井延伸困难或因石门过长而凿一盲井与原有竖井接力转载联运一般采深〉500米时，可考虑联合开拓二段提升，两套设备，容易产生运输与提升间的不协调现象，故尽量少用二段提升的联合方案

23第七节主要开拓巷道评述为了正确的选择开拓方法，必须了解各种主要开拓巷道的优缺点，兹将各种主要开拓巷道的特点评述如下：一、平硐与井筒（竖井和斜井）的比较平硐优点：（1）基建时间短：因为平硐施工简便，施工条件好，比竖井或斜井的掘进速度快得多（2）基建投资少：平硐的单位长度掘进费用比井筒低的多，维护费用也少，没有井底车场，洞口设施简单，布设井架，提升机房，所以投资费省（3）排水费用低：一般自流排水（4）快事运输费用低：平硐一般用电机车，用溜井下放矿石，比较井筒提升，运输费用低的多（5）通风容易：往往可自然通风，困难时期加扇风机（6）生产安全可靠：平硐的运输能力达，运人、运货安全性好平硐优点很多，因此，埋藏在地平面以上的矿体，平硐开拓是首选方案，一般平硐长度限制在3000-4000米以内为宜二、竖井与斜井的比较1.工程量：斜井长石门短井底车场简单2.井筒装备：竖井井筒装备复杂，而斜井内管道、电缆、提升钢丝绳比竖井长，即经营费用高3.地压、支护：写景承压大，维护费用高4.提升：竖井提升速度快，能力大提升费用低，斜井提升速度慢，能力小，设备修理，钢丝绳磨损大5.排水：斜井排水管道长，设备费，安装费，修理费较大，因管道阻力随管道长度恶热增加，故排水费用高6.施工：竖井比斜井容易机械化，采用的施工设备和装备较多，要求技术管理水平较高斜井施工较简便、需要的设备和装备少，适合中小矿山

247.安全：竖井井筒不易变形，提升过程中停工事故较少；斜井井筒易变形，提升容器易发生脱轨脱钩事故三、斜坡道与其它主要开拓巷道的比较与竖井、斜井相比，斜坡道具有许多优点 第七章主要开拓巷道类型和位置的选择第一节主要开拓巷道类型的选择主要是根据矿山地形、地质条件和矿体赋存条件来选定国内：赋存地平面以上的脉状矿床或矿床上部多采用平硐赋存地平面以下的脉状矿床多采用竖井、斜井对竖井、斜井：建国初期，技术水平机械化程度低多采用斜井开拓，随着机械化程度和技术水平的提高，又多改用竖井。因为竖井提升能力大、安全性好。后来钢丝绳胶带输送机运输用斜井运输矿石，可把矿石直接运往选厂，生产能力显著提高，所以竖井开拓又有了很多优点，有了一定的发展前途。斜坡道开拓：国内外，把斜坡道作为主要的开拓巷道的为数甚少，多做辅助开拓巷道。总之，开拓巷道类型的选择，必须满足下列要求：（1）（1）   确保安全生产，创造良好的劳动卫生条件，建立完善的通风、提升、运输、排水、充填等矿山服务系统（2）（2）   技术可靠：满足矿山生产能力的要求，以保证矿山企业的均衡生产并顾及到矿山发展远景（3）（3）   基建工程少，投资省，经济效益好（4）（4）   不留或少留保安矿柱，以减少矿石损失（5）（5）   地表总平面布置应不占或少占农田第二节选择主要开拓巷道位置应考虑的因素当主要开拓巷道类型确定以后，就要确定它的具体位置。

25主要开拓巷道是矿井生产的咽喉，是联系井下与地面运输的枢纽，是通风、排水、压气及其动力设施由地面导入地下的通路，井口附近也是其他各种生产和辅助设施的布置场地，因此，主要开拓巷道位置的选择是否合适对矿山有着深远的影响，并直接影响基建工程量和施工条件，从而影响基建投资和基建时间，因此，正确地解决主要开拓巷道位置问题是矿山设计中一个关键问题。选择主要开拓巷道位置的基本准则是：基建与生产费用应最小，尽可能不留保安矿柱，有方便和足够的工业场地，掘进条件良好等在具体选择时应考虑以下因素：（1）（1）   矿区地形、地质构造和矿体埋藏条件（2）（2）   矿井生产能力及井巷服务年限（3）（3）   矿床的勘探程度、储量及远景（4）（4）   矿石的岩石性质及水文地质条件：井巷位置应避免开凿溶发育的岩层和流沙层，井筒的位置一般打工程钻孔。查明地质情况。平硐位置要做剖面图（5）（5）   井巷位置应考虑地表和地下运输联系方便。应使运输功最小，开拓工程量最小。如选厂和冶炼厂位于矿区内，选择井筒位置时，应选择最短最方便的路线向选厂或冶炼厂运输矿石（6）（6）   应保证井巷出口位置及有关构筑物不受山坡滚石，山崩，雪崩的危害，这在高山地区非常重要（7）（7）   井巷出口标高应在历年最高洪水位3米以上，一面被洪水淹没，同时也应根据运输的要求稍高于选厂贮矿仓卸矿的地面水平，保证重车下坡运行（8）（8）   井筒（或平硐）位置应避免压矿，尽量位于岩层移动带以外，距地面移动界限最小距离应大于20M，否则应留保安矿柱（9）（9）   井巷出口位置应有足够的工业场地，以便布置各种建筑物，构筑物，调车场（10）（10）改建或扩建矿山应考虑原有井巷和有关建筑物，构筑物的充分利用。   

26第三节主要开拓巷道沿矿体走向位置的选择一、位置选择包括：矿体沿走向位置的选择和垂直矿体走向位置的选择。沿矿体走向位置的选择:在地形允许的情况下，主要从地下运输费用来考虑，而运输费用的大小决定于运输功的大小，即矿石量与运输距离的乘积，用吨公里表示，,若一吨公里费用为常数，则最有利的井筒位置，其运输费用应最小或运输功最小。矿石进入阶段运输平巷有两种情况：1、矿石集中的情况矿石集中在固定地点进入阶段运输巷道，如图7-1，各个矿块的矿石通过通过穿脉巷道3，运到下盘沿脉巷道2.固定地点可视为穿脉巷道和下盘沿脉巷道的交点，各个矿块的矿石却由该点竟沿脉巷道运到石门1.再运到井筒。2、矿石分散的情况矿石由许多逐渐移动的点运到主运输巷道这些点走向井田边界或由各个矿段向井筒逐渐移动。第一种情况：将矿石总量集中到一条直线上，这条直线表示沿矿体走向的主要运输巷道,。按最小运输功的条件，井筒应设在这样一个矿石集中出矿点上，即此点的矿量加其又边矿石量的总和，大于左边矿石量的总和，而加其左边矿量的综合，则大于右边矿石量的总和，出矿点就是最有利的井筒位置，符合最小运输功的的要求。第二种情况：矿石是从许多逐渐移动的点运至主要运输巷道（例沿走向推进的长壁式采矿法），在这种情况下，依据上述原理不难知道，运输功最小的井筒位置应在矿量的等分线上。    

27             这里只讲述了按地下运输功最小来选择井巷沿矿体走向位置的方法，而实际上，为使总运输费用最小，还必须考虑地面的运输功，使地面，地下的总运输费用最小，才是我们的所求的井筒最优位置（也适用于平硐位置的选择）。 第四节主要开拓巷道垂直矿体走向位置的选择在垂直矿体走向方向上，井筒位置布置在地表移动界以外20米远的地方，以保证井筒不受破坏。若井筒布置在移动界限以内时，必须留保安矿柱。一地表移动带的圈定地下采矿形成采空区以后，由于采空区周围岩层失去平衡，引起采空区周围岩层的变形和破坏，以致大规模移动，使地表发生变形和塌陷。崩落带：地表出现裂缝的范围内称为崩落带。移动带：崩落带边界起至出现变形的地点，称为移动带。崩落角：从地表崩落带的边界至开采最低边界的连线和水平面所构成的倾角，称为崩落角。

28移动角：从地表移动边界至开采最低边界的连线与水平面所构成的倾角。矿山设计种经常使用的使移动角和移动带。影响岩层移动角的因素很多，设计时可参照类似的矿山数据选取。一般地，上盘移动角小于下盘移动角，而走向端移动角最大。图7-5给出了矿体横剖面及沿走向剖面地崩落带和移动带，并标出了危险带，即在此范围布置井筒或其他建筑物，构筑物有危险，必须布置在危险带以外才安全。设计作图地方法和步骤如下：1在勘探线剖面图上，按矿体设计开采地最低水平画出矿体上盘和下盘的岩石移动界线（岩石的按岩石移动角画，表土层按表土移动角画），0线剖面，最低设计开采水平-300米。先在0线剖面中，找出上、下盘的开采水平以上的最突出部位，画出移动界线，表土单画。 

29在沿脉纵剖面上，画出矿脉两端岩石移动界线与地表交点的坐标点位置，然后把各点连接起来，经修正后即得一闭合型表土岩层移动范围图。二井筒垂直矿体走向位置的选定：前边圈出了地表的移动范围，我们设计的井筒及井口周围的构筑物和建筑物，均需布置在地表移动界线之外，为确保安全，它们距地表移动界线还须保持一定的安全距离，该安全地带又称为保护带。依据建筑物和构筑物的用途，服务年限及保护要求，保护带有分为两个保护等级：一级：凡因受到土岩移动破坏致使生产停止或可能发生重大人身伤亡事故，造成重大损失的构筑物和建筑物。二级：其余的列为二级。作业：有一矿体赋存地表以下，延深240米~0米，倾角80度，平均厚度15米，下盘为几层与矿体倾角相同，层状产出的岩层，第一层大理岩后8米，含水中等，稳固；第二层10米，片麻岩，稳固致密；第三层角闪岩，16米，稳固，其下使稳固致密的花岗岩，表土层10米上盘，片麻岩，稳固。用1：2000的比例尺画一个横剖面的移动界线及下盘竖井位置。 第五节保安矿柱的圈定前边已经阐明，井筒，构筑物和建筑物需布置在地表移动带以上，但当受具体条件所限，需布置在地表移动带以内时，必须留足够的矿柱加以保护，此矿柱称为保安矿柱。保安矿柱只有在矿井结束阶段才可能回采，而且回采时安全条件差，矿石损失大，劳动生产率低，甚至无法回采，而成为永久损失，所以确定井筒位置时，应尽量避免留保安矿柱。几种留保安矿柱的特殊情况：1适用于建井部位的矿石品位较低，可以考虑回采矿柱。2缓倾斜矿柱脉，为减少开拓工程量，提前投产，必要时将井筒布置在地表移动带内。3矿体边缘的地表相应部位的河流或湖沼沿岸，位于地表移动带内，河流改道或围截湖水，需加大投资而不合理的，则可留保安矿柱。

30保安矿柱的圈定时根据构筑物，建筑物的保护等级所需求的安全距离，沿共同边界画出保护区范围，再以保护区为起点，按所选取的矿岩移动角向下画移动界线，此移动界线所载矿体范围就是保安矿柱，图7-7表示一个较规则的层状矿体保安矿柱的圈定方法。 第六节副井和通风井位置的选定进行矿体开拓设计时，除确定主要开拓巷道的位置外，还需要确定其他辅助开拓巷道的位置，按用途不同，分为副井，通风井，溜矿井，充填井等。当主井为箕斗井时，因箕斗在井口卸矿产生粉尘，故不能作入风井，应另设一提升副井，作为上下人员，设备，材料，并提升废石及兼作入风井，在另掘用来排风的通风井，构成完整的通风系统。当主井为罐笼井时，可兼作入风井，同时另布置一个来排风的通风井，与罐笼井构成完整的通风系统。

31一副井位置的选定：根据与主井位置的关系分为：1、集中布置：副井尽可能靠近主井，井距大于30米。2、分散布置：两井筒相距较远。集中布置有下列优点：1、工业场地集中，可减少平整工业场地的土方石量。2、井底车场布置集中，生产管理方便，可减少基建工程量。3、井筒相距较近，开拓工程量少，基建时间较短。4、井筒集中布置，有利于集中排水。5、井筒延深时施工方便，可利用一条井筒先下掘到设计延深阶段，则延深另一井筒时可才用反掘的施工方法。缺点：1、两井相距较近，发生火灾相互危及。2、主井为箕斗井时，卸矿时粉尘飞扬至副井，污染通风，需设隔尘措施。分散布置的优缺点，正好与集中布置相反，总的看来，集中布置的优点突出，只要地表地形条件和运输条件许可，应尽量采用。如条件不允许，可分散布置，此时副井位置应根据工业场地，运输线路和废石场的位置进行选择。副井位置的选定与主井相同，不同的是副井与选厂关系不大，可离得远些，而废石应距离废石场近些。二风井的布置方式：1中央并列式：入风井和排风井均布置在矿体中央。主井为箕斗井时，主井为排风井；主井为罐笼井时，为入风井。两井相距大于30米，如井上建筑物采用放火材料也不得小于30米。如图7-9。2中央对角式：（1）主井为罐笼井时，为中央入风井，两翼个布置一个排风井。（2）主井为箕斗井时，主井不能入风，在附近设副井，兼入风井，两翼设排风井，形成中央对角式。    

32                                            

33                三中央式和对角式的对比：   1中央式的优点：（1）地面构筑物布置集中。（2）入风井和排风井布置在岩石移动带以内时，可共留一个保安矿柱。（3）入风井和排风井掘完后，可很快联通，因此能很快开始回采。（4）井筒延深方便，可先下掘排风井，然后自下而上反掘入风井。2中央式的缺点：（1）采用中央式通风时，风路很长，扇风机所需负压大，而且负压随回采工作的推进不断变化。（2）当用前进式回采时，风流容易短路，造成大量漏风。（3）如果其他地方无安全出口，当地下发生事故时，危险性大。3对角式的优点：（1）负压较小且稳定，漏风量较小，通风简单可靠而且费用较低。（2）当地下发生火灾，塌落事故时，地下工作人员较安全。（3）如果在井田两翼各布置一条风井，一条井发生事故时，可利用另一条维持通风。

344对角式的缺点：（1）井筒间的联络巷道很长，而且要在回采之前掘好，回采时间迟。（2）掘两条排风井时，掘进和维护费用较大。 第七节其他辅助开拓巷道的布置一、溜井：1溜井的应用：在我国许多地下金属矿山中，普遍采用溜井放矿，溜井的应用范围和溜矿系统大致可分为下列两种；（1）平硐溜井出矿系统，采用平硐开拓时，主平硐以上各个阶段采下的矿石，均经溜井放置主平硐水平，然后再运至地面选厂，形成完整的开拓运输系统。（2）竖井箕斗提升，集中出矿系统。图7-122溜井位置选择的基本原则；（1）使运输距离短，开拓工程量小，施工方便，安全可靠，避免矿石反向运输。（2）溜井应布置在岩层坚硬稳固，整体性好，岩层节理不发育的地带，尽量避开断层，破碎带，流砂层岩溶及涌水较大和构造发育的地带。                   

35       （3）溜井一般布置在矿体下盘围岩中，有时可利用矿块端部天井放矿。（4）溜井装卸的位置应尽量避免放在主要运输巷道内，以减少运输干扰和矿尘对空气的污染。为保证正常生产，有时需设备用溜井：（1）大中型矿山。（2）溜井穿过岩层的不好，易堵塞。（3）短期内扩大规模时。3溜井的形式：主溜井存在下列形式：（1）垂直式溜井：从上到下垂直的溜井图7-13a各阶段的矿石由分支斜面溜井放入溜井。优点：结构简单，不易堵塞，使用方便，开拓简单，应用广泛。                   

36                                 缺点：储矿高度受限制，放矿冲击力大，矿石容易粉碎，对井壁磨损较大。适用于：岩石坚硬，稳固，整体性好，矿石坚硬不易粉碎，溜井不能放空。 第八章井底车场及硐室井底车场连接着井下运输与井筒提升、提升矿石、废石和下送材料、设备等，都要经由这里转运，因此，要在井筒附近设置储车线、调车线和绕道等。

37为提升人员、排水、通风等工作，要在井筒附近设置一些硐室，如：水泵房、水仓、井下变电站、候罐室等。井底车场就是这些巷道和硐室的总称。根据开拓方法的不同，可分为：竖井井底车场、斜井井底车场。 第一节竖井井底车场一、井底车场的线路和硐室如图8-1是主、副井场设在井田中央主井为箕斗井，副井为罐笼井，两者共同构成一个双环形的境地车场。                           

381.井底车场线路(巷道)<1>储车线路：在其中储放空、重车辆，包括主井的重车与空车线，副井的重车线与空车线以及停放材料车的材料支线。<2>行车线路：即调度空、重车辆的行车线路、调车场支线，供矿车出进罐笼的马头门线路也是行车线路。2.井底车场硐室：主井：翻笼硐室、储矿仓、箕斗装载硐室、清理撒矿硐室、斜巷等须设在主井附近的适当位置上，构成主井系统的硐室。副井：马头门、水泵房、变电室、水仓及候罐室等调度室、电机车库、机车修理硐室等。二、井底车场的形式有三种形式如图8-2所示 图8-2井底车场形式示意图                        

39        1.尽头式井底车场：井筒单侧进、出车，空、重车的储车线和调车场均设在井筒一侧。通过能力小：多用于小型矿井或副井；2.折返式井底车场：井筒或卸车设备的两侧均设线路，一侧进重车，一侧出空车，空车经过另一平行线路或从原线路变头返回；3.环形井底车场：由井筒或卸车设备出来的空车经由绕道返回形成环形线路。a.混合井：箕斗的翻车系统为环形，出笼为折返，通过能力大b.主副井：双环形c.混合井：翻车机折返，罐笼尽头式，通过能力小                        

40              三、井底车场形式的选择选择合理的井底车场形式和线路结构是井底车场设计中的首要问题。影响选择井底车场形式的因素很多，如：生产能力、提升容器类型、运输设备和调车方式、井筒数量及各种硐室及其布置要求、地面生产系统要求、岩石稳定性以及井筒与运输巷道的相对位置等，必须全面考虑。前四项为主。生产能力用环形折返，折返，尽头。总的原则：在满足生产能力的条件下，尽量使结构简单。第二节斜井井底车场斜井井底车场按矿车运行系统可分为折返式车场和环形车场两种形式。环形车场一般适用于箕斗或胶带提升的大、中型斜井中。金属矿山，特别是中、小型矿山的斜井多用串车提升，串车提升的车场均为折返式。串车车场：旁甩式（甩车道）吊桥式平车场如图8-4所示    

41                        车场的各部分组成，如图：8-51.斜井甩车道（或吊桥）：用它将斜井与车场连接起来，并使矿车由斜变平。一般在变平处进行摘空车挂挂重车（摘挂钩段）；2.储车场：储车场紧接摘挂段，内设空、重车储车线；3.调车场：机车掉头，变拉为推；4.绕道与各种连接线路；5.井筒附近的各种硐室。二、斜井吊桥斜井吊桥类型图8-6斜井吊桥类型    

42                            第三节地下硐室一、地下破碎及装载硐室1.地下破碎的应用深孔崩矿效率高，但矿石块度不均匀，不合格大块产出率高，二次破碎量显著增加，从而影响劳动生产率和采场生产能力的提高。减少二次破碎工作量，一般采用二种方法：a.优选崩矿参数，增加一次炸药消耗量，垂直深孔球状药包落矿法，降低了大块产出率，但仍无法完全消除大块的产生。b.允许有一定数量的大块产出率，在地下设置破碎硐室用破碎机进行二次破碎，在地下大型矿山相继采用（国外早已用）

43优点：3条减少二次爆破工作量减少炮烟矿尘减少对箕斗冲击力缺点：4条增加工程量通风防尘困难维修不便配套设备适用条件：3条储量大大块产出率高地下箕斗,地表索道2.地下破碎站的布置形式及选择（1）分散旁侧式如图8-7a一个阶段一个初期投资者（2）集中旁侧式如图8-7b总投资者（3）地下破碎集中式如图8-8图8-7、8-8                      3.地下破碎与装载的配置分单一矿石和多种矿石，如图8-9       

44                          4.地下装载硐室箕斗装矿系统有以下两种：（1）在设有地下破碎的矿山，多用电振或板式给矿机，经胶带输送机送入用压磁式测力计计重的计量漏斗，然后再装入箕斗，如图8-10所示

45 二、地下水泵房和水仓各阶段独立排水技术和经济上不合理，故很少采用分段排水（串接排水系统）开采阶段数目不多时多阶段开拓时集中排水主水泵站（房）排水系统。

46三、地下变电所变电硐室长度〉10米时，应有两个出口(水泵房、井线车场)。变电硐室地面高出车场轨面0.5米。变电硐室与水泵房相连时，底板高出0.3米。四、地下炸药库距井底车场和主要硐室>100米。距经常行人的巷道>25米。距地表>30米。与主要运输巷道不小于三条互相连通的并互成直角的巷道与主要运输巷道相连。五、地下基地服务性硐室机车库、无轨设备修理库、凿岩机修理室、消防材料硐室、坑内调度室、候罐室。

47   第九章阶段运输巷道的布置第一节运输阶段和副阶段阶段运输巷道的布置或称阶段平面开拓设计，是矿床开拓的一部分。矿床开拓分为立面开拓和平面开拓。立面开拓：确定竖井、斜井、通风井、溜井、充填井的位置、数目、断面形状及大小以及与它们相互连接的矿石破碎系统和转运系统等。平面开拓：确定阶段开拓巷道的布置（包含井底车场和硐室）。阶段平面开拓分主运输阶段和副阶段。主运输阶段：巷道：井底车场、石门、运输巷道及硐室。功能：连接矿块与井筒,形成完整的运输,通风,排水系统.即:能将矿块采出的矿石运出地表,将材料,设备运道工作面.把入风井近来的新鲜空气顺利地流到各工作面,将地下污风排出地表.是以解决矿石运输为主,并满足探矿,通风和排水等要求。因此,阶段运输巷道布置的是否合理,直接影响到地下工作人员的安全和工作条件,开拓工程量的大小,运输能力及矿块的生产能力等。正确地选择和设计阶段运输巷道是十分必要的。

48副阶段是在主运输阶段之间增设的中间阶段。一般是因主阶段过高致使回采产生困难，或因抵制和矿床赋存条件发生变化而加设的阶段。副阶段一般不联通井筒，只掘部分运输巷道并用天井和溜井与下主阶段贯通。第二节阶段运输巷道布置的影响因素和基本条件一、必须满足阶段运输能力的要求首先满足阶段生产能力的要求,并留有余地。二、矿体厚度和矿石围岩的稳定性矿体厚度小于4~15米,采用一条沿脉巷道,厚度在15~30米,多采用一条(或两条)下盘沿脉巷道加穿脉巷道,或两条下盘沿脉加联络巷道.极厚矿体多采用环行运输。阶段运输巷应布置在稳定的围岩中,以利于巷道维护.矿柱回采和掘进比较平直的巷道。三、应贯彻探采结合的原则应满足采矿,运输,探矿的要求。四、必须考虑所采用的采矿方法(包括矿柱回采方法)崩落法，脉外，移动界限外。根据采矿方法，装矿点的位置，数目及装车方式来定。五、符合通风要求应有明确的通风和回风路线,尽量减少转弯,避免巷道断面突然扩大或缩小,以减少通风阻力.并在一定时间内保留阶段回风巷道.六、系统简单,工程量小,开拓时间短,巷道平直,布置紧凑,一巷多用.七、其他技术要求:如涌水量大,且矿石中含泥较多,则放旷溜井装矿口应尽量布置在穿脉内,以避免主要运输巷道被泥浆污染。第三节阶段运输巷道的布置形式一单一沿脉巷道布置:1单线回让式:多用于薄或中厚矿体中.2双线度线式:用于年产量20~60万吨的矿山.二下盘双巷加联络道(即下盘环行式或折反式)布置:一条装车,随矿体变化,利于装车,探矿.一条行车,平直,利于行车.

49三脉外平巷加穿脉布置:一般多采用下盘脉外巷道                                         

50    四、上下盘沿脉巷道加穿脉布置（即环形运输布置）如图9-4所示。环形运输的优点：生产能力很大缺点：掘进量很大多用在规模大的厚和极厚矿体中，当开采规模很大时，也可采用双环线形布置五、平底装车布置如图9-5所示。有两种方式：一是由装岩机将矿石装入运输巷道的矿车中，再由电机车拉走；二是由铲运机在装运巷道中铲装矿石，运至附近的溜井卸载。                        第十章矿床开拓方法选择第一节矿床开拓方法选择的基本要求及其影响因素

51一选择矿床开拓方案的基本要求：（1）确保工作安全，创造良好的地面与地下劳动卫生条件，建立良好的提升、运输、通风、排水等系统。（2）技术上可靠，并有足够的生产能力，以保证矿山企业均衡地生产。（3）基建工程量最少，尽量减少基本建设投资和生产经营费用。（4）确保在规定时间内投产，在生产期间能及时准备出新水平。（5）不留和少留保安矿柱，以减少矿石损失。（6）与开拓方案密切关联地地面总布置，应不占或少占农田。二影响矿床开拓方案选择地因素：（1）地形地质条件、矿体赋存条件，如矿体的厚度、倾角、偏角、走向长度和埋藏深度等。（2）地质构造破坏，如断层、破碎带等。（3）矿石和围岩的物理力学性质，如坚固性、稳固性等。（4）矿区水文地质条件，如地表水（河流、湖泊等）、地下水、溶洞的分布情况。（5）地表地形条件，如地面运输条件、地面工业场地布置、地面岩层崩落和移动范围，外部交通条件、农田分布情况等。（6）矿石工业储量、矿石工业价值、矿床勘探程度及远景储量等。（7）选用的采矿方法。（8）水、电供应条件。（9）原有井巷工程存在状态。（10）选厂和尾矿库可能建设的地点。 第二节选择矿床开拓方案的方法和步骤一开拓方案初选二开拓方案的初步分析比较三开拓方案的技术经济比较（1）基建工程量、基建投资总额和投资回收期；（2）年生产经营费用、产品成本；

52（3）基本建设期限、投产和达产时间；（4）设备与材料（刚材、木料、水泥）用量；（5）采出的矿石量、矿产资源利用程度、留保安矿柱的经济损失；（6）占用农田和土地的面积；（7）安全与劳动卫生条件；（8）其他值得参与技术经济比较评价的项目  第三篇回采主要工艺回采工作主要过程包括三大作业：1.1.   落矿：指把矿石从整体中分离出来，并破碎成一定程度的过程。2.2.   矿石运搬：指的是从采场运到运输大巷的作业如：电耙在耙道中耙矿作业铲运机在出矿口至溜井的作业3.3. 采场地压管理：为保证采场的正常回采而采取的减少或避免地压危害的措施，或积极的利用地压进行开采（如：自然崩落），这种工作叫地压管理。方法有：支护、充填、崩落等一般情况下，矿石的回采指标主要取决于这三大作业。回采工作过程劳动消耗占全矿40～50%，成本占总成本30～50%

53，而三大作业占其中75～80%，回采总成本为100%，则落矿20～80%，运输10～60%，地压管理0～30%，充填可达50%，而且三大作业费用变化大，互相影响，要综合考虑、选取。 第十一章落矿第一节概述落矿：将矿石从矿体中分离下来并破碎成一定块度的过程称为落矿。落矿方法：爆破、机械、自然崩落和其他。1、爆破法：这是对坚硬矿石最有效的落矿方法。我国坚硬矿石占72%苏联65%所以这种方法普遍应用。1)浅孔落矿：D30-46mm，L<3-5m,W0.6-1.6m.2)中深孔落矿：D50-70L<15-20W=(23-30)D一般是接杆凿岩3)深孔落矿：D30-46mm,L<15-20m,W=(23-30)D.4)深孔落矿：D>90mmL>15-20W=(25-35)D.5)药室落矿：在矿体中掘进专用巷道和硐室进行集中装药落矿.2、机械落矿：康拜因割煤机用的很多锯石机软岩石中中应用在近期不会有大量应用3、自然崩落：自然崩落法中，利用超出矿石的最大允许暴露面积的方法使矿石自然落下4、其他：（1）高压水射流把矿石击落，常用采煤（2）电物理：a.电脉冲法：200～400千伏b.电热机械法：电加热辅助机械法（3）溶解落矿：化学采矿第二节爆破法落矿特点一、为了降低落矿费用，则必须降低最高工序所占的比重在中硬岩应降低炸药费用,在坚硬岩石中应降低凿岩费用。

54二、评价落矿的技术经济基础：1凿岩工劳动生产率，2每米炮孔崩矿量，3单位炸药消耗量，4步合格大块产运率。三、影响崩矿指标的主要因素：⑴矿石坚硬性:单位炸药消耗量和单位凿岩消耗量预矿石坚硬性几乎成正比；⑵矿石的裂隙性:爆破方向预裂隙垂直效果好平行不好，裂隙密集好，稀疏差；⑶矿体厚度：厚度小、爆破性大；⑷自由面数目：回采时工作面数常有2-3甚至4个。 第三节．矿石合格块度一、概念：矿石破碎到适合放矿和运输条件的最大允许块度叫矿石合格块度。大于合格块度的大块矿石要进行二次破碎。二、合格块度尺寸的确定受放矿巷道断面，运搬，运输，提升矿石设备的类型尺寸的影响，对于重力放矿的放矿口宽度应大于3倍合格块度对主溜井等取1/4,目前振动放矿机解决了这一问题对箕斗提升的矿井，一般设井下破碎站,所以合格块度尺寸可大些，漏斗提升一般只在大型矿山中用三、不合格大块的危害及减少不合格大块的措施1不合格大块对回采过程危害极大,二次破碎造成的环境污染,中断运矿作业增加炸药消耗增加安全系数,尤其漏斗堵塞的处理更是危险.，有时二次破碎，崩坏放矿口，使剩余矿石无法放运2减少不合格大块的措施:(图11-1)

55改善落矿时矿石破碎质量:A．A．一般是增加单位炸药消耗量;B．B．采用小孔径炮孔;C．C．挤压爆破;D．采用大直径垂直深孔球状药包爆破;E．增加矿石不合格块度尺寸.增大巷道断面尺寸，运搬和运输设备的功率，矿车规格以及设置地下破碎站等这样可降低矿石开采费用，尽快收回基建多投入的资金。 第四节浅孔落矿目前我国地下矿山应用的采矿方法:浅孔落矿占50%浅孔落矿与巷道掘进相比。巷道掘进：一个自由面浅孔落矿：二个自由面浅孔布孔方式有3种:水平,上向孔,下向孔.图11-2是浅孔落矿的方式:         

56          浅孔落矿评价：这种落矿方法适用于厚度在5-8米以下的不规则的矿体，矿石回采率达到最高，而贫化小，然而落矿材料和劳动消耗大，工作安全性差，粉尘高爆破矿石量少。第五节中深孔落矿1954年在我国华铜铜矿首先使用，这种落矿方法曾引起采矿方法结构的改革，提高了矿块的生产能力，改善了工人的劳动条件。一、炮孔布置方式：一般为向上扇形及水平扇形两种，目前前者应用较多。图11-3                       

57                                 二、炮孔设计：以凿岩巷中确定的中心作放射状布孔。1.先确定边孔角，再依据最大孔底距均匀添布其余边孔距：两相邻炮孔，短炮孔底到长孔的垂直距离。2.排与排的关系：A同排同段：两条巷道应均匀布孔B同排不同段，不同排不同段：在相邻炮孔控制边界处留0.8—1米的间隔C在同一平面上的炮孔，爆破方向垂直，应留1—1.5米的间隔

58注意：凡留有间隔带的地方，在附近要增设加强排以清除间隔带，减少大块率。三、凿岩设备：中深孔凿岩使用YG-40、YG-80、YG-90、YGZ-90等凿岩机。YG-40是配立柱支架，孔深小于10米，功率小，机械化程度低。YG-80、YZ-90、YGZ-90,重型导轨式凿岩机，一般配台车：在CZZ-700型单机凿岩台车上，车如图11-7。目前国产的CTC-400-2型双机凿岩台车，效率高，用的不多。台架：FJY-24型圆环雪橇式凿岩台架，如图11-8。操纵台与台架分离，可远距离操纵，安全性好，移动需人工，但重量比台车轻，可上天井。使用灵活，但效率效率比台车偏低，应用广泛，尤其是上层凿岩。液压凿岩机，国外已有使用，国内正在试制。优点：钻孔速度高（提高50-100%）能耗低（仅为风动凿岩机的1/4-1/3），噪声小（降低8-10dB），但投资大，维修困难，设备利用率低，近期不能取代风动凿岩机。  

59 四、装药：装药器使用广泛常用的FZY-10型AYZ-150型，装药能力为600kg/h，有搅拌：装湿度大的有，无搅拌，装大直径孔。优点：1.提高装药密度，0.9-1g/cm3,人工仅0.5-0.6g/cm3。2.提高炮孔的利用率。炮孔有变形时，只要药管能伸进就能装。3.劳动强度小。缺点：1.反粉率高，炸药湿度要求严格2.装药时产生静电，可达1-2万伏。静电问题的解决：用半导体输药管，使装药器接地。压气装药完毕后，再装入炸药包（电雷管）现在用导爆管、火雷管起爆，增加了安全性。

60 五、大块率问题：大块率高是扇形中深孔的一个缺点。原因：炮孔口炸药密集，崩的不碎，孔间先击穿，向前推出大块。孔底距离大，如孔的角度偏1-2°，就将产生很大的大块。孔口：1.5-2米不装药，也产生大块。解决办法：小抵抗线爆破技术：保持孔网面积S=a×W值不变的前提下，减少抵抗线W，增大孔间距a。使密集系数m=a/W为3-6，一般为m=0.8-1.2。即缩小排距，加大孔底距，在一排中孔与孔不影响，排与排的前孔与孔配合。六、中深孔落矿评价:中深孔落矿使我国底下矿山应用极为广泛的落矿方法,使在分段巷道中凿岩和天井中凿岩的主要方法.

61提高这种落矿方法效率的途径是:研制全液压凿岩台车,进一步提高机械化程度,为增加炮孔凿岩深度和凿岩效率创造良好条件. 第六节深孔落矿一.深孔落矿是在中深孔的基础上发展起来的，只是孔深的加深及孔径的加大。当然这种发展是由于出现了深孔钻机、潜孔钻。接杆凿岩——潜孔钻，解决了凿岩速度下井的问题。深孔落矿的出现，减化了采矿方法结构，减少了采准巷道工作量，提高了凿岩劳动生产率，并为大量落矿创造了条件。1、深孔布置方式:垂直,倾斜和水平.每中又可扇形,平行或束状布孔.平行布置能充分利用深孔长度,炸药分布均运矿石破碎效果好,去电使掘进凿岩巷道工程量大,需要经常移动凿岩设备辅助作业多;扇形布孔的总长度比平行布孔增加50-60%,目前应用广泛;束状布置是一个凿岩硐室钻凿几排扇形深孔,如第一排的排面倾角为5-8度,第二排为10-15度,第三排为50-60度.2、布孔与矿体和围岩接触面的关系:1)当矿体与围岩接触且宜分离时,凿岩硐及炮孔均布置在矿体中,孔底距接触面10-20米,因为剩下的不崩自落矾土矿就是如此.2)当矿第与围岩接触面不明显,成渐变关系时,凿岩硐室布置下盘脉外0.5-1米处孔底药加深0.2-0.4W,以防接触面残留矿石.3、深孔凿岩设备:YQ-100A型潜孔钻机，可钻水平扇形深孔,直径95-105mm,W=（25-35）D,孔底距=1-1.3W,孔深一般小于25-30m。国外深孔机较多。苏联：HKP-100(105-110mm),ЛⅡC-3型（孔径为150mm）潜孔钻机。有BⅢ-145型压轮钻机，可钻凿直径为150mm深达50-60m的深度，目前国外采用高峰压轮钻机，凿岩速度可提高2倍多。由于大直径深孔钻机的发展，向下漏斗爆破出现（垂直深孔砖球状药包落矿）推出VCR法采矿。4、评价:优点:比浅,中深孔落矿效率高,工程量小改善了劳动条件及安全.缺点:大块率高,矿岩接触带损失贫化.适用:厚度>=5-8米,矿体形态规整,矿岩易分的矿体. 

62第七节深孔挤压落矿1、概述:1954年苏联在一个矿山被迫进行了依次挤压药室崩矿,爆破结果亦出乎意料的好;1956年开始研究深孔挤压崩矿的可能性;1962年这一方法在许多矿山得到应用.2、实质:自由空间爆破时,在爆破的第一阶段,自由面附近的矿石被自由面反射的拉应力波破坏.此时直射波能几乎完全变为反射波,剥离下的碎块抛掷出去,

63进而碎块互撞以及与矿体碰撞进一步破碎.3、深孔挤压落矿方案有有2种落矿方式:1)小补偿空间挤压落矿;在设计回采的矿体种掘进少量的切割工程.小切割槽作为补偿空间(10-20%),时落矿工作在挤压状态下进行达到减少切割工程量和改善矿石破碎效果的目的.这种方案可适用于任何情况.而且降低大块产出率,特别在稳定性差的矿石条件下,优越性明显.                        2)向相邻崩落矿岩挤压落矿:(1)松动落矿:这是实现向相邻松散介质挤压爆破的必要条件.松动放矿量应控制在15-20%为宜.(2)第一排炮孔:第一排炮孔是影响爆破效果的重要因素.需要有较大的能量。一般在第一排炮孔后0.4-0.6米处增加一排炮孔。(3)一次崩矿矿层厚度：增加一次崩矿矿层厚度，可减少爆破次数,增加每次爆破矿量。但是厚度增加，从松散介质获得的补偿空间将逐渐减少。

64根据地质构造情况，调整一次崩矿层厚度，尽量将每次爆破的第一、二排炮孔避开构造破坏地段。当矿体厚度M>20-30米时，电耙巷道常垂直走布置，二爆破方向往往沿走向。3）挤压爆破评价:应用得当：可降低大块率，提高出矿效率，减少切割工程量，提高回采强度，降低成本。应用不得当：将使国家资源大量损失，如崩坏电耙道，使矿石放不出来。 第八节药室落矿一、药室落矿时在专门开凿的巷道和硐室内,大量集中装药爆破的落矿方法。由于巷道工程量大，崩下的矿石块度难于控制，充填工作大以及劳动条件恶劣等缺点，几乎完全被深孔落矿代替。落室巷道：1.5×1.8m2或1.2×1.8m2。二、特点：掘进工程量大，装药后要把巷道全部充填，劳动强度大，药粉呛人，不通风，作业条件恶劣，而且矿石块度又难于控制。由于深孔落矿的发展，药式落矿已很少应用。三、方案：1.带药室和填塞方案：工作量太大，很少人用；2.无药室和无填塞：每隔5-8m装药，且不填塞，劳动条件改善，但炸药单耗增加50%，对周围巷道有破坏。最小抵抗线一般为8-10米。崩落矿柱药室间距为(0.8-1.2)W，崩落围岩为(1-1.5)W，边界装药离崩矿设计边界的距离为(0.3-0.4)W。              

65           第十二章矿石运搬第一节概述一、矿石搬运：将回采崩落的矿石，从工作面运搬达到运输水平的过程。此项作业的劳动和材料费用占回采费用的30~50%，一般矿石搬运的生产率，决定这回采强度的大小，以及回采作业的集中程度。大量崩矿效率很高，而搬运效率低，所以，对这一过程的要求是低费用和高生产率。二、矿石搬运方法1重力搬运：用的较多；2机械搬运：用的较多，振动给矿机与输送机搬运自行设备；3爆力运搬：应用范围有限；4水力运搬：应用极少。第二节矿石二次破碎一、二次破碎回采落矿后所产生的不合格大块，在矿石运搬过程中需进行破碎，称为二次破碎。 二、二次破碎的费用

66浅孔：0到20~30%;深孔：大于50%.三、二次破碎地点浅孔：回采工作面,放矿闸门或自动放旷机上；深孔：二次破碎巷道,放旷漏斗中。四、二次破碎方法1覆土爆破法：直接放在大块上，覆土后打一浅孔,放入炸药，再覆土.炸药消耗量打，产生大量毒气，碎矿石四处飞散。2机械破碎法：大锤、风动锤、液压锤。        .3火箭弹：漏斗堵塞时用 第三节重力运搬一重力运搬:从落矿地点到运输巷道全程上自重溜放矿石的方法，叫重力运搬。二方式1不设二次破碎巷道：常用在浅孔落矿的急倾斜薄和极薄矿体。因浅孔落矿大块少，又可在采场和漏斗闸门中破碎，所以，崩落的矿石沿采场自重溜向低部结构，经放矿漏斗和闸门装入矿车，或经人工架设的漏斗闸门装入矿车。(1)放矿漏斗闸门结构：底柱高5~8米，斗间距4~6米---6~8米,漏斗坡面角。优点：底柱矿量少,结构简单。缺点：放矿能力低,放矿闸门维修量大。 

67                               (2)人工构筑的放矿闸门，不留矿柱，提高回收率，简化底部结构适用于围岩矿石均稳固的急倾斜薄矿脉，价值高。2有格筛硐室的重力运搬结构：如，在矾土矿使用的底部结构应急在急倾斜厚矿体或缓倾斜极厚矿体。特点：崩落矿石自重沿采场溜至放矿漏斗，通过格筛硐室的格筛.经放矿溜井和闸门装入运输巷中的矿车中，不能通过格筛的大块。在格筛上进行二次破碎，因此,格筛硐室也称为二次破碎硐室。结构尺寸：底柱高12~18米。矿量占全矿块20%~30%；格筛位置应取溜矿堆不超过格筛总面积2/3为空；

68适用范围：空场法>；崩落角：或小于此角度的厚大矿体。  第四节电耙运搬矿石一、概述:1893年，电耙开始用于采矿，长期以来国内外大量使用。目前，在我国石使用最广泛的，出矿设备到60年代出现了，图12-4。70年代的铲运机、振动机等，取代了部分电耙，但电耙仍在我国的中小型矿山大量使用，主要是它本身有很多优点：1优点：构造简单,设备费用少，移动方便,坚固耐用，修理费用低，适用范围广,将电耙和运搬合一(直接装车)。2缺点：运矿工作间断，刚绳磨埙很大，电能消耗较多。矿石容易粉碎，耙运距离增加时生产率集聚下降。在国外，主要是因其效率低，而采用高效率的无轨自行设备。3使用条件：1运搬距离为10~16米，小型的为5~10米。2可在水平和微倾斜的平面上作业，也可沿向下耙，或沿向上耙。3耙运巷道高度大于1.5~1.8米。4对储量不大的缓倾斜矿体，厚度小于1.5~2米，岩石稳固性差，低地压大，巷道维护困难，使用电耙更为适合，可进采场。4采场耙运方式：1沿底板耙运：直接装车，装入溜井，图12-5。2专门耙矿巷道:直接装车,经装车平台装入溜井，图12-6。     

69                    二、设备类型:我国:5.5~55kw，国外100~130kW。5.5~7kW的用于掘进巷道；14~28(30)kW的用于小采场中；28(30)~55kW的用于电耙道中；电耙绞车分双绞车和三绞车两种；耙斗常为箱形和篦形，每种又分为刃板和刀刃两种形式；箱形用于耙运松软碎块矿石；篦形用于耙运坚硬矿石。斗容在0.1~0.6立方米之间，常用0.2~0.3立方米。国外耙斗容积有达2立方米，耙运矿石块度达1.2米。滑轮直径为20~350mm，钢绳直径为9~19mm。    

70                  三、电耙运搬的生产率缩短运距可提高效率，但增加巷道.所以综合指标在最优区间。水平：一般小于40~50米(最优距离在20~30米以下)，倾斜的向下耙运距离小于50~60米(最优在30~40米以下)；我国的一般运距为30~50米，斗容为0.2~0.5立方米，绞车功率为15~55千瓦，生产率为150~500t/d。统计资料表明：电耙运搬纯作业时间30~40%；二次破碎率30~40%；设备故障15~25%；其它15~25%。是影响效率的主要因素。所以，增加纯作业时间是提高电耙运搬生产率的主要途径。四、耙道巷运和受矿巷道1受矿巷道:漏斗式、堑沟式、平底式。(1)漏斗式（图12-9）结构尺寸：底柱高8~15米，占矿块16~20%，斗间距5~7米，斗担负面积30~50平方米，斗坡面角(外摩擦角)，

71形状：方形，圆形。图12-10细部尺寸：斗径，斗穿1.8有加大到2.5×2.5的，陡坡面从耙巷顶板以上1.5~2米处开始。斗径于电耙道：以溜矿坡的斜面占耙道宽。漏斗布置方式：两侧布置时，有对称式和交错式。                         

72              以交错布置为好：漏斗分布场底柱破坏小，背部埙失小,耙道内矿柱低。在木支护或金属支架维护耙道时，由于交错矿堆使耙斗折线运行,易拉倒支柱。(2)堑沟式受矿巷道：实质式将各漏斗纵向贯通，成V形槽。优点：1可使拉底支护漏合一；2可使扇形深孔大量爆破，工作效率高；3便于矿石流动，减少堵塞，降低堵塞高度，便于处理。缺点：堑沟堆底柱切割多，降低其稳固性。放矿口宽度2~3.5米，卡斗次数少，这样减少了处理，卡斗队底柱的破坏，所以弥补了底柱切割多的弱点。在国内，有底柱分段崩落法矿山应用多，单、双侧布置。(3)平底式受矿巷道：即拉底水平和电耙道在同一水平。如图：在耙道水平把矿体全部拉开，堆成矿块，使采下的矿石经矿堆斜面流入耙道中。放矿口2.5~3米常单侧布置。优点：结构简单，采堆少，切割多，但工作效率高（形同回采）放矿条件好，底柱矿量少。缺点：三角矿堆，矿量多，本阶段不能回收，下阶段回收埙失也大。五、电耙道位置一般布置在运输巷以上3~6米(一般取大值)处，把矿石耙入陷阱。溜井容积大于一列车的容积，使耙矿与装车互不干扰，矿石直接装车。底柱高度小，耙矿运输干扰大，特殊情况为减少底柱矿量，也有把矿石溜至下阶段者。

73六、电耙出矿存在的问题1漏斗眉线处难以控制和施工。如长度过长则矿石不能溜到电耙巷中，耙矿效率低。如过短，则矿石充满电耙巷，电耙工作困难或不能工作。如粉矿多时，漏斗虽施工合格，由于矿堆坡角增大，使矿石无法按要求溜到电耙巷中。其实在整个出矿过程中，线被振被磨往往到后期，矿石充满耙道，一条耙道只要一个斗被崩，则另一侧的矿石难以回归。

742卡斗频繁。处理卡斗很危险，尤其使双侧漏斗时，前后存在危险。3漏斗封堵困难，所以难以进行放矿管理。4底柱矿量大。 第五节自行设备运搬矿石一、概述：从30年代起，开始出现自行设备运搬矿石。60年代大量使用，分有轨、无轨两种。有轨仅小矿使用，故自行设备一般指无轨自行设备。二、自行设备类型1装运机，2铲运机，3电铲和自卸卡车，4装岩机和自行矿车.a装运机:设备：ZYQ-14，ZYQ-12ZYQ-14：斗容0.3立方米，箱容1.8立方米，最小工作断面。2.8×3.0平方米，自装箱自行自卸，是无底柱采矿法的配套设备。压风驱动：拖风绳运距小于50米，工作效率为120~150t/台班，台年效率为80000t。                      

75   优点：灵活机动，采准出矿均可。缺点：效率低，大型矿山不适用,有被铲运机取代的趋势.b铲运机:在装运机之后又出现了铲运机,70年代引入我国.铲运机多是柴油驱动,由于汽油污染,近年又出现了电力驱动的铲运机.作业方式:铲运矿石的铲斗直接送至溜井,到下.优点:不配风绳,运距不受限制,爬坡能力大.铲斗容积大(0.75~10立方米),行走速度快(3~40km/h),效率高(适用大型矿山)设备:国外应用很广,加拿大,美国,西德等,我国曾引进多种型号,自己设计和防制的ZLD-50型已投产.问题:废气净化:由于柴油和废气量很大,虽然机上装有废气净化装置最低风凉为2.1立方米/分/制动马力,所以向电动铲运机发展.维修量大,轮胎磨埙严重,要求巷道规格大.生产效率:利用率平均为60%,200t/台班,最佳运距150~200米,个别可达300米.优点:生产能力大,总费用低,速度快,多用于大型矿山.                  

76            c电铲:在水平或缓倾斜厚矿体采场中,可用1~2立方米的小型电铲装矿.20t自卸汽车将矿石运到溜井或地面,配推土机集矿,美,苏有应用,我国没有.d自行矿车:能自动运行一定距离,或能调整装入矿石在车箱中的人位置的设备,在掘进中应用有优点,没有发展前途.自行搬运设备装矿巷道:装岩机出矿:装矿巷道断面位2.2×2.2平方米,间距位6~8米,长度为6~10米.装运机和铲运机:高3~3.2米,宽3~5米,长度8~10米,曲率半径为10米.e自行设备运搬矿石的评价。优点：(1)多用性：回采、采准、清路、运材料。(2)机动灵活：多阶段、多分段作业，有斜坡道者开出地表维修。               

77                 (3)生产率高:因调动方便,纯作业时间多,功率大,效率高。(4)安全性好:减轻体力劳动,减少井下工人数量,降低生产费用。缺点:(1)设备零件昂贵,使用期短.(2)柴油驱动,需风量提高0.5~1倍,电耗大.(3)装矿巷断面大,要求矿岩稳固.(4)维修量大,操作水平要求高. 第六节振动出矿机的应用一概念振动出矿机是通过振动改善松散矿石流动性的设备.在苏联已广泛应用.我国74年研制第一台后,现已在很多矿山大量应用.振动机的作用:改善矿石流动性,使通过口增大.大块堵塞后,振动可使其转动,到小头时出矿强度加大,善于控制我国主要用于溜井,充当可控闸门,近年已有在采场使用的,很有前途.  

78                                            

79         第七节外力运搬矿石一概念:利用爆破力,使矿石抛入受矿巷道中.主要用于之间的矿体。因为此倾角的矿体,不能用自溜放矿,又不宜用机械运搬,是一种难以开采的倾角,外力运搬恰好解决了这个问题。1外力运搬的距离:时,为30~40米.时,为60~80米.要求:矿岩接触面平整,且稳固.2特点:(1)凿岩天井,沿底盘接触线布置.扇形孔垂直矿体,边孔角水平(保持平整底板).(2)炸药消耗量增加15~25%(3)每次爆1~2排,第二排起发时间大于50~100ms.(4)受矿巷应能容下一次爆破的矿石.(5)爆破前清理底部残留矿.3在我国,胡家峪矿杨家杖子矿等有应用.4评价:优点:成本低,不进入采场,安全.缺点:采间柱困难,矿石埙失大,爆破工作要求高.炸药单耗大,凿岩天井拖工困难,维修量大,通风不好. 

80                                        第八节水力运搬矿石

81一、概念:用水枪喷出的压力运搬矿石.水压力达:784.8~981千帕7.848~9.81巴7.95~9.94标准大气压我国少数矿山使用,冲走底板残矿.                  第九节向矿车装运一概念:矿石运搬到运输水平,装入矿车的作业称装矿.二漏口闸门:漏口闸门种类很多,选择时应考虑:使用时间,放矿强度及其形状,矿车规格及容积,运输巷道的规格和支护方法等.1结构要求:(1)闸门动作可靠,关闭和起开迅速,关闭后不漏矿粉,不飞矿块.(2)闸门的主要物件必须简单可靠,维修方便.(3)漏口规格需与矿车尺寸相适应.(4)漏口装置必须保证装车工作的安全.

822漏斗结构尺寸:底板倾角为，大块矿石，小块矿石底板末端伸入矿车150~200mm,高出矿车200mm.漏口宽度等于合格块度的3~4倍,保证矿车不移动,能满车.漏斗开闭:有人力,压气等.三漏斗类型:1木板漏口闸门:闸门用木质横板,圆木,金属棍等.小型矿用的多,溜矿法多用此闸门,劳动强度大.2扇形闸门:是气动,结构比较完善的闸门,结构简单,构件标准化,容易开闭,装车工作快,工作安全,不易撒矿,坚固耐用.3指状漏口闸门:块大,产量大.将钢轨弯成指状,用气缸提起,借外加陪重下落,能力大,漏粉矿.4链式漏口闸门:闸门油5~7条长1.2~1.6米的链条组成.上端铰链,下端配重锤.考气缸提起落下.工作可靠,构造简单,能挡矿粉.当矿石含水和泥浆较大时,容易冲开链条跑矿,不易排卡斗.5漏口给矿机装矿:用振动式给矿机,代替漏斗,很有优越性,有底板是带短叶片的滚筒,滚筒转,则放矿.装矿稳定可靠,工人劳动强度小,不跑矿,易控制.我国目前大量采用振动给矿机.也有用振动放矿机装在溜井口的.           

83              第十三章采场地压管理第一节概述㈠原岩体：未开挖的岩体或不受开挖影响的沿体部分称为原岩体。㈡采场地压管理的基本方法：1利用矿岩本身的强度和留必要的支撑矿柱，以保持采场的稳定性。2采取各种支护方法，支撑回采工作面，以维持其稳定性。3充填采空区，支撑围岩并保持其稳定性。4崩落围岩，使采场围岩应力降低，并使其重新分布达到新的应力平衡。2采场暴露面和矿柱一采场暴露面的稳定性评价：1影响采场暴露面积大小的主要因素：矿石和围岩的力学性质，开采深度，施加在开采空间顶板的上覆岩层高度，暴露面维持的时间，暴露面的几何形状等。2覆岩总重假说认为，在水平或缓倾斜矿体中，开采空间承受的载荷P，使开采空间上部直达地表全部覆岩重量的总和。3拱形假说以松散体力学为理论基础，认为在上部覆岩的压力作用下，松散的岩体从开采的顶板向下冒落，形成自然平衡拱。作用在矿柱上或支架上的载荷，仅是冒落拱内岩块的重量，于开采空间埋藏深度无关。其方程式为： 

84式中a—平衡拱跨度之半f—岩石坚固性系数           4开采空间上部岩体所承受的载荷，部使其上部整个覆岩的重量，而仅使其中的一部分。如果施加在开采空间顶板上面的岩层高度：H为开采深度；k为载荷系数。暴露面保持的时间，对稳定性也又很重要的影响。二矿柱：1矿柱的形状对其强度的影响：矿柱的强度与其形状有关。矿柱的宽度越大，高度越小，矿柱处于三向压缩状态的部分越大，则矿柱的强度越高。2水平和缓倾斜矿体矿柱计算：保证矿柱强度必需的截面，按许用承载强度计算：S—矿柱支撑的上部覆岩面积；H—开采深度K—载荷系数，与岩石性质有关S—矿柱的截面积；n—安全系数。                                

85  最终选定的矿柱尺寸，必须大于下列条件所限定的矿柱最小宽度；1）为防止矿柱被爆破崩坏，应使2）为防止矿柱纵向弯曲要求，3）采用爆破崩矿时，要求c>3-5m，以保持矿柱中心部位稳固。4）如果顶板岩石强度低于矿石强度，为防止矿柱压入顶板，应加大矿柱面积。3急倾斜矿体矿柱计算开采急倾斜矿体时，一般留有顶柱，底柱和间柱。底柱因受放矿巷道切割严重，对围岩的支撑能力很差；顶柱因受剪应力和弯曲应力，只能承受部分载荷。因此顶柱和底柱的支撑能力仅按安全系数考虑。三支撑压力开采空间上部覆岩的重量，由其两侧围岩支撑，因而两侧围岩所承受的压力比开挖前药高，升高的压力称为支撑压力，压力升高的范围称为支撑压力区。图１３-３为圆形开挖空间支撑压力图．３支护当回采不够稳固的矿体或围岩时，有时应用支柱或支架支护采空区，以保证回采工作的安全．一木材支护：１横撑支柱和立柱：开采急倾斜薄矿脉（厚度小于２-３m）时，用横撑支柱支护两帮围岩，并在其上架设木板或圆木，作为凿岩爆破的工作台．（图１３-６）．２木垛：用于或度不大而地压较大的缓倾斜矿体或在充填体上面支护顶板（图１３-８）．木垛常用的木材      

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87                                            

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89                长度为１.５-２.５m，直径１２０-２００mm．水平矿体所用木垛中木料最小长度不得小于高度的１／４，以保证其稳定性．３　方框支架和木棚：方框支架是一个矩形平行六面体的木结构，随回采工作面推移，由下盘向上盘逐个架设，由下向上逐层建造（图１３-９）．在不稳定的围岩和矿石中，采用回采巷道回采时，常用间隔的或密集的木棚支护．二　锚杆和锚杆架支护１　锚杆支护　综合国内外应用的锚杆结构型式，可将其分类为：点锚固型式和全长锚固形式．２　锚杆支护区别于木材支护的主要特点是锚杆和围岩结合为一整体，共同作用，因此也称为主动支护．３　锚杆的力学作用：1）悬吊作用：在块状结构或碎裂结构的岩层中，锚杆将不稳固的岩块或岩层，悬吊在松动区以外的稳固的岩层上，组织岩块或岩层塌落．    

90                       ２）组合作用：在层状结构的岩层中，锚杆如同连接螺栓，将薄层组合成厚梁，使围岩承载能力大大提高．３）挤压作用：在松软的岩层中，以某种参数系统布置预应力锚杆群，在围岩内形成一个承载拱，以提高围岩的承载能力．２锚杆架支护。锚杆架是矿山顶板的新方法，它比锚杆支护具有更高的优越性．１９６６年在美国研制成功，以后应用与煤和非矿山的宽巷道，斜坡的顶板支护，还用于房柱法的矿房顶板支护上。三　金属支架支护金属支架在地下开采中的应用逐渐增加，因为它具有强度大，使用期限长，可多次复用，安装容易，耐火性强等优点．但这种支架重量大，成本高，搬运和修理较困难，因此多用于开拓和采准巷道的支护中，而采场中应用较少．

91近年来，在开采顶板不稳定的缓倾斜薄矿体时，探索性的移植了煤矿液压式掩护支架．随回采工作面向前推进，不断移动掩护支架以支撑工作面附近的顶板．在支架的后方，直接顶板可自然冒落．但由于金属矿石较坚硬，通常使用凿岩爆破发落矿，故掩护支架需有防爆措施．此外，尚应研制与掩护支架配套的采场搬运措施．实践证明，用掩护支架支护顶板时，采取电耙搬运矿石极为不方便。　　                   四　混凝土和喷射混凝土支护这种支护方法主要用于电耙巷道，喷射混凝土支护有时也用于采矿巷道．１.　混凝土支护　主要是使用素混凝土，但在一些关键部位采用配以钢筋或钢轨，工字钢等整体浇灌的支护方法．它具有承压大，整体性好，适应各种漏斗布置形式，支护表面平整利于耙矿等优点．但无可塑性，抗爆破冲击震动性能差，需要较长的养生期，底柱回采后弯曲的钢筋不利放矿．２　喷射混凝土支护　它是把运输浇灌和捣固等工序结合起来的新工艺．和浇灌混凝土支护相比，提高了施工速度２倍以上，减少掘进工程量１５-２０％，节省劳动力５０％，降低成本５０％．４　充填

92按照充填材料的成分和输送方法不同，可分为干式充填，水利充填和胶结充填．一　干式充填：按采场内运输废石的方式，可以分为自重，机械和风力三种．自重充填主要用于随后充填，但当采用倾斜分层回采时，也可用于同时充填．机械充填是用自行设备，电耙或输送机在采场内扑平废石．风力充填应用较少．它是利用压气使充填了沿管路送向充填地点．由于干式充填效率低，充填工作劳动消耗大，充填不够致密，逐渐为水利充填所代替．但对中小型矿山因为投资少，不需添置设备，因此仍有使用价值．二　水利充填水力充填是用水作媒介，使充填料沿管道或钻孔输送到充填地点．包括充填料的选择和加工，砂浆制备和输送，充填和脱水以及废水处理等．１　充填材料的选择和加工　水力充填材料有河砂，山砂，卵石，炉渣，采掘的岩石以及选厂的尾砂等．充填料的最大粒径不应超过管径的１／３，而且含量不超过总量的１５％．砂浆的浓度用固体和液体的体积比或重量比表示，为了减少排水费用，固液比应控制在１：３.５以内．应严格控制尾砂的硫化物的含量：黄铁矿含量不得超过８％，磁铁矿不应超过４％．否则应惊醒脱硫处理．2　充填料的制备：为了使充填料在管道中顺利输送，充填料在进入管道前，必须和水均匀混合成砂浆，这就是砂浆制备．其目的是将充填料配制成合格的粒级组成，控制细泥含量和砂浆浓度，以保证顺利输送和达到必要的充填能力．３　砂浆的水利输送　制备好的砂浆，需用管道输送至充填地点．利用管道进行水力输送充填料，是属两相流问题．４　充填体的形成与脱水　目前国内外的脱水方法有两种：溢流脱水和渗透脱水．充填料的粒级在１９-２７um以上时，宜用渗透脱水；对于１９-２７um以下的则只能用溢流脱水．       

93                 ５排泥　沉淀池或水仓内沉淀的泥砂，必须定期清理，这个过程称排泥．６水力充填评价与干式充填比较，水力充填工作可实现全面机械化，劳动生产率高，充填能力大，充填体密度大，但污染巷道，基建费用较高．与胶结充填比较，充填费用低，但充填体具有松散性，沉缩较大．对充填体强度没有特殊要求时，水力充填有明显的优点．三胶结１　充填材料：混凝土和尾砂两类．２　胶结充填料的配比　混凝土胶结充填料，应具有较好的流动性，便于向采场输送和浇注．尾砂胶结充填料的配比主要是指水泥和尾砂重量比和输送浓度．          

94                     当前，水泥和尾砂比一般控制在１：３０-１：５的范围内．采场随后充填的灰砂比为１：３０-１：２０．浇注采场假底时为１：６-１：５．尾砂比重为２.６时，输送浓度可取６５-６８％；尾砂比重２.８以上时输送浓度可取７０-７２％．３胶结充填料的制备和输送：间歇式搅拌系统，连续式搅拌系统，半分离制备系统．４　胶结充填的评价：与混凝土胶结充填比较，尾砂胶结充填的充填料便于管道输送，制备工艺简单，效率高，投资少，但其充填体强度较低，应用絮凝剂可以防止水泥离析现象，以提高充填体强度．四　充填体的作用     

95                                            

96     １　充填体对矿柱的作用：能有效的控制地压和限制围岩的移动，保持开采空间的稳固性．２　充填体对围岩应力分布的影响：充填的作用在于限制围岩和矿柱变形的发展，减缓岩石移动的危害和降低地表的下沉程度．充填工作速度越快，围岩变形受限制的时间越早，越有利于开采空间的稳定．当采用间隔开采和胶结充填，以及在接顶又较理想的条件下，第一步回采矿柱的应力分布曲线，图１３-２１a；第二步骤回采矿房时，原矿房上部的支撑压力转移到人工矿柱上面，使回采工作处于应力降低区，可保证回采作业的安全．图１３-２１b                          

97                                      ５　崩落围岩在回采工程中或回采结束后，可采用自然方式或强制方式崩落围岩充满采空区的方法，以改变围岩应力分布状态，达到有效地控制地压的目的．

98一　开采水平和缓倾斜矿体的地压及其控制：可周期性的切断直接顶板，崩落的围岩充满采空区．二　开采倾斜和急倾斜矿体的地压及其控制：１　松散矿岩对底柱的压力：在放矿过程中，底柱上的压力随放矿情况而变化．采场底部承受的压力小于上覆松散矿岩的总重，其压力分布如图１３-２２．由于放矿漏斗上部松动椭球体顶端出现免压拱，从而出现以放矿漏斗为中心的降压带及其四周一定范围内的增压带                            图１３-２３．同时放矿面积增加时，可能形成一个大的免压拱，拱上的压力将向四周传递．当放矿面积增加到一定值后，大免压拱不易形成，压力分布又恢复到图１３-２３所示的情况．我们可利用控制放矿面积及其压力传递规律，避免底柱上压力过于集中而遭到破坏．

99２矿体下盘的压力　当开采深度大于３００-４００m时，在回采工作影响范围内，由于下盘岩石受崩落矿岩重力作用以及承受经崩落矿岩传递的上盘压力，在下盘岩石中产生应力集中（图１３-２４），使靠近矿体下盘的阶段运输巷道遭到破坏．在这种情况下，应将阶段运输巷道布置在离矿体稍远的地方，以避开支承压力区．３确定合理的矿床开采顺序　　当矿体走向长度很大或地质条件复杂，合理确定矿床开采顺序，是控制地压的极为重要的问题之一。                           

100在一般情况下，矿体走向中央部位，压力最大．因此，应采取从中央向矿体两翼的前进式回采顺序，较为合理．相反，如果采用从矿体两端向中央后退式开采，在回采初期，地压可能显现不明显，但当回采接近中央部分，地压将逐渐加大，最后几个矿块，由于承受较大的支承压力，使回采工作发生很大困难，甚至损失大量的矿石．第十四章采矿方法分类１　采矿方法分类的目的与要求采矿方法就是研究矿块的采矿方法，包括采准，切割和回采三项工作．为了更好地回采矿石而在矿块中所进行的采准，切割和回采工作的总和称为采矿方法．采矿方法分类应满足下列基本要求：１分类应反映采矿方法最主要的特征２分类应简单明了，防止庞杂和烦琐，但要包括在国内外目前应用的主要采矿方法．３分类必须反映采矿方法的实质，作为选择和研究采矿方法的基础． ２　采矿方法分类的依据及其分类一、采矿方法的分类：１空场采矿法．此法将矿块划分为矿房和矿柱，分两步开采．回采矿房时所形成的采空区，可利用矿柱和矿岩本身的强度进行维护．２充填采矿法．矿石和围岩稳固或不稳固，均可应用本类采矿法．３崩落采矿法．３　采矿方法应用现状美国以房柱法和阶段崩落法为主；加拿大适用阶段矿房法和充填采矿法；法国适用房柱采矿法；苏联过去应用大面积底部放矿的分段和阶段崩落法，70年代以来，大力发展充填采矿法；我国以无底柱分段崩落法为主。．第十五章空场采矿法    

101                 图15-1将矿块划分成矿房,矿柱.第一步先采矿房第二步采矿柱回采矿房时：采场以敞空形式存在，仅依靠矿房和围岩本身的强度来维护(也就是所谓的自然支持采矿法)。一般矿房采完后回采矿柱和处理采空区同时进行。有时为了改善矿柱的回采条件，用充填料将矿房充填后，再用其他方法回采矿柱(而后充填或随后充填)。空场法的基本应用条件是：矿石围岩稳固，采矿区在一定时间内允许有较大的暴露面积。这类方法在我或应用的最早最广泛。应用较广泛的有：全面采矿法、房柱采矿法、留矿采矿法、阶段矿房法、全面采矿法和房柱采矿法。除房间矿柱的留法不同外其他均相同房柱采矿法         

102              一概论见图，巷1为运输巷，上下各一条即布置在底板中之间为一盘区。房矿溜井2，自运输巷向各个矿房中心线位置掘溜井2溜井间距，即矿房宽度8—20米。电耙洞室4，由溜井口上方向矿床下部的顶底柱掘电耙硐室。5由溜井口上访向矿房上部紧贴底板掘上山5，用来行人进风运材料设备回采自由面。切割平巷3：在矿房下边界，即溜井口处掘一条切割平巷作为矿房回采时的原始自由面。联络平巷6：以联络个矿房。矿房间的矿栓是成排的，有规律的留。二要素：矿房斜长与耙矿距离有关<60m.(40-60m)。矿房宽与矿厚和顶板稳固有关，8-20m。矿耙尺寸：直径3-7m，间距5-8m。采区长度80-150m，最大400-600m。根据构造分或分区生产能力分，分区为连续矿柱，承受上层岩层的载荷，其宽度受深度矿厚有关。三采准切割阶段运输巷，可布置脉内脉外(地板岩石中)后者较多。优点：放矿溜井中储存矿石，耙矿运输互不干扰。溜井、电耙硐室，每个矿房中心线留一个。电耙硐室在下部矿栓中。上山：电耙硐室向上紧贴底板掘一条上山行人通风和运输设备材料做回采时的自由面。联络巷:个矿房间掘进联络巷.

103切割平巷:在矿房下部边界处掘,原始回采时的自由面.四回采工艺1落矿浅孔ε<3m一次采ε>3m分几个梯段采梯段高2.5-3m当ε<8-10m用电耙运搬时则线拉底2.5-3m厚.孔排距0.6-0.8m时间距1.2m；孔深2.4-3m同时留矿柱。拉底后上挑顶ε<5m时则一次挑顶完毕。ε>10m时以2.5m挑顶。后留局部矿堆，在矿堆上用气腿式机凿水平孔压顶。为控制顶板，先在顶板拉开2m用锚杆维护然后用中深孔采下部分。图15-6也由用下向深孔，象露天矿一样，打孔爆破，汽车电铲运搬。运搬：电耙14-30KW，耙入溜井或直接装车，                             

104                             自行设备，履带式或轮胎式凿岩，装载和搬运设备3地压管理：矿柱采区连续矿柱和支撑矿柱的主要压力。五评价优点：采矿方法结构简单，回采工艺简单安全，通风条件好，矿房生产能力高厚矿体可形成大型机械化。缺点：矿柱比重大，多数不能回收，所以损失大。 第四节留矿采矿法一、概论按留矿能支撑两帮围岩的观点1

105、留矿法分为：浅孔留矿法、深孔留矿法。在原来采矿方法分类中，留矿法曾作为第四类采矿方法独占一类。由于对留矿支撑两帮围岩这一观点的改变，现在认为留在矿房中的矿石经常移动,不能防止不稳固围岩的片落。所以不能做为地压管理的主要手段.而回采时的地压管理方法是采矿方法分类的依据，因此留矿法被划分在空场法内.浅孔留矿与深孔留矿除了留矿这一共同的特点•其他共同点很少.而浅孔留矿法的留矿堆又作为在矿房暴露面下作业的工作台，留矿仍然起着不可缺少的作用,所以仍叫留矿法.而深孔留矿法的留矿堆与水平落矿的阶段矿房法基本相同,所以划归阶段矿房法.这里主要讲的是浅孔留矿法.2、留矿法在国内外的使用比重:浅孔留矿法在我国底下有色金属矿山占40%左右;在美国加拿大瑞士法国日本占2%左右.据采矿方法型谱统计国内302个采矿方法型谱，留矿法占23.04，主要用于有色28.81、黄金20.00、非金属34%、铁矿11.5、.国外47个国家409个方法，留矿法占6.3％。        3、浅孔留矿法的特点分矿房矿柱，工人在矿房暴露面下的留矿堆上面作业，.自下而上分层回采.，每次采下的矿石靠自重放出三分之一，.矿房采完后进行大量放矿.。二结构和参数1阶段高度

1061)矿床勘探类型，:探采结合即结合勘测网度尽量应用勘探工程2)围岩的稳固程度，稳固可高.3)倾角:由于靠自重下落的矿石角度越大高度越大.4)结块性:稍有结块性的矿石可用此法5)天井掘进:一般用普通法掘天井。天井高，施工困难所以一般不可大于50米。6)矿房矿量:放矿漏斗有放矿能力问题,矿量大的阶段高取小值.2矿块长度:矿石围岩的稳定性:40-60m.22       矿柱:间柱顶底柱薄:2-6m2-3m4-6m中厚8-12m3-6m8-10m极薄不留间柱只留顶底矿块之间用横撑支柱隔开.图15-9侧顺路天井                      三采堆工作

107据阶段运输巷道:天井,联络道,拉底巷道和漏斗颈.阶段运输巷道一般不止在脉内也有布置在脉外的;天井一般脉内结合探矿.联络道在天井两侧每隔4-5米掘两侧联络道用在回采时进往矿房的通道.四切割工作拉底巷道以拉底航道为自由面的拉底工作劈漏工作.拉底高度2-2.5m,宽度=矿厚在薄极薄矿脉中拉底劈漏的三种方法:1不留底柱的切割方法.2有底柱拉底和辟漏同时进行的切割方法.3有底柱掘拉底巷道的切割方法.五回采浅孔留矿法的回采工作包括凿岩,爆破,通风,局部放矿,撬顶平场,大量放矿等.回采是自下而上分层进行.分层高2-3米采场最小工作宽度0.9-1米.1凿岩:矿石稳定:上向孔.梯段长10-15米可几个工序同时作业;长梯段或不分梯段撬顶平场时间少应用广泛.不太稳定:水平孔.梯段长2-4米,高度1.5-2米,孔向0.8-1米.炮孔形式:1)一字形排列:适用于矿石爆破性好矿石与围岩容易分离矿脉厚度为0.7米.2)之字形排列:适用于矿石爆破性较好控制幅宽好.3)平行排列:适用于矿石坚硬矿体与围岩接触界限不明显或难分离的厚度较大的矿脉.4)交错排列：坚硬矿石，厚度大，崩矿块度均匀.2爆破:一般用铵油炸药或硝铵炸药爆破.导火线点燃火雷管.3通风：要求空气含氧大于20%，风速大于0.15/s.，上风流天井通风，经矿房，由下风流天井回风，电耙道要独立通风.4局部放矿：:根据底端结构，一般为重力放矿，.注意:留矿堆中形成空硐，放矿时上下多联系，发现空硐及时处理.5平场撬顶和二次破碎.

108为使工人便于在留矿堆进行凿岩爆破作业，局部放矿后应将留矿堆表面整平叫平场.，平场时应将顶板和两帮松动的矿岩撬落叫撬顶，出现大块应该及时破碎叫二次破碎.6最终放矿及矿房残留矿石的回收.矿房采完后要进行最终放矿，放出存留矿石此时应努力提高放矿强度，.对矿房底板的残留矿石可用水力冲洗，高压水由上而下底部设脱水装置.7留矿法底部结构的改进为增强回采强度采用机械运搬.电耙运矿图15-15                         A带电耙道溜井结构的底部结构.B图15-16运输巷改做电耙道,把矿石耙入转运溜井,下阶段运输矿石,只能后返式开采.C对于倾斜矿体45-50度,矿石不能自重放出又不能倾斜耙矿,

109则可在矿房内伪倾斜耙矿如图15-17.采用上向倾斜工作面.分层崩矿将矿石由电耙沿斜面耙入溜井.矿房采完后在空场中大量耙矿,要注意顶板管理.2)装岩机运矿,图15-18.平地结构不留底柱放矿不易堵塞.                                   

110                3)生产运机运矿:即生产运机运矿的平底结构.4)振动放矿机运矿在苏联振动放矿机早已经大量用于采场.使采场的运矿强度大为增强.在国内近年来发展迅速,将轻型振动放矿机装入漏斗代替木漏斗,增强了采场运矿强度减轻了工人的劳动强度,放矿可控性好减少底板留矿,国内已存N个矿山使用.75攻关成果展览中底下采矿方法的几个成果都有振动放矿机系统,它将是连续大量出矿的关键设备之一.振动机在放矿结束后主要零件,如振动电机可重复使用减低了振动放矿机的使用成本.

111六评价1适用条件1)围岩和矿石均稳固.2)矿厚,薄,极薄矿脉为宜.中厚以上矿体用次法效果不好.3)矿体倾角.急倾为好.4)矿石无结块和自燃性.2优缺点优点:结构及生产工艺简单管理方便自重放矿采准工作量小.缺点:a中厚矿体损失贫化大;b工人在暴露面下作业安全性差;c平场工作繁重;d实现机械化;e积压大量矿石印象资金周转.3主要技术经济指数。4发展方向在我国的中小矿山中留矿法的应用很广泛,目前用于急倾斜,薄和极薄矿脉的开采还未有更好的方法.留矿法仍是主要的有效开采方法.针对留矿法存在的问题,在下列方面有待解决.1)天井掘进的方法.2)改进底部结构,变自重运矿，为机械运矿.3)研制轻型液压凿岩机,寻求合理的凿岩爆破参数.4)对于极薄矿脉研究混采和分采的合理界限,提高水平综合经济效果.5)研究采场地压管理:研究最经济而有效的方法,及时处理采空区.对新设计矿山或开采深部矿床时,对划分阶段矿快及其结构参数.回采顺序和未来采空区的处理方法等.应进行全面系统的研究,从总体找最佳方案.第五节分段矿房法(分段采矿法)概述:是近十余年由于无轨自行设备的推广使用,而出现的一种空场采矿法新方案.是用深孔进行回采的空场法.该方法是按矿快的垂直方向,再划分为若干阶段.在每个分段水平上布置矿房矿柱.一结构参数:阶段高40-60米分段高15-25米矿房沿走向长35-40米

112间柱宽度6-8米分段斜顶柱真厚5-6米二采准1从阶段运输巷道掘进斜坡道进各个下盘分段运输平巷.2沿矿体走向每隔100米掘一条放矿溜井.3分段水平上,掘下盘分段运输平巷.三切割工作在矿房一侧掘进切割横巷6.连同凿岩平巷4,与矿柱回采平巷5,掘进天井9,在切割巷道钻环形深孔,以切割井为自由面爆破成切割槽.四回采工作从切割槽向矿房由一侧进行回采.在凿岩平巷中钻环形深孔崩下矿石.从装运巷道用铲运机运到分段输平巷最近的溜井,溜到阶段运输平巷装车.五评价:适用于矿石和围岩中等稳固以上的倾斜和急倾斜厚矿体.优点:使用高效率的无轨装运设备,灵活性大回采强度高;允许立即回采矿柱和处理采空区,提高了矿柱的矿石回采率.又处理的空区,为下分段回采创造良好条件.缺点:采准工程量大,每个分段都要决计年一段巷道分段运输巷,切割巷,凿岩巷,矿柱回采平巷是开采中厚和厚的倾斜矿体的一种有效的采矿方法.6阶段矿房法是用深孔回采矿房的空场采矿法.根据落矿方式不同分为水平深孔阶段矿房法和垂直深孔阶段矿房法还有VCR法.用的比较多的是垂直深孔方案.一垂直深孔阶段矿房法:分段凿岩和阶段凿岩.特点如图15-25有一个房式结构,矿房内的回采是用垂直工作面,掘若干个凿岩巷,在凿岩巷的矿房中间开犁槽,下部拉底辟漏.向切割立槽崩矿.在底部结构中放运矿柱用其他方法采.     

113          1矿块布置和结构参数阶段高度一般50-70米,国外在增长的趋势可减少到柱的两和采准工作量.分段高取决于凿岩设备,中深孔8-10米,深孔10-15米.矿房长：依围岩的稳定性和砂石允许暴露面积决定，一般为40-60米。矿房宽度：沿走向布置为矿体的水平厚度。垂直走向布置依矿岩稳固性定一般为15-20米。间柱宽度：沿走向8-12米；垂直走向10-14米。顶柱厚度：一般为6-10米。底柱高度：7-13米。2采准工作：采准巷道有阶段运输巷道，通风人行天井，分段凿岩巷道，电耙巷道溜井，漏斗颈，拉底巷道等。阶段运输多沿矿体下盘接触线布置。通风人行井布置在间柱中。由天井掘分段凿岩巷，拉底巷，电耙巷。凿岩巷的布置要考虑将来布置炮孔，要均匀的位置一般中间靠下盘。3切割工作：拉底辟漏，及开切割槽。切割槽质量好的直接影响矿房落矿效果和矿石损失贫化的大小。4回采：在分段巷中打上向形中深孔。每次爆3-5排，自由方向爆破上下保持垂直工作面或分通风：分段凿岩巷及电耙道是通风重点。二水平深孔落矿阶段矿房法：同深孔留矿法：在凿岩硐室中钻水平扇形深孔，向底部的拉底空间崩矿。1结构参数：阶段高40-60米

114走向布置矿房：长20-40米；宽10-30米。间柱宽：10-15米；顶柱厚6-8米。底柱高：漏斗8-13米，平底5-8米。2采准工作，如图15-23。阶段运输巷一般布置在脉外，厚矿体布置环行运输系统。穿脉布置在间柱中心线处。电耙道：在阶段水平以上4-5米。凿岩天井；在穿脉一侧，间柱中心位置。凿岩联络巷，凿岩硐室。3切割：开拉底空间和辟漏。4回采：在凿岩硐室中钻水平扇形深孔。W=2.5-3米。一般先爆1-2排，以后由于先面的空间打了可依次多爆破几排。三垂直深孔球状药包落矿阶段矿房法（VCR法）VCR法作为一个新的采矿工艺，出现于70年代后期，是集大直径深孔凿岩装备，爆破理论，爆破技术等方面技术成就。是美国C.W.利文斯顿对球形药包漏斗爆破的研究和L.C郎的时间应用的结果。目前该法已经在加拿大美国澳大利亚西班牙等国家的许多矿山推广中应用，并都取得交好的效果。该法的特点：在矿房上部水平开掘凿岩硐室或凿岩巷道打下向直径深孔，然后从孔的下段开始自下向上的顺序用球状药包逐层向矿房下部崩矿。具有矿石破碎质量好，效率高，成本低，工艺简单作业条件安全，切割工程量小等一系列优点。适用范围：在围岩稳固，矿石中稳定稳固，倾斜和急斜的中厚和厚矿体中均可用。1VCR法的理论基础：所谓球状药包室钻孔直径与装药长度之比小于1：6。这种药包的爆破原理和效果与球状药包相似。1）球状药包和柱状药包爆破效果的差异。图15-30。a柱状：气体压力所产生的全部能量绝大部分冲向垂直炮孔轴线的横向。而球状药包的能量自药包中心向经向呈球均匀放射，因此球状爆破的岩石体积比柱状药包大的多。 

115        2）倒爆破漏斗：正漏斗：球状药包原来在正爆破漏斗中的应用，在只有一个水平自由面室向上爆破。有真漏斗：合质空气破碎且容易控制；破碎漏斗：比真漏斗中的块度大，比较难控制。3）倒漏斗：国外有些学者在矿上巷道顶板做了垂直孔，球状药包实验，图15-32。中立室破碎带内的矿石冒落，而且应力带内也由不同程度的裂开和冒落，所形成的硐学高度要超过最佳埋置深度好几倍。球状药包倒漏斗的新概念则室VCR法的理论基础。            4）最佳埋置深度d。爆破矿石体积最大，破碎矿石块质量优时的埋置深度。临界埋深：d=EQE—应变能系数。Q—药包质量。2矿块布置：结构参数。中厚矿体：沿走向布置矿房。厚矿体：垂直走向布矿房。

116阶段高：钻孔深度不可太深太深偏斜度大一般40-80米为宜。矿房长：一般30-40米，宽：沿走向即矿厚，垂直走向8-14米。间柱宽度：沿走向8-12米，垂直方向一般为8米。顶柱厚度6-8米，底柱按运矿设备确定。3采准：a平行孔凿岩硐室：长>矿房长2米宽>矿房宽1米硐室高墙高4米拱顶仓高4.5米。b扇形深孔时：掘凿岩平巷：平巷侧石需超运回采界0.8米。底部结构：又运输巷掘装运巷直通拉底巷。4切割：拉底高度：一般为6米。5回采1）钻孔：直径165mm仅凭现场实验获得。a炮孔排列平行：网度3*3各排交错布置周边孔加密。优点：两侧间柱立面垂直平整为回采间柱创造良好的条件；容易控制钻孔的倾斜率；炮孔利用率高，矿石破碎均匀。缺点：凿岩硐室工程量大一般只要狂言稳固条件允许则采用平行孔，稳固条件差时或回采矿柱时采用扇形孔。b设备ROC-306型履带式潜水钻机；TRWMission钻机；CMM-DHD-16型潜水钻机。2）爆破：a炸药：高密度高爆破高威力。重要用乳化油炸药。我国已试制成功CLH系列。b分层爆破参数确定：（1）选定药包质量：用药包长直径<6米的概念。偶合装药：药包直径与孔径相同。不偶合装药：药包直径小于钻孔直径。（2）药包的最优埋置深度：按前边将的公式计算即可。（3）布孔参数：考虑爆破后顶板平整。c装药结构及施工顺序：

117（1）爆破设计前药测孔深，测处矿房下部补偿空间高度。（2）堵孔底：图15-38                         用圆锥形水泥塞下放至孔内预定位置，再下放未装满河沙的塑料包堵住水泥塞与孔的间隙，然后向孔内装散沙至预定高度。3）运矿：（1）运矿设备：铲运机（2）运矿方式：每爆一层，运矿约40%，其余留矿全部采完后大量放矿此时可强采强运。用铲运机在装运巷道铲装，倒入溜井，运距30-50米。6安全技术：1）爆破效应的规则：由于球状药包爆破炸药集中一次爆破药量大，所以必须测定震动速度。研究其传播规律以确定一段延时的允许药量合理的炮孔填塞物质和合理爆破方案。2）顶层安全厚度的检测：一般安全厚度约为10米。

1183）爆破后气体爆燃，二次硫尘爆破的预防措施。孔内存有氢和氧化碳的爆炸性气体混合物，遇明火或岩石碎掉入孔内而摩擦发火等均可引起气体爆炸。预防：适用零氧平衡，不含铝粉或低爆温炸药；爆破后放至碎岩块掉入孔内；检查炮孔是否穿透。切忌用香烟或明火来判断孔内空气是否流动。4）如炮孔不穿透，应小心的插入无接头的注水管向孔内注水。只能只用不产生火花的器具来测定孔深等。二次硫尘爆炸：只爆破诱发的硫化物粉尘爆炸。四阶段矿房法评价：1适用条件：1）水平孔深落矿阶段矿房法和垂直深孔分段凿岩阶段矿房法是我国目前开采矿岩稳定和急厚急倾斜矿体，广泛应用的采矿方法，尤其是分段凿岩方案用的更多。急倾斜平行极薄矿脉组成的细脉带也可用此法合采。2）VCR法：适用于急倾斜的厚大矿体或中厚矿体；矿体无分层现象，不应有互相交错的节理或穿插破碎带；围岩中稳至稳固，矿石中稳以上。2优缺点：水平，垂直：优点：回采强度大，劳动生产率高，采矿成本低，坑木消耗少，回采作业安全。缺点：矿柱矿量比重大回采矿柱贫化损失大；水平方案对底部结构具有一定破坏性，垂直分段方案：工程量大。VCR法：优点：1）矿块结构简单，省去了切割天井，大大减少了矿块的采准工程量合切割工程量。2）生产能力高，时一种高小率的采矿方法。3）采矿成本显著降低，经济效果好。4）球状药包爆破对矿石的破坏效果好，减低大块率有利于铲运机运矿。5）攻击简单。6）作业安全可靠。凿岩装药均匀，凿岩硐室或巷道中。缺点：1）凿岩技术要求较高，必须采用高风压的潜孔钻机钻大直径深孔并需结合其他技术实施才能控制钻孔的偏斜。2）遇破碎带时穿破碎带的深孔容易堵塞，处理困难。3）矿体形态变化较大时，矿石贫化损失大。4）要求高密度高爆破高威力炸药，爆破成本高。

119五空场法发展方向1问题：（1）矿柱矿量大。（2）空区要求处理。2方向：国内：扩大空场法适用范围；发展大规格放矿口的底部结构；简化采场结构；研制下向凿岩设备合高威力炸药，改分段凿岩的阶段的矿房法。国外注意改革采场结构及采矿工艺研制同采矿相适应的新设备，推广斜巷合无轨设备，高威力炸药，喷锚固结振动放矿等新工艺。在发展其他高效方法外推广VCR法同时探讨组成组合式采矿方法。组成式采矿方法：1）房柱充填采矿法2）房柱崩落法3）分段空场崩落法即分段法，空肠采矿房后马上采矿柱，不留空区矿柱。4）阶段留矿充填法：大量放矿后形成空区，现在在大量放矿时从顶柱开口下放充填料充填空区，之后回采矿柱。六采矿方法研究的主要目标：1把矿房矿柱合采空区处理作为以各整体共同考虑，以实现有计划有步骤的全面回采，即减少开采损失贫化，又消除采空区隐患。2改革采矿方法结构，显示强化开采减少重体力劳动，从而提高了劳动生产率，减低了开采成本。3在世界上较优发展的采矿方法是VCR法。7矿柱回采合空区处理一矿柱回采即把所学采矿方法的灵活运用。1合理安排矿房矿柱的回采顺序合比例。2水平倾斜规模不大的倾斜和急倾斜矿体，用房柱法回采时尽量回采矿柱。3倾斜急倾斜规模大的连续矿体。二采空区处理1）崩落围岩处理采空区

1202）充填采空区3）封闭采空区8小结采空区处理减缓岩体应力集中程度，转移应力集中部位，或使围岩中的应变能得到释放，改变其应力分布转台，控制地压，保证矿山安全持续生产。采空区处理方法：崩落围岩：深孔爆破和药室爆破充填采空区：废石或尾砂封闭采空区：一定厚度的隔墙               

121第十六章崩落采矿法第一节第一节  概述是以崩落围岩来实现地压管理的采矿方法基本特征：随着崩落矿石，强制（或自然）崩落围岩充填采空区，以控制和管理地压。崩落采矿法包括以下采矿方法：单层崩落法浅孔落矿分层崩落法浅孔落矿有底柱分段崩落法深孔落矿无底柱分段崩落法深孔落矿阶段崩落法深孔落矿覆岩下放矿理论基础小结第二节单层崩落法概述：主要用来开采顶板岩石不稳固，厚度小于3m的缓倾斜矿层，如铁矿、锰矿、铝土矿、粘土矿等根据顶板岩石稳固程度不同，采用不同形式的工作面，即：长壁式崩落法、短壁式崩落法、进路式崩落法一、长壁式崩落法工作面是壁式的,长度等于矿块斜长，所以称为长壁式崩落法。特点：划分矿块，矿块回采工作按全厚沿走向推进，当回采工作面推进一顶距离后，出流回采所需的空间外，有计划的回收支柱，并崩落不需要保留的空区顶板，用崩落顶板的岩石充填采空区，以控制顶板压力。以庞家堡铁矿为例：1、开采条件：浅海沉积赤铁矿床，走向长8600m，á＝25º¡«30º有三层矿组成，一层厚1-3.5m，二、三层厚各1m，1-2层间夹硅质板岩厚1.2m；2-3层间夹硅质板岩厚0.8m；矿石稳固f=8-10,夹层片理发育，不稳、易片落

122一层单采，三层合采一层矿的顶板：黑色页岩，厚6.5-8m不稳f=4-6，页岩上为砂岩厚2-3m，在上为几十米厚的页岩。三层矿底板：小白石英岩f=12-18，下部为粘板岩、大白石英岩，均稳固 图16-1矿块构成要素及采准布置               2、矿块结构参数及采准布置阶段高：一般30m，受斜长（爬距）和稳固性的限制矿块长：50-100m,最大可达200-300m。阶段沿脉运输巷道：矿体中或底板岩石中，一般多布置在岩石中；单轨双巷能力大断面小污风串联工程量大双轨单巷一线装车，一线行车，污风不串联、工程量小、矿石溜井：5-6m一个,断面1.5×1.5㎡,可临时通风行人。安全道：10m一个，1.5×1.8㎡安全出口、行人、通风，运料。3、切割工作切割平巷切割上山 4、回采工作

123回采工艺概述：支、出、打，工作面形式：直线：利于顶板管理、不能平行作业，梯段：不利于顶板管理、能平行作业落矿：炮孔，一字、之字，孔深1.2-1.8m，w=0.6-1.0m出矿：电耙耙斗0.2-0.314-30KW顶板管理：最大悬顶距＝控顶距+放顶距                                 

124    顶板管理最大悬顶距：工作面距崩落区的最大距离放顶距：每次放顶的距离控顶距：放顶后剩下的能维持回采工作的最小宽度支护：作用是减缓顶板下沉木支柱、金属支柱木支柱：带柱帽和削尖柱脚以获得可缩性，180-200㎜排距0.8～1.2m、间距0.8～1.2m、柱帽交错排列。金属支柱：承载能力大，能重复用，重量大使用不便矿层顶板形态稳定和厚度变化小时可用液压掩护支架 16-3顶板地压                         

125                     顶板管理放顶：推进到最大悬顶距时，由专业放顶队放顶步骤：加密支柱（不带柱帽）、向安全口处回柱方法：机械（绞车）、人工爆破、回柱后顶板不冒落的，需预先在密集支柱外0.6m处向外60度凿浅孔强制崩落。第一次放顶时，悬顶距应加大到1.5-2倍，必须放好。直接顶板：放顶后及时冒落下来的顶板。老顶：多次放顶后又冒落下来的岩层，直接顶后，二次顶压小；直接顶薄，二次顶压大。通风：新鲜风流---没放矿的溜井---冲洗工作面---安全口---回风巷排走。     

126      开采顺序：阶段：由上而下，上阶段超前下阶段，一般大于50m矿块：与阶段回采顺序一致，由主断层的上盘向下盘开采多层开采：上层超前下层，上层采空区地压稳定后回采下层劳动组织：综合工作队，各工种平行作业20-40人组成             二、短壁式崩落法当顶板稳固性差时，为了更好地控制顶板，在上下两阶段中间加一分段平巷把工作面缩短。工作面小于20—25m。其它与长壁式崩落法相同      

127              三、进路式崩落法矿层稳定性更差，采用短壁法也无法采时，则采用进路式崩落法。特点：将矿块用分段巷或上山分成沿走向的小分段或沿倾斜的条带，从分段巷或上山向两侧用进路进行回采（即用掘巷道的形式回采），效率低、成本高。进路宽：顶板很坏宽2.0—2.5m顶板稍好宽可达5-7m进路采完就放顶，为防止侧部贫化，可留临时矿柱矿柱在放顶前回收                 

128     四、单层崩落法评价适用条件：顶板不稳，厚<3má<30º地表允许陷落。优点：采准简单；生产能力大100-150t/d，通风好，有贯穿风流缺点：支柱消耗量大，支柱劳动强度大，顶板管理复杂，有用木材换矿石之说发展方向：研究地压规律，改进顶板管理和支柱代用，新型金属支架   第三节分层崩落法概述：按分层由上向下回采矿块，每分层矿石采出后，上面覆盖的崩落岩石下移充填采空区，分层回采是在人工假顶的保护下进行的，将矿石和崩落的岩石隔开，保证得到最小的矿石损失与贫化。矿块结构参数：阶段高：脉外天井50-60m脉内天井30-40m矿块长：小于60m矿块宽：等与矿体水平厚度分层高：2-2.5m一般取3-3.2m3.5m          

129              采准工作：矿层厚度小时，脉内采准矿层厚度大时脉内外联合采准矿块天井：分三格，放矿格、行人格和通风格矿块有两个以上天井时，可设一格或两格脉内天井以密集框架支护落矿：正面或侧面浅孔，L<1.5-1.8M运搬：电耙支护：每隔1-1.5m架设立柱或木棚支在上分层垫板的地梁下面，铺设垫板：采完回采巷道全长后，在其底板铺设垫板，先铺设4-5m长的地梁，地梁上铺设一排圆木，或背板，将圆木或背板钉在地梁上放顶：撤柱放顶通风：局部通风由于采空区积聚大量木材，注意防火           

130                            优点：1、矿石损失和贫化率很低，不损失富矿粉，矿石损失2-5％；贫化4-5％、少数达8-10％。2、可在回采工作面进行选矿，将废石弃于已采的回采巷道中，可分采矿石。3、对矿体形状适应性大缺点：1、木材消耗量大，常达0.03-0.05立米／2、矿块生产能力小1500-3000t/月3、有火灾危险4、回采工作面通风不好适用条件：1、矿石价值高

1312、矿石松散破碎不稳固，不允许在矿石暴露面下作业3、围岩不稳固，暴露后可能自然崩落充填采空区4、矿体倾角与厚度需能使人工假顶随回采工作下移，倾角大时矿厚大于2m5、地面允许崩落分层崩落法改进宽工作面回采方案：金属网假顶：用金属网代替垫板，即在地梁上铺上两层金属网，地梁间距0.25-0.75m。钢筋混凝土假顶：80年武山铜矿使用了钢筋混凝土假顶分层崩落法。回采进路用带柱帽的木支柱支护。柔性掩护假顶方案：1、交错铺设数层金属网，网上铺设木垫板2、用钢绳绑紧圆木3、钢绳上铺设圆木                       

132                                   

133第四章有底柱分段崩落法有底柱分段崩落法，也称有底部结构的分段崩落法。该方法的主要特征是，第一按分段逐个进行回采；第二在每个分段下部设有出矿专用的底部结构（底柱）。有底柱分段崩落法就是根据这两个特征命名的。分段的回采由上向下逐分段依次进行。依照落矿方式可分为水平深孔落矿有底柱分段崩落法与垂直深孔落矿有底柱分段崩落法两种。前种方法具有比较明显的矿块结构，每个矿块一般都需要开掘补偿空间，进行自由空间爆破。后种方法的落矿大都采用挤压爆破，并且连续回采，矿块没有明显的界限。一、垂直深孔落矿有底柱分段崩落法垂直深孔落矿有底柱分段崩落法大都采用挤压爆破。应用这种方法开采中厚矿体的典型方案，如提16－20所示。1、矿块结构参数垂直深孔落矿有底柱分段崩落法的矿块结构参数与水平深孔落矿有底柱分段崩落法基本相同，阶段高50～60m，分段高10～25m，分段底柱高6～8m；矿块尺寸常以电耙道为单元进行划分，矿块长25～30m，宽10～15m。2.采准工作从图16－20可见，这个方案的采准布置特点是，下盘脉外采准布置，即出矿、行人、通风和运送材料等采准工程都布置于下盘脉外。阶段运输为穿脉装车的环形运输系统。电耙道也布置于下盘脉外，单侧堑沟式漏斗。下两个分段采用独立垂直放矿溜井，上两个分段用的是倾斜分支放矿溜井。每2～3个矿块设置一个行人进风天井，用联络道与各分段电耙道贯通，作为行人、进风、运送材料和敷设管缆之用。每个矿块的高溜井都与上阶段脉外运输巷道相通，且以联络道与各分段电耙道相连，作为各分段电耙道的回风井。3.切割工作切割工作是开掘堑沟和切割立槽堑沟是在堑沟巷道内钻凿垂直上向扇形中深孔（图16－21），与落矿同次分段爆破而成。堑沟炮孔爆破的夹制性较大，所以常常把扇形两侧的炮孔适当的加密。靠电耙道一侧边孔倾角通常不小于55º。为了减少堵塞次数和降低堵塞高度，在耙道的另一侧钻凿1～2个短炮孔，短炮孔倾角控制在20º左右。堑沟

134切割有工艺简单、工作安全、效率高且容易保证质量等优点，所以使用得比较普遍。但堑沟对底柱切割较大以及堑沟爆破的作用强，故底部结构稳固性受到一定影响。开凿切割立槽是为了给落矿和堑沟开掘自有面和提供补偿空间。根据切割井和切割巷道的相互位置不同，切割立槽的开掘方法可分为：“八”字形拉槽法、“丁”字形拉槽法两种。（1）“八”字形拉槽法，如图16－22a所示，多用于中厚以上的倾斜矿体。从堑沟按预定的切割槽轮廓，掘进两条方向相反的倾斜天井，两井组成一个倒“八”字形。紧靠下盘的天井用作凿岩，另一条天井则作为爆破的自有面和补偿空间。自凿岩天井钻凿平行另一条天井的中深孔，爆破这些炮孔后便形成切割槽。这种切割方法具有工程量少，炮孔利用率高，废石切割量小等优点，但凿岩工作条件不好，工效较低。（2）“丁”字形拉槽法，如图16－22b所示，掘进切割横巷和切割井，切割横巷和切割井组成一个倒“丁”字形。自切割横巷钻凿平行于切割井的上向垂直平行中深孔。以切割井为自有面和补偿空间，爆破这些炮孔则形成切割立槽。切割巷道的断面通常取决于所使用的凿岩设备，长度取决于切割槽的范围。切割井位置通常根据矿石的稳固性、出矿条件、天井两侧炮孔排数等因素确定。“丁”字形拉槽法可应用于各种厚度和各种倾角的矿体中。对比前种方法，该法凿岩条件好，操作方便，在实际中应用的较多。切割槽的形成步骤有两种：（1）形成切割之后进行落矿。优点是能直接观察切割槽的形成质量，并能及时弥补其缺陷。缺点是对矿岩稳固性要求高，也容易造成因补偿空间过于集中，不能很好地发挥挤压爆破作用，在实践中使用不多。（2）形成切割槽与落矿同次分段爆破。优缺点恰与上述相反，为当前大多数矿山所应用。切割槽应垂直于矿体走向，布置在爆破区段的适中位置，使补偿空间尽量分布均匀，此外应布置在矿体肥大或转折和稳固性较好的部位。4.回采工作一般用中深孔或深孔落矿。中深孔常用YG－80型和YGZ－90型凿岩机配FJY－24型圆环雪橇式台架钻凿；深孔常用YQ－100型潜孔钻机钻凿。中深孔落矿使用广泛。

135为了减少采准工程量，可把图16－20的凿岩巷道与堑沟巷道合为一条，如图16－23所示。把前面方案的菱形崩矿分间改为矩形崩矿分间，崩下的矿石很大一部分暂留由下分段放出。在上向垂直扇形中深孔落矿有底柱分段崩落法中，广泛使用挤压爆破。按崩落矿石获得补偿空间的条件，又可分为小补偿空间挤压爆破和向崩落矿岩挤压爆破两种回采方案。（1）小补偿空间挤压爆破方案。如图16－24所示，崩落矿石所需要的补偿空间是由崩落矿体中的井巷空间所提供。常用的补偿空间系数为15～20％。过大，不但增加了采准工程量，而且还可能降低挤压爆破的效果；过小，容易出现过挤压甚至“呛炮”现象。在设计时可参考下列情况选取补偿空间系数的数值。1）矿石较坚硬、桃形矿柱稳固性差或补偿空间分布不均匀，落矿边界不整齐等，可取较大的数值。2）矿石破碎或有较大的构造破坏，相邻矿块都已崩落、或电耙巷道稳固，补偿空间分布均匀，落矿边界整齐等，可取较小的数值。矿块的补偿空间系数确定后，可进行矿块采准切割工程的具体布置，使其分布于落矿范围内的堑沟巷道、分段凿岩巷道，切割巷道、切割天井等工程的体积与落矿体积之比的百分数符合确定的数值。当出现补偿空间与要求数量不一致时，常以变动切割槽的宽度、增加切割天井的数目、调整切割槽间距等办法求得一致。一般过宽的切割槽，施工是比较困难的，且因其空间集中，也影响挤压爆破效果；增减切割天井数目，可调范围也不大；所以常常是以调整切割槽的间距，即用增减切割槽的数目来适应确定的补偿空间系数。小补偿空间挤压爆破回采方案的优缺点和适用条件如下。优点：1）灵活性大，适应性强，一般不受矿体形态变化、相邻崩落法矿岩的状态、一次爆破范围的大小、矿岩稳固性等条件的限制。2）对相邻矿块的工程和炮孔等破坏较小。3）补偿空间分布比较均匀，且能按空间分布情况调整矿量，故落矿质量一般都较好，而且比较可靠。缺点：

1361）采准切割工程量大，一般都在15～22m/kt，比向崩落法矿岩方向挤压爆破的大3～5m/kt。2）采场结构复杂，施工机械化程度低，施工条件差。3）落矿的边界不甚整齐。适用条件：1）各分段的第一个矿块或相邻部位无崩落矿岩。2）矿石较破碎或需降低对相邻矿块的破坏影响。3）为生产或衔接的需要，要求一次崩落较大范围。（2）向崩落矿岩方向挤压爆破方案。如图16－25所示，矿块的下部是用小补偿空间挤压爆破形成堑沟切割，上部为向相邻崩落矿岩挤压爆破。实施向相邻崩落矿岩挤压爆破（有的称为侧向挤压爆破）时，在爆破前，对前次崩落的矿石需进行松动放矿，其目的是将爆破后压实的矿石松散到正常状态，以便本次爆破时借助爆破冲击力，挤压已松散的矿石来获得补偿空间，如此逐次进行，直至崩落全部矿石。该方法不需要开掘专用的补偿空间，但邻接崩落矿岩的数量及其松散状态，对爆破矿石数量及破碎情况具有决定性的影响，所以本法不如小补偿空间挤压爆破灵活和适应性大。此外采用该种挤压爆破时，大量矿石被抛入巷道中，需人工清理，劳动繁重并且劳动条件也不好。垂直深孔落矿有底柱崩落法的出矿，大都使用电耙，绞车功率多用30kw，耙斗容量0.25～0.3m3，耙运距离30～50m。有的矿山使用55kw电耙绞车，耙斗0.5m3。垂直扇形深孔落矿有底柱分段崩落法。在我国有色金属地下矿山使用比较普遍，其主要优点是：1）大部分采准切割工程比较集中，掘进时出碴方便，有利于强掘。2）所用的出矿设备（电耙）结构简单，运转可靠，操作和维修方便。3）应用挤压爆破落矿，破碎质量好，出矿效率高。它的缺点是：1）向相邻崩落矿岩挤压爆破，受相邻矿块的牵制较大，灵活性差。2

137）小补偿空间挤压爆破方案中，部分切割工程施工条件差，机械化程度低，劳动强度大。今后，随着高效率中深孔凿岩设备不断改进，该方法将会得到更大的发展。二、水平深孔落矿有底柱分段崩落法1.概述这种方法的典型方案如图16－16所示。每个阶段可划分为2～3个分段，每个分段下部都设有底部结构（底柱），崩矿前须要在崩落矿石层下部拉底和开掘补偿空间7。若矿石稳固性较差或拉底面积较大时，可留临时矿柱8，临时矿柱与上部矿石一齐崩落。补偿空间开掘之后，一次爆破上面的水平深孔，形成20～30m高的崩落矿石层，并在覆岩下放矿，用电耙出矿。矿石经电耙道6耙至矿石溜井5，溜井下口与穿脉运输巷道2相通。矿石在穿脉巷道装车，再经构成环形运输的上、下盘沿脉运输巷道1、3运走。新鲜风流由下盘脉外人行通风天井4进入，清洗耙道之后，经另一端的通风天井流至上阶段的回风巷道排出。在脉内开掘凿岩天井9，自凿岩天井开掘联络道10，进入崩矿边界后开掘凿岩硐室11，上下凿岩分层的联络道和凿岩硐室分别布置在天井的不同侧面，自凿岩硐室钻凿深孔12。2.矿块结构参数阶段高度主要取决于矿体倾角、厚度和形状规整程度，一般为40～60m。分段高度是一个重要参数，直接关系着采准切割工程量和矿石损失贫化等。当矿体倾角不是很陡时，下盘矿石损失数量随着分段高度的增大而增大；此外，分段高度也要与上盘岩石稳固性相适应，最好在崩落矿石放出之前上盘岩石不发生大量崩落，否则矿石被岩石截断，将造成较大的矿石损失贫化；再有分段高度要与电耙巷道的稳固性相适应，保证电耙巷道在出矿期间不被破坏。在生产实际中常用的分段高度为15～25m。电耙道间距和耙运距离。在保证底部结构稳固性的前提下应缩小耙道间距，以利于提高矿石回采率，一般变化在10～15m范围内。耙运距离一般为30～50m，加大耙运距离时，电耙效率显著降低。水平深孔落矿的矿块尺寸主要取决于矿体厚度、矿石稳固性（允许拉底面积）、凿岩设备（钻凿炮孔深度）以及电耙出矿的合适耙运距离和耙道间距等。例如当矿体厚度小于15m

138时，沿走向布置矿块，矿块长度常按耙运距离确定。矿体厚度大并且矿体形状比较规整，厚度与下盘倾角又变化不大时，可沿走向布置耙道，穿脉巷道装车，穿脉巷道间距可取30m。反之，多采用垂直走向布置耙道，在沿脉巷道装车。此时可根据矿体厚度等条件取2～4条耙道为一个矿块。底柱高度主要取决于矿石稳固性和受矿巷道形式。采用漏斗时，分段底柱常为6～8m；阶段底柱宜设储矿小井，以消除耙矿和阶段运输间的相互牵制。此时底柱高度为11～13m。3.采准工作为提高矿块生产能力和适应这种采矿方法溜井多的特点，在阶段运输水平多用环形运输系统。在环形运输系统中，有穿脉装车和沿脉装车两种形式（图16－17）。穿脉装车的优点是，由于溜井布置在穿脉巷道内，运输很少受装载的干扰，故阶段运输能力较大；此外，可利用穿脉巷道进行探矿。它的缺点是采准工程量大。确定穿脉巷道长度时要考虑溜井装车时整个列车都停留在穿脉巷道上，不阻挡沿脉巷道的通行。穿脉巷道间距要与耙道的布置形式、长度和间距相适应，一般为25～30m。采场溜井主要有两种布置形式，第一种各分段耙道都有独立的矿石溜井；第二种是上、下各分段耙道通过分枝溜井与矿石溜井相连。前种形式的出矿强度大，便于掘进和出矿计量管理，但掘进工程量大；后种形式的工程量小，但施工比较复杂和不便于出矿计量。设计时结合具体条件根据放矿管理、工程量和生产能力等要求选取。溜井断面一般为1.5×2m2或2×2m2。溜井的上口应偏向电耙道的一侧，使另一侧有不小于1m宽的人行通道。溜井多用垂直的，便于施工。倾斜溜井上部分段（长溜井）不小于60º，最下分段（短溜井）不小于55º。采准天井用来行人、通风和运送材料设备等。采准天井有两种布置形式，一是按矿块布置，即每个矿块都有独立的矿块天井；另一种为按采区布置，几个矿块组成一个采区，每个采区布置一套天井。目前趋向采用采区天井，以减少采准工程量，同时还可在采区天井中安装固定的提升设备，改善劳动条件。电耙巷道的布置，常常取决于矿体厚度：当矿体厚度小于15m时，多用沿脉布置耙道；当矿体厚度大，一般多用垂直走向布置；当矿体厚度变化不大形状比较规整时，也可采用沿走向布置耙道。此时矿石溜井等都布置在矿体内，可减少岩石工程量。底部结构是由电耙道、放矿口（斗穿）、漏斗颈和受矿巷道（漏斗或堑沟）等组成。我国部分矿山使用的底部结构尺寸，列于表16－2

139中。近年有的矿山为了增加矿石流通性，减少堵塞次数和降低堵塞位置，增大了出矿巷道尺寸，例如把漏斗颈和放矿口尺寸增大到2.5×2.5m。由于在覆岩下放矿，漏斗间距在底柱稳固性允许的前提下以小一点为好，一般取5～6m。凿岩天井的位置和数量主要取决于矿块尺寸、凿岩设备性能和矿石可凿性等。采用深孔爆破时，自天井每隔一定距离交错布置凿岩硐室，凿岩硐室规格为3.5×3.5×3.0m3。采用中深孔爆破时。炮孔可自天井直接钻凿。4.切割工作切割工作是指开掘补偿空间和劈漏两项工作。矿石从矿体崩落下来并破成碎块，其体积定有所增大，这就是一般所谓的碎胀。当采用有自由空间（即有足够补偿空间）的深孔或中深孔爆破时，碎胀体积约为崩矿前原体积的30％。所以当用自由松散爆破时，补偿空间体积就是根据这个数量关系确定的。而当采用挤压爆破时，补偿空间数量要小于松散爆破。补偿空间的大小用补偿空间系数（或补偿比）表示（16－1）式中V1——补偿空间体积，m3V——矿石爆破前体积，m3。当补偿空间为V1时，爆破后的体积为V1＋V，所以爆破后矿石的碎胀（松散）系数由此得出（16－2）开掘补偿空间方法与矿石稳固性有关。（1）矿石稳固时首先用中深孔拉底。如图16－8所示，在拉底水平开掘横巷和平巷，钻凿水平中深孔，最小抵抗线为1.2～1.5m，每排布置三个炮孔，利用拉底平巷或横巷为自有面。每次爆破3～5排炮孔，形成拉底空间。拉底后爆破上面的水平炮孔，放出崩落的矿石，形成足够的补偿空间后，再进行大爆破，崩落上面全部矿石。

140在稳固矿石中亦可采用中深孔爆破，一次完成开掘补偿空间工作。在拉底水平根据矿块尺寸开掘数条平巷，自平巷钻凿立面扇形炮孔，炮孔深度根据补偿空间高度和平巷间距确定。在一端开掘立槽作为自有面，逐次爆破并放出矿石形成补偿空间。当补偿空间高度不大于4m时，亦可用浅孔拉底并挑项形成补偿空间。在邻接采空区的一侧要留有隔离矿柱。此外，当拉底面积大或矿石不够稳固时，亦可以在拉底范围内留临时矿柱，此矿柱可与上面矿石一起爆破。（2）在不稳固的矿石中，因不允许在落矿前形成较大的水平补偿空间，所以常常是用拉底巷道的空间来作补偿空间。具体方法是在拉底水平上掘进成组的平巷和横巷，并在平巷和横巷间的矿柱中钻凿深孔。这些深孔与落矿深孔同次超前爆破，从而形成缓冲垫层和补偿空间。5.回采工作回采工作主要指落矿与出矿。本法落矿常用水平扇形深孔自由空间爆破方式。深孔常用YQ－100型潜孔钻机钻凿，一般最小抵抗线为3～3.5m，炮孔密集系数1～1.2，孔径为105～110mm，孔深一般为15～20m。中深孔用YG－80和YGZ－90型凿岩机钻凿。出矿作业通常包括放矿、二次破碎和运矿等三项内容。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引起了矿石的损失与贫化。因此，在出矿中必须编制放矿计划，按放矿计划实施放矿，控制矿岩接触面形状及其在空间位置的变化，对降低放矿过程中的矿石损失贫化是极为重要的。6.采场通风由于采空区崩落和采场结构复杂，采场通风条件是比较差的，因此，须要正确选择通风方式和通风系统，合理布置通风工程。对通风的具体要求如下：（1）原则上宜采用压入式通风，以减少漏风。当井下负压不大时，采用单一压入式即可；负压很大时，则应采用以压入式为主的抽压混合式通风。（2）把通风的重点放到电耙层，把电耙层的通风系统和全矿总通风系统直接联系起来，使新鲜风流直接进入电耙层。（3）电耙道上的风向，应与耙运的方向相反，风速要满足0.5m/s要求，以迅速排除炮烟、粉尘和其它有害气体，并达到降温的目的。凿岩井巷和硐室也应尽可能有新鲜风流贯通，使凿岩和装药条件得到改善。

141（4）尽可能避免全部使用脉内采准，因这很难构成正规的通风系统。图16－19是易门矿狮山坑的通风系统，它有如下特点：（1）主扇压入的新风，不是首先进入阶段运输水平，而是送至阶段运输水平与耙运层水平之间的进风平巷，经分风井进到耙运层顶盘联络道，再分入各电耙道。这样，不但增加了各电耙道的有效风量，也避免了沿走向的串联。（2）各采区底盘联络道不连通，这就形成了中央进风分区回风的并联通风系统，且其两翼还装有辅扇，以便调节风量。（3）阶段运输水平的通风，是靠局扇或用风门从主风流分风，而污风是经下盘脉外天井回到上部的回风巷中。水平深孔落矿有底柱分段崩落法用来开采矿石稳固、形状规整、急倾斜中厚以上的矿体较为合适。该法每次爆破矿量较大，一般不受相邻采场的牵制，有利于生产衔接。该法的缺点是，在天井与硐室中凿岩，凿岩工作条件不好；此外要求矿体条件（厚度、倾角、形状规整程度）较高，适应范围小，灵活性较差。该法在我国使用的不多。三、有底柱分段崩落法放矿管理在采矿方法和结构参数既定的条件下，矿石崩落后，在覆岩下放矿须要良好的放矿管理，其好坏直接关系着矿石损失贫化指标的大小。当前在我国矿山加强放矿管理，是降低矿石损失贫化的一项重要措施。放矿管理包括选择放矿方案、编制放矿计划以及实施放矿控制与调整三项工作。1.放矿方案根据放矿过程中矿岩界面的变化和移动，可将放矿方案分为下列三种形式（图16－26）：（1）平面放矿。放矿过程中矿岩界面保持近似水平下移，根据平面移动要求控制各漏孔放出矿量和放矿顺序。该放矿方案在放矿过程中的矿岩接触面积最小，有利于减少损失贫化。阶段崩落法和分段高度较大的水平深孔落矿有底柱分段崩落法的放矿须采用平面放矿方案。（2

142）立面放矿。立面放矿就是一般所谓的依次全量放矿。其特点是各漏孔依次放出，并且一直放到截止品位为止，然后关闭漏孔。由于这种放矿方案的矿岩界面以较陡的倾角向前移动，故称之为立面放矿。该方案在放矿过程中的矿岩接触面积较大，不利于矿石的回收。和平面方案比较，立面方案的纯矿石回采率低，同时，损失贫化均有增大，脊部残留高度也大。该方案放矿过程中的管理工作简单。在放矿的矿石层高度大时，不宜采用这种放矿方案。只有当放矿的矿石层高度不大，亦即相邻放矿漏孔的相互作用不大时，才可以采用；或者在平面放矿中，当矿岩界面下移到邻接漏孔失去相互作用时，可以改用立面放矿方案放出。（3）斜面放矿。该方案特点是放矿过程中矿岩界面保持倾斜面向前移动。可按45º左右的矿岩斜面确定进入放矿带的放出漏孔数。斜面放矿方案多用于连续回采的崩落法中。在生产实际中可选用一中方案或两种方案联合使用，亦可将某个方案作某些改变成为一种变形方案。总之要结合崩落矿块和矿山放矿管理的具体情况确定放矿方案。2.放矿计划的编制放矿方案确定后，根据崩落矿岩堆体和出矿巷道的布置，编制放矿计划。下面以平面放矿方案为例，简述放矿计划的编制方法。（1）每个漏孔应放出总量等于每个漏孔负担平面之上的矿石柱体积减去脊部残留体积。靠下盘漏孔的矿石柱还要减去下盘损失数量。（2）每个漏孔在每轮的放出矿石量，根据该孔在该高度上的负担面积乘以下降高度计算。每轮矿岩界面下降高度一般可取2m左右。（3）编制放矿图表。根据上面所得数据须编绘出放矿计划图表，在表中表明各漏孔每次放出量和矿岩界面相应的下降高度。（4）有的矿山按下列数段编制放矿计划。的一段为松动放矿，使全部漏孔之上的矿石松散，在挤压爆破条件下放出崩落矿量的15％左右。第二段为削高峰，放出崩落矿石堆超高部分；第三段为均匀放矿，按平面下降要求确定各孔每次的放出量，每个漏孔一直放到开始有岩石混入（贫化）为止。第四段改用依次全量放矿，各漏孔可以一直放到截止品位后，关闭漏孔。3.控制放矿

143控制放矿就是控制每个漏孔放出矿石的数量和质量。如果按放矿计划控制放矿量，而在生产中出现实际放矿量与计划量不一致时，要在下次放矿时进行调整。有的矿山为此在整个放矿高度上规定出2～3个调整线，要求到达调整线时各漏孔的放出量符合计划要求。控制质量，就是按规定的截止品位来控制截止放矿点，防止过早与过晚封闭漏孔。控制放矿是放矿管理中的基本工作。控制放矿时准确控制和计量各孔放出量以及及时化验品位，是改进这项工作的关键问题。在井下设矿石品位化验站，使用X射线荧光分析仪测定品位，可以满足及时化验品位要求的，而放矿量的控制和计量的准确性还有待改进。放矿方案选择、放矿计划编制和调整等工作，最好的方法是使用计算机模拟，根据具体条件可以用数值模拟或随机模拟法。用计算机可模拟多种放矿计划，并预测每个计划实施后的矿石损失与贫化值，根据矿石损失贫化值从中选出最优计划。在放矿中出现与计划有较大出入时，也可以使用计算机按最小的矿石损失贫化要求重新调整放矿计划，再按新计划放出。同时，计算机可以给出放矿过程中采场内当前矿岩移动情况，以及给出从各漏孔放出的矿石原来的空间位置，这对分析矿石损失贫化很有好处。 四、有底柱分段崩落法的评价有底柱分段崩落法在我国金属矿山，特别是有色金属矿山得到广泛应用，今后还有增加趋势。1.有底柱分段崩落法适用条件（1）地表允许崩落。若地表表土随岩层崩落后遇水可能形成大量泥浆涌入井下时，须要采区预防措施。（2）适用的矿体厚度与矿体倾角。急倾斜矿体厚度不小于5m，倾斜矿体不小于10m；当矿体厚度大，超过20m时，倾角不限。最好的条件是厚度为15～20m以上的急倾斜矿体。（3）上盘岩石稳固性不限，岩石破碎不稳固时采用分段崩落法比其它采矿法更为合适。由于采准工程常布置在下盘岩石中，所以下盘岩石稳固性以不低于中稳较好。（4

144）矿石稳固性应允许在矿体中布置采准和切割工程，出矿巷道经过适当支护后应能保持出矿期间不遭破坏，故矿石稳固性应不低于中稳。（5）不是在特殊有利条件下，此法的矿石损失贫化较大，故仅适于开采矿石价值不高的矿体。（6）由于此法不能分采分出，以矿体中不含较厚的岩石夹层为好。在矿体倾角大回采分段高的情况下，矿石必须无自燃性和粘结性。2.有底柱分段崩落法的主要优缺点（1）主要优点1）由于该法具有多种回采方案，可以用于开采各种不同条件的矿体，故使用灵活和适应范围广。2）生产能力较大，开采强度大于无底柱分段崩落法。3）采矿与出矿的设备简单，使用和维修都很方便，适应国内设备生产供应条件。4）对比无底柱分段崩落法，通风条件好，有贯通风流。（2）主要缺点1）采准切割工程量大，并且施工机械化程度低。2）矿石损失贫化率比较大3.有底柱崩落法的改进该方法今后的改进有下列各项：（1）实施集中作业，强化开采，推广三强（强掘、强采、强出）经验。（2）简化采场结构，特别是简化底部结构。（3）采用高效率的出矿设备和凿岩设备。（4）振动出矿机应用于漏孔负担出矿量较大的有底柱崩落法中。（5）加强矿石损失贫化管理工作（6）重视地压与回采顺序的研究，掌握有底柱分段崩落法地压活动规律。 1．1．有底住分段崩落法适用条件（1）地表允许崩落。若地表表土随岩层崩落后遇水可能形成大量泥浆涌入井下时，须要采取预防措施。（2）适用的矿体厚度与矿体倾角。急倾斜矿体厚度不小于5m

145，倾斜矿体不小于10m；当矿体厚度大，超过20m时，倾角不限。最好的条件是厚度为15～20m以上的急倾斜矿体。（3）上盘岩石稳固性不限，岩石破碎不稳固时采用分段崩落法比其它采矿法更为合适。由于采准工程常布置在下盘岩石中，所以下盘岩石稳固性以不低于中稳较好。（4）矿石稳固性应允许在矿体中布置采准和切割工程，出矿巷道经过适当支护后应能保持出矿期间不遭破坏，故矿石稳固性应不低于中稳。（5）不是在特殊有利条件下（倾角大于75o一78”、厚度大于15～ZOm、矿体形状比较规整），此法的矿石损失贫化较大，故仅适于开采矿石价值不高的矿体。（6）由于该法不能分采分出，以矿体中不含较厚的岩石夹层为好。在矿体倾角大回采分段高的情况下，矿石必须无自燃性和粘结性。1．2．有底柱分段崩落法的主要优缺点（1）（1）主要优点1）由于该法具有多种回采方案，可以用于开采各种不同条件的矿体，故使用灵活和适应范围广。2）生产能力较大，开采强度大于无底柱分段崩落法。年下降深度达20～23m，矿体单位面积产量达75～100t／m’·a。3）采矿与出矿的设备简单，使用和维修都很方便，适应国内设备生产供应条件。4）对比无底柱分段崩落法，通风条件好，有贯通风流;当采用新鲜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。（2）主要缺点1）采准切割工程量大，并且施工机械化程度低。其底部结构复杂，它的工程量约占整个采准切割工程的一半。2）矿石损失贫化比较大，在矿体倾角不陡、厚度不大的情况下更大些。一般矿石损失率为15～20％，矿石贫化率为20～30％。   

146             第五节无底柱分段崩落法概述：无底柱分段崩落法60年代中期引入我国，68年在大庙铁矿、弓长岭铁矿试验成功。70年代我国设计的地下铁矿山几乎都选用了这种方法。特点：每阶段划分若干分段，分段下部没有专用出矿巷道所构成的底部结构；分段的凿岩、崩矿和出矿等工作均在回采巷道中进行。因此，可大大简化采矿方法结构，给使用无轨自行设备创造了有利条件，工人都在巷道中作业，安全性好。无底柱分段崩落法经过几十年的变革，有了很大的发展，出现了大间距方案，并进入我国十五攻关计划该法的基本特征1、1、阶段中再划分若干分段，以分段为单元进行采准设计和组织回采。分段不设专门的出矿底部结构，矿块界线不明显。2、2、回采作业均在分段的巷道中进行，因此，结构简单适于使用机械化设备。工人的工作条件、安全、劳动强度低无底柱分段崩落法的典型方案图16－27I-I图中1、2是上下阶段运输巷道，阶段中划分若干分段，分段高一般10

147米，各分段自上而下进行回采，回采的矿石经溜井下放至阶段运输巷道装车运走设有设备井4内设电梯、绞车通风井5矿石溜井3II－II每分段掘分段运输联络道6及设备井联络道7，由分段联络巷掘进回采巷道（进路）8，间距8－10米上下分段的回采巷道一定保持交错布置，菱形布置，回采巷的末端掘分段切割平巷9隔一定间距从切割巷道的顶部掘切割天井10作拉切槽的自由面切割槽即为最初回采崩矿的自由面和补偿空间。III－III在进路中用凿岩台车或台架凿上向扇形炮孔11排距1.1－1.8米一般全分段全部炮孔钻凿完毕后开始进行崩矿I－I爆破每次爆1－2排崩落的矿石在进路端部用装运机，铲运机等运至溜井，矿石是在岩石覆盖下放出的所以随着矿石的放出，岩石充填了采空区。由于回采进路一端被崩落矿岩堵死，通风困难，需使用局扇。作业的按排：一、二分段进行回采，三分段凿岩切割四、五分段正进行采准工作互不干扰二、结构参数与采准巷道布置：1、1、阶段：急厚60－70米缓，矿岩不稳，形态不规，50米阶段？？：开拓、采准工程量小，但设备井，溜井，通风井等太高，掘进困难，倾角小时增加下部分段的联络道长度（与溜井、设备井等）运距增加发展，随天井振进技术的不断发展及开采强度的增大，在矿岩稳固性较好的情况下，由增大趋势，89－90米国外100－150米。2、2、分段之间的联络：设备井、斜坡道（1）设备井两种装备方法：a混合设备井：一井两套设备，电梯、绞车，平时提人，材料等，需运设备时，撤出电梯箱，使用绞车（小型矿山）b分别设人行电梯井、设备井设大功率绞车，整车运设备（大型矿山）设备井人位置：在本阶段的崩落界限以外，一般下盘围岩中特殊情况，也可上盘围岩中一般300左右布置一条300－400米矿体只布置一条图断面：根据设备定，大庙铁矿的人行设备井，为2.3×3.3米掘2.8×3.8兼作入风井（2）斜坡道

148随着铲运机的应用，分段之间，阶段之间也常用斜坡道连通。一般采用折返式，如图16－29a种折返（几个分段折返）b种阶段折返小寺沟10－15％问题250－500米坡度10－25％铺设路面断石：设备外形，通风量设备宽＋0.9－1.2米设备高＋0.6－0.75米丰山铜矿地表折返式主斜坡道坡度＝14－17％分段支斜20％断面3.2×4.2LK－1型铲运机小寺沟3.2×4.21、3、矿块尺寸及溜井位置矿块界线不明显，一般以一个溜井所服务的范围作为一个矿块溜井中间距：T4G时:?40-60米（3－5条进路）沿走1160－80米此时1－2条巷，运距很快缩短铲运机：150－200米选择时要考虑:溜井的通过矿石能力，避免担负矿量太大，矿体种夹石需删除或脉外掘进量大时，1－2个矿块设一废石溜井。分级出矿，可多设溜井。图10－30一般脉外布置：优点：生产上灵活，方便，与最近装矿点距离溜井与各分段最好用分枝溜井相联。避免上下分段同时卸矿时互相干扰，利于小流管理。厚大矿体，溜井只能布置脉内，当退采至溜井时，要将溜井口封死，以防止上部崩落下来的覆盖岩石充满溜井，封井方法：钢轨加园木，混凝土：矿石充满溜井，然后用混凝土充填，开采到溜井部位，一次崩矿量大，矿石损失大。断石2×2－2.5ф2米2、4、分段高度：受凿岩技术设备及矿石损失贫化等因素的限制，一般10－12米，炮孔深15－18米。3、5、回采巷道：（1）（1）   间距8－10米放出椭球体上坡时要小（2）（2）   断石形状受设备稳固性、稳固性、掘进技术的影响C22－700T4G2.8×3.0（高）铲运机3－4×2.5－3（高）

149断面宽度大：利于设备运行，提高效率，矿石流动面宽，增加回收率。高度低些好：减少正面损失（进路正面损失的矿石，后面讲）形状以矩形为好：利用全断面装矿(3)回采巷道的布置：上下分段的回采巷道应严格交错布置，使回采分间成菱形以便回收上分段回采巷道间的脊部残留矿石。如图16－31同以分段，进路互相平行当>15－20米时进路？走向布置①控制矿体边界②探采结合③多工作面工作④提高回采强度等。>15－20进路沿走向布置因为放面漏斗的边壁倾角>70º进路两侧留有较高矿堆下盘侧的将永久损失1、6、分段运输联络道的布置：作用：联络、进路、溜井、通风天井和设备井、运输联络道与进路断面相同。风井、设备井联络道，一般为2×2米2（风）2.5×2.7米2（设）a布置方式：不大时，进路沿走向，所以联络道上？矿体靠溜井，如两条进路应同时回采b厚大时，进路？走向，联络道沿走向：矿体内、围岩矿体内：副产矿石，减少回采巷道长度，减少岩石量？，十字交叉处一次爆破量大，矿石损失大，回采联络道时，风路堵塞脉外：多用：下盘脉外（溜井，设备井在下盘）但布置在上盘脉内，下盘开切槽，矿石损失小，十字交叉口处损失的矿量，下阶段可回收c极厚矿体：用T4G运矿，由于运距限制，进路？走向布置，进路50米左右加脉内联络道也可在矿体中间拉槽，上、下盘分别布置联络道向上、下盘退采d由自燃和泥水下灌危害的矿山：划分独立系统分区，限制危害范围，地压大或矿体水平面积大（梅山）都要划分分区，分区中间留分区矿柱，联络道，布置在矿柱两侧（两条）或布置在矿柱中间（一条）三、切割工作：在进路端部形成切割槽，沿走向布置时，克服？制隔一段重开切割切割方法：

1501、切割平巷与切割天井联合拉槽法：图16－34沿矿体边界掘进一条切割平巷，贯通各回采巷道端部，根据爆破需求，？切割天井，在平巷凿孔，向切井崩矿，拉开槽简单，切割质量易保证，应用广泛，天井较短2、2、割天井拉槽法：如图16－35此法的掘切割平巷，不在回采巷道端部掘1.5×2.5米2切井，切井短边与端部留1－2米防止台车，长边平行进路。切井两侧凿扇形孔（三排），以孔分段微差起爆。3、3、炮孔拉槽法：（无切井拉槽）图16－36⑴楔形掏槽，一次爆破拉槽法：在切割平巷中，凿4排角度逐渐增大的扇形炮孔，然后用微差爆破一次形成切割槽，用于不便掘天井的地方。⑵分次爆破拉槽法：在进路端部4－5米处，凿8排扇形炮孔，每排？？孔，按排分次爆破成切井，另外布置三排切割孔，向爆成的切井中崩矿成槽，适用于矿石比较爆破的条件下（用的不多）四、回采：1、1、落矿：落矿参数的确定，凿岩、爆破。（1）（1）   落矿参数：炮孔扇面倾角，扇形炮孔边孔角，崩矿？距，孔？，最小抵抗线，孔底距。1）1）炮孔扇面倾角：（端壁倾角）理论上，前倾：70º－85º用复盖层块度小，延缓废石渗入，好装药垂直：90º用复盖层块度大，椭球体发育正常后仰：95º－105º椭球体发育很大，第一排孔装药困难(实际中用前两种)2)扇形炮孔的边孔角：边孔角小则爆破方向趋于矩形，炮孔长度变短，但脊部以下矿石无法松动，挤压炸破无法实现，45º以下孔口易被矿堆埋住。清理装？困难且不安全。目前国内多用45º－55º，随凿岩设备性能的改进有曾大趋势。国外70º以上，同时增大进路宽度（5－6米）形成所谓“放矿槽”

151，放矿槽边壁不留残矿，？？指标好。3)崩矿步距:指一次爆破崩落矿石层厚度，1－2排，分层高度H，进路间距B，崩矿步距L，这两个参数是每次崩矿矿体的三维参数，当矿岩上接触石、侧接触石、正前方接触石，同时进入贫化时，达到最优。这三个参数一般用模型实验或计算机模拟等确定。在H、B已定的情况下：L过大时，岩石从顶面先混入，而正面岩石混入晚。这样，顶面侧面混入的岩石使矿石达到截止品位时，正面还有很多矿石未放出，因此正面损失很大，L过小，上部还未贫化时正面先混入废石，上部矿石损失大，所以必须统筹考虑。4）孔径，最小抵？？，孔底距：中深孔：d=51～65mmw=1.5～2.0mw/d=30左右计算确定w时要与最优崩矿步距相配合。孔底距以一般等于w缺点，孔口处炮孔密集。改进,增大孔底距a减少w使a×w积不变，效果较好。（2）凿岩：C22－700，配YG－80YGZ-9040-60米/台班国产CTC/400-2型，双臂采矿台车，配两台YZG-9090－100米/台班有效深度可达20m中小矿山常用FJY-24型园盘台架配YG－80炮孔为扇形，有扇形孔的通病，注意验收孔的质量，深15米、偏10、侧250mm一般允许误差角度1º－2º（1）（2）   爆破：挤压爆破为避免孔口装药，过于集中，装药时除边孔和中心孔装药较满外，其余各孔的长短如图装到a/2处，提高炮孔装药密度是提高爆破效果的重要措施，使用装药口装药，这在前面已讲过2、出矿：从回采巷端部把矿石运至溜井装运机：T4G最小工作断面2.8×3.0米2操作灵活，拖风绳，运距60米，？50米时，效率显著降低8－10万T/台年一台T4G配3－5条进路，以特征其工作效率（2）铲运机优点：不配风？，运距不受限，铲斗大2～3m3进口2m3,3.8m3行走速度快3－40km/h能力大3.8m3一般可达400～500T/台班

152问题：废气净化，加重通风的困难改进：电动铲运机，我国已生产1.5m3电动铲运机国外，蟹爪武装载机配自卸汽车出矿设备(3)出矿管理：出矿管理就是实施控制放矿，获得好的扶贫指标，放矿一开始是纯矿石量，一般占40％左右，以后贫化放矿贫化渐大，品位渐低，到达截至品位，停止放矿出矿管理的内？:1)确定出符合技术经济要求的截止品位2）统计正常出矿条件下的放出矿石量与品位变化的关系，绘出曲线图，同时画上对应的矿石损失贫化曲线，控制数量及质量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及矿石损失贫化数值，待下一分段放矿时，则参照上两个分段的放矿数据来制定放矿计划图。写明每个步距的计划放出矿量和矿石品位。4）放出矿石品位，要及时分析，尤其到截止品位时，一般化验需2～3个班得出化验结果，不利于放矿管理快速品位分析，有X射线荧光分析仪5）无贫化放矿，从第一分段开始每步距放到见废石到第三分段可形成矿石复盖层《金属矿山》第7期91、2、通风工作：独头巷，无贯穿风流，工作点多，巷道纵横交错易形成复杂得？联网络，风量调节困难，溜井多，各分段串要求进路有设备时>0.3米/s其他>0.25米/s尽量采用分区通风回采工作面，只能用局扇通风如16－40所示通风天井进风，风筒从进路中抽污风，经通风井至上回风巷设回风天井，将污风抽至回风天井，用密闭墙隔开。爆破通风：新鲜风流经加压风机加压后由下面回采巷进入，清洗工作面后，经端部爆破（矿岩体）流到上分段回采巷中（高端型采矿方案），但目前不能满足0.3米/s的要求，有待改进。通风困难是流法得重大技术课题。五、回采顺序：回采顺序，直接关系到矿石得损失贫化指标及回采强度，地压等问题，同一分段，从中央向两翼，从两翼向中央，从一翼向另一翼，多翼，如图42上分段必须超前下分段，超前距离以不影响上分段回采为宜。六、复盖层的形成：1）1）复盖层的作用：a挤压条件

153b作为岩石崩落的缓冲层c滤水，隔土d充填空区管理采场地压1）2）堆复盖层的要求：a厚度能埋没分段矿石>2Hb块度>矿石块度c设粘结性、自燃性2）3）形成方法：①上部已用空场法回采，即回采矿柱、崩落采空区，形成复盖层②露天转地下：崩边坡或提前回填剥岩③围岩不稳固得盲矿体，随着矿石的回采围岩自然崩落形成复盖层岩层。④新建矿山开采围岩稳固得盲矿体，需人工强制放顶时，分三种1）1）集中放顶：利用第一分段回采的空间，一次崩落顶板形成复盖层，集中、简单、安全性差2）2）边回采边放顶在第一分段回采巷之上，打放顶巷道，打扇形深孔与第一分段回采巷一起退采。（用的多些）3）3）先放顶后回采，放顶巷象回采一样崩围岩并放出一部分，形成复盖层。4）4）采用矿石垫层：将矿体上部2－3个分段的矿石崩落，只松动放矿后，余者作垫层，随回采进行，围岩暴露面积增大，自然冒落，形成岩不复盖层后，放出矿石垫层。这种方法，放顶费用低，但要积压大量矿石（等于积压资金）和实施严格放矿管理以防矿石垫层损失，无贫化放矿1、7、无底柱分段崩落法的评价：采矿设计手册矿床开采卷下：无底柱分段崩落法的优缺点和使用条件？无底柱分段崩落法在我国金属矿山广泛应用，有四十余个矿山采用该法。铁矿山采用的最多。1．适用条件由于该法结构简单，可用范围是很大的。实践表明，该法适用条件为：（l）地表与围岩允许崩落。（2

154）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，由于回采巷道被破坏，将造成大量矿石损失。下盘围岩应在中稳以上，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，与其它大量崩落法方案比较，使用该法更为有利。（3）急倾斜的厚矿体或缓倾斜的极厚矿体。（4）由于该法的矿石损失率与岩石混入率较大，矿石价值不应很高，矿石可选性好或围岩含有品位。（5）需要剔除矿石中夹石或分级出矿的条件，采用该法较为有利。2．无底柱分段崩落法主要优点（1）安全性好，各项回采作业都在回采巷道中进行；在回采巷道端部出矿，一般大块都可流进回采巷道中，二次破碎工作比较安全。（2）采矿方法结构简单，回采工艺简单，容易标准化，适于使用高效率的大型无轨设备。（3）机械化程度高。（4）由于崩矿与出矿以每个步距为最小单元，当地质条件合适时有可能剔除夹石和进行分级出矿。 3．无底柱分段崩落法缺点（1）回采巷道通风困难。这是由于回采巷道独头作业，无法形成贯穿风流造成的，这个问题从采矿方法本身不改变结构是无法解决的。必须建立良好的通风系统，同时采用局部通风和消尘设施。（2）矿石损失贫化较大。在正常生产情况下，除去矿体赋存条件原因之外，采矿方法本身原因是，每次崩矿量小，放矿时矿岩接触面积大，因此岩石混入率高。有当矿体倾角比较陡急、矿体厚度大，上面残留下面回收的条件极为有利时，可在多个分段回采之后，形成较厚的矿岩混杂层，矿石损失贫化有所好转，取得较好指标。否则，残留的矿石很快进入下盘残留区转为下盘损失而损失于地下，难于形成较厚的矿岩混杂层，使每次放矿时混入大量岩石。这就是该法适用条件中第三条的依据。（3）此法采矿强度（t／m·的不如有底柱分段崩落法大。这是由于目前广泛使用的装运机（ZYQ－14

155）生产能力低和每台设备占用工作面积（矿体）大两个原因造成的。从提高矿块生产能力看，当前主要是改用铲运机出矿。无底柱分段崩落法大间距方案简介一、大间距与高分段结构参数的区别无底柱分段崩落采矿法具有操作简单，开采强度大，机械化程度高，安全可靠，采矿成本相对比较低等优点，在国内外矿山得到大范围地推广应用。增大采场结构参数，增加一次崩矿量，采用电动、全液压的大型无轨采矿设备，以达到减少采准工程量，提高全员劳动生产率和降低采矿成本的目的，是无底柱分段崩落法的未来发展方向。注：例如，瑞典的基鲁纳铁矿，它的分段高度×进路间距的演变方式为10m×10m→12m×11m→12m×16.5m→20m×22.5m→27m×25m［20、21］，并采用全液压凿岩台车和重型液压凿岩机，一次崩矿量由800吨增至5000吨，出矿采用4～6m3电动铲运机，大幅度提高了采矿强度。其采准工程量减少了50%，采矿成本降低了30%，经济效益十分显著。我国于20世纪60年代首次从瑞典引进无底柱分段崩落采矿法时的参数为分段高度10m，进路间距10m（10m×10m结构）。由于受到设备的影响，其结构参数在应用了几十年之后几乎没有得到发展，依然局限在小参数、小间距的范围内，其结果造成采矿效率低下、采准工程量大等问题，制约了该采矿方法优势的充分发挥。国外典型矿山的实践证明，要进一步提高无底柱矿山的生产能力和经济效益，必须走优化结构参数，走大参数，设备大型化和科学管理化之路。从近年来的放矿模拟及多个椭球体的平面空间排列分析，当同一竖直平面内的四个椭球体五点相切时放矿效果最佳。此时，有两种组合方式——高分段结构和大间距结构。所谓高分段结构是指，多个椭球体的平面空间排列中，椭球体五点相切，此时其分段高度H与进路间距L之比为：……………………………………..(1)式中：a——放出体长半轴长；b——放出体短半轴长。

156图1高分段结构形式当多个椭球体空间排列五点相切如图2所示：图2大间距结构形式此时分段高度H与进路间距L之比为……………………………………(2)式中：a——放出体长半轴长；b——放出体短半轴长。

157该结构参数形式即为大间距结构形式。可以看出大间距结构形式与高分段结构形式其实质是放出体空间排列的问题，两种结构形式孔隙度同为最小，即两种结构参数都有损失贫化小、节约工程量、一次崩矿量大等优点。根据图1、图2分析，按高分段公式H/L=计算，如果进路间距保持15m，分段高度需要达到30m以上才能取得大间距的同样效果；大间距公式表明，分段高度保持15m不变，进路间距增至18～20m即可。结合我国凿岩机凿岩深度分析，炮孔深度达30m以上时质量很难得以保证，而20m炮孔深度是可以实现的。显然，通过具体工艺分析可发现大间距结构具有凿岩深度比较短，炮孔质量易于保证，装药容易等优点。大间距结构参数更适合我国当前无底柱矿山的生产力发展水平。结构理论分析大间距无底柱采矿工艺在国外虽然已经广泛采用，但缺少相应理论研究的支撑，国内矿山大间距无底柱采矿技术理论研究已经取得重大突破。该理论指出了结构参数的优化，其实质是放出体的空间排列问题，而不是深究单个放出体的形态。由图2可知4个放出体的5点相切的排列，就是大间距的排列形式。由于椭球体数学计算上的困难，为了便于分析，将纯矿石放出椭球体视为直径为1的单位球体，把原坐标XYZ坐标系改变为NVW系列，则有：………………………………………..(3)这样原XYZ坐标系列的的椭球体方程，就变换成的球体方程了。其雅可比系数可由下式求得：………………………(4)当坐标需要重新换算回XYZ系统时，X、Y、Z三个方向上的修正系数在数值上分别等于椭球体的半轴a、b、c。

158如图3所示，上下两个球体C、D相切，左右两个球体A、B两个球体被球体C、D分开，并且与C、D相切。此时分段高度为CE，且考虑到V方向上的变换系数a，则分段高度值相当于a。进路间距为AB，且考虑到W方向上的变换系数b，则进路间距为。所以大间距分段高度与进路间距之比为式2。图3.矿石放出体优化排列图由此可看出，大间距是一种新的结构形式。其“大”字的含义在于椭球体无量纲化的间距比分段大。不管间距尺寸和分段高的具体尺寸为多少，凡是符合上述这种形式的即为大间距结构（如表1所示）。由表1可知，当放出椭球体长半轴a（分段高度）小于25m左右时，H/L之值小于1，大间距结构参数中的进路间距要大于分段高度，理论上的大间距和实际上大间距完全一致；当放出椭球体长半轴a大于25m时，H/L之值大于1，理论上的大间距在实际的表现中，进路间距反而要小于分段高度。目前我国所采用的分段高度离25m还很远，基本属于小型的，大间距参数的理论意义和实际形式能高度统一。       

159 表1河北铜矿工业放出体试验放出高度长半轴a短半轴ba/bH/LL/H156.52.32.8260.8131.23188.03.02.6670.7661.312712.55.02.5000.7201.383416.06.12.6220.7551.324722.57.03.2140.9251.085024.07.23.3330.9591.045526.57.53.5331.020.98通过分析可以看出，与传统无底柱分段崩落法相比，大间距结构参数具有诸多优点：1.由于进路间距加大，采准工程量明显减少；2.采用大间距结构参数，有利于提高采准工程的稳定性，在一定程度上，有利于矿山地压的控制；3.降低了矿石的损失贫化，增大了一次崩矿量，提高了出矿强度，降低了采矿成本。参考文献[1][1]            焦玉书著．世界采矿技术的发展与中国铁矿增产的途径．沈阳：东北大学出版，1995(9)[2][2]            焦玉书．国外铁矿业发展的新态势．矿业工程，2003.2：22～28[3][3]            布鲁伊维斯T．基鲁纳铁矿KVJ2000地下采矿发展规划．国外金属矿山，1995(3)：24～29[4][4]            斯塔热夫博士等．瑞典地下矿的现状和前景．国外金属矿山，1992(4)：34～37[5][5]            朱卫东、原丕业、鞠玉忠．无底柱分段崩落法结构参数优化主要途径．金属矿山，2000(9)：12～16[6][6]            G.Lpillar,1981,“AComparsionofBlockCavingMinesMethods”D.R.Strewart,ed.Soc.Mng.Engr.ofAIME,NewYork.[7][7]            胡杏保．大间距无底柱采矿工艺在国内矿山的应用．矿业快报，2002(1)．第2期1~3[8][8]            曹海洋．加大采场结构参数，推进科技进步．矿业快报，2000年11月第21期[9][9]            董振民．大间距集中化无底柱采矿新工艺研究的发展．采矿技术，2003(3)：10～13[10][10]        马鞍山矿山研究院，漓渚铁矿．无底柱双巷菱形高分段崩落采矿法在漓渚铁矿的实践．金属矿山．1984(6)：10～14[11][11]        金闯等．梅山铁矿大间距结构参数研究与应用．金属矿山，2002(2)：7～9[12][12]        上海梅山集团（南京）矿业有限公司，董振民．加大进路间距降低采矿成本，冶金矿山设计与建设，1999(3)：7～11

160[1][13]        董振民．梅山铁矿采矿结构参数优化及主体设备选型(上)，矿业快报，2000(6)第12期：6～8[2][14]        董振民．大间距与大参数的区别．矿业快报，2002.10(20)：12～13       第七节第七节         覆岩下放矿  一、覆岩下放矿时崩落矿岩移动规律1、1、单孔放出时崩落矿岩移动规律⑴崩落矿岩移动⑵放出体的基本性质近似椭球体体积                 

161                        2）放出椭球体在被放出过程中，其表面仍保持近似椭球状                   

162         1）4）高度相关系数 高度相关系数=                              

163                               2、多漏孔放出时崩落矿岩移动规律            

164                                            

165第十七章充填采矿法第一节概述随着回采工作面的推进，逐步用充填料充填采空区的采矿方法称为充填采矿法。充填采空区的目的：利用充填体进行地压管理，以控制围岩崩落和地表下沉，并为回采工作创造安全和方便条件，还可预防有自然性矿石的内因火灾。1、充填采矿法的分类A按矿块结构和回采工作面推进方向分为：单层充填法上向分层充填法下向分层充填法分采充填法（削壁充填法）B按充填料和输送方式分为：干式充填法水力充填法胶结充填法2、充填采矿法在我国的使用50年代：干式充填法64年凡口铅锌矿开始使用胶结充填法70年代后水砂充填和胶结充填技术引进和发展。充填机械化程度增高，能力增大，成本降低。使用范围：78年有色金属矿山9.8％84年全国13.7％其中：有色18％，黄金40％，非金属矿3%，铁矿0%，粘土矿0%。低浓度胶结充填、高浓度胶结充填技术发展很快。第二节单层充填采矿法如图17-1，是用于缓倾斜薄矿体。矿体（<4-5m），在矿块倾斜全长，用壁式回采面沿走向方向，一次采矿体全厚。工作面用支架支护。随着回采工作面的掘进，用水力胶结充填空区。（壁十充填法）

1661.结构参数：湖南湘潭锰矿矿块斜长30~40米，沿走向长60~80米，控顶距2.4米，充填距2.4米，悬顶距4.8米。不留矿柱，一步骤回采。2.采准和切割：运输巷道掘在地板岩石中距顶板8~10米，在矿体内布置切割平巷，并在矿块边界处布置上山，两者都可作为行人、通风和排水等用。矿石溜井：每隔15~20米一条，连通切割与运输巷，不用时可行人。3.回采：悬顶距：顶板最大露暴距离，4.8米。控顶距：回采作业需要的距离，2.4米。长壁工作面沿走向一次掘进2.4米，一次崩矿量2米。用浅孔。用耙耙矿至切割巷，倒进溜井，25~30吨/台班，效率很抵。4.充填：清理场地，架设充填管道，钉砂门，挂砂帘子。砂帘子：用高粱杆，稻草，芦苇等编织的滤睡帘子，钉在立柱上，防止跑砂，滤水。半截门子：进一步滤出溶解的泥沙，如充填料中泥沙少，可省。充填是由下向上，一段一段地充，充时拆除支柱，一次充填长度依掘进顶板稳固程度定。支柱回收率低。1．6．评价：是水平或缓倾斜薄矿体。在顶板不允许崩落的复杂条件下的唯一可用的采矿方法。回采率高达94%，贫化率低7%，采矿工效低，4吨/台班，坑木消耗大，19.2m3/kt。           

167        第三节上向水平分层充填采矿法概述：是将矿块划分成矿房矿柱，分两步骤回采，第一步骤采矿房、第二步骤回采矿柱。回采矿房时，自下向上水平分层进行，采一层充一层，充填方法可用：干式、水力、胶结充填。充填时，留出继续上采的工作空间：回采到最上分层时，进行接顶充填。充填体的作用：维护两帮围岩，并作为上采的工作平台，崩落的矿石落在充填体上，用机械方法将矿石运至溜井。矿柱则在若干矿房或全阶段采完后，在进行回采。一、水利充填方案1、矿块结构参数：矿厚不超过10-15m时，沿走向布置，长30-60m，最大100m。矿厚大于10-15m时，垂直走向布置，长小于50m，宽8~10m。阶段高：30-60m间柱：视矿石围岩的稳固性及间柱的回采方法，用充填法采矿柱。6-8m,或更大。顶底柱：用脉内运输巷时，留顶厚4-5m，底高5m(可用混凝土假巷代替)。           

168         2、采准和切割工作：薄和中厚矿体中，振脉内运输巷；厚矿体中，和穿脉巷道，或沿上下盘沿脉和穿脉。每个矿房至少布置：2个溜矿井，1个顺路人行天井（兼作滤水井），1个充填天井。溜井：用混凝土浇灌，壁厚300mm，圆形，内经为1.5m,也有钢板焊制。人行滤水井：用予制钢筋混凝土构件砌筑，或浇灌混凝土（留泄水孔）。冲天天井：断面2×2.4m2,设充填管和人行梯子，是安全出口，倾角80°-90°拉底巷：在底柱上掘，并以此为自由面拉底，拉底高4.5-5m,然后在底版上浇0.8-1.2m的钢筋混凝土。配双层钢筋，间距700。              

169           3.回采：浅空落矿如浅孔溜矿法，电耙在采场中耙矿至溜井，或自行设备运矿。（1）加高顺路天井：即将溜井人行天井加高。砌筑；浇灌：家滤水孔。（2）砌隔墙：在矿柱一侧要砌隔墙，以便回采矿柱时，充填料混入矿石中。外层用予制混凝土砖（300×200×500）砌好，内浇0.5米厚的混凝土，隔墙总厚0.8米。（3）以上工作作完后，可以进行充填。充填料：尾矿砂（脱泥）冶炼厂（炉渣）河砂（很少用）用管道水力输送到采厂，通过滤水井滤水，充填料沉积在采厂内，形成较为密实的充填体。（4）层矿底版0.15~0.2米厚；（相当于学校铺的矿石路面厚）一天后可在其上部凿岩，2-3天后，进行落矿或行自行设备。（5）接顶充填：人工接顶：最上部分层充填时，分成1.5米宽的分条，逐条浇注，先立1米多高的模板，随充填体加高，逐渐加高模板，距顶0.5米时，用石块砖加砂浆砌筑接顶。方法可靠，劳动强度大，效率低，木材消耗大。

170砂浆加压接顶：用液压泵将砂浆沿管路压入接顶空间使接顶空间填满。充填前要作好密闭工作也可用钻孔加压充填。接顶充填，在胶结充填中非常重要。在水泥充填中，因充填体收缩率大，不太重要。混凝土泵和混凝土浇注机风力充填接顶实验。效果好，日本用喷射式接顶，将充填管铺在充填底板，加大充填压力，形成向上的砂浆流，充满顶板。二胶结充填：与水砂充填基本一样。不同：不用滤水，人行井，溜井，只需立摸板。不必构筑隔墙，铺设分层底板和建筑人工底柱。一般，矿房尺寸大，矿柱尺寸大，矿柱用水沙采                      

171                       一、三、评价：优点：矿石损失贫化小。缺点：1.成本高：水砂占采矿直接成本15-20%；胶结占采矿直接成本35-50%。2.充填系统复杂：第一步用胶结，第二步用水砂。两套系统复杂，若都用胶结成本更高。3.阶段间矿柱回采困难：用人工底柱代替，需加快人工底柱的建造速度。••        第四节上向倾斜分层充填采矿法••     此法与上向水平分层充填法的区别是：用倾斜分层回采，在采场内矿石和充填料的运搬，主要靠重力。只能用干式充填。

172••     1、分矿块倾斜分层：如图17-6，充填料自充填井溜至倾斜工作面，自重铺撒，铺设垫板后进行落矿，蹦落矿石靠自重溜入溜井，经漏斗闸门装车。                    回采分三段：1.回采三角底部，以形成倾斜工作面；2.正常倾斜工作面的回采；3.采出三角顶部矿石。由于水砂充填的发展，干式充填优越性不大，用的少。2.连续回采倾斜分层充填法：（不分矿块）应用自行设备出矿，自行设备运充填料。切割只需在一端掘一个切割天井，以形成倾斜工作面，只后则可连续掘进。崩下的矿石沿倾斜面自重溜下，用自行装运设备运出。充填料从回风水平用自行设备运至溜倾斜的靠自重溜下。

173矿石安息角小于充填料安息角，或充填料堆铺木板钢轨。                                  第五节下向分层充填采矿法对矿石很不稳固或矿石围岩均很不稳固。矿石品位很高。价格很高的有色金属或稀有金属矿体，可以用下向分层充填采矿法。

174实质：从上往下分层回采和逐层充填，每一分层的回采工作是在上一分层人工充填层假顶的保护下进行。回采分层为水平的或水平成4°-10°（胶结充填）或10°-15°（水力充填）倾斜，倾斜分层主要为了充填接顶（每分层充填都需接顶）也有利于矿石运搬。对凿岩和支护稍有影响。一、下向分层采矿法：1.布置参数：阶段高30-50米；矿块长30-50米；宽等于矿体的水平厚度。不留顶底柱，间柱。

175 2.采准切割：运输巷布置在下盘接触线处或下盘岩石中。天井布置在矿块两侧的下盘接触带。矿块中间布置一个溜矿井。

176随回采分层的下降，行人天井逐渐被混凝土天井代替，而溜矿井从上往下逐渐消失。切割：每一分层回采前，在下盘接触带的天井处沿下盘掘切割巷，当矿体形状不规则或厚度大时，也可布置矿体在中间。3.回采：（1）进路式：当δ〈6米时，沿走向布置两条采矿巷，先采下盘后采上盘；当δ〉6米时，采矿巷道与切割巷道垂直或斜交，且采取间隔回采，即采一条，再间隔采另一条。把采完的充填之后，再采留下的一条。（2）分区壁式回采：将每一分层按回采顺序划分为区断，以壁式工作面沿区段全长推进。回采工作面的溜井为中心，按扇形布置，每个分区100m2以内。回采分层高度：一般为2~2.5~3米，回采巷道宽为2~2.4~3米，用浅孔落矿，孔深1.6~2米。多用7~14KW的电耙，或用自行设备，输送机等（国外）。巷道多用木棚支护，间距为0.8~1.2米。壁式工作面用带长梁的成排立柱支护，排距2米，间距0.8米。充填前要作好下列工作：清理底板，铺设钢筋混凝土底板，钉隔离层及构筑脱水砂门等。钢筋混凝土底板，一般采用直径10~12mm的主筋和直径6mm的副筋，网度为200×200-250×250mm2。巷道回采时，主筋应垂直巷道布置，其端部做成弯钩，以便和相邻巷道的主筋连成整体。采用水泥：砂：石等于1：17：29的混凝土体积配比，要求达到100-150号。钉隔离层就是将准备充填的巷道或分区与未采部分隔开，预防充填体的坍塌。每隔0.7米架一根立柱，柱上钉一层网度为20×20×25mm2的铁丝网，在底板处留出200mm长的余量并弯向充填区，如图17-10。

177 脱水砂门设在切割巷道中靠待充填巷道或分区边界上，用混凝土砖或红砖砌筑的墙，墙中埋设若干短竹筒或钢管，每隔0.5米设一排，每排2-3根。开始只砌1.2-1.5米高，随充填料的加高逐步加砌直到接顶。若回采巷道长读大于50米，应设两道脱水砂门。如图7-11。

178 充填：充填管紧贴顶梁，于巷道中央并向上仰斜5°架设，以利充填接顶，其出口距充填地点不宜大于5米。若巷道很长，应分段充填。若下砂方向与泄水方向相反，可采用由远而近的后退式充填。整个分层巷道或分区充填结束后，再在切割巷道底板上，铺设钢筋混凝土地板和构筑脱水沙门，然后充填。切割巷道填充完毕，再做好闭层工作，即可开始下一分层的切割和回采工作。二．下乡分层交接充填采矿法他与下向分层水力充填采矿法的区别，仅在于充填料不同，从而取消了钢筋混凝土底板的钉隔离层，只需在回采巷道两端构筑混凝模板。一般用巷道回采，高3-4米，宽3.5-4米，甚至7米，主要取决于充填体的强度，巷道倾角4-10°

179，大于充填料的漫流角。如图17-13，回采巷道间隔回采，逆倾斜掘进，顺倾斜充填，利于接顶。上下层交错布置，防止上部胶结体脱落。用潜孔落矿。充填体侧部，经5-7昼夜便可回采，其下部，至少要经过两周才能回采。对于深部矿体（500-1000米或更大）或地压较大的矿体，充填前在底板浦钢轨或圆木，底梁上铺金属网，使钢绳与上层的底梁连接，使充填体呈钢筋混凝土结构。三．下乡分层充填采矿法的评价适用于：复杂的矿山开采条件，如围岩很不稳固，或围岩或矿石很不稳固，以及地表和上覆岩层需保护等。代替分层崩落法，效果好。下向分层胶结充填法优点多些：矿石损失很小，3-5%，依步骤回采。缺点：能力低。 第六节分采充填采矿法当矿脉厚度小于0.3-0.4米时，只采矿石，工人无法在其中作业。必须分别回采矿石和围岩，是采空区达到允许工作的最小厚度（0.8-0.9米），采下的矿石运出采场，而采掘出的围岩充填采空区。也称为削壁充填法。适用于：开采极倾斜极薄矿脉。

1801.结构参数：矿块尺寸：段高30-50米，长（天井间距）50-60米。运输巷道，一般切下盘岩石掘进。为缩短矿石的耙运距离，常在矿块中间假设顺路天井。自下向上回采：先采矿石：矿石易采；先采围岩：围岩易采（下盘围岩）落矿前为了减少矿石损失，铺设垫板，木板，铁板，废运输带等。落矿：采用小直径炮孔，间隔装药，进行松动爆破。特殊问题：开掘围岩的宽度，最好正够采场充填。MyKy=(Mq+My)k式中My——采掘围岩的厚度，m;Mq——矿脉厚度，m;Ky——围岩崩落后的松散系数（1.4-1.5）；k——采空区需要填充的系数（0.75-0.8）。一般情况下，由于矿脉很薄，掘出的岩石往往用不了，要设废石溜井运出部分岩石。70年代后，为了创造机械化条件，采幅有增大的趋势，在采幅较宽时，可用0.15m3耙斗的电耙运矿（1.2-1.3米）。开采缓倾斜极薄矿脉，也可用此法。但充填空区的岩石需辅助大量体力劳动。评价：是开采极薄的贵重金属矿的好方法，由于混采溜矿法。问题：1.一般铺设垫板质量达不到要求，矿石损失较大（7-15%）；

1811.1.       矿脉很薄，崩矿时带下废石，贫化率高（15-20%）。改进：1.研制适合窄工作面条件下做业的小型机械设备；2.2.     研究有效的铺垫材料和工艺。 第七节第七节       方框支架充填采矿法在矿体厚度较大（中厚以上），矿石和围岩极不稳固，矿体形态及其复杂（厚度，倾角和形状变化很大），矿石贵重等条件下，方框支架充填采矿法，还是一种有效的采矿方法。特点：系统的用方框支架配合充填支护采空区。每次回采的矿石等于方框支架大小的分间，每分间矿石采出后立即架设方框并把它楔紧，然后进行充填（一般为干式充填），如图17-15。回采：回采工作从阶段水平底板开始，或者从顶板开始，留底柱情况很少见。第一分层回采时，方框要架设在地梁上，在其上部铺木板作为方框支架的基础，为下阶段回采创造有利条件。溜矿井和人行天井，均设置在方框支架中（间隔4~6个方框），用木板充填料隔开。最上一层方框进行落矿作业，第二层进行矿石运搬；在每一作业层方框上铺设木板，作为作业台。当矿体厚度大于12米时，垂直走向布置矿块，用垂直分条或矿块进行回采。评价：劳动效率低，坑木消耗大，不便实行机械化回采，回采成本高。第八节矿柱回采

182用两步骤回采的充填法，矿房回采后，空场为充填材料为矿柱回采创造力良好的条件。因此，在采准设计中，必须统一考虑矿房和矿主的回采方法及回采顺序。一、胶结充填矿房的间接回采（包括矿房两侧砌混凝土墙的）间柱的回采方法有：上向水平分层充填法、下向分层充填法、留矿法、房柱法。当矿岩较稳固时，用上向水平分层充填法或溜矿法（图17-16，17-17），底部间柱高5~6米，需用胶结充填，上部用水砂充填。当必须保护地表时，建筑回采用胶结充填，否则，可用水力充填。

183在顶板稳固的缓倾斜或倾斜矿体中，当矿房胶结充填体形成后，可用房柱法回采矿柱（图17-18）。

184当矿石和围岩不稳固或胶结充填体强度不高，应采用下向分层充填法回采间柱（17-19）。

185二、松散充填矿房建筑回采用干式充填法或水砂充填法回采或空场法随后充填的条件下：1.1.用充填法采：间柱两侧留1~2米矿石，以防充填料贫化。2.2.用崩落法采：图17-20，有底柱分段崩落法。第一分段，要能控制两侧矿房上部顶底柱的一半，这样顶底柱间柱可同时回采。在控制范围之内的充填料可事先放出，之后崩矿回采。三、顶底柱回采

1861.构筑了人工假底的：用上向水平分层充填法；2.上覆岩允许崩矿：用无底柱分段崩落法采。    第九节小结1.1.适用条件：（1）（1）       围岩含水；（2）（2）       江河，海附近；（3）（3）       露天地下同时开采；（4）（4）       火灾危害的矿山；（5）（5）       形态非常复杂的高品位（6）（6）       深部开采〉600米；（7）（7）       矿山围岩不稳固。2.2.特点：能比较致密的充填采空区，效果较好。有效的维护围岩，顺利地采出矿石。3.3.问题：工艺复杂。有的效率很低，成本增高；

187有的劳动强度大；有的水泥耗量很高。1.4.发展前途：很有前途。由于管道输送等新技术的发展，由于好采的资源越来越少，采矿向深处发展。充填法将是有效的采矿方法。研制新的充填材料及充填工艺是发展充填法的有效途径。第十八章采矿方法选择第一节择选采矿方法的基本要求一正确合理的采矿方法必须满足:1安全:所选择的采矿方法必须保证工人在采矿工程中能够安全生产,有良好的作业条件.2矿石贫化小:选择的采矿方法要贫化小,矿石质量高.3矿石回采率高:一般要求矿石回采率应在80-85%以上.4生产效率高:要尽可能的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:经济效益高低主要是只矿山产品成本的高低和盈利的大小.6遵守有关法规要求: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有关要求.第二节影响采矿方法选择的主要因素影响采矿方法选择的主要因素有两个方面:矿床地质条件和开采技术经济条件.一矿床地质条件:1矿石和围岩的物理力学性质决定采场地压管理方法和采场的结构参数.2矿体产状:矿体产状主要指倾角,厚度和形状等.矿体的倾角重要影响矿石在采场内的运搬方式而且倾角对运搬的影响还与厚度有关.3矿石品位及价值:开采品位叫高的富矿,价值高的贵金属和国家稀有金属矿石,则应采用回采率较高的采矿方法,例如充填法.反之,宜用成本低效率高的采矿方法,例如分段或阶段崩落采矿法.4矿石内有用成分的分布及围岩矿物成分.5矿体赋存深度:500-600米以上时用崩落法或填充法

1886矿石和围岩的自燃性与结块性:矿石发生火灾可能性大时不宜采用留矿法和阶段崩落法.二开采技术经济条件:1地表是否允许陷落:地表不允许陷落时必须采用维护采空区不会引起地表岩层大规模移动的采矿方法如胶结充填法.2加工部门对矿石质量的技术要求.3技术装备和材料供应:尽量选择不用或少用木材的采矿方法.4采矿方法所要求的技术管理水平:选择的采矿方法应力求简单,工人容易掌握,管理方便.第三节采矿方法的选择采矿方法的选择分三个步骤:第一步,采矿方法初选;第二步,技术经济分析;第三步,详细技术经济计算,综合分析比较.一采矿方法初选:首先就技术可能性提出一些采矿方案;其次时根据各方案的主要优缺点,淘汰掉具有明显缺点的方案.二采矿方法的技术经济分析:1矿块工人劳动生产率2采准切割工作量及时间;3矿块生产能力;4主要材料消耗量;5矿石的损失率和贫化率;6采出矿石的直接成本.三采矿方法的综合分析比较1方法初选:根据上述矿床开采技术条件初步选出可用的采矿方法.2技术经济分析:根据矿块的生产能力,采准工作量,矿石的损失率和贫化率,劳动生产率等主要技术经济指标进行分析.3综合分析比较:根据设计条件计算出每个方案的生产能力,采准切割工程量,矿石回采率,矿石贫化率,精矿产量,劳动生产率,基建投资等项,逐项分析对比,最后综合权衡结果.  

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