采矿方法课程设计

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第一章采矿地质条件某金矿为接触交代型矿床，矿体平均厚度14m，矿体平均倾角43°，矿体走向850m，埋藏深度为-50m～-180m。矿石主要含有金属及品位为：Cu1.2%、S32.9%、Fe45%。矿石容重3.75t/m³，围岩容重2.63t/m³。上盘围岩为灰岩，下盘为砂页岩，上盘围岩坚固性系数14～16，下盘围岩坚固性系数11-12，矿石坚固性系数6-7，均很坚固，矿石与上下盘围岩均为稳固。矿石松散系数为1.45，上下盘围岩松散系数为1.5。由于含有硫，矿石有自燃性，但无粘结性。矿区水文地质条件复杂，断层较多，局部有破碎带，地表有溪流。矿井设计年产量15万吨。24 第二章采矿方法选择2.1采矿方法选择2.1.1选择依据（1）安全和良好的工作条件；（2）具有合理的、高的采矿强度，满足矿山生产能力要求；（3）采准工程布置灵活性大，对矿体的适应性强，采切工程量小，回采机械化程度高，劳动生产率高，能耗少，矿石损失贫化小，成本低；（4）采矿所需巷道布置在脉外，尽量避免留顶底柱，以提高矿石的回收利用率；（5）矿床水文地质条件复杂，地表不允许陷落，矿石价值高且含硫品位较高，有自燃的可能性，不宜选择大量崩矿或者留有大量矿柱和顶底柱的采矿方法，适宜选择通风条件好、防火条件好的采矿方法。2.1.2采矿方法初选根据矿体地质条件和采矿技术条件选择合适的采矿方法，见表2-1。表2-1采矿方法选择表序号主要的地质及开采技术条件较适合的采矿方法排除的采矿方法名称特征1地表允许崩落的可能性不允许崩落空场法、充填法崩落法2矿石的稳固性稳固空场法、充填法　3围岩的稳固性稳固空场法、充填法　4倾角及厚度平均倾角35°、平均厚度23m上向水平分层充填法、分段（阶段）空场法、分段（阶段）空场嗣后充填法房柱法、留矿法5矿石的品位Cu等贵重金属品位较高上向水平分层充填法、分段（阶段）空场嗣后充填法分段（阶段）空场法、6矿石自燃性与粘结性有自燃性无粘结性上向水平分层充填法、分段凿岩分段出矿嗣后充填法24 根据以上初步分析，可以初选出两种采矿方法：1）上向水平分层充填法；2）分段凿岩分段出矿嗣后充填法。1）上向水平分层充填法（1）方案特征该方法适用于开采矿体上下盘岩石中等稳固以上或稳固性稍差，矿石中等稳固或中等稳固以上的倾斜至急倾斜的中厚至极厚矿的高品位或贵重金属的矿体；特点是将矿块划分为矿房和矿柱进行回采，先采矿房，后采矿柱，矿房或矿柱自下而上分层回采，依次按比例进行充填以维护上下盘围岩，并创造不断上采的作业条件，矿房回采到最后一个分层时，进行接顶充填。（2）矿块布置和结构参数矿房垂直矿体走向布置，长度为矿体水平厚度，宽度为12m；矿房、矿柱交替布置，间柱宽度8m；阶段高度60m；阶段分为7个分段，分段高度9m，每个分段服务3个分层，每个分层高度3m；先采矿柱，后采矿房，矿块底部构筑5m厚的人工混凝土假底，以保证下阶段的回采安全；矿柱采用较高灰沙比进行充填，矿房采用较低灰沙比进行充填，各分层待充填体渗水平场完毕厚后，铺设0.3m厚的砼地板，以利上分层回采时无轨设备的行走。（3）采准切割（图2-1）采用下盘脉外阶段斜坡道采准方式，斜坡道为折返式，断面3.53m，斜坡道的坡度为1:5～1:7，斜坡道与分段平巷连接，分段运输平巷与采场分层进路连接。一个分段负责3个分层。（4）回采分层回采高度3m，采用YSP-45型气腿式凿岩机挑采2.0m，不出矿，炮孔倾角75°，炮孔直径40mm，工人站在矿堆上打水平孔压顶回采到设计高度。每次爆破后通风时间不少于40min，工作面炮烟排净后，安全工进入采场检查顶板，清除浮石。采用铲运机将崩落的矿石卸入溜井，由电机车经阶段运输平巷运往主溜井。崩落矿石出完后，按照配比要求，进行胶结充填。充填渗水通过预先布设的脱滤水管导出采场。（5）方案评价24 该方案仅设溜井，运矿汽车在装矿平巷内装车，既简化采准工程，又提高运矿效率；采用先挑采、后压采的方式，有效地提高凿岩效率，也便于采场顶板的安全管理；使用无轨设备出矿，回采作业机械化程度高；采场布置灵活，便于不同矿种分采；采场形成贯穿风流，通风效果好。但是，压顶回采，凿岩效率相对较低，作业循环较多；无轨设备运行频繁，满足无轨设备通行要求的采准切割工程断面大。参考类似矿山实例，采场生产能力：142.5t·d-1；矿石回采率97.97%，矿石损失率3.03%，矿石贫化率5.17%。图2-1上向水平分层充填法2）分段凿岩分段出矿嗣后充填法（1）方案特征该采矿法适用于开采矿石与围岩稳固倾斜和缓倾斜的高品位或贵重金属的矿体；特点是将阶段内矿体沿走向划分成矿块，矿块划分为分段，24 每个分段内划分为矿房和矿柱，每个矿房都有独立的崩矿和出矿巷道，可视为单独的回采单元。沿走向掘进分段运输平巷和凿岩平巷，沿分段运输每隔距离掘进装矿进路。回采过程中，采用扇形中深孔在凿岩平巷进行凿岩爆破，崩落的矿石自装矿进路在分段底部的V型堑沟进行出矿，为了防止充填体坍塌引起较大的贫化，分段内留3m斜顶柱。矿块分段回采结束后按充填比例进行充填，密闭充填进路，回采上一分段。（2）矿块布置和结构参数矿块沿矿体走向布置，矿块长度40m，间柱宽度6m，矿房长度34m，阶段高60m，矿块宽度为矿体水平厚度，分段高度15m，斜顶柱3m，底部形成V型受矿堑沟，堑沟在矿体内的斜面倾角为45°，装矿进路间距11m。分段回采完毕后，从上分段进行一次充填，充填尽量接顶。（3）采准切割（图2-2）采用下盘脉外阶段斜坡道采准方式。阶段和各分段间由采准斜坡道联通，斜坡道的坡度为21%。自采准斜坡道掘进分段运输平巷、充填回风平巷，自充填回风平巷每隔11~12m掘进装矿进路到矿体下盘，在矿体下盘与围岩边界处由装矿进路掘进“V”型堑沟拉底平巷联通所有装矿进路，靠近矿快间柱位置，向上掘进切割天井，再由分段运输平巷，靠近间柱位置，掘进切割横巷达矿体上盘边界处，自切割横巷靠近矿体上盘掘进脉内凿岩平巷；在拉底平巷和切割横巷内分别打上向扇形和平行中深孔，以切割天井为自由面爆破切槽，进行多排同次爆破，爆破后形成立槽。参考类似矿山，标准米千吨采切比为12.52m/kt。（4）回采全部采准切割工作完成后，矿房回采以切割槽为自由面，由矿房一直向另一侧回采崩矿。在分段凿岩巷道中钻凿扇形中深孔，崩矿孔与开沟孔同时起爆，一次崩落3~5排炮孔，每次爆破后通风时间不少于40min，工作面炮烟排净后，安全工进入采场检查顶板，清除浮石。崩落矿石用铲运机将崩落的矿石卸入分段溜井，由电机车经阶段运输平巷运往主溜井。崩落矿石出完后，按照配比要求，进行胶结充填。充填渗水通过预先布设的脱滤水管导出采场。（5）方案评价工人在小断面巷道中工作，回采工作比较安全；回采强度比较大，在一个采场内，工作面比较多，因此，用这种采矿方法开采时，采场可以相对少一些；工作循环，比较简单，通风条件好；使用无轨设备出矿，生产能力大；但是采准工作量大，24 在分段巷道内，不易实现巷道掘进的机械化；矿柱所占矿量比较大，且回采矿柱损失，贫化又比较大；采用中深孔落矿，大块率高，二次破坏作量大。参考类似矿山实例，矿石回采率77.26%，矿石损失率22.74%，矿石贫化率7.55%。采场生产能力443.8t/d。图2-2分段凿岩分段出矿嗣后充填法2.1.3采矿方法技术比较根据以上初步设计计算并结合类似矿山，对所选采矿方法的技术经济比较见表2-2。表2-2采矿方法方案技术比较表序号项目名称方案Ⅰ上向水平分层充填法方案Ⅱ分段凿岩分段出矿嗣后充填法备注1采场生产能力（t/d）142.5443.82矿石损失率(%)3.0322.743矿石贫化率(%)5.177.554方案灵活适应性好较差5通风条件好好6实施难易程度容易容易24 2.2采矿方法终选考虑到厚大矿体，采用空场嗣后充填法，会增大矿石贫化损失率，而高阶段（或者高分段）空场嗣后充填法国内使用技术并不成熟，并根据2.1节采矿方法选择分析，本次设计采用上向水平分层充填法。2.2.1参数确定依据（1）安全和良好的工作条件；（2）矿体为倾斜（平均倾角35°）厚大（平均厚度23ｍ）矿体，矿体走向长度（300m）较长，埋藏深度（-50～--180m）；（3）矿石稳固（f=6-7），上盘围岩稳固（f=14-16），下盘围岩稳固（f=11-12）；（4）采切工程量小，回采机械化程度高，劳动生产率高，能耗少，矿石损失贫化小，成本低；2.2.2矿块布置与结构参数矿块垂直于矿体走向布置，长度为矿体水平厚度，阶段高度60m；矿房、矿柱交替布置，矿房宽度为12m，矿柱宽度8m；将阶段划分为分段，分段高度9m，每个分段负责3个分层，分层高度3m；先采矿柱，后采矿房，矿块底部构筑5m厚的人工混凝土假底，以保证下阶段的回采安全；回采过程中，最小控顶高度2m，最大控顶高度5m，矿柱采用较高灰沙比进行充填，矿房采用较低灰沙比进行充填（降低充填成本），各分层待充填体渗水平场完毕厚后，铺设0.3m厚的砼地板，以利上分层回采时无轨设备的行走。24 第三章矿块采准与切割工作3.1采切巷道的布置由于矿石品位高、有自燃性，为了减少矿柱损失且满足机械化上向水平分层充填法的工艺要求，采用下盘脉外阶段斜坡道采准方式。3.1.1采准巷道的布置主要采准工程有斜坡道、分段运输平巷、分层出矿进路、充填回风井、溜井及穿脉等矿石回采工作必不可少的巷道。（1）斜坡道斜坡道采用折返式布置，它是铲运机及人员、材料设备在不同分段，不同阶段之间实现自由快速移动的重要通道，因需要布设必要的管线电缆，且要考虑行人需要。因此，其规格3.5m×3.0m，转弯半径取10m~15m，坡度取20%。（2）分段运输平巷分段平巷沿矿体走向布置，负责分段矿房的出矿。每个分段平巷负责三个分层的回采，垂直距离为9.0m。为保证分层出矿进路坡度满足无轨设备爬坡能力要求，分段平巷距矿体下盘19.5m左右，且与分层出矿进路之间的内侧转弯半径保证3.4m以上，断面尺寸与斜坡道（3.5m×3.0m）相同。（3）分层出矿进路每个分层均布置一条分层出矿进路，沟通采场和分段平巷。其中，下向分层出矿进路为运矿重车上坡，坡度取2°；上向分层出矿进路为重车下坡，坡度取18°。下向分层出矿进路采用普通掘进方法形成，水平分层出矿进路则在向下的分层出矿进路顶板挑顶形成，而上向出矿进路则由水平出矿进路上挑形成。挑顶崩落的废石，可用来充填该分层出矿进路。分层出矿进路断面规格同样要求满足无轨设备运行安全、方便，与斜坡道相同（3.5m×3.0m）。分层出矿进路布置在采场中央，以利于铲运机作业，且采场开口阶段作业效率高，采场两侧边界易于控制。采场充填时，用木板封闭分层出矿进路。24 （4）充填回风天井充填回风井是采场通风和下放充填料的重要通道，位于靠近下盘的矿体中，一方面，可以用来下放充填料浆及回风使用，另一方面，可以实现探采结合，充分摸清阶段上部的矿体分布情况；断面尺寸为2.0m×2.0m，沿矿体倾向布置，倾角为矿体倾角。（5）放矿溜井考虑到铲运机有效运输距离150m，放矿溜井间距140~160m，同时服务于7~8个矿块，断面尺寸为Ф2.0m，为了减少卸矿横巷的长度，采用倾斜溜井，倾角为75°；为了防止上下分段卸矿相互干扰，卸矿横巷与放矿溜井间用分支溜井连通。（6）卸矿巷道卸矿横巷连通分段平巷和放矿溜井，供多个矿房使用，断面尺寸与分段运输平巷同（3.5m×3.0m）。（7）穿脉穿脉位于矿房或矿柱中央，起到探矿、连通相邻矿脉、通风及铲运机运行的作用，断面要求与斜坡道断面相同（3.5m×3.0m）。3.1.2切割巷道的布置切割工作主要是拉底，不另外打巷道，以采准工程中的穿脉（采准切割合二为一）为自由面和补偿空间扩大到矿房底部全面积形成拉底空间，以穿脉为自由面用YSP-45上向式凿岩机向两边扩帮至采场两边边界，局部出矿后，向上一分层挑顶形成5.0m的控顶高度。然后，砌筑3.0m高的高标号胶结体假底，剩2.0m作为继续上采的作业空间。砌筑假底时，要预先铺设好脱滤水管，并根据实际情况考虑加一些钢筋。3.2主要运输设备（1）铲运机由SANDVIKTAMROCK公司生产的TORO系列铲运机有着安全、可靠、舒适和高效的优点，为了满足矿山生产能力要求，本设计中选用TORO400E型铲运机，324 台正常生产，2台备用，该型号电动铲运机的主要技术参数见表3-1。表3-1TORO400E型铲运机主要参数斗容（m3）额定载重（t）铲取力（KN）最小转弯半径（mm）外形尺寸（mm）最大卸载高度（mm）最小卸载距离（mm）理论生产能力（万t/台·年）内侧外侧长宽高3.89.6204335066609736240023201600154518~21（2）电机车与矿车根据该矿山20万吨/年的设计生产能力，选用ZK10-6/250型电机车（主要参数见表3-2）配YCC2（6）型测卸式矿车（主要参数见表3-3）。表3-2ZK10-6/250型电机车主要参数表粘着质量（t）轨距（mm）直流电压（v）牵引力（KN）牵引速度（km/h）主要外形尺寸（mm）受电器工作高度（m）总长宽度牵引高度轨面到顶棚高1060025013.05114530135443015501.8~2.2表3-3YCC2（6）型测卸式矿车主要参数表车箱容积（m3）轨距（mm）外形尺寸（mm）线路中心距（mm）长宽高26001650980116015003.3阶段运输平巷的断面形状和规格3.3.1断面形状和支护形式阶段运输巷道服务于整个阶段和上一阶段，服务年限较长，单轨运输，巷道较宽，故采用拱高f0=B0/3的三心拱，下盘围岩稳固（f=18～24），可以不进行支护，破碎地段可喷射混凝土进行支护。3.3.2巷道断面尺寸（1）巷道净宽度B0由表3-1和表3-2可以确定设备的宽b=1354mm，高h=1550mm。查采矿手册知运输电机车与支护之间的安全间隙b1=300mm，人行道宽度b2=900mm24 ，所以巷道净宽B0：B0＝b1+b+b2=300+1354+900=2554mm，按50mm取上，故B0取2600mm。（2）道床参数根据该巷道的运输量及采用的运输设备，查采矿手册可以选用22kg/m的钢轨，钢筋混凝土轨枕，巷道底板水平与轨面水平的间距h6=400mm，底板至道渣面的高度h5=250mm，故h4=h6-h5=150mm。（3）巷道净高H0①拱高f0及其它参数f0＝B0/3=867mm大圆弧半径R＝0.692B0＝1799mm小圆弧半径r=0.261B0=679mm②巷道墙高h3A按电机车架线要求确定设电机架线导电弓子之半k=400mm，轨面到顶棚的高度取H1＝2080mm。非人行道一侧，轨道中心线至墙的距离a=b/2+b1=677+300＝977mm，cosα＝0.554由于，故架线弓子是在大圆弧断面内，应按下式计算h3B按人行要求计算巷道墙高h3,即按以上两种要求计算后h3取其中的最大值2045mm，按10mm取上，则h3=2050mm。故巷道净高度H0=f0+h3-h5=867+2050-250=2667mm，巷道断面图如3-1所示。24 图3-1阶段运输平巷断面图3.4采准切割工作3.4.1采准切割工艺采用下盘脉外阶段斜坡道（3.5m×3.0m，坡度20%）采准方式，自阶段运输平巷在相邻矿房与矿柱中间掘进穿脉（3.5m×3.0m）到达矿体下盘边界，自穿脉沿矿体下盘边界处在矿体内掘进充填回风天井（2.0m×2.0m）至上阶段穿脉,在穿脉的合适位置，掘进溜井（Ф2.0m，倾角为75°）。从采准斜坡道按分段高度掘进分段运输平巷（3.5m×3.0m），由分段运输平巷在采场中央位置掘进分层联络道（3.5m×3.0m，坡度2°~18°，上分层联络道由下分层联络道挑顶完成）。自分段运输平巷掘进卸矿横巷（3.5m×3.0m）24 联通阶段溜井，为了防止上下分段卸矿相互干扰，卸矿横巷与放矿溜井间用分支溜井连通。以上巷道一般不支护，破碎地段可采取喷锚支护，由此完成矿块的采准工作。切割工作主要是拉底，即以穿脉为自由面和补偿空间扩大到矿房底部全面积形成拉底空间，以穿脉为自由面用YSP-45向两边扩帮至采场两边边界，局部出矿后，向上一分层挑顶形成5.0m的控顶高度。然后，砌筑3.0m高的高标号胶结体假底，剩2.0m作为继续上采的作业空间。砌筑假底时，要预先铺设好脱滤水管，并根据实际情况考虑加一些钢筋。3.4.2采准切割工程量计算采准切割工程量时以矿块为单位，需考虑了以下两点因素：（1）阶段运输平巷计入开拓工程量中，采准切割工程量计算中不予考虑；（2）阶段斜坡道、卸矿横巷及分段溜井服务于整个中段的多个矿块，计算时均不考虑。根据上述原则减免后的标准采场主要采切工程量如表3-4所示。采准切割表3-4矿块采准切割工程量工作项目断面规格/（m×m）条数单长/m长度/m工程量/m3脉内脉外合计脉内脉外合计1、分段运输平巷3.5×37200140140014701470.02、分层联络道3.5×32023.50470470049354935.03、充填回风井2.0×2.0273.2146.40146.4585.60585.64、穿脉3.5×3282.636.6128.6165.2384.31350.31734.6小计　　　183　738.6　921.6969.9　7755.38725.2矿块矿量（kt）71.26千吨采切比921.6×1.1/71.26=14.22m/kt（自然米）；8752.2×1.1/71.26=135.10/kt（标准米）；注：不均匀系数取1.1巷道合计总长度921.6m（脉内183m，脉外738.6m），合计总体积8725.2m3（脉内969.9m3，脉外7755.3m3）。采场采出矿量为∶24 式中：－矿块长度，18.3m；－可采高度，60；－采场宽度，20m（矿房12m，矿柱8m）；－矿石体重，平均3.14t·m-3；－采矿回收率，98%；a－矿石贫化率，5.17%；故矿块的千吨采切比14.22m/kt或135.10/kt。3.4.3采准切割成本采准切割的成本计算以矿块为单位，阶段运输平巷算入开拓工程，阶段斜坡道、卸矿横巷以及溜井为多个矿块公用，参考类似矿山指标，采准切割成本计算如表3-5所示。3-5矿块的采准切割费用表工程项目工程量（m）单价（元/m）金额（元）1、穿脉165.218002、斜坡道9.81800176403、分段运输平巷140.018004、溜井8.31600132805、充填回风井146.416006、分层联络道47018007、卸矿横巷21.5180038700合计961.2采切成本（元/t）23.8采切成本W=Y/Q，元/t；式中Y-矿块采切总费用，元，取值元；Q-矿块采出总矿量，t，取值71260t；故采切成本W=Y/Q=/71260=23.8元/t24 3.4.4采准切割循环图表计算采准与切割工作时间以矿块为单位，阶段运输平巷算入开拓工程，不予计算，掘进速度参考类似矿山指标，中段采准切割工作进行见表3-6。表3-6矿块采准切割工作进图表24 第四章回采计算4.1凿岩爆破4.1.1凿岩设备上向水平分层充填采矿法一次回采矿体厚度较小，不需要打深孔或中深孔，普通的浅眼凿岩设备可满足要求。因此凿岩设备可选用7655气腿式凿岩机和YSP-45上向式凿岩机，7655气腿式凿岩机可以钻凿水平、倾斜向下和微倾斜向上的炮孔，适合钻凿中等坚硬和坚硬的矿岩；YSP－45可以钻凿60°~90°的向上炮孔。选用凿岩机的主要技术参数如表4-1所示：表4-1凿岩设备主要技术参数凿岩机型号机重（kg）全长（mm）冲击频率（次/min）使用风压（Mpa）使用水压（Mpa）钻孔直径（mm）最大孔深（m）推进方式765524620>21000.2~0.30.2~0.334~425FY-200YSP-454468027000.50.2~0.335~426自带轴向推进器4.1.2炮眼布置和崩矿参数的选择设计（1）炮眼布置方式由于分层高度为3m，为提高凿岩效率，便于分层采场顶板的安全管理，采用先挑采后压顶的工艺，即先用YSP-45型凿岩机一次凿完挑采孔（孔深2.0m，直径），分次爆落矿石，但不出矿，工人站在矿堆上用YSP-45凿岩机再打水平孔压顶回采到设计高度。（2）炮孔参数根据选用凿岩设备可钻孔径及矿石的坚硬性取炮眼直径为40mm，选用的直径为32mm药卷。最小抵抗线W和孔口距a一般用下列经验公式确定：W＝（25~30）d,ma=（1~1.5）W，m式中d-炮眼直径，m。24 所以挑采设计孔距1.2m、排距1.2m，边眼眼距适当减小，边眼与采场轮廓线间距0.8m~1.0m，各排孔之间错开呈梅花状布置，孔深2.0m。压采孔只有一排，设孔距1.2m，抵抗线为1.0m，孔深2.0m。根据炮孔布置及分层采场参数，矿块每个分层采场可布置278个(矿房154个，矿柱124个)挑采炮孔，164(矿房91个，矿柱73个)个压采炮孔，合计孔深928m。（3）崩矿参数一个采场挑采孔分两次爆破，压采孔从矿体下盘往上盘依次爆破，矿块分层矿量Q=3563t，炮孔总长度l=928m，故每米炮眼崩矿量q：q=Q/l=3563/928=3.9t/m³4.1.3采场的凿岩时间和所需要的凿岩机台根据采矿手册知7655气腿式凿岩机台效为40~50m/台·班；YSP-45型凿岩机凿岩台效为50~70m/台·班。本设计中7655气腿式凿岩机台效取45m/台·班，YSP-45型凿岩机凿岩台效取60m/台·班，一个采场配2台7655气腿式凿岩机和2台YSP-45型凿岩机，同时作业的纯凿岩时间为9个班（3d）。4.1.4炸药单耗与起爆方式用普通2号硝铵岩石炸药炸药爆破，炸药单耗可以按照表4-2选取，并结合类似矿山炸药单耗取0.27kg/t，故每个炮孔装药1.2kg，装药系数为0.6。装药采用人工装药，将起爆药包靠近眼底进行反向起爆，堵塞长度为最小抵抗线W的一半左右，爆破网路采用塑料导爆管和豪秒雷管微差起爆网路联接，联线方式为串并连，为减小爆破震动，从下盘向上盘分次起爆，各排炮孔间微差起爆，一次起爆延续时间控制在200ms内。起爆器材主要有雷管、导爆管、连接元件、激发器材等。表4-2井下炮眼崩矿单位炸药消耗量参考值矿石坚固性系数f<88~1010~15单位炸药消耗量（kg/m3）0.26~1.01.0~1.61.6~2.624 4.2通风由于采区的空区随着工作面的推进而不断增大，爆破通风时间也不断增加，每次爆破之后要保证通风40min以上。新鲜风流从斜坡道、分段平巷和分层出矿进路进入采场，冲洗工作面后，污风由上盘回风充填井排入上中段回风平巷，为改善通风效果，可在回风充填井顶部设置辅扇加强通风。4.3采场顶板地压管理采场爆破并经过有效通风排除炮烟后，安全人员进入采场清理顶帮松石。如果顶板矿岩异常破碎，经撬毛处理后，仍无法保证正常作业，可考虑其它顶板支护方式，如喷射混凝土、悬挂金属网及布置锚杆等。二步回采的采场，由于受相邻充填采场充填接顶不充分、充填质量难以保证、充填渗水等影响，矿岩稳固性比第一步矿柱采场要差，顶板安全管理任务更加繁重。除了上述安全技术措施外，在生产过程中，要加强适时安全监督，保证每个工作班组都有专职安全人员，在各生产工作面进行不间断安全检查，发现问题，及时处理。4.4出矿4.4.1铲运机出矿时间计算挑采落矿时不出矿，压采崩矿并经通风排出炮烟、顶板安全检查后，用TORO400E型铲运机（主要参数见表3-1）装矿石，经采场联络道、分段平巷，运至溜矿井卸矿。铲运机的最大理论小时出矿能力按下式计算：（4-1）式中：Qc—铲运机理论出矿能力，t·h-1；u—铲斗容积，m3，取3.8m3；—矿石体重，t·m-3，2.，，取3.14t·m-3；；24 k—铲斗装满系数，k=0.8；m—矿石松散系数，m=1.6；t—铲运机铲装、运、卸一斗的循环时间，s:（4-2）t1—装载时间，s，取80s；t2—卸载时间，s；t3—掉头时间，s，一般取30~40s，取40s；t4—其它影响时间，s，取20s；t5—空重车运行时间，s，；2l—装运卸一次作业循环往返运距，m，取254m；v—铲运机的运行速度，m·s-1，取1.94m·s-1；铲运机的台班生产能力Q=QcTq（4-3）T—班法定工作时间，h，取8h；q—工时利用率，%，取50%；根据（4-1）（4-2）（4-3）式可以知道铲运机台班生产能力Q=400t/台班矿块各分层采场的出矿量为3563t，则纯出矿时间为9班（3d）。4.4.2二次破碎大块直接在采场内用覆土爆破法破碎。这种方法不需打眼，直接将药包搁置在大块矿岩的凹陷部位，用粘性泥土覆盖严实后爆破。4.5充填每分层出矿结束后，及时进行充填，控制地压，阻止地表出现大变形。第一步矿柱空区采用较高灰砂比进行充填，第二步矿房空区采用较低灰砂比进行胶结充填。回采的第一分层都用高灰料比胶结体构筑假底，以提高下阶段采场回采的安全性。为减轻铲运机出矿时对层面的破坏，并降低矿石贫化损失，各分层待充填体渗水平场完毕厚后，铺设0.3m厚的砼地板，24 以利上分层回采时无轨设备的行走。4.5.1充填准备工作（1）出矿完之后，将设备移出采场；（2）架设泄滤水井。泄滤水井布置在采场充填体内，用于充填体滤水，随回采、充填工作进行顺路架设，泄滤水井的断面尺寸一般为（1.2～1.5m×（1.2～1.5m），负责面积为200m2左右；（3）构筑与分层出矿进路间的密闭墙，在回风充填井中央设置隔墙；（4）接通采场充填管路。从上中段回风充填平巷，通过回风充填天井，往采场接通充填塑料管，并将充填塑料管用木质三脚架固定在适当地方，以便采场均匀充填；（5）检查地表充填制备站与充填采场之间的通讯系统；（6）检查充填线路。4.5.2采场充填所有充填准备工作完成后，即可进行采场充填。充填顺序为从下盘向上盘后退式卸料，必须精心组织，做到：（1）根据地表充填料浆制备站充填材料储备情况，确定能连续充填的时间，进而确定每次连续充填的地点与高度；（2）卸放充填料时，要由远而近地向泄滤水井处放砂，以有利充填水从泄滤水井排出；（3）充填料填放面应低于泄滤水井道口50~100mm，以防止充填料从泄滤水井口溢流和跑砂；除去保留的人行通风滤水井，充填量为12151m；（4）卸放充填料结后，用人工或铲运机的料浆扒平，再辅以厚度为0.3～0.4m的高灰比的胶结充填铺面，以提高无轨设备的运行效率且防止粉矿渗入充填体造成贫化；（5）计算采场充填时间12d，采场充填到位后，养护7d，方可进行下一分层的回采作业。24 4.5.3充填接顶采用充填接顶方法是分区、分次加压输送充填料，即在接顶层分区段构筑隔墙，先充1～2次，让充填料沉缩后，再用砂浆泵泵送充填料强行灌入接顶的缝隙中，以利于提高接顶的密实性。4.6生产能力计算整个矿块分20个分层回采，分层回采高度3m，分层矿房的矿量为3.56kt，采充总时间大概25d，则分层采矿能力达142.5t·d-1。对于每一分层的打眼、装药、爆破、通风、撬毛、出矿、平场、充填准备、充填、养护等一系列的工作按主要工序编制采充作业循环表如表4—3所示。表4-3上向水平分层充填法每分层采充作业循环表24 第五章矿柱回采和空区处理5.1矿柱回采在每一分层的回采过程中，按照打眼、装药、爆破、通风、撬毛、出矿、平场、充填准备、充填、浇筑夯底板的工序进行。由于人工矿柱的强度较矿石强度低，在回采矿柱的过程中，充填体形成人工矿柱的崩落会引起矿石贫化，所以回采矿柱的贫化率大于矿房的贫化率，本设计中估计回采矿房的贫化率为4%，回采矿柱的贫化率为6%，其他指标则估计为跟矿房相同。5.2空区处理每分层回采出矿结束后，及时进行充填，充填体起到支护围岩以控制地压，阻止地表出现大的变形，并为上分层矿石的回采提供作业平台。矿房的回采是在矿柱回采充填结束后形成的人工矿柱下进行的。矿房或者矿柱全部回采结束后，进行接顶充填，分区、分次加压输送充填料，即在接顶层分区段构筑隔墙，先充1～2次，让充填料沉缩后，再用砂浆泵泵送充填料强行灌入接顶的缝隙中，以利于提高接顶的密实性及接顶率。24 第六章采矿方法技术经济指标该矿采用上向水平分层充填法，其采矿各项经济技术指标如表6-1。表6-1主要技术经济指标序号项目单位数量备注1地质条件水文条件复杂，地表有溪流，断层较多，局部有破碎带1.1矿石品位：%S-32.9,Cu-1.2，Fe-451.2矿石体重t/m33.751.3矿体厚度m251.4矿体倾角度352设计生产能力万t/a153矿块构成要素3.1阶段高度m603.2长度m18.3矿体水平厚度3.3宽度：矿房m12矿柱m83.4矿块矿量kt71.264千吨采切比自然m/kt14.22m3/kt135.10巷道断面面积较大5采切成本元/t23.80据类似条件矿山计算取得6回采成本元/t15.6根据类似条件矿山取得7采场生产能力t/d142.5理论值8损失率%3.03理论值9贫化率%5.17理论值10充填成本元/t43.6根据类似条件矿山取得11充填能力m3/h40根据类似条件矿山取得24 参考文献：【1】《采矿设计手册》编写组，《采矿设计手册》矿床开采（下），中国建筑工业出版社,1988年【2】《采矿设计手册》编写组，《采矿设计手册》4，冶金工业出版社，1990年【3】解世俊主编，《金属矿床地下开采》，冶金工业出版社1979年【4】昆明工学院周昌达主编，《井巷工程第二版》，冶金工业出版社，1979【5】王英敏主编，《矿井通风与安全》，冶金工业出版社，1979年【6】陶颂霖主编，《凿岩爆破》，冶金工业出版社，1979年【7】《冶金矿山设计参考资料》编写组，《冶金矿山设计参考资料》，冶金工业出版社1979年【8】杨殿主编，《地下矿山设计原理》，中南工业大学出版社，1995年【9】翁春林叶加冕主编，《工程爆破第二版》，冶金工业出版社，2008年24