VCR法矿山设计.docx
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VCR法矿山设计
采矿方法课程设计说明书
第一章矿床地质与开采技术条件
某铁矿床地质储量为
万吨，其中A级储量
万吨，B级储量
万吨，C级储量
万吨，零星矿体D级储量
万吨，该矿体为接触交代矽卡岩型磁铁矿床。
设计范围为
水平以上，地面标高
左右，矿体倾角在
间变化，倾角缓的和陡的矿体基本相同，矿体厚度在
间变化，矿体走向长度为
。
矿体顶板围岩为结晶灰岩，裂隙发育，较完整，稳定性较好，底板为透辉石、石榴子石矽卡岩和闪长岩，裂隙发育，矿体上下盘围岩稳固性较好。
采空区距地表最近处有
左右，地表有村庄、农田和工业区，地表不允许冒落。
矿体以磁铁矿为主，属粒状结构，块状构造，比较坚硬，上下盘围岩也比较坚硬。
矿石重度
，品味
，围岩体重度为
，松散系数为
，矿石
系数为
，岩石
系数为
。
第二章采矿方法的选择
一．采矿方法初选
由于地表有村庄、农田和工业区，不允许陷落，所以崩落法是不适用的，只能用空场采矿法或充填采矿法。
根据矿体的产状、矿石和围岩的物理学力学条件，可初步选出若干情况，如表1。
序号
开采技术条件名称
矿山开采技术条件
可选用的采矿方法
初选方案
1
矿石稳固性
稳固（f=8～10）
空场法、充填法
分段矿房法、阶段矿房法、阶段充填法
2
围岩稳固性
稳固（f=8～12）
空场法、充填法
3
矿体倾角
15º～70º
分段矿房法、阶段矿房法、阶段充填法
4
矿体厚度
10～50m
分段法、阶段矿房法，阶段充填法
5
地表是否允许陷落
不允许
空场法、充填法
6
矿石松散系数
1.5
空场法、充填法
磁铁矿的品位很高，开采价值大，故要求损失贫化小，且采空区距地表较近，地表的村庄和工业区等不允许地表有沉降和冒落现象，因此应选择阶段充填法，排除分段矿房法和阶段矿房法。
阶段充填法是指用空场法回采矿房或间柱，及时用充填料一次充填采空区，目的是支撑上下盘围岩或周围的充填体，为间柱或周围采场的回采创造条件的采矿方法。
主要包括；分段空场嗣后充填法，阶段空场嗣后充填法（常称大直径深孔采矿法）,VCR法等。
初选采矿方法有：
分段空场嗣后充填法，阶段空场嗣后充填法,VCR法。
二．技术经济分析
具体方案及各自矿房结构参数如下：
1．分段空场嗣后充填法
将采场划分为若干分段，可以同时在几个分段进行，并及时用充填料充填采空区。
当矿体厚度为
时，矿房沿走向布置，矿体厚度即为矿房宽度（定为
），矿房长度为
；当矿体厚度为
时，矿房垂直走向布置，矿体厚度即为矿房长度（定为
），矿房宽度为
。
沿走向布置的分段空场嗣后充填法
如图2-1，分段出矿，用无轨设备运装矿石。
垂直走向布置的分段空场嗣后充填法
分段矿房垂直走向布置时，构成要素与沿走向布置基本相似，此处就不再分析了。
图2-1沿走向布置的分段空场嗣后充填图
2.阶段空场嗣后充填法
阶段空场事后充填法即常称大直径深孔采矿法的一种。
不用划分分段，如图2-2.
图2-2阶段空场嗣后充填法图
3．VCR法
VCR法是球状药包垂直后退式采矿法的简称，也是大直径深孔采矿方法之一，如图2-3。
图2-3VCR法图
三．综合分析比较
对以上三种采矿方案作以下技术经济比较，如表2-1：
表2-1采矿方法技术经济比较表
技术指标
分段空场嗣后充填法
阶段空场嗣后充填法
VCR法
采场生产能力
高
高
高
采切工程量
较大
小
较小
每米崩矿量
8～35t
20～60t
20～35t
矿石损失率
较高
高
较高
矿石贫化率
较高
高
较低
采矿成本
较低
低
较低
劳动生产率
较高
高
较高
采场生产能力
高
高
高
劳动强度
小
小
小
地震效应
较大
大
小
对周围充填料的影响
较大
大
小
安全性
好
好
好
社会效益
好
好
好
经各项技术经济比较，由于分段空场嗣后充填法有采切工程量大、矿石贫化率高、采矿成本高、地震效应大等缺点，予以排除；而阶段空场嗣后充填法有矿石损失贫化率大、劳动生产率高、地震效应大等缺点，排除。
故应选择VCR法来开采矿床。
第三章采矿方法构成要素
当矿体厚度为
时，矿房沿走向布置，矿体厚度即为矿房宽度，矿房长度为
；当矿体厚度为
时，矿房垂直走向布置，矿体厚度即为矿房长度，矿房宽度为
。
先采矿房，胶结充填空区，再采间柱，用水砂充填。
阶段高度一般为
.如果矿体倾角较大，倾角和厚度变化小，矿体形态规整，则可采用较大的阶段高度。
间柱宽8m，顶柱厚7m,底柱高7m，底柱采用人工混凝土假底，先回采底柱并将矿石完全放出形成拉底空间，在原底柱处构筑人工假底形成堑沟式底部结构，然后进行矿房回采。
由上部凿岩硐室打下向大孔径平行深孔，爆破时自下而上逐层崩矿，每次崩落矿石由下部堑沟放出一部分（类似浅孔留矿法出矿），最后全部放出。
采用堑沟式底部结构，底部结构的构筑在人工混凝土假底中进行。
采场中间的切割巷道作为YQ—90钻机的凿岩硐室，在切割巷适当的位置掘进一条2m×2.5m的天井作为中深孔爆破的自由面，利用扇形中深孔在人工假底中形成堑沟。
中孔排距为1.2m，孔底距2.0～2.2m，孔深7m左右。
爆破采用粒状炸药装药机装药或条状炸药人工装药爆破。
当自由面形成后，逐排或多排中深孔爆破形成堑沟。
如图3-1：
图3-1扇形中深孔形成堑沟
第四章矿块采准切割工作
一．采准、切割工程的布置
VCR法的采准切割工作主要包括出矿系统、凿岩硐室、拉底工作、采场通风、充填井巷。
出矿系统：
出矿系统集中在采场底部，包括矿石溜井、穿脉巷道、出矿进路。
凿岩硐室：
由上部凿岩巷道扩帮指至整个矿块宽度形成。
拉底工作：
先将底柱回采形成拉底空间，在原底柱处充填混凝土构筑人工假底，并用扇形中深孔爆破形成堑沟式底部结构。
采场通风：
由沿脉运输巷道经穿脉巷道、上部凿岩巷道进入采场，冲刷工作面由回风巷道、回风井筒排出。
回风井及回风巷道里敷设充填管道。
另外还要钻凿人行天井、各采场、硐室间的联络道等井巷。
二．采切工程断面形状及规格
1.矿石溜井
矿石溜井用来溜放和暂存上一阶段及本阶段顶柱采出的矿石，溜至本阶段底部阶段运输巷道运出。
圆形断面，直径3m，长度为阶段高度60m。
2.联络道
各矿块之间的联络道规格都是3m×3m，断面形状为三心拱。
3.出矿进路
出矿进路为三心拱形断面，规格均为3m×3m，出矿进路长度10m，曲率半径10m。
4.凿岩巷道、硐室
顶柱下面的凿岩巷道规格3m×3m，形状为三心拱形。
凿岩硐室长度比矿房长度大3m，宽度比矿房宽1m，长度48m，宽度13m。
以便钻凿矿房边孔时留有便于安装钻机的空间，并使周边孔距上下盘围岩和间柱垂面有一定的距离，以控制矿石贫化和保持间柱垂面的平直稳定。
为充分利用硐室自身的稳固性，硐室墙高为4m，拱顶处全高为5m，形成拱形断面。
为增加安全性，可采用管缝式全摩擦锚杆加金属网护顶。
锚杆网度为1.3×1.3m，呈梅花形，锚杆长1.8～2m，锚固力为68670～78480N。
5.穿脉及拉底巷道
穿脉巷道、拉底巷道4m×3m，拉底高度为6m，自拉底巷道扩帮并向上打平行炮孔将底柱矿石全部采出，再构筑混凝土假底并用扇形中深孔爆破形成堑沟式底部结构。
6.充填回风井
回风横巷规格为3m×3m的三心拱，回风井筒为圆形断面直径3m，长度为60m，从底部结构到上部凿岩硐室。
内部布设充填管道用于下一阶段空区的充填及本阶段底部结构的充填构筑。
7.人行天井
人行天井通往上一阶段底部联络巷道。
用于上部凿岩装药人员、设备进出采场及回采顶柱时设备的运送，经上一阶段的阶段运输巷道进出采场。
圆形断面，直径3m，长度为顶柱厚度7m。
三．采切工程量、施工顺序和施工时间
1．采掘工程量指标
根据所选择的采矿方法，设计计算的采切工程中巷道、硐室的尺寸等计算采切工程量，并根据采切工程量计算采切比等技术指标。
表格如下：
表4-1矿块采准切割工程量表
工作阶段及项目名称
巷道数目
巷道长度（m）
巷道断面（m2）
体积（m3）
工业矿量
采出矿量
占矿块采出量的比例
矿石中
岩石中
合计
矿石中
岩石中
总计
矿石中
岩石中
总计
单长
总长
单长
总长
总长
采准与切割
采准工作
穿脉巷道
凿岩巷道
人行天井
矿石溜井
联络道
回风横巷
回风天井
小计
1
1
1
1
4
1
1
45
-
-
-
-
-
-
45
-
-
-
-
-
-
45
15
45
60
60
12
12
60
15
45
60
60
48
12
60
60
45
60
60
48
12
60
345
10.9
-
-
-
-
-
-
10.9
5.4
7.1
7.1
5.4
5.4
7.1
10.9
5.4
7.1
7.1
5.4
5.4
7.1
490.5
-
-
-
-
-
-
490.5
163.5
243
426
426
295.2
64.8
426
2044.5
654
243
426
426
295.2
64.8
426
2535
2011.05
7531.2
5.44
切割工作
拉底空间
出矿进路
凿岩硐室
小计
1
16
1
45
10
48
45
160
48
253
-
-
-
-
-
-
-
45
160
48
253
-
5.4
-
-
-
-
-
-
-
540
864
2592
3996
-
-
-
-
540
864
2592
3996
16383.6
16383.6
11.84
采切合计
598
4486.5
2044.5
6531
18394.65
23914.8
回采
回采工作
矿房
矿柱
小计
26413.5
1500
27913.5
-
-
-
26413.5
1500
27913.5
114445.35
114445.35
82.72
矿块总计
598
32400
2044.5
34444.5
132840
138360.15
100
表4-2千吨采切比计算结果表
指标名称
计算值
修正系数
修正后值
用长度表示（
）
用体积表示（
）
用长度表示（
）
用体积表示（
）
千吨采切比
4.32
47.20
1.25
5.40
59.00
其中
千吨采准比
2.49
18.32
1.25
3,11
22.90
千吨切割比
1.83
28.88
1.25
2.29
36.10
2．采切工程施工时间
根据表4-1的数据，计算各采切工作的采切工程量分配到每个矿块的长度，天井、溜井总长度为180m，平巷总长度为418m。
再根据采切工程的掘进速度（按平均先进指标取用，斜井、斜坡道70m/月，天井、溜井50m/月，平巷100m/月）计算采切工程施工时间约为7个月。
第五章采场回采设计
一．凿岩爆破工作
1．钻孔
采用垂直平行深孔，凿岩设备采用Simba261型潜孔钻机，炮孔直径
，炮孔间排距3m×3m。
各排平行深孔交错布置或呈梅花形布置，周边空的孔距适当加密，最小抵抗线3.5m。
因为矿岩稳固，边界炮孔应靠近矿体边缘线。
回采矿柱时，边界炮孔应距充填体1～1.5m，防止充填体脱落，一般炮孔距离硐室边不得小于0.7m。
2．爆破
回采矿房时选用球状药包，
型乳化炸药，每个药包重
，炸药密度
爆速为
，临界直径
，爆破漏斗体积
。
爆破程序为测孔、堵孔、装药、堵塞、起爆。
采用垂直孔多层药包微差爆破，毫秒延期时间间隔25～50ms，先爆中心炮孔，后爆边角炮孔。
每层爆破高度3m，最后距上水平9m时，将最后三层的药包同时起爆。
二．矿石运搬
每分层爆破后，放出一次崩矿量的三分之一左右，以形成下次分层爆破的补偿空间，最后一个分层爆破后，整个采场一次出矿完毕。
出矿用两台LF-7.1E型电动铲运机（斗容3.8m3），集中在采场底部出矿，由出矿进路经穿脉巷道运至矿石溜井卸矿，由溜井溜至下阶段阶段运输巷道运出采场。
三．采场通风
新鲜风流通过各阶段副井石门进入下盘沿脉巷道，并进入凿岩硐室和出矿巷道，污风由上盘回风巷道经回风井排出地表。
四．采场顶板管理
由于该矿矿岩稳固性、坚固性均较好且作业人员不进入采场，所以允许较大的暴露面积，地压管理相对简单，无需支护。
矿房采完后形成的采空区进行胶结充填，以稳固充填体来管理地压，为间柱回采创造条件。
间柱回采完后，用水砂或尾砂充填采空区，管理地压防止地表陷落。
五．采空区充填
充填前的准备工作主要是做好采场的密闭工作，使整个采场与外界一切井巷隔开，以防止充填料的流失污染，其次是在隔墙上安装适当的滤水设施，防止采场积水，降低采场底部的压力。
采用铲运机出矿，隔墙构筑在每条出矿进路内，并未堑沟巷道构筑人工顶板。
矿房矿石全部出完后进行胶结充填，根据生产的需要按规定的充填料配比充填。
交接材料水泥标号325，充填能力120～130m3/h，充填料浆浓度71%～72%，灰砂比1:
8。
利用充填体支撑及矿岩自身稳固性回采间柱，然后水砂充填空区。
充填接顶要密实，减少上覆岩层的下沉。
为防止跑浆事故，减少充填体对隔墙的压力，采用分期充填来充填空区，先充5～7m的胶结料，待初凝或脱水后再一次充填直至充满接顶。
为让充填体进行排水和养护，最少要四个月才允许相邻矿房回采。
六．回采工作组织
VCR法回采时先在顶部凿岩硐室中钻凿完所有用于崩矿的的大直径深孔，回采工作只有凿岩爆破、采场通风、出矿三道工序。
表5-1矿块回采循环工作进度表
作业
时间
一班
二班
三班
2
4
6
8
2
4
6
8
2
4
6
8
凿岩爆破
3
通风
1
出矿
4
同时工作的台班
1
第六章矿柱回收及采空区处理
一．矿柱回收
所选采矿方法矿柱回收主要是底柱和顶住，间柱与矿房尺寸相同，实质上是矿房。
而顶柱、底柱则是纯粹真正意义上的的矿柱，回收方法如下：
1．底柱回采
在采切阶段就已完成，在采场中央掘进垂直矿体走向的拉底巷道，由拉底巷道向两侧扩帮至该矿房边界，形成爆破补偿空间，打上向平行炮孔崩落底柱矿石，完成底柱回采。
矿石在底部由铲运机运搬至溜井溜至下阶段阶段运输平巷。
2．间柱回采
先回采矿房胶结充填空区，在两侧矿房充填体固化之后回采间柱，由胶结充填体支撑围岩，用回采矿房相同的方法，即在顶部开掘凿岩硐室并打下向大直径深孔球状药包落矿回采间柱，间柱矿石全部放出后充填空区。
铲运机出矿。
3．顶柱回采
分层分条回采，在凿岩硐室内钻凿上向浅孔崩矿，铲运机出矿，经上阶段矿石溜井溜至采场底部本阶段阶段运输巷道运输巷道。
二．采空区处理
所选采矿方法为VCR法，即为空场采矿法与充填采矿法的结合方案，空场法回收矿房充填空区以充填体为支承回收矿柱。
VCR法回采矿房形成的空区用充填料胶结充填来支撑围岩、管理地压，为间柱回采创造条件；间柱矿石全部放出之后形成的空区用水砂充填。
第七章采矿方法主要技术经济指标
一．矿石损失贫化的计算
1．矿石损失
由于对矿房矿柱全部回采，所以仅算二次损失，矿房回采时有两侧间柱支撑，回采条件较好，矿石损失少回收率高。
矿柱回采时由充填体支撑围岩，回收率较矿房低。
采用深孔爆破崩落矿石，根据设计手册损失率推荐值5～7%，所以矿块损失率定为
=7%。
2．矿石贫化
该矿矿石品位
=46.7%，采用深孔爆破增加废石混入量，增大贫化率，根据设计手册推荐值8～10%，将矿石贫化率定为
=10%。
二．矿石质量指标的计算
1．采出工业储量
矿石贫化率：
矿石工业储量：
采出工业储量：
2．采出矿石量
其中
3．采出矿石品位
其中
4．矿石回收率
5．废石混入率
其中
三．采矿直接成本的计算
根据所选采矿方法以及采准、切割、回采及充填等工艺选择，结合采切工程的各项直接成本，计算各项直接费用，然后求出整个矿块的生产费用并摊销到采出的每吨矿石身上得出采矿直接成本。
如表7-1，为开采一个矿体的花费情况。
表7-1采矿经济数据统计表
项目
经济指标
总成本/元
总花费/元
掘进工作
斜井、斜坡道
70米/月120元/米
1508317.9
5216484.72
天井、溜井
50米/月183元/米
平巷
100米/月115元/米
凿岩工作
柱齿钎头
100元/个
187483.26
钎杆
180元/根
冲击器
200元/个
机油
10元/千克
风
0.65元/米
水
0.6元/吨
爆破工作
炸药
8元/千克
69638
非电导爆雷管
6元/发
起爆线
0.4元/米
出矿工作
铲运机出矿
3.75元/吨
518850.56
充填工作
尾砂水力充填
30元/米
2217195
尾砂胶结充填
95元/米
工人工资
5000元/月
715000
一个矿块的生产成本为5216484.72元，分摊到每吨矿石上，就可算出开采每吨矿石的成本为39.3元。
四．主要技术经济指标汇编
通过以上设计计算，对所选采矿方法的各项技术经济指标进行总结汇编。
计算矿块生产能力、劳动生产率、采切比、矿石贫化率、矿石损失率、采出矿石品位、采矿直接成本、主要材料与动力消耗等主要技术经济指标。
矿块生产能力
660t/d
采矿直接成本
39.3元/t
采切比
5.4m/kt、59m3/kt
采出矿石量
128.555kt
矿石贫化率
10%
矿石损失率
7%
第八章结束语
通过本次采矿方法课程设计，再次回顾了这一个学期所学的专业课知识，特别是采矿方法所学的内容。
在课程设计过程中，通过复习课本、查阅《采矿设计手册》、《采矿手册》等参考资料以及搜索网络资源，对专业课知识也起到了巩固的作用。
在实际工作中，条件是复杂的，我们面对复杂的条件应当正确处理、趋利避害，选择最合理的方法。
这次设计就是对我的锻炼，让我更加全面的了解各种采矿方法，为以后的工作打下了基础，更好的投身到祖国矿物资源开采的大军中，为现代化矿山开采贡献自己的一份力量。
参考书目：
《采矿设计手册·矿床开采卷下》中国建筑工业出版社
《采矿手册》冶金工业出版社
《采矿工程师手册》冶金工业出版社出版，于润沧主编
《金属矿床地下开采》冶金工业出版社，解世俊主编
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