高分段放矿在无底柱分段崩落法中的应用设计Word文档下载推荐.docx
《高分段放矿在无底柱分段崩落法中的应用设计Word文档下载推荐.docx》由会员分享，可在线阅读，更多相关《高分段放矿在无底柱分段崩落法中的应用设计Word文档下载推荐.docx（25页珍藏版）》请在冰豆网上搜索。
二设计依据……………………………………………………………………2
（一）地质概述……………………………………………………………2
（二）结构参数……………………………………………………………2
（三）落矿参数……………………………………………………………3
（四）爆破落矿……………………………………………………………4
（五）人行、材料运搬及设备……………………………………………4
（六）通风与防排水………………………………………………………5
（七）中央水泵房和水仓的位置及水仓清理办法………………………6
（八）地压管理……………………………………………………………6
（九）井底车场……………………………………………………………7
（十）井底车场主要巷道硐室的支护方式及材料………………………8
（十一）矿井设计生产能力及服务年限…………………………………9
（十二）工作制度…………………………………………………………10
（十三）井下动力供应及照明……………………………………………11
三井下安全管理制度………………………………………………………14
（一）安全管理…………………………………………………………14
（二）通风安全措施……………………………………………………15
四节能环保
（一）井下废水治理……………………………………………………15
五．主要经济技术指标……………………………………………………17
六．结语……………………………………………………………………17
七．参考文献…………………………………………………………………18
一、概述
我国20世纪60年代初从瑞典引进无底柱分段崩落法,采用无底柱分段崩落采矿法开采的铁矿石产量占全部地下开采量的85%以上，大多采用低分段小间距（10×
10m）的结构参数，采用的钻孔设备主要是老式气动凿岩台架，一般极限深度为15~17m。
近40多年来,我国对无底柱分段崩落法的基础理论进行了深入而广泛的研究,也积累了较为丰富的生产实践中经验,成功地解决了地质条件复杂、矿岩松软破碎、采场地压较大的矿体用该法进行回采的技术难题。
目前无底柱分段崩落法主要是向大型结构参数——高分段、大间距、大放矿步距、大型巷道断面、大孔径深孔和采用大型采矿设备方向发展。
其目的在于提高矿山劳动生产率和降低采矿成本,提高矿山的整体经济效益。
此采矿方法的实质是：
随着回采工作的进行，有计划地崩落和下放矿体上部的覆盖层及两盘围岩，以控制地压并及时处理采空区。
在开采分段下部不设由专用出矿巷道所构成的底部结构，分段的凿岩、落矿和出矿等工作均在回采巷道内进行，给使用无轨自行设备作业创造了有利条件。
吉林省白山市板石矿业公司上青矿区是通钢矿业的主要矿石采区。
该矿区分为4、5矿组（南露天），6矿组东端（北露天），6矿组西端和河床矿柱等几个部分组成。
南北露天矿随着矿体赋存条件和开采条件等因素的变化，已陆续转入井下生产，其中南露天已经于1996年6月末完成转井下的基建工程，并于1997年下半年投入生产，北露天转井下的基建工程也于1998年的年初开工。
另外，在6矿组中间位置有一古河床，常年溪水潺潺，把6矿组分为东西两部分，东侧为露天开采，西侧为地下开采，中间留有矿柱，称之为河床矿柱。
该部分矿体随着生产的不断深入，也于2001年开始进行回采。
露天转井下是板石矿业公司的一项重要技改工程，露天580m以上采用露天开采，580m以下转为地下开采。
井采设计的最上层分段标高为568m，而露天5矿组8#矿体600m水平以上均位于露天开采境界以外，568m水平以上保有工业矿量为24万吨，其中585m水平以上为17万吨，为使该部分矿体矿量得到有效回收，保证该部分矿体覆盖层的形成，经过研究决定，对5矿组8#矿体580m以上矿体进行设计回采，回采方案为在585m水平开凿采准巷道，用阿特拉斯科普柯1254深孔凿岩机打扇形向上炮孔，经过爆破落矿后由电动铲运机将崩落矿石倒运至倒矿溜井，再由外部铲运机从568m水平二次铲运至580—520m中段放矿溜井，运输出矿。
后经反复研究论证认为二次倒运不仅耗费大量的人力、物力，而
-1-
且生产组织难度大，效率低，特别是备品、备件及火工材料的运送难度大。
从
8#矿体赋存条件看属于急倾斜矿体，矿体倾角大，且上下层回采进路基本对应，具备高分段放矿的基本条件，即在585m水平只进行放炮落矿，回采工作由568m水平进行完成，以此来达到降低成本，提高效率和回采率的目的。
二、设计依据
根据568水平采准工程设计图，露天开采终了平面图和8#矿体剖面进行设计的。
（一）、地质概述
板石矿业公司上青矿区露天8#矿体为火山喷发沉积变质铁矿床，矿石以石英磁铁矿为主体，其次为角闪石英磁铁矿，矿体形态受矿层变化制约，矿体与围岩产状相同，矿体倾角较陡，一般为80°
—85°
，近矿围岩为角闪片麻岩，云母角闪片岩等，矿岩普氏系数分别为矿石：
f=14—20，围岩：
f=8—14，该部分矿体568m水平以上地质储量为17万吨
（二）、结构参数
f=8—14，该部分矿体568m水平以上地质储量为17万吨。
由于无底柱分段崩落法的结构参数对矿山开拓、采准、切割工程量及矿石回收指标、开采强度、劳动生产率、采矿成本等方面都会产生比较重大的影响，建立一个合理的结构参数是非常必要的。
从放矿的角度来讲，分段高度、进路间距及崩矿步距三个参数直接影响和控制着崩落矿石堆体的大小和基本形态，因此，也必然对放矿时的矿石回收效果产生很大的影响；
同时，它们对矿石回收效果的影响是联合起作用的。
在一定范围内增加分段高度、适当减少进路间距和放矿步距都能取得较好的放矿效果。
回采进路的形状与尺寸也会在一定程度上对放矿产生影响，所以回采进路的断面形态以矩形较为适合。
矩形巷道中，松散矿石堆面与底板面的接触线为一直线，适合于全线均匀装矿，矿石流呈平行下降，矿损与贫化可以相对降低。
板石矿业公司上青矿区8#矿体上部露天开采标高为610m、620m不等，585m水平回采进路间距10m，巷道形状为矩形，规格3×
3m。
585m水平以上段高以中
-2-
深孔凿取深度为限，568—585段高为17m，回采进路间距10m，回采巷道形状为矩形，规格为3.5×
4.0m，上、下两分段回采进路相对应，即布置在同一垂直方向上。
三）、落矿参数
除分段高度、进路间距以及崩矿步距会对无底柱分段崩落法放矿效果相应产生影响外，其他结构参数，如边孔角、炮孔排面倾角以及出矿铲取方式和深度等等问题，也会在一定程度上对放矿效果产生影响。
增加炮孔边孔角对于截止品位放矿来讲，也可以达到减少矿石脊部残留的目的。
经反复实验论证8#矿体设计的落矿参数为：
大炮：
排距1.5m，崩矿步距1.5m，孔底距1.8—2.0m，边孔角为30°
—45°
，中深孔呈垂直向上扇形展开。
（如图示）
切割：
排距1.0m，崩矿步距2.0m，每排4孔。
-3-
（四）、爆破落矿
孔底起爆落矿新工艺与传统的孔口起爆落矿工艺相比较是一场重大的技术变革。
所谓孔底起爆就是指将起爆药包放置于炮孔底部，并且雷管的聚能穴指向孔口方向也称反向起爆装药结构。
目前已在国内冶金、有色等十多个地下矿山应用，均取得了显著的经济效益和社会效益。
由于补偿空间小，崩落矿石不能达到碎胀要求，在爆破过程中矿石在挤压状态下进行二次破碎。
这种挤压爆破方法，减少了大块产出率，提高了放矿生产能力。
8#矿体585m水平主要是为以下各分段回采形成覆盖层，该分段位于露天边坡之中，拉槽结束后大部分可以和露天边坡崩透形成足够的爆破补偿空间，所以，爆破时可以采用集中爆破的方法，即排间距微差孔底起爆法。
这样既能保证爆破效果，又可以减轻地震波造成的危害。
585m水平的爆破必须要超前于568m水平相应位置的爆破，就可以保证568m水平的高分段集中出矿。
（五）、人行、材料运搬及设备
在568m—585m设计2条矿石溜井，2条人行井。
矿石溜井用来溜放矿石及提升设备，人行井用来行人及运送材料。
585m分段设计出矿设备为WJD-2电动铲运机，中深孔凿岩设备阿特拉斯科普柯1254型凿岩机；
568m水平设计出矿设备为2m3电动铲运机，中深孔设备阿特拉斯科普柯1254型凿岩机。
-4-
此设计可减少二次倒矿量，在585m水平正常进行采矿作业时，568m水平可进行掘进作业，除在未开拓到矿石溜井位置时需要进行二次倒矿作业外，打通后可直接将所开采下的矿石倒入溜井，也增加了采出矿量。
（六）、通风与防排水
上青矿区地下开采（包括露天转井下）原形成通风系统为中央对角式通风系统，即新鲜风流从付井、西风井进入下盘运输巷，再经电梯进进入采矿工作面。
污风通过回风天井进入回风平巷，再经中央风井排出。
而在8#矿体585m水平对溜井及平巷掘凿时，采用局扇强制进行通风。
爆破落矿时，由于585m水平位于露天边坡之中，爆破后可直接与露天边坡崩透，炮烟可通过爆堆直接排到露天地表，形成独立的通风系统。
在继续开采工作中矿石溜井也可作为下部开采阶段提供供风。
585m水平坑内积水可由溜井或泄水孔排至下分段，最后经副井排至地表。
地压管理采用分段排水系统
当单水平开拓较深，排水所需压头超过了水泵可能产生的扬程时，可采用分段排水系统，先将涌水排至井筒中间水仓，然后再由中间泵房的水泵将其排至地面。
该方法简单，对水泵和管路无特殊要求。
本矿井为单水平开拓。
满足一台水泵可产生的压头，故这里可以采取集中排水系统。
具体排水系统见图10-1-1。
图10-1-1排水系统示意图
-5-
（七）中央水泵房和水仓的位置及水仓清理方法
中央水泵房应于中央变电所联合布置，以便使主便电所向排水泵房的供电距离最短。
这两个硐室通常联合布置在副井井筒与井底车场连接处附近。
水仓由两条独立的巷道组成，入口一般设在空车线标高最低点处。
确定水仓入口时，应注意能使水仓装满水。
矿井水仓的清理方式采用人工清理。
（八）地压管理
崩落采矿法是以崩落围岩来实现地压管理的采矿方法。
在崩落法中不需要将采区（矿块）划分为矿房和矿柱两步骤回采，而是单步骤回采。
因此，这类采矿方法就消除了回采矿柱时，安全条件差、矿石损失和贫化大等缺点。
采用崩落采矿法时，围岩和地表必须允许崩落。
1.地压分布主要受控于开采形成的崩落区及其周围的应力集中，存在崩落区下的应力降低区和崩落区周围一定范围的应力升高区，上部和深部的地压显现差别较明显。
2.断层破碎带是地压显现的又一控制要素，行当严重变形破坏，多实在断层破碎带处发生，并成为大面积地压活动危害的突破口和先导。
3.低压低压显现有明显的特征，一方面，随着开采工作的空间推移，上覆岩层的崩落不断改变着应力分布范围和量值。
另一方面，随时间的推移，地压又因巷道围岩变形而加剧。
所以在此设计中对地压管理是重中之重，日常工作中应加强对地压变化的监护。
现场巷道破坏调查发现，采场航道的破坏形式主要为片帮和地板垮冒破坏，主要特征为：
1.巷道两帮压剪破坏，位于支承压力带中巷道围岩不仅承受崩落区压力叠加，其应力峰值一般是原岩应力的2~3倍，最高速可达4倍，其应力已超过矿体围岩的抗压强度，使处于压力应力状态下的两帮岩体压坏和垮落，垮落厚度一般为0.3~1.0m。
2.顶板拉伸破坏垮冒，在回踩过程中，巷道顶板围岩普遍受拉伸应力，拉伸应力促使节理裂隙张开引起围岩的松脱垮落或沿弱面的华亿脱落，大多发生在断层破碎带、软弱夹层带、矿岩接触带中。
垮塌高度一般超过2m以上，垮冒矿岩的块度一般呈破裂状态。
-6-
（九）井底车场
井底车场是连接井筒和井下主要运输巷道的一组巷道和硐室的总称，是连接井下运输和井筒提升两个环节的枢纽。
井下煤炭和矸石通过井底车场经井筒转运到地面，井上的材料和设备通过井底车场转运到井下各个地点。
排水、通风、动力供应以及人员上下等，也必须通过井底车场。
所以它是矿井生产的咽喉，直接影响着矿井的生产和安全。
井底车场路线多，设备多，设计施工复杂，工程量大。
井底车场包括运输巷道和硐室两部分。
一、井底车场形式的选择
选择井底车场形式受许多条件约束，例如地面工业场地的布局影响井底车场的形式与出口方向；
井筒形式井筒与主要运输巷道的位置关系直接影响井底车场的形式。
其它还有矿井生产能力服务年限等原因。
本矿井年设计生产能力为300
万t/年，第一水平井筒距运输大巷远，根据立井井底车场的形式，可选择环形刀式车场或折返尽头式车场。
二者比较请参阅表
表备选方案比较
本矿井采用井底车场设备简单，井底车场只须重点考虑辅助运输。
考虑到矸石的提升以及材料、设备的下放和人员的升降等因素，以及集中轨道大巷与井筒的位置关系，本设计决定选择选择环行刀式车场。
车场路线如图所示。
-7-
图井底车场线路图
车场的通过能力为很强加上材料的运输和人员的升降。
车场的通过能力能满足矿井生产的要求。
二、井底车场硐室
井底硐室主要包括井底矿仓、中央变电所、中央水泵房、水仓、火药库、翻车机及推车机硐室和电机车修理与充电硐室。
中央变电所与水泵房组成联合硐室，布置在副井井筒附近。
三、井下火药库
井下火药库的位置，应选择在稳定的围岩内，避开含水层和破碎带，距离主要回风道要近。
因为本矿井的火药主要用于开采和部分岩巷的掘进，火药的用量很大，所以考虑把火药库的位置选在石门与大巷交叉点附近。
井下火药库选用壁槽式，其容量不得超过矿井三昼夜的炸药需求量和十昼夜的非电雷管需求量。
炸药和电雷管必须分别贮存。
用局部通风机进行通风，污风直接回回风大巷。
（十）、井底车场主要巷道硐室的支护方式及材料
井底车场巷道和硐室支护根据围岩条件及安全和使用上的不同，分别采用不同的方法进行支护，由于围岩稳固，一般巷道不需要支护，个别地方采用片石砂浆砌璇支护，一般硐室也采用这种支护，对矿仓及防水闸门采用钢筋混凝土进行支护，对水仓如围岩条件好时，采用混凝土喷层或不支护，半矿岩段则采用片石砂浆砌璇支护，用150#混凝土进行铺底。
井底车场硐室的工程量见下表。
-8-
井底车场及硐室工程量表
巷道及硐室名称
支护材料
巷道长度m
工程量m3
备注
净
掘进
井底矿仓
混凝土
67.9
1308.2
1539.1
井下候车室
混凝土拱料石壁
20
208
240
主变电所
混凝土、料石
19
233.3
256.6
机车修理间
锚喷
14
256.2
303.8
井下火药库
22.6
960.3
1129.8
（十一）矿井设计生产能力及服务年限
矿井生产能力是度量矿井生产建设的重要指标，在一定程度上综合反映了矿井生产技术面貌，是井田开拓的一个主要参数，也是选择井田开拓方式的重要依据之一。
矿井生产能力是与井田划分紧密联系并且相互适应的。
是矿区总体设计应解决的重要原则问题。
矿井生产能力主要根据矿井地质条件、矿体赋存情况、储量、开采条件、设备供应及国家煤碳开采等因素确定。
对于具体矿井，应该根据国家需要，结合该矿地质和技术条件，开拓、准备和通风方式，以及机械化水平等因素，在保证生产安技术经济合理的的条件下，综合计算开采能力和各生产环节所
能保证的能力，并根据矿井储量，验算矿井和水平服务年限是否能够达到规定的要求。
矿井的基本井型及类别:
-9-
大型矿井：
120、150、180、240、300、400（万吨/年）及以上。
中型矿井：
45、60、90（万吨/年）
小型矿井：
9、15、21、30（万吨/年）
小铁矿：
6～8、3～5、（万吨/年）以下。
这些类型中，除小型矿山以外，不应出现介于两种生产能力的中间类型。
1、矿井设计能力即按矿井开采条件所能保证的原矿生产能力，主要是同时正常生产的采区生产能力的总和。
在具体条件下，根据煤层赋存情况、顶底板岩石性质、所选用的回采工艺和设备、相应的回采工作面长度和推进度，可确定回采工作面的生产能力。
以此基础上，根据采区巷道布置类型、回采工作面接替等因素，并结合采区运输、通风条件，可确定采区内同时生产的回采工作面数目，从而确定采区生产能力。
2、储量条件
矿井生产能力应与其储量相适应，以保证有足够的矿井和水平服务年限，依据矿井设计生产能力，宜以一个开采水平保证，且矿井及第一水平的设计服务年限。
（十二）工作制度
本矿井的生产制度按设计规定为：
每年工作日数为330天，矿井每昼夜分三班工作。
采矿工作面为两班生产，另一班维修设备，通风、排水则须三班工作，每日为24小时生产。
每天净提升小时数为16小时。
矿井工作制度表
年工作日数（天）
班/日
净提升小时/日
330
3
16
工作组织
掘进工作面的劳动组织采用三班轮流的作业方式，每班配备跟队干部两名，五天一倒班，轮流跟班。
班组长和其他各工种均采用三保二的出勤方式。
劳动组织见表。
-10-
表：
掘进工作面劳动组织表
零点班
捌点班
肆点班
小计
跟班队干
1
班组长
2
8
铲车司机
6
破碎司机
9
防尘工
电梯工
支护工
5
15
维护工
7
11
送饭工
合计
18
26
24
68
（十三）井下动力供应及照明
一、电力用户的分级和电压等级
一级用户如矿井主通风机和分区通风机、主要排水泵及立井提升的提升机设备等。
这类用户必须由两个独立电源双回线路供电。
二级用户如集中提、运设备，大型矿井地面空气压缩机，井筒防冻设备，以及向综采工作面供电的采区变电所。
这类用户一般用双回路供电。
三级用户凡不属于一、二类用户的用户。
一般用单回路供电。
-11-
二、井下供电系统
一般在井底车场设置井下中央变电所，在生产区设置采区变电所。
采区供电一般以采区变电所通过放射式电缆电网向用电比较集中的配电点供电，由配电点再向采、掘、运及局部通风机等机械的电动机配电。
如图所示。
图生产区供电示意图
四、生产区变电所的硐室位置
1.用开关、起动器及电缆最省；
2.原则上一台起动器只控制一台设备；
3.原则上一台变压器负担一个工作面的用电设备；
4.变压器不要并联运行；
5.采掘机组与运巷输送机宜采用单独电缆供电；
自工作面配电点到各个动力设备宜采用辐射式供电；
石门及运巷输送机宜采用干线式供电；
6.运输量大巷输送机在水平入口处设置变压器供电；
7.供电系统应尽量避免回头供电
五、井下常用电光源
1.白炽灯；
2.荧光灯；
3.荧光高压汞灯
1.明的要求
（1）、井下照明灯具的选用应符合下表
-12-
井下照明灯具的选用
使
场使用场所
矿井
井底车场、总进风道
或主要进风道
翻罐笼硐室
采采区
进风道
总回风道、
采区工作面
进风回风道
巷巷道
照
灯照明器具
矿
矿用一般型
防矿用防爆型
矿用防爆型
（矿用增安型除外）
（2）、井下照明的额定电压不应超过127V；
（3）、井下下列地点，必须有足够的照明：
1）.及其附近；
2）.室、调度室、机车库、爆破材料库、保健站、候车室、信号站等；
3）.机车
升级会员 