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充填采矿设计

第一章矿床地质与开采技术条件3

1.1矿床地质3

1.2开采技术条件3

第二章．采矿方法选择4

2.1采矿方法的实质4

2.1.1上向进路胶结充填法的实质4

2.1.2下向胶结充填法的实质4

2.2采矿方法技术经济分析比较5

第三章．采矿方法构成要素6

第四章．矿块采准切割工作6

4.1采准巷道布置原则6

4.2采准切割工程布置6

4.3凿岩设备及断面形状6

4.4采切工程量7

4.5施工顺序8

第五章采场回采设计8

5.1凿岩爆破工作8

5.1.1炮眼直径8

5.1.2炮眼深度8

5.1.3炮眼数目9

5.1.4单位岩石炸药消耗量9

5.1.5最小抵抗线的确定10

5.1.6孔距10

5.1.7炮孔倾角10

5.2出矿工作11

5.2.1出矿设备的选择11

5.2.2二次破碎的方法11

5.2.3采场出矿生产能力计算11

5.3采场通风12

5.3.1整体通风12

5.3.2回采工作面的需风量12

5.3.3回采工作面通风。

5.4采场充填工作13

5.4.1充填材料13

5.4.2充填应满足的条件13

5.4.3充填工艺14

5.5回采工作组织14

第六章　采空区处理15

第七章　采矿方法主要技术经济指标15

7.1贫化损失的计算15

7.2采矿直接成本计算15

7.3主要技术经济指标汇编16

第八章结语17

参考文献17

第一章矿床地质与开采技术条件

1．1矿床地质

某铅锌矿床产于变质火山岩系之中,属海相火山岩系热液沉积---改造硫化物矿床。

矿区地质构造为一短轴背斜，轴向为310°左右，两翼均向南倾斜，倾度70°-80°，其南翼正常，北翼倒转。

轴部出现灰白---灰绿色蚀变石英角斑凝灰岩，为矿区含矿层，厚50m-200m，其南北两侧分别为绿泥石或矽质千枚岩和石英纳长斑岩。

由于石英角斑凝灰岩处于倒转背斜的核部，承受挤压，形成挤压破碎带。

矿床为一隐伏矿床，矿体呈透镜状、似层状产在强烈蚀变的石英角斑凝灰岩中。

矿体与岩层平行，沿片理产出。

矿石类型主要有块状矿、浸染矿和黄铁矿三种。

块状矿矿体形态与稳固性稍好，矿量占总矿量的57%；浸染矿矿体多分枝复合、尖灭再现现象，稳固性较差，矿量占总矿量的41%。

浸染矿与块状矿之间界限明显，有时通过致密浸染状含铜铅锌矿石，呈渐变过渡关系。

浸染矿与石英角斑凝灰岩界限不明，靠分析品位划分确定。

1.2．开采技术条件

①矿区内矿体走向长约800m，斜长600m，平均厚度15.5m，倾角60-80°。

矿石为含铜铅锌硫化矿石，共含有21种有用金属，主元素的平均品位为Cu：

1.66%，Pb：

4.61%，Zn：

5.87%，S：

19.50%。

②矿体及直接围岩（石英角斑凝灰岩），受倒转背斜挤压影响，节理裂隙发育，稳固性较差，不允许有较大的暴露面。

下盘石英纳长斑岩，稳固性较好。

其矿岩物理力学性质如下：

表1-1

类型

体重（t/m3）

松散系数

f值

自然安息角

备注

块状矿

4.4

1.76

8-14

45-50°

可凿性好

浸染矿

3.1

1.92

6-8

45-50°

可爆性好

黄铁矿

3.6

1.72

10-12

45-50°

可凿性好

石英角斑凝灰岩

2.9

1.9

6-8

45-50°

绿泥石千枚岩

2.65

1.63

4-6

45-50°

石英纳长斑岩

2.65

1.63

8-10

45-50°

可爆性差

③矿区构造应力显著，其水平应力为垂直应力的1.5-1.8倍。

④浸染矿、石英角斑凝灰岩遇水易泥化。

⑤矿床水文地质较为简单。

⑥地表允许陷落。

⑦矿山年生产能力为33万吨，采用主副井加斜坡道的开拓方案。

第二章．采矿方法选择

根据矿岩稳固性、矿体厚度和倾角，可知此矿是矿岩较不稳固的急倾斜厚矿体，不适合采用空场法和大规模的崩落法，鉴于矿石的高品位和地形的复杂性，可初步选定采用上向进路胶结充填法和下向进路胶结充填法。

2.1采矿方法的实质

2.1.1上向进路胶结充填法的实质

巷道机械化掘进式采矿。

可使用大型设备进行矿石运搬，此方法的只要特点是：

（1）进路顶板暴露面积与采场比较相对较小，能保证回采作业的安全;

（2）进路断面较大，凿岩出矿支护充填等工艺可以实现机械化作业，效率较高；

（3））充填体强度要求低，充填成本较下向充填法低；

（4）为了不破坏矿石原有的稳定性和保证接顶的质量，进路回采采用光面爆破；

（5）采场通风为独头巷道型通风，效果较差。

2.1.2下向胶结充填法的实质

回采顺序为由上到下进路回采，除第一层中的进路外，每一层的进路都是在胶接充填料形成的人工顶板下进行回采作业。

进路分为倾斜进路和水平进路，倾斜进路角度一般为5~12度，以达到更好的充填接顶。

在布置进路时，一般下一层的进路和上一层的进路错开布置，以有利于安全进路充填时每一进路都采用胶结充填，除第一层采用普通充填体以外，其他层均采用高强度的胶结充填体。

初步确定矿块的高度为60米，采场宽度为矿体的厚度16米，采场的长度为100米，因此此矿山大致可分为80个矿块进行生产。

上向进路胶结充填法的矿块生产能力：

即矿块每天的平均生产量，下式计算

，t

式中P------矿块的平均日生产能力，t；

------一个回采循环中从回采工作面采下的矿石量；

------一个回采工作面的回采循环时间，班；

------每昼夜回采工作班数，班；

------矿块中同时进行的工作面数。

此矿山规模与地质条件与小铁山铅锌矿极为相似，因此可用工程类比法，选取凿岩台车四台在四个工作面同时工作。

矿块生产能力

；

年生产量

符合年生产目标。

2.2采矿方法技术经济分析比较

采矿方法

技术经济指标

第一种方案

下向进路充填法

第二种方案

上向进路充填法

矿块的生产能力

300～500t／d

400～1000t／d

采准比

43m3／kt

32.7m3／kt

劳动生产率

5～6t／工班

9.5t／工班

矿石回收率与贫化率

3%～5%

采矿成本

高

低

安全程度

安全

安全性好

工人劳动条件

好

对于下向进路胶结充填与上向进路胶结充填法矿快的划分相似，但是下向充填过程复杂，使用高强度的充填料增加了采矿成本,降低了劳动生产率.综合考虑选取上向进路胶结充填法。

第三章．采矿方法构成要素

采场回采进路沿走向布置，长度100米，宽度为矿体厚度，高度为中段高度60米，为满足无轨设备的运行，矿体下盘布置分段巷道，分段高度为12米。

通常采用矩形进路间隔回采，为了避免相邻进的巷道回采时造成严重的贫化损失，第一步回采后需进行胶结充填。

从切割巷道沿矿体走向，向采场两端掘进断面为4m×4m的回采进路，先单后双间隔回采。

矿块之间采用依次推进的顺序。

第四章．矿块采准切割工作

4.1采准巷道布置原则

1）.布置采准巷道要考虑矿体倾角和厚度的变化，以满足顺利放矿和凿岩落矿的要求。

2）.要考虑矿体的地质构造和矿石与围岩的物理力学性质，所有巷道应尽量避开断层，实在避不开时，也应尽可能使巷道直交或斜交断层。

3）.采准巷道的布置要考虑矿石损失和贫化的合理性。

4）.凿岩巷道的布置和数目应以所采用的凿岩机的有效工作深度为依据。

5）.布置采准巷道要保证工作人员的安全和良好的通风条件。

4.2采准切割工程布置

采准切割工作主要包括，采准斜坡道，分段巷道、分层联络道、溜矿井、充填回风井、以及切割巷道等。

从采准斜坡道向矿体开掘联络道与分段巷道相联。

分段巷道沿着矿体走向，每一分段巷道负责三个分层的回采工作，分层采高为4m。

采准斜坡道与分段巷道的坡度最大为16.7%，断面积为3.6m×3.6m。

沿着分层联络道垂直与矿体走向掘进切割横航。

在采场的上盘掘进回风充填井，从阶段运输大巷掘进回风巷道联通回风充填井，回风充填井联通着上一阶段的回风巷道，以此形成最初的通风回路。

在采场的下盘分段巷道一侧掘进矿石溜井。

4.3凿岩设备及断面形状

根据矿岩性质选用YGZ-70型的凿岩机，配CTG700-3型的凿岩台车，除了回风充填井和切割巷道采用矩形巷道之外，其他巷道都采用直墙拱形断面的巷道，除回风巷道断面为2m×4m外，其他巷道都采用4m×4m的断面面积。

由于巷道较稳固，可采用锚杆支护在个别地方可采用加喷射混凝土的支护方法。

4.4采切工程量

表4-1采准工程量计算表

序号

巷道名称

巷道数目

巷道长度（m）

巷道

断面（m2）

工程量（m3）

矿石中

岩石中

矿岩合计

矿石中

岩石中

合计

单长

总长

单长

总长

一

采准巷道

阶段运输大巷

800

8800

140800

回风巷道

1280

4000

20480

64000

84480

回风充填井

600

4800

38400

分段巷道

800

32000

512000

溜矿井

600

4800

33912

小计

二

切割巷道

分层联络道和切割巷道

960

15360

24000

245760

384000

629760

小计

21440

73600

304640

采准系数k1及k2分别按下式计算

4.5施工顺序

采用该充填法回采时，应遵守下列规定：

1）上向分层充填法采场，必须先施工充填井及其联络道，然后施工底部结构及拉底巷道，以便创造良好的通风条件。

2）禁止在同一采场同时进行凿岩和处理浮石。

3）人行井、放矿井、泄水井（水砂充填）和通风井，都必须保持畅通。

4）每一个分层回采后应及时充填，最后一个分层回采后应严密结顶。

第五章采场回采设计

5.1凿岩爆破工作

凿岩设备选用YGZ-70凿岩机，炸药选用二号岩石炸药，并采用PT61型装药车进行装药，进路断面采用矩形回采，光面爆破技术。

炸药种类选取2#岩石硝胺炸药。

主要成分有硝酸铵85%、梯恩梯11%、木粉4%以及少量的沥青、石蜡等，密度为0.95～1.1g／cm，爆炸性能、爆速3600m／s、爆力320ml、猛度12mm、殉爆距离5cm，爆炸参数：

氧平衡值+3.38%、比容9241／kg、爆热3683kJ／kg。

采用电雷管起爆法,主要起爆器材有毫秒延期电雷管、导电线（此处选择铜导线，导电能力强，柔软而易于连接）以及起爆电源（采用电容式起爆器，他是利用大容量电容器的瞬间放电来提供起爆冲能，其特点是重量轻而容量大。

）

5.1.1炮眼直径

炮眼直径的大小直接影响钻眼的速度，工作面的炮眼数目，单位岩石炸药的消耗量、爆落岩石的块度和巷道轮廓的完整性，根据凿岩设备和岩石的坚固系数确定炮眼直径为40mm.

5.1.2炮眼深度

炮眼深度是指眼底道工作面的垂直距离。

根据岩石的坚固性系数和断面面积可确定为2m。

5.1.3炮眼数目

炮眼数目与掘进断面、岩石性质、炮孔直径、炮眼深度和炸药性能等因素有关。

确定炮眼数目的基本原则是在保证爆破效果的前提下，尽可能的减少炮眼的数目。

确定方式如下：

N----炮眼数目（个）；

f----岩石坚固性系数；

s----进路掘进的断面面积。

在浸染矿中f取7，在块状和黄铁矿中f取11经计算N1=37,N2=45.为施工方便可取N=40。

5.1.4单位岩石炸药消耗量

单位岩石炸药消耗量的大小取决于炸药性能岩石性质巷道断面炮眼直径和炮眼深度等因素。

在工程中常采用经验公式来确定。

该公式具有下列简单的形式：

q----单位岩石炸药消耗量（km/m3）;

f----岩石坚固性系数;

s----巷道掘进断面（m2）;

----考虑炸药爆力的校正系数

;

P----所用炸药的爆力（mL）.

此处p=300，f=11,s=16代入公式可得q=1.6kg/m3

确定了单位岩石炸药消耗量之后，根据每一掘进循环爆破的岩石体积，按下列公式可计算出每循环所使用的总炸药量

Q=qV=qSLa

v----每次循环爆破岩石的体积（m3）;

s----巷道掘进断面（m2）;

L----炮孔深度（m）;

a----炮孔利用率。

此处取0.8.

代入数据可得Q=43kg.

5.1.5最小抵抗线的确定

一般光面爆破的抵抗线按以下经验公式计算：

式中

----光面爆破最小抵抗线（m）;

d----炮孔直径（m）；

代入数据

=0.6m。

5.1.6孔距

光面爆破的孔距可按下列公式计算：

a=（0.6~0.8）

式中a----光面爆破孔间距（m）;

代入数据得：

a=0.48m.

5.1.7炮孔倾角

根据岩石的坚固性系数掏槽眼炮孔倾角取65度。

眼口间距为0.8m,眼底距为0.2m.辅助眼呈水平布置，周边眼成向上布置。

综合以上内容可得炮孔的布置如下：

图5-1

进路的崩矿参数、爆破设计、采场凿岩爆破指标如下：

表5-1

崩矿面积

4m×4m

炸药型号

2号岩石炸药

炮孔个数

40个

装药系数

0.8

炮孔直径

40mm

装药设备

PT61装药车

炮孔深度

2．0m

起爆方法

非电导爆管起爆

炮孔总长度

80m

施工人数

5人

炮孔倾度

65°

崩落矿石量

115t

凿岩时间

152min

工班效率

23t／工班

循环时间

480min

凿岩台班效率

20m

炸药单耗

1.6kg／m3

同时工作进路个数

4个

5.2出矿工作

5.2.1出矿设备的选择

出矿设备选择瓦格纳EHST-IA型电动铲运机铲运机在采场进路铲装和运输矿石。

5.2.2二次破碎的方法

采用凿岩爆破法，这种方法的实质就是对大块矿岩进行第二次爆破一般在矿岩上用凿岩机打出一个炮孔进行装药爆破，当节理比较发育时，也可不须打眼，而将炸药直接贴在大块表面再盖以炮泥进行爆破即外覆爆破其炸药用量为凿岩爆破的3～7倍，且安全性差。

5.2.3采场出矿生产能力计算

（1）装运卸一次作业循环时间

t=t1+t2+t3+t4+t5

t5=

式中t——装运卸一次作业循环时间，s；

t1——装载时间，s，一般定点装矿取20～30s，不定点装矿取60～80s；

t2——卸载时间，s，斜入矿仓或溜井一般取10～20s；

t3——掉头时间，s，因铲运机为前装前卸式，装运卸一次作业循环有两次掉头时间，一般共取30～40s；

t4——其他影响时间，s，一般取20s；

t5——空重车运行时间，s；

2L——装运卸一次作业循环往返距，m；

v——铲运机运行速度，m／s，与巷道状况（如照明、巷道宽度、路面性质、转弯多少及坡度等）有关，特别是路面性质不同，运行速度可有成倍之差。

取t1=80s，t2=20s，t3=40s，L=50m，查表得v=8km／h

将以上数据带入得

t=80+20+40+20+

=205s

（2）小时装运卸循环次数

小时生产能力Qh=KnGγ

=0.8×17.5×0.76×1.9

=20.2t

按每班铲运机工作4.5个小时计算

铲运机的班生产能力为

Qb=20.2×4.5=90.9t

5.3采场通风

5.3.1整体通风

由于采用上向进路充填法采矿，掘进作业均在独头巷道中进行，无法形成贯穿风流，工作地点多，巷道纵横交错很容易形成复杂的角联网路，风流调节困难，溜井多而且溜井与各分段联通，卸矿时扬出大量粉矿，严重污染风源。

如果管理不善，容易造成井下粉尘浓度高，污风串联，损害工人的身体健康。

在考虑通风系统和风量时，应尽量使每个矿块都有独立的新鲜风流，并要求每条回采巷道的最小风速在设备工作时不低于0.3m／s，其他情况下不低于0.25m／s。

条件允许时，应尽可能采用分区通风方式。

5.3.2回采工作面的需风量

按排除炮烟计算回采工作面的需风量：

其计算公式如下：

式中Q----采场排烟需风量m3/s;

L----采场长度，m;

S----采场过风断面，m2;

t----爆破后排烟通风的时间，s；在此取1800s;

N----采场中炮烟达到允许浓度时，风流交换倍数，试验得N=10~12，建议取大值。

此处

m3/s

5.3.3回采工作面通风。

回采工作面只能用局扇通风局扇安装在上部回风水平，新鲜风流由本阶段的脉外运输平巷经通风井进入风段运输联络道和回采巷道。

清理工作面后，污风由铺设在回采巷道及回风天井的井筒引至上部水平回风巷道，并利用安装在上部水平回风巷道内的两台局扇并联通风。

5.4采场充填工作

5.4.1充填材料

充填材料包括：

惰性材料、胶凝材料、和添加材料。

惰性材料d化学性质基本上不发生变化，是充填材料的主题，在此取河砂、粘土、分级尾砂为惰性材料。

当采用管道输送时，胶结充填料不大于管径的1/5；胶凝材料在第一次回采时，使用水泥，再充填完之后回采相邻进路时，由于所需的强度有所下降可选用地方活性材料以降低充填成本，再次选用高炉矿渣熟石灰等；添加材料可选用聚丙烯酰胺类的高分子化合物，速凝剂、缓凝剂、早強剂，可根据具体的情况再行确定。

5.4.2充填应满足的条件

上向进路胶结充填采矿法对充填体作用要求应满足以下条件：

（1）自行设备能正常运行

（2）相邻进路回采时，充填体不垮落

（3）第1~2分层强度要高

充填体强度参数如下：

表层

1~2MPa

其他

0.5~1MPa

第1~2分层

4~5MPa

5.4.3充填工艺

采场进路的回采结束后，在进路口用木柱、木板建筑隔墙，内侧衬以塑料编织袋或草袋做虑水层。

水隔墙、立柱间的空隙要用水泥砂浆或环氧树脂封堵，防止漏浆、跑浆。

然后沿进路铺设充填管道向进路内进行尾砂胶结充填。

底柱主每一分层一步骤回采的进路用灰砂比为1:

4的料浆充填，二步骤用灰砂比为1:

8~1:

10的料浆浇面。

5.5回采工作组织

1.按爆破计算采场生产能力：

（1）一条进路的出矿量

Qy=S·H·γ=4×4×2.0×3.6=115.2t

S——进路断面积，m2;H——每班掘进深度，m;γ——矿石体重，t/m3

（2）每一分层的出矿量

Qc=m·Qy=2×115.2=230.4t

m——每层同时掘进的进路数

（3）矿块的生产能力

Qk=nQc=3×230.4=691.2t

n——每日工作班数

2.按出矿设备计算采场生产能力：

（1）已知铲运机的班生产能力为Qb=90.9t

（2）每一分层的出矿量

=181.8t

m——每层同时掘进的进路数

（3）矿块的生产能力

Qk=nQc=3×181.8=545.4t

n——每日工作班数

通过对按爆破条件计算的采场生产能力和按出矿设备计算的采场生产能力的比较，矿块的生产能力取545.4t。

3.回采循环图表表5-2

第六章　采空区处理

由于采用上向进路胶结充填法，采场进路回采结束后，立即对采空区进行充填处理，这样不但为相邻进路下一步的回采创造了有利的条件，同时又提高了矿石的回收率，减小了损失与贫化。

第七章　采矿方法主要技术经济指标

7.1贫化损失的计算

该矿山的损失贫化率可类比近似矿山，查阅类似矿山资料可知，其损失率约为4%，贫化率为9%。

7.2采矿直接成本计算

（1）材料消耗

炸药费用　0.45kg/t×9.8元/kg=4.41元/t

雷管费用　2.1元/个×40个÷115.2t=0.73元/t

钻头费用28元/个×0.01个/m×2.0m×40÷115.2t=0.2元/t

钻杆费用92元/个×0.014个/m×2.0m×40÷115.2t=0.9元/t

（2）动力消耗

YGZ70凿岩机的额定功率为

P＝w·f

式中

w——每冲击一次所做的功，J;

f——凿岩机的工作频率，HZ；

经查《采矿设计手册》知，YGZ70凿岩机每冲击一次所做的功为112J，工作频率为43HZ。

代入数据得，

P＝112J×43/s÷1000=4.82KW

由于凿岩机工作时间为2小时，所以其耗电费用为

4.82KW×2.5h×0.76元/KW·h÷115.2t=0.08元/t

（3）工人工资

每班工人人数为5人，每人每班工资为160元，则每吨矿石人工费用为

160元×5÷115.2t＝7.0元

回采作业成本计算表表7-1

序　号

项　目

单　位

单　耗

单　价

单位成本

一、

材料费

11.05

炸　药

0.45

9.8

4.41

雷　管

发

0.35

2.1

0.73

导火线

0.4

1.2

0.48

钻　头

个

0.01

0.28

钻　杆

根

0.01

0.9

柴　油

0.32

6.9

2.21

二、

动力（电）

kw·h

0.1

0.76

0.08

三、

工　资

人

0.11

160

7.0

合　计

作业成本

元/t

27.6

7.3主要技术经济指标汇编

采矿方法技术经济指标表7-2

指标名称

计算单位

指标值

矿块生产能力

t/天

545.4

采准比

m3/kt

11.37

矿石贫化率

矿石损失率

一次单位炸药消耗量

kg∕t

0.45

采矿直接成本

材料消耗

元/t

11.05

27.6

动力消耗

9.55

人工

7.0

第八章结语

“没有被困难吓倒的巨人，只有畏惧险阻的矮子”在科学的道路上没有什么害怕的，唯一克服不了的我想就是惰性吧，只要勤奋好学，再加上几个团结在一起的战友没有攻克不了的难题。

历时一周的时间终于把设计做完了，其中的喜悦可能只有亲身经历了才会感受得到吧，有一种如释重负的感觉，其中又有一种成就感。

做设计的过程中我学到了很多，比如说对专业课的又一次更深刻的认识，对已学过知识的巩固，培养起了对专业新知识的探索的求知欲，懂得了没有团结是很难做成一件你认为很重要的事的，当自己迷茫时同学的一句话有可能就使你恍然大悟，在其中又不知不觉锻炼自己合作的能力。

谨慎和仔细永远是不可忽视的做研究搞工程应必须具备的素质，有时一个小数点可能使你的成果满盘皆输，只要我们踏踏实实的做好每一步再加上不懈的努力，你一定行。

感谢老师和同学们对我此次设计中给予的大力帮助，希望老师能够帮助订正其中的错误。

参考文献

[1]采矿设计手册

（2）矿床开采卷，中国建筑工业出版社，1989年版

[2]赵兴东，井巷工程，冶金工业出版社，2010年

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