新立矿区毕业设计 第五章 采矿方法

第五章采矿方法

5.1 矿床开采技术条件

5.1.1 矿床赋存条件及品位特征

1号矿体为矿床内主矿体，其储量占矿床总储量的90%。1号矿体总体走向62°，倾向南东，倾角33～67°，多在40～50°之间变化，平均46°，由北向南倾角有逐渐变陡趋势。

矿体形态整体呈大脉状，局部呈似层状和透镜状。沿走、倾向呈舒缓波状展布，变化程度沿走向较倾向大。矿体具膨胀夹缩、分支复合现象。

矿体厚0.48～28.96m，厚度分级频率以2～10m居多，占22%，14～16m占10%，8～10m 占9%，厚度变化系数78.27%，属厚度较稳定矿体。厚度大于2m的等值线域基本可分为两个大的域区，上部（或东部）域区从55线-200m标高以上向东延至24线-400m标高以上地段，基本呈一大的囊状体展布；下部（或西部）域区位于63～31线-250～-700m标高范围内，呈不规则圆状体展布。厚度大于10m的等值线域大致可分三个域区，一是分布于53～35线-200m标高以上范围内；二是分布于27～20线-125～-400m标高范围内，呈长舌状以20°角向北东倾斜；三是分布于63～37线-260～-580m标高范围内，呈一不规则椭圆体展布。厚度大于20m的等值线域区1处，呈椭园状分布于57～51线-310～-430m标高范围内。

矿体单工程品位1.52～12.53g/t，平均3.26g/t，品位分级频率以2～4g/t居多，占60%。品位变化系数156.09%，属有用组份分布不均匀矿体。大于1.50g/t以连续稳定的域区展布于63～24线-680m以上标高范围内。大于3g/t在13线以西呈9个孤岛状域区展布，13～20线-100～-380m标高范围内呈一较大的囊状体展布，并以30°角向北东倾斜。大于6g/t可分四个域区，一是在47线浅部呈不规则圆状展布；二是在23线浅部呈不规则圆状展布；其三位于15线-200m标高，呈椭圆体展布；其四位于7～2线-200～-300m标高范围内，呈长舌状展布。大于10g/t的仅一个域区，位于15线-200m标高，呈一个较小规模的圆状体展布。

矿体品位与厚度总体变化趋势是一致的，局部相反（39线以西、-300m标高以下地段），但品位较厚度变化更大；在31～39线无矿天窗附近或上下，存在着一个较大的品位、厚度低值区，可明显地将1号矿体分隔为上下（或东西）两个矿体。从矿体品位、厚度高值区和低值区分布特征还可以看出，矿体似有向北东方向侧伏的趋势。

矿体受成矿前和成矿中构造控制，矿化强度与蚀变岩的破碎程度及成矿裂隙发育程度密切相关，品位较高部位及矿体厚大部分，均是成矿裂隙发育，岩石破碎强烈地段，1号矿体即分布于紧靠主裂面之下的蚀变岩破碎强烈、成矿裂隙发育的黄铁绢英岩化碎裂岩带内。

矿体的复杂程度，除矿体厚度变化系数外，还与其含矿率（KP）、边界模数（uK）及矿

体形态复杂程度综合指标（φ）有密切关系。研究结果表明，该矿体工业矿化的连续性具微间断特征，矿体边界形态较规则，矿体形态复杂程度综合指标偏大，但总体看仍属形态完整矿体。

1号矿体大部紧靠主裂面分布，展布于71～20线、-30～-710m标高范围内，沿走向最大长度1145m，沿倾斜最大长度900m，沿倾斜已基本尖灭，沿走向其北东侧基本尖灭，南西侧尚未封闭。矿体不同位置走向长度与倾斜长度见表5-1如示。

表5-1 矿体不同位置走向、倾斜长度统计表

走向(m) 倾斜(m)

标高长度勘探线号长度

-100 780 16 225

-200 810 8 135 0 450

-300 1060

7 410 15 325

-400 875 23 500 31 690

-500 520 39 900 47 860

-600 305 55 835 63 580

矿体平均走向长度1000m，平均厚度9.71m，平均倾角46°。矿岩平均体重2.8t/m3，松散系数1.6。

5.1.2 矿床岩性特征

1、上下盘岩性

矿体直接上盘围岩为绢英化碎裂岩、绢英岩化花岗质碎裂岩；矿体下盘为黄铁绢英岩化花岗质碎裂岩或黄铁绢英岩化碎裂岩。

2、主裂面、节理、裂隙、断层及岩石情况

本矿床矿体主要赋存在黄铁绢英岩化碎裂岩和黄铁绢英化花岗质碎裂岩中，矿体中裂隙较发育。主断裂F1下盘为矿体，F1断层面上断层泥一般厚5～10cm，靠近F1断层的岩石破碎，节理、裂理较发育，工程揭露后易坍塌。

5.1.3 矿岩稳固性系数

矿岩硬度系数 f=6～14(靠近F1断层的矿岩硬度系数 f=4～6)，属半坚硬岩石。

矿床目前保有资源量和边、深部控制及推断的内蕴经济资源量矿石量33207411t，金金属量91297 kg，其潜在经济价值为110多亿元，具有较好的经济效益。

矿区位于胶东隆起的西缘，构造活动不甚强烈，区内浅层的第四系松散层较厚，基岩岩性为较坚固岩浆岩和变质岩，力学强度较高，稳定性较好。

矿区的工程地质条件可分为四个区：(I)第四系松散软弱岩层工程地质条件不良区；(II)基岩风化带及主断裂中间部位工程地质条件较差区；(III)断裂带上盘工程地质条件中等区；(IV)断裂带下盘工程地质条件良好区。

在第四系松散软弱岩层工程地质条件不良区和基岩风化带及主断裂中间部位工程地质条件较差区施工前应采用先固结等手段，避免造成危害。

矿体顶板的岩石属坚硬、半坚硬岩石、稳固性较好，在顶板的主断裂附近岩石受主断裂影响，强度有所降低，特别是断层泥及其上下的部分岩石强度较低，稳固性较差。矿体底板岩石强度高，属坚硬岩石，岩石中小结构面和裂隙均不发育，稳定性良好。

总之，矿区的工程地质条件较好，只有上盘的石门中，由于巷道的跨度较大，施工中采用了水泥喷浆支护，主裂面附近岩石有坍塌、掉块出现，其余绝大多数施工在断裂带下盘中的巷道均不需任何支护，稳固性良好。

5.2 矿山现有采矿方法评述

目前新立矿区在-320m中段与三山岛矿区的-330m中段已经用斜坡道贯通，为以后提高矿上生产规模，进入大型设备做好了准备。但目前矿山的生产能力还是维持在1800t/d。矿山根据矿体厚度和与主断裂面距离的不同，采用的采矿方法主要为上向水平分层充填法和点柱式上向水平分层充填法。

矿山几年来的生产实践证明：目前采用的采矿方法基本适合新立矿区开采条件，工艺简单可靠、生产成本较低。但该采矿方法生产能力较低，不能满足大规模生产的需要。5.2.1 点柱法介绍

(1)适用条件

点柱式上向水平分层尾砂充填采矿法适用于矿体和主断裂面垂直距离大于5米、矿岩稳固、矿体厚度大于15米的矿体。其示意图见图5-1。

(2)矿块布置及结构参数

矿块沿矿体走向布置，长100米，矿块宽度为矿体宽，矿块高40米，矿块之间留3米间柱，即每个采场的长度为97m。顶柱2m，底柱5m。

在采场中布置点柱作永久支护，点柱尺寸5×5m，矿柱中心距15米。

4036

4034

山东金仓矿业股份有限公司仓上分矿

共一张第一张图 幅日 期A0

2005.4.18

回采设计

审 定审 核

制 图设 计于常先于常先

新立矿区

36055#采场采矿方法设计

采矿专业比 例1:200

设计阶段图 号

CK36055-0

说明：

1、36055#采场采矿方法为上向水平尾砂充填采矿法。 出矿方式为铲运机出矿。

2、36055#采场矿块长度为100米，矿块高度为40米， 间柱宽3米，矿房长度为97米，采场内预留规则点柱， 点柱规格为4m *4m ，点柱网度为16m *12m ，沿走向 为16米，逆倾向为12米。

炮孔

炮孔

出矿巷矿石溜井

出矿巷人行泄水井

13#天井

13#人行泄水井

13#矿石溜井

55

图5-1 点柱式上向分层充填采矿法示意图

(3) 采切工程

主要的采准工程有阶段运输平巷、探矿穿脉、充填通风天井、脉内溜矿井、行人泄水井和联络道。切割工程有拉底平巷。 (4) 回采工艺：

采场内布置人行通风充填天井2条，架设顺路泄水井、溜井各2条，钢制溜井直径φ1.2m ，溜井口安装振动放矿机。

采场在拉底巷道以上分层回采，先在采场一侧50m 进行回采，回采高度为4m ，然后做好清底、筑坝、焊接溜矿、泄水井筒及充填管悬挂工作等，准备工作完成后，用分级尾砂充填，充填高度为分层回采高度，即2.5m ，采场留下1.5m 作为爆破补尝空间。充填时先用分级尾砂充填约2.2m 高，然后用高水充填料按灰砂比1:10充填胶面0.3m 高。当采场一侧回采并充填完后，回采采场另一侧50m ，以同样的方法进行回采，直至本分层回采结束。矿房两侧采充交替进行，铲运机不出采场，通过自修斜坡道往返于采场两翼。

1) 落矿：采场用7655凿岩机凿岩，炮孔直径d=38～42mm ，最小底抗线1m ，孔距a=1.3m ，

孔深2.2m 。爆破采用非电毫秒差导爆雷管起爆，采用2#岩石卷装炸药，药卷直径32mm ，单卷药长20cm ，重0.15kg ；每孔装5卷，装药量为0.75kg 。控顶高度为4m 。 2) 出矿：使用CYE-0.75(5.84×1.25×1.965m)型电动铲运机出矿。铲运机将矿石运装

至采场溜矿井，底部振动放矿机将矿石装入1.2m 3侧卸式矿车中，由7t 架线式电机车牵引至主井卸矿硐室中，矿石经过粗碎由竖井提升到地表。铲运机开始经过开分之后由行人泄水井进入采场装配，往返于I 、II 区。只服务于一个采场，采场回采结束时不回收使用。

采用阶梯式采矿，先回采采场的第II 区(约为采场的一半)，然后再回采采场的第I 区；

在回采第I区时，先行回采的第II区进行充填工作，待胶结层强度达到设计强度后，可同时回采I、II区，以充分发挥铲运机的工作效率。

3)通风：新鲜风流由副井、措施井，经各中段石门、阶段运输平巷、穿脉进入采场。

污风由采场回风天井排至上中段回风巷。通风困难地段应安装局扇强制通风。

4)采场支护：视矿体和围岩的稳固情况进行支护，采用长锚索与短锚杆联合支护。锚

杆长度2m左右，网度0.8～1.5m×0.8～1.5m。长锚索长9～16m，网度3×2.5m。

支护分超前支护和事后支护两种。超前支护即在回采开始前，向上一次性的打深孔，用长锚索支护9～16m的矿岩。

5)采场充填：采场支护完毕后就可进行采场充填工作，充填管从措施井直接进入各阶

段运输巷道，经充填天井进入采场，充填工作分两次进行，首先用铲运机将附近巷

道掘进的废石铲装到采场，并架设泄水井和泄水笼子，继而进行尾砂充填，充填高

度为2.2m。剩下0.4m用灰砂比1∶4的充填料胶结充填，作为回采上一分层的底

板。

(5)主要技术经济指标

主要技术经济指标见表5-2

表5—2 主要技术经济指标表

名称单位指标备注矿块生产能力吨/日100

凿岩效率米/台班60

出矿台效吨/台班80 0.75m3铲运机

矿石损失率% 25

矿石贫化率% 10

采切比m3/万t 45.6

5.2.2 分层充填法

上向水平分层尾砂充填采矿法，适用于矿岩稳固矿体，矿体厚度为小于15米的矿体。该方法与点柱式的主要区别在于适应于矿体宽度较小的矿体，这种情况下可以不留或者少留点柱，两者的采准、切割、回采工艺基本相同。

5.2.3 各采矿方法所占比例

点柱法：70%；

分层充填法：30%；

5.2.4 现有采矿方法存在的问题及改进设想

5.2.4.1目前矿山开采主要存在以下几个问题：

1)机械化程度低

矿床中采用分层充填采矿法开采，所用的采矿机械化设备除0.76m3柴油铲运机外，主要采掘与支护设备采用7655手持压气式凿岩机，劳动强度大，生产效率低，技术落后。采矿主要生产工序难以实现设备、人员与能力等方面的匹配与配套，未形成优化组合，造成人力、物力与资源等失调与浪费。

2)矿块尺寸划分不合理，回采强度太低

新立矿区采用沿走向划分采场的布置形式，通常是沿走向长度100m划分一个矿房，矿房内进行人员计量包干，矿房内布置一台铲运机，实行承包制生产管理模式，即采场人员与设备固定，与采区的面积与开采厚度无关，结果导致矿房的出矿量严重偏低，资源积压严重，开拓工作量与采准工程繁忙，矿山三级矿量不平衡。

3)脉内采准方式不利于提高矿山生产能力

新立矿区所有矿体内矿块尺寸划分不合理，回采强度太低

4)采矿方法不合理

采场的生产能力为100t/d，若要达到100万t/a的生产能力，则需要至少30个采场同时回采，矿块利用系数取为0.5时，则至少要有45个采场同时工作，需要中段数在5个以上，这给工作组织带来了很大的困难，因此要选择高效的采矿方法以提高回采强度，并且努力提高机械化程度。

5.2.4.2 采矿方法改进设想

1)采用脉外无轨采准方式

脉内采准方式虽然可以节省采准工程量，减少工程投入与废石出窿，但脉内采准方式不便于大型无轨设备行走与使用，不便于提高设备使用效率，不便于统一组织、生产协调与设备维修。因此，采用脉外无轨采准系统，可采用高效采矿设备，从而提高矿房的生产能力。

2)缩小回采单元面积，提高单位面积的回采强度

回采单元划分过大，单位面积的回采强度低，造成三级矿量不平衡，采充失调；资源与资金积压；采场岩石暴露时间长，顶板维护费用高，容易引发安全事故，不利于生产安全。因此，缩小回采单元，有利于合理安排生产与调度，提高单位面积内的开采强度，进而在资源开采范围与面积不变的情况下多布置采场，从而提高矿山的生产能力。

3)采用高效采矿方法

从理论上讲，空场嗣后充填法是三山岛新立矿区理想的开采方法，但由于矿岩稳固性

差，特别是上盘围岩极不稳固，一经暴露即冒落，造成较大贫化与损失，不利于矿床的开采，因此，在可能的情况下，比较可靠的高效方法是采用多采场盘区联合开采。

4)提高机械化程度

三山岛矿新立矿区除出矿采用小型柴油无轨铲运机外，凿岩、装药、支护等全部采用人工作业，劳动强度大，机械化程度低，设备功率与生产能力小，难以实现高效开采，因此有必要采用高效与大型无轨设备，并作好无轨设备的配套与使用工作。

5.3 采矿方法选择

新立矿区矿体位于海床下数十米至数百米范围内，是完全意义上的海底开采。虽然在初期设计时预留了-165m中段以上矿体为保安矿柱，开采过程中仍需严格控制地压，以防止海床变形与沉降，避免导致隔水层出现列席或错层。所以需采用充填法。设计原则如下：根据三山岛金矿新立矿区开采技术条件，采矿方法选择考虑如下原则：

a. 为确保海底矿床安全开采，使用充填料及时充填采空区，有效控制岩层移动和变形；

b. 在离海底比较近的矿体开采时，考虑以留矿柱方式控制采场地压，防止海底产生裂缝；

c. 采矿工艺易于掌握，采矿灵活性大，对矿体适应性强；

d. 生产能力大，劳动生产率高，采矿工效高，实现新立金矿6000t/d生产规模，以强化开采方式提高矿山经济效益；

e. 尽量考虑能够实现废石与尾砂混合充填，以增大充填体强度，降低充填成本。

f. 利用矿山现有的设备与设施，尽量不增添新的设备。

g. 现有中段运输巷道能尽量利用。

根据矿床的地质条件、开采技术条件及可以采用的大型设备等初步选择脉内采准中深孔落矿嗣后充填采矿法、

5.3.2 脉内采准中深孔落矿嗣后充填采矿法

该采矿方案适应矿体水平厚度不大于20m，倾角大于45?的矿体开采。

盘区尺寸为300m×40m，即盘区长300m，高度为40m。根据新立矿区目前开拓中段高度，经综合分析，该采矿方法分段高度确定为10m，分段巷道与脉外斜坡道相连，一个盘区可布置4个分段。盘区中采场回采顺序为：从盘区的两端向中央后退式回采。采场长度40m～60m(根据矿岩稳定性进行调整)，采场与采场之间留4～5m间柱。

在每一个盘区中央向矿体掘进出矿横巷并布置出矿溜井，而后靠矿体下盘掘进脉内凿岩出矿巷。在每个采场端部靠矿体下盘掘进一条切割通风上山，为保障采场与上下分段间形成贯通风流，切割通风上山与上下分段凿岩出矿巷贯通。

为了支护上盘围岩，每隔20m左右在矿体上盘掘进长锚索支护巷道，而后向矿体上盘

围岩支护长锚索。采用YGZ-90凿岩机，在凿岩出矿巷中钻凿上向扇形中深孔，中深孔的孔径60～65mm，炮孔排距1.4m，孔底距2.2～2.4m。采用2号岩石炸药与非电毫秒导爆管，以通风切割上山为自由面，沿采场全断面拉开。采场全断面拉开后，用非电毫秒雷管，同排同段，各排分段加导爆索并联网络一次起爆，每次爆破2～4排，后退式回采。用ST-3.5柴油铲运机出矿，经脉外出矿横巷，倒入出矿溜井。采场出矿完毕，封闭采空区，在上分

5

6

B

B

A

C

C

B ----B

C ----C

A ----A

A

10m 6、采切比：19.4标准m /K t 或77.5立方米/k t

1、采场生产能力：400 吨/天3、损失率：19%

4、贫化率：8.5%

5、凿岩工效：40m /台班

1

3

2图例：

1、沿脉凿岩出矿巷

2、脉外出矿横巷

3、出矿溜井5、矿石6、胶结充填体方案一、脉内采准中深孔落矿嗣后充填采矿法

20m

40~60m

7

7、切割上山主要技术经济指标：

2、盘区生产能力：800 吨/天58、中段运输平巷

4

4、斜坡道连接口

10m

40~60m

4

9

9、间柱11

10、支护上山11、长锚索

10

11

图5-2 脉内采准中深孔落矿嗣后充填采矿法

段凿岩出矿巷用尾砂与废石嗣后一次充填。考虑上分层回采时必须在充填体上出矿，采场充填过程中，最上一层0.5m用尾砂胶结充填。

5.3.2.1 盘区布置与采场回采顺序

盘区尺寸为300m×40m，盘区长300m，高度为40m。盘区中采场回采顺序为：从盘区的两端向中央后退式回采。

从最下一个分段开始回采，当最下一个分段回采完2～3采场后，紧接该分段的上一个分段可开始回采，当该分段向前推进2～3个采场后，依次再上一个分段又可进行开采，形成梯段式采矿。

每个盘区可布置2～4个采场同时回采，但受充填体凝固时间的影响，必须精心安排各采场开采的时间顺序。

5.3.2.2 脉内采准中深孔落矿嗣后充填采矿法采准与回采工艺

(1)采准工程布置

每一盘区布置一条斜坡道，在斜坡道与分段平巷的开口位置，每隔10m高向矿体掘进出矿横巷，在出矿横巷端部开凿出矿溜井，溜井倾角为60o。从出矿横巷开始，分别向盘区两端掘进凿岩出矿平巷，延伸至盘区端部，凿岩出矿巷布置在脉内。根据矿岩稳定性每隔40～60m靠矿体下盘掘进通风切割上山(脉内)，每条通风切割上山贯通各分段凿岩出矿巷，以保障各采场形成贯通风流。每隔20m左右在矿体上盘掘进长锚索支护巷道，而后向矿体上盘围岩支护长锚索。

采场结构尺寸与采准顺序如图5-3所示。

A A

1

3

2图例：

1、沿脉凿岩出矿巷

2、脉外出矿横巷

3、出矿溜井5、矿石

6、充填体

15m

40~60m

7

7、切割上山

5

8、中段运输平巷

40°

4

4、斜坡道连接口

10m

4

9、间柱

11

10、支护上山

11、长锚索

10

11

6

盘区尺寸：盘区长300m，中段高度40m。

采场结构尺寸：采场长40~60m，分段高度10m。

采准顺序：

斜坡道--出矿横巷--出矿溜井--脉内凿岩出矿巷--通风切割上山--长锚索支护巷道--支护长锚索。

图5-3 脉内采准中深孔落矿嗣后充填采矿法采场尺寸与采准顺序

该采矿方法的采切工程量如表5-3所示。

表5-3脉内采准中深孔落矿嗣后充填采矿法采准切割工程量表

序号巷道

名称

数

目

巷道断面

（高×宽(m2)

巷道长度（m）工程量(m3)

单长共长标准米矿石废石合计

1 脉外出矿横巷8 3.6×3.

2 33.0 264.0 760.

3 3041.3 3041.3

2 凿岩出矿巷 4 3.6×3.2 300.0 1200.0 3456.0 13824.0 13824.0

3 溜矿井 2 2.5×2.5 48.0 96.0 150.0 600.0 600.0

4 切割通风天井7 2.7×2.7 56.0 392.0 714.4 2857.7 2857.7

5 风井联络巷7 2.7×2.7 50.0 350.0 637.9 2551.5 2551.5

6 支护巷14 2.5×2.5 50.0 700.0 1093.8 4375.0 4375.0

7 支护巷联络巷14 2.5×2.5 50.0 700.0 1093.8 4375.0 4375.0

8 出矿巷片帮16 60.0 240.0 240.0

9 切割槽 6 1635.0 6540.0 0.0 6540.0

合计3702.0 10126.1 29696.7 10807.8 40504.5 附注：本表所计算的凿岩出矿巷、脉外出矿横巷及出矿溜井的数量以一个盘区为单位，脉外出矿横巷为各分段的平均值。

一个盘区布置8条脉外出矿横巷，4条脉内凿岩运输巷，2条溜矿井，7条通风切割上山和14条支护巷，巷道总长10126标准m。矿体平均水平厚度按20m计算，一个盘区采出矿石量52.3万t，采准工程量为19.4标准m/kt，77.5m3/kt。

(2)上盘岩石及采场支护

上盘岩石支护：矿山开采实践表明，上盘岩石极为破碎，为防止上盘围岩垮落而造成矿石贫化及控制海底变形，在采场上盘留2～3m护顶矿。同时在每个采场靠上盘掘进2条长锚索支护巷道，并在长锚索巷道中向上盘岩石支护长锚索，长锚索支护长度8～15m。

采场支护：采场支护地点为凿岩出矿巷道，视巷道顶板稳定情况用锚杆加以支护。锚杆支护网度为(1.0～1.2)m×(1.0～1.2)m，局部比较破碎地段采用锚杆与金属网联合支护，并喷射混凝土。金属网采用直径8mm的铁丝，编织网格为100mm×100mm，每张金属网大小为2100mm×1600mm。

(3) 回采工艺

a. 凿岩

采准切割工作完成后即可开始采场凿岩。

采用YGZ-90凿岩机在凿岩出矿巷中钻凿上向扇形中深孔，中深孔孔径60～65mm。首先

在凿岩出矿巷钻凿以切割通风上山为自由面的拉槽中深孔，拉槽中深孔凿岩参数为：排距1.0～1.2m ，孔底距2.0m 。而后以整个采场断面为中深孔凿岩范围，钻凿全断面崩矿中深孔，凿岩参数为：排距1.4m ，孔底距2.2～2.4m 。

采场中深孔凿岩时，顶板留2～3m 护顶矿，必须严格控制靠顶板的孔深。 凿岩参数选取如下： ①最小抵抗线

根据新立矿区矿岩特点，最小抵抗线W 按下式计算：

W=(23～30)d=(23～30)×60=1.38～1.8m (5-1) 式中：d 为炮孔直径。 取最小抵抗线为1.4m 。 ②孔底距

对于扇形中深孔孔底距a 按下式确定：

a=mW (5-2) 式中：m 为密集系数(邻近系数)，对于扇形孔m 为1.5～2.0。 计算得a 为2.1～2.8m ，取孔底距a=2.2～2.4m 。

对于天井辅助扩槽区，根据国内外拉槽经验，凿岩参数取排间距1.0～1.2mm ，孔底距2.0m 。

根据新立矿区矿体赋存条件及凿岩参数，采用作图法分析(图5-4)，全断面中深孔凿岩孔数17个，凿岩总深度151.0m ，排距取1.2m ，每排崩落矿石量672t ，计算得每米炮孔崩矿量4.45t 。

15.2m 0.6°

1

13.2m 6

.0°

2

11.

6m

13.

8°

3

10

.4

m

22

.5

°

49.4m

3

1

.9

°

5

8

.5

m

4

2

.1

°

6

8.0m

52.9°

7

7.

0m 65

.2°8

6.5m

78.5°96.4m 88.0°

106.6

m 74.9°

117.2

m

62.8°

12

8.

1m

52

.1

°

13

9

.8

m

4

2

.9

°

14

1

2

.4

m

3

5

.2

°

15

7.

9m

27

.1

°

16

2.8

m 1

5.8°

17

孔数(个): 17 总深(m ): 151.0

图5-4 每米炮孔崩矿量分析图

b. 采场爆破

采用装药器或中深孔药卷，2号岩石炸药，以通风切割上山为自由面，沿采场全断面拉开。采场全断面拉开后即可进行分次爆破，每次爆破3～4排，后退式回采。

采用非电毫秒导爆管，同排同段，各排分段加导爆索并联网络一次起爆。非电毫秒导爆管药包装在距孔口2.5～3m 处，各排导爆管脚线分别用胶布固定绑紧在传爆线上，再将传爆线并联到主传爆线上，用两个8号雷管配5m 的导火线点火起爆。

根据图5-3所示的凿岩参数，经计算与综合分析，装药系数55～70%，炸药单耗(平均)：0.443 kg/t(其中：采场爆破：0.431 kg/t ；出矿过程的二次破碎：0.012 kg/t)。

c. 采场出矿

ST-3.5柴油铲运机出矿，经脉外出矿横巷，倒入出矿溜井。 d. 采场充填

采场出矿完毕，在紧临采空区的凿岩出矿巷道中，砌筑充填挡樯。充填挡樯完成后，在上分层凿岩出矿巷道中，向采空区充入尾砂或采用废石尾砂混合充填。

尾砂用管道自流输送，充填料浆在地表制备后通过措施井至各中段平巷，经管线井进入凿岩出矿巷，充入采场。

废石采用柴油铲运机经斜坡道，由分段脉外横巷进入凿岩出矿巷，充入采场。 e. 采场通风

新鲜风流由下中段平巷经脉外出矿横巷，进入斜坡道，经分段出矿横巷至凿岩出矿巷道，进入采场。

采场污风由通风切割上山排入上分段凿岩出矿平巷，从上分段凿岩出矿平巷进入脉外出矿横巷，经与斜坡道相通的中段平巷排出。在局部地段风流不畅时，采用局扇改善采场通风。

f. 顶底柱回采

当采矿回采到上中段采场的人工假底时，为保证人工假底的安全，使用进路法回采其人工假底下边一分层的矿体，进路垂直矿体走向布置，进路宽3m ，分二步进行回采，一步进路隔一采一，采用灰砂比1∶8的充填料胶结充填，并接顶。二步进路采用尾砂充填。 5.3.2.3 脉内采准中深孔落矿嗣后充填采矿法主要技术经济指标

(1)采场出矿能力

铲运机的理论出矿能力按下式计算：

mt

urk Q 3600

(5-3)

式中：Q —铲运机理论出矿能力，t/h ； u —铲斗容积，m 3； r —矿石比重，t/m 3； k —铲运机铲斗装满系数； m —矿石松散系数；

T —铲运机铲装、运、卸一斗的时间，s 。

生产实际中，影响铲运机出矿能力的因素很多，其关系也相当复杂，主要表现为：

a. 装矿点与卸矿点之间的距离，即运距；

b. 矿堆的形状、块度分布及大块率；

c. 矿石的比重、松散性、干湿度等；

d. 运输巷道断面状况、弯道数量和弯道半径；

e. 井下作业人员和设备的互相影响程度；

f. 井下通风条件、井下照明和司机视距；

g. 司机的技术熟练程度和操作水平等；

h. 铲运机行驶坡度和路面状况等。

根据前面的公式可以得出新立矿区采用ST-3.5铲运机理论出矿能力与运距的关系曲线，结合新立矿区采矿方法与采矿工艺特点，铲运机实际出矿能力与运距关系曲线如图5-5所示。

运距控制在150m范围内，保障铲运机台班工作时间5小时，铲运机理论出矿能力546t/台班，实际能力可达到528t/台班。

图5-5 铲运机理论与实际出矿能力曲线

(2)采场生产能力与采矿工效

采场生产能力与采矿工效是采矿较重要的技术指标，其影响因素较多，涉及各工艺环节。采场生产能力与采矿方法、采矿设备、劳动组织、生产管理密切相关。

为了研究采场综合生产能力，对各工艺环节进行了模拟计算。

①采场生产能力

根据新立矿区开采技术条件，参考国内外采矿技术指标，用于生产能力计算的主要指标如下：

中深孔凿岩台效：40m/台班；

铲运机出矿工效：528t/台班；

中深孔每米炮孔崩矿量：4.45t/m；

充填站充填能力：100m3/h。

采场长度确定为40m，开采一个分段矿石量为22400t。采矿各工序的循环周期计算如图5-6所示，各工序的时间直方图如图5-7所示。

循环时间56天

凿岩(14天)

爆破(6天)

出矿(16天)

充填准备(2天)

采场充填(10天)

充填养护(8天)

048121620242832364044485256时间(天)

图5-6 采矿各工艺作业图表

图5-7 采矿各工序与其时间关系直方图

回采一个分段的矿石量为22400t ，采矿循环周期56天，采场综合生产能力为400t/d 。 ②采矿工效

经综合分析，完成一个循环周期所需的工班数为：凿岩378工班、爆破36工班、出矿96工班、充填准备15工班，合计525工班。根据开采矿石量计算，采矿工效为42.67t/工班。

(3) 采矿成本

采矿直接成本计算如表5-4所示。

表5-4 采矿直接成本计算

项目 单价 数量 单位成本 (元/t) 合计 (元/t)

开采 21.99 52.97

出矿 10.97 采准 107.51元/m3

77.5m3/kt

8.33 上盘支护 1.50 充填

10.18

(4) 采矿主要技术经济指标 中深孔凿岩台效：40m/台班； 铲运机出矿台工效：528t/台班； 中深孔每米炮孔崩矿量：4.45t/m ；

炸药单耗(平均)：0.443 kg/t(其中：采场爆破：0.431 kg/t ；二次破碎：0.012 kg/t)； 采场生产能力：400 t/d ； 盘区生产能力：800 t/d ； 采矿工效：42.7t/工班； 采矿损失率：19%； 采矿贫化率：8.5%；

采切比：19.36标准m/kt ，77.5m 3/kt ； 采矿直接成本：52.97元/t 。

5.3.3 机械化上向水平分层充填采矿法

盘区尺寸为339m×40m，盘区长336m，高度为40m。根据新立矿区目前开拓系统，经综合分析，该采矿方法分段高度为13～15m，分段之间与脉外斜坡道相连，一个盘区可布置3个分段。每个分段服务4～5个分层，分层回采高度为2.5～3.5m。一个盘区分三个区段，每区段长为112m，宽为矿体厚度，两区段间留5m左右的连续间柱，每个区段分6个采场，采场宽度15～20m，采场之间用矿壁隔开，矿壁宽度为2～3m。盘区中采场回采顺序为：间隔式回采，即一个采场回采完毕再回采相邻采场，采用隔一采一的方式。

该方法用脉外采准方式，盘区斜坡道形成后，在高度方向上每隔15m掘进脉外出矿横巷，而后沿矿体下盘布置脉外出矿巷，在脉外出矿巷每隔15～20m向矿体掘进联络道，而后在矿体中央掘进脉内切割通风上山。铲运机进入采场出矿，运至中段溜井，每个采场布置泄水井。

5.3.3.1 盘区布置与采场回采顺序

盘区尺寸为336m×40m，即盘区长336m，高度为40m。每个中段可以布置3个盘区。盘区中布置3个区段，每个区段布置6个采场，采用隔一采一的方式回采。

5.3.3.2机械化上向水平分层充填采矿法采准与回采工艺

(1)采准工程布置

根据地质条件、采矿方法、生产能力以及运输与通风等多方面的要求，在保证人员、材料、设备进入工作面的安全方便，矿石运搬方便以及考虑结构简单、工程量小、生产能力高等情况下，盘区上向水平分层充填法使用脉外盘区斜坡道采准。主要的采切工程有：盘区斜坡道，分段平巷，分层联络道，充填回风井及溜矿井。盘区斜坡道在矿体下盘折返布置，坡度15%，在每个分段与分段平巷连通。分层联络道垂直矿体布置，长度8～12m；溜井布置在脉外，倾角55o左右；泄水井在浇注人工底柱时预留，以后上采时顺路架设，用钢板焊接成园形结构；充填回风天井采用矩形断面，布置在采场中央。

采准顺序为：盘区斜坡道-出矿横巷-溜矿井-脉外分段高平巷-分层联络巷-充填回风井。

采切巷道断面形状、规格及支护方法如表5-5。

①盘区斜坡道：断面形状为三心拱形，规格为3.9m×3.5m，布置在矿体下盘，不支护，个别地方采用喷射砼或者挂网支护；②分段平巷：断面形状为三心拱形，规格为3.6m×3.2m，布置在矿体下盘，不支护，局部破碎采用喷射砼支护；③分层联络道：断面形状为三心拱形，规格3.6m×3.2m，无支护，局部破碎采用喷射砼支护，是通采场用于出矿的巷道；④溜井：断面形状为矩形，规格2.5m×2.5m，布置在脉外，不需进行支护；⑤充填回风天井：断面形状为矩形，规格2.5 m×2.5m，布置在脉内，不进行支护。

该采矿方法的采切工程量如表5-6所示。

13-17

15-20

2-3

5

25-35

100-12040

12-1512-15

12-153-4

3

1

2

5

9

678

1

3

4

2

3

6

矿石贫化率

%

指标名称序号21

采 切 比采矿技术经济指标表

数值单位/k t

采矿损失率

%17.5矿 柱

分层联络道分段平巷溜 井序号5

4321名称

名称盘区斜坡道 充填回风井滤 水 井爆落矿石充 填 体图样标注表

方案二、机械化上向水平分层充填法

15%

10

10

人工钢筋砼假底

8

9

67序号105.8m 33

图5-8 机械化上向水平分层充填法

表5-5主要采准巷道规格断面及支护方式

序

号

工程项目断面规格(㎡) 形状位置支护方式

1 盘区斜坡道 3.9×3.5 三心拱脉外

下盘

不支护，破碎地带

采用喷射砼或者

挂网支护

2 分段平巷 3.6×3.2 三心拱脉外

下盘

不支护，局部破碎

采用喷射砼或者

挂网支护

3 分层联

络道

3.6×3.2 三心拱

脉外

下盘

不支护，破碎地带

采用喷射砼支护

4 溜井 2.

5 ×2.5 矩形脉外

下盘

不支护

5 充填回

风天井

2.0×1.5 矩形

矿块

中央

不支护表5-6 机械化上向水平分层充填采矿法采准切割工程量表

序号巷道

名称

数

目

巷道断面

（高×宽）(m2)

巷道长度（m）工程量(m3)

单长共长标准米矿石废石合计

1 脉外出矿横巷 6 3.6×3.

2 25.0 150.0 432.0 0.0 1728.0 1728.0

2 脉外出矿巷

3 3.6×3.2 336.0 1008.0 2903.0 11612.2 11612.2

3 溜矿井 2 2.5×2.5 48.0 96.0 150.0 0.0 600.0 600.0

4 采场联络巷54 3.6×3.2 50.0 2700.0 7776.0 31104.0 31104.0

5 通风充填井18 2.7×2.7 65.0 1170.0 2132.3 8529.3 0.0 8529.3

6 风井联络巷18 2.7×2.

7 50.0 900.0 1640.3 6561.0 6561.0

7 采联压顶54 9282.6 37130.4 37130.4

8 采联口片帮54 202.5 810.0 810.0

9 采场变电所54 45.6 182.3 182.3

10 切割巷18 3.6×3.2 30.0 540.0 1555.2 6220.8 0.0 6220.8

合计6564.0 26119.5 14750.1 89727.8 104477.9

一个盘区布置一条斜坡道，6条脉外出矿横巷，3条脉外凿岩运输巷，2条溜矿井，54条联络巷和18条通风充填井，巷道总长26119.5标准m。矿体平均水平厚度按30m计算，一个盘区采出矿石量98.7万t，采准工程量为26.5标准m/kt或105.8m3/kt。