浅空留矿法

目录第一章矿床地质与开采技术条件
第二章采矿方法选择
第三章采矿方法构成要素
第四章矿块采准切割工作
第五章采场回采设计
第六章矿主回收及采空区处理
第七章采矿方法主要技术经济指标
第一章矿床地质与开采技术条件
金矿矿脉，走向长度约320m，延深200m，矿体走向70度左右。

倾向NW，倾角64。

左右，矿体最大厚度为5m，平均水平厚度2.6m。

品位变化系数较大，平均品位3.6g/t。

矿体主要以石英脉为主，上下盘围岩主要是钾化花岗岩，矿岩稳固性好，矿体在走向和倾向上均比较稳固，局部可见尖灭在现，分支复合现象，矿岩的自然安息角为45度，松散系数1.7，含金石英岩f=8~12，围岩f=12.矿体可暴行良好，矿石含硫量较低，不易氧化，结块。

第二章采矿方法选择
采矿方法选择表
法， 2.分层崩落法
采矿方法技术经济分析比较表
浅空留矿法优点：结构及生产工艺简单，管理方便，可利用矿石自重放矿，采准
工程量小。

缺点：矿柱矿量损失贫化大，工人在较大暴露面下作业安全性差，平场工作繁重，难于实现机械化，积压矿石，影响资金周转。

分层崩落法优点：采准工程量小，劳动生产率高，采矿成本低，作业安全。

缺点：生产技术与放矿管理要求严格，大块产出率高，矿石损失大。

根据以上综合分析可以采用浅空留矿法。

第三章采矿方法构成要素
1.由于矿体厚度较薄采场沿走向布置，
2.为减少矿井基建时间，才用前进式开采
3.矿块尺寸（长度×宽度×高度）m 50×2.5×50
4.考虑到矿岩稳固并且矿体倾角大，阶段高度可取50m
5.矿柱尺寸：顶柱厚2m 间柱宽3m 底柱高4m
6.回采崩落的矿石在重力作用下沿采场溜到漏斗中，用放矿机把矿石装入运输水平的矿车中。

附：矿块构成要素表
第四章矿块采准切割工作
1.采区天井布置：在矿块一端布置先进采准天井规格为1.5×
2.0m，另一端随
回采工作上升架设顺路天井，规格为1.5×2.0m。

采准天井布置在房间矿柱中，同时起探矿作用，每隔5m开凿断面为2.0×1.5m 的人行联络巷道通往采场，采场两端的人行联络巷道交错布置。

采准天井内壁焊上下人员的梯子，规格为0.7×0.7m的梯子，作为通风和安全出口。

2.阶段运输大巷沿矿脉靠下盘掘进规格为2.5×2.0m，采用zk1.5/100型架线
式电机车和YFC0.5（6）翻转式车厢运输矿石。

3.底柱拉底和辟漏同时进行的切割方法
①在运输平巷的一侧，以40°～45°的倾角，打上向第一次炮孔，其下部炮孔的高度距巷道底板 1.2m，上部炮孔在巷道顶角线上与漏斗侧的钢轨在同一垂直面上。

②炮孔爆破之后，站在矿堆上一侧以70°倾角打上向第二次炮孔，将第二次打的炮孔爆破后，把矿石运走，然后架设好工作台，再打上向第三次炮孔，并装好放矿漏斗，最后再进行爆破，崩下第三次炮孔，矿石从漏斗中放出运走。

然后继续打第四次炮孔。

爆破以后的漏斗颈高为4.0～4.5米。

（此时达到了拉底水平顶板的高度）
漏半形状可以是方形，也可以是圆形口。

③在漏斗颈上部以45°倾角向四周打炮孔，扩大斗颈，最终使相邻的斗颈连通，同时完成拉底和劈漏的工作。

拉底平巷断面为1.2×2.0m，漏斗颈尺寸1.8×2.0m 安装震动放矿机。

查表知矿石体重3.5t/m3，岩石体重2.5t/m3
矿块采准切割工程量计算表
第五章采场回采设计
A.凿岩爆破工作
1.采用7655型，YT24，YSP45型浅孔凿岩机
由于矿石稳固，采用上向炮孔，前倾75~85打眼。

可采用梯段工作面，梯段工作面长度10~15m。

2.炮孔排列采用之字形排列，浅孔爆破药卷直径为32mm，炮孔直径40mm，深
度2m，最小抵抗线W=0.9m，炮孔间距a=1.2W=1.1m炮孔排拒b=a=1.1m，炮孔倾角80。

3.采场爆破炸药选用乳化炸药。

根据矿石坚固性系数f=8~12，可确定单位炸药消耗量在1.0~1.6之间，以1.5kg/m3为计。

采用人工装药，导爆索起爆法，起爆网路为并联网路。

4.凿岩机台班效率查表知：40~60m 取50m 每台凿岩机配凿岩工2人，凿岩工班效率25m
B.出矿工作局部放矿用自重出矿，大量放矿用振动放矿机出矿
1.采用湖北横店机修厂生产的ZDJ-1.5-4型振动放矿机，振源为1.5kw电动机，激振力为4903.33~9806.65N，振动频率为1400次/min。

2.出矿管理制度
在局部出矿时，放矿工应与平场工密切联系，按规定的漏斗放出所要求的矿量，以减少平场工作量和防止在留矿堆中形成空硐。

如果发现已形成空硐应及时采取措施处理。

处理方法：爆破振动消除法；高压水冲洗法；采用土火箭爆破法消除空硐；从空硐两侧漏斗放矿，使悬空的矿石垮落。

振动放矿机埋设参数包括：眉线角&，眉线高度h和埋设深度L
眉线高度h=kd
一般k=1.6~2.2 此处取1.8，d为大块尺寸取400mm
计算得h=720mm
眉线角&的确定
为了保证振动放矿机停机时矿石不从槽台撒落或溢出，&要比矿石自然安息角小&取40度。

埋设深度L的确定
L=h（sina+tan（§-a）/2×cosa）
h--眉线高度a----振动放矿机台面倾角§振动放矿机出矿矿石静止角一般比矿石堆积角5~10
计算得L=402
振动放矿机宽度B=（1.6~2.0）d 一般取B=800mm
留矿法振动放矿机间距
D=B+2ha/tan ¢
ha---振动波在矿石中的有效作用范围，m 一般取5m
¢----振动放矿静止角，一般为45~55，此处取45
计算得D=5.8m
3.平场.撬顶和二次破碎
为了便于工人在留矿堆上进行凿岩爆破作业，局部放矿后应将留矿堆表面整平，平场时，应将顶板和两帮已松动而未落下的矿石或岩石撬落，以保证后续作业的安全，崩矿和撬顶落下的大块，应在平场时破碎，以免卡塞漏斗。

4.最终放矿及矿房残留矿石的回收
放矿时，应避免存留矿石中产生空硐或悬拱现象，在放矿时如漏斗堵塞，应及时处理，以提高放矿强度，防止围岩片落，减少二次贫化。

采用水力冲洗法可把残留在矿房底板的散体矿石和粉矿冲洗下来。

利用水泵产生的高压水通过水管输送，供给高压水枪（北票矿务局生产的77A型水枪，喷嘴
口径18mm），产生高压射流，并借散体矿石和粉矿自重，使之从矿房冲运出来。

水力冲洗顺序是先从矿房两侧天井用水枪由下而上分层向下冲洗，最后在矿房顶柱中预先掘好的冲洗小井向矿房强力冲洗。

采用高压水冲洗之前，应在矿房底部出矿口或受矿结构设置脱水设施，以免粉矿流失。

此外，在阶段运输巷道的适当位置设沉淀池，以回收矿泥，净化水质。

采用高压水冲洗矿房时，应高度重视安全工作。

首先应检查天井中的支护情况，必要时予以加固，并采取安全技术措施，注意保证操作工人安全。

5.采场出矿主要指标
使用1.5kw的放矿机，一个出矿口的年出产量在5万t左右，装车时间（矿车容积0.55m3）10~20s
振动放矿机投资
项目设备数
量（台）设备重
量（t）
设备费用
（元）
硐室工程量
（m3）
硐室开挖费
用（元）
安装费用
（元）
合计
振动
放矿
机
1 1.4 3300 34 2600 107 6007
每吨矿石的出矿经营费
项目动力费放矿工人工资折旧费维修费合计
振动放
矿机
0.018 0.041 0.143 0.005 0.207
6.浅孔留矿法的矿房回采中的工作组织。

（循环图表）
C.采场通风
1.通风系统：采场工作面通风采用贯穿风流通风，即从上风流方向的天井进入新
鲜空气，通过矿房工作面后，右下风流方向的天井排到上部回风巷道，通风方式采用抽出式通风。

2.回采工作面需风量计算
①按排尘风速计算回采工作面需风量
q=sv s---工人和产尘设备所在位置的过风断面，取120㎡
V----工作面排尘风速取0.3m/s
计算得q=36m3/s
②按排出炮烟计算回采工作面需风量
q=NLS/t L---采场长度，50m S---采场过风断面积，120㎡
t---爆破后排烟通风时间，1500s N---采场中炮烟达到浓度后，风流交换倍数，取10
计算得q=40m3/s
根据计算取最大通风里所以回采工作面需风量40m3/s。

3.防尘措施
采用湿式作业，凿岩时加强通风，加强个体防护。

D 采场顶板管理
顶板管理采用锚杆支护选用钢筋砂浆锚杆
锚杆长度取1.5m长的锚杆锚杆间距a=0.7L=1.05m 锚杆直径d=14mm 锚杆排列为方形排列
锚杆安装为了保证安装锚杆作业安全，首先进行采场顶板撬顶作业，采用冲击锤作业。

撬渣后钻锚杆孔，采用手持式凿岩机或液压钻机，安装砂浆锚杆，配置注浆设备。

第六章矿主回收及采空区处理
A.矿主回收
为了保证矿柱回采工作安全，在矿房大放矿前，打好间柱和顶底柱中的炮孔，放出全部矿石后，再爆破矿柱，一般先爆间柱，再爆顶底柱。

回采顶柱时，可用上向垂直中深孔和水平扇形深孔。

一般在凿岩天井，凿岩平巷或凿岩硐室内钻凿炮孔。

回采底柱，一般在原有的运输平巷和电耙道中钻凿上向扇形和上向平行中深孔，利用漏斗和运输巷做补偿空间。

间柱回采利用间柱中的天井和联络道，钻凿中深孔，待矿房中崩落矿石放空后，再爆破和放矿。

大量崩矿法回采矿柱技术经济指标
B.采空区处理
采用YQ-100型钻机钻凿水平，垂直平行深孔，集中爆破。

崩落矿石厚度以15~20m 为宜。

开采埋藏浅的急倾斜采场，在矿柱回采石，尽量利用上部较软岩石来充填空区，开采深部的急倾斜采场，一般采用强制的崩落上部岩石或利用上阶段的覆盖层。

第七章采矿方法主要技术经济指标
回采矿房时，损失率为5%，贫化率5%
回采矿柱时，损失率为20%，贫化率15%
矿柱工业储量计算为Q1=3675t
矿房工业储量计算为Q2=17684t
矿块工业储量计算为Q=21359t
计算得矿石损失率S=7.5% 贫化率P=10%
千吨采切比计算结果表
参考文献：王青《采矿学》；《采矿设计手册》；于润仓《采矿工程师手册》，《采矿设备手册》。