金属矿开采设计

一、设计题目
云南某铅锌矿3号矿体采矿方法设计。

二、矿床赋存及开采技术条件
云南某铅锌矿3号矿体为接触交代过程中的中至低温热液型铅锌矿床。

矿体赋存于奥陶纪灰岩顶部与志留纪砂页岩接触带之间的矽卡岩中，顶板为灰黑色矽质页岩，稳固，12
f；底板为灰色、
=
10
~
线紫色灰岩，坚硬稳固，12
f。

矿体分布在矽卡岩中，呈似层状
=
8
~
产出。

矿石硬度系数10
=
f，中等稳固以上。

矿体分布范围长约1500
9
~
米，宽约1000米。

倾角较陡，近似直立，一般为090
88。

矿体较厚，
~
一般25米左右。

主要铅锌矿物呈浸染状、斑点状，不规则地分布在矽卡岩体内或其附近的大理岩中，矿化不均，品位变化大，含锌13%，含铅5.5%，矿石容重3.9吨/米3，松散系数为1.8。

地表允许陷落。

三、采矿方法的选择
1.采矿方法的初选
根据上述条件，可初选出三种采矿方法。

第Ⅰ方案——采取水平深孔落矿阶段矿房法：垂直走向布置矿房，矿房宽度为矿体厚度即25m，阶段高度60m,间柱宽度10m，顶柱厚度6m,底部采用漏斗结构，采用CZZ-700型凿岩台车凿岩，ZYQ-14型装运机出矿。

第Ⅱ方案——垂直深孔落矿有底柱分段崩落法：采场垂直走向布置，阶段高度60m，长度为矿体厚度即25m，宽度15m，分段高度15m,垂直走向布置一条电耙道，穿脉巷道装车，穿脉巷道间距30m。

采用
YG-80型和YGZ-90型凿岩机配FJY-24型圆环雪橇式台架钻凿，电耙出矿。

第Ⅲ方案——无底柱分段崩落法：采用垂直走向布置回采巷道，采场宽度为矿体厚度25m，高度60m,长度60m，分段高度12m，溜井间距60m，回采巷道间距10m；采用CTC／400-2和YGZ-90凿岩机凿岩，ZLD型铲运机出矿。

采矿方法技术经济指标分析比较表
从表可知方案Ⅰ回采强度大，劳动生产效率高，采矿成本低，回采作业安全等优点；但且需要留一定的矿柱支撑采矿区,矿柱比重较大，矿柱回采的贫化损失率大且回采量不多，大块率达20%--30%，对底部结构有一定的破坏性。

方案Ⅱ虽然回采效率较高，但采准切割工程量大，施工机械化程度低，底部结构复杂，耗时且成本较高；尤其是不能根据矿体赋存情况合理及时的剔除其中的夹石，因此造成贫化率较无底柱采矿方法高。

与第Ⅲ方案相比，除生产能力较大外，其余都比Ⅲ方案差。

方案Ⅲ采矿方法结构简单，回采工艺简单，可采用高效率的采掘装设备，机械化程度高，安全性好；同时也可以剔除夹石和进行分级出矿，可以提高回采品位，降低贫化率。

2.综合比较，方案Ⅰ较其他两方案差；方案Ⅱ和方案Ⅲ综合效益难以区别，但因为该矿体呈浸染状、斑点状，不规则地分布在矽卡岩体内或其附近的大理岩中，矿化不均，品位变化大，方案Ⅲ可以剔除夹石，提高出矿品位，而方案Ⅱ不能，所以综合来说方案Ⅲ较为适合，即采用无底柱分段崩落法。

四．矿块结构设计
1.采用垂直走向布置采场，采场宽度为矿体厚度25m，高度60m,长度60m，分段高度12m，溜井间距60m，回采巷道间距10m，沿走向每300m设置一个设备井。

第一、二分段进行回采作业，第三分段钻凿上向扇形炮孔和切割，第四、五分段进行采准工作，即采准切割凿岩爆破与装运矿石等工序在不同的分段平行进行。

2.矿块工业储量计算表
五．采准切割工作：在矿体下盘掘进沿脉运输巷道，然后掘进分段运输平巷，再掘进矿石溜井，回采巷道，最后掘进切割巷道和切割天井。

所需设备：7655、ZYQ-14型型凿岩机
回采巷道：间距10m，倾角3‰，垂直走向布置；
设备井：沿走向每300m设置一个设备井，布置在本阶段崩落界限外；溜井：布置在两矿块相连处的围岩中
人行通风井：每个矿块设置一个；
切割平巷与切割天井联合拉槽：沿矿体边界掘进一条切割平巷贯通各回采巷道端部，在中间掘进切割天井；在切割天井两侧，自切割平巷钻凿若干排平行炮孔，以切割天井为自由面，逐排起爆形成切割槽,切割槽空间满足崩矿要求。

=矿石松散系数×W
L
槽
L
=1.8×1.5=2.7m
槽
采准切割进度计划及工程量计算表见附图
采准切割进度计划表
采准切割进度计划甘特图
采准切割工程量计算表
采切比的计算：
K=1000×∑v/T（米/千吨）
式中：K1 ——采切系数，米/千吨；
∑L——矿块中采准巷道与切割巷道的总长度，米；
T ——矿块矿量，吨；
K=1000×1515/268920=5.63（米/千吨）
采准切割巷道支护方法：矿石稳固，地表允许崩落，无底柱分段崩落法中对于回采巷道要求比较低，故不需支护；矿体外部矿块如阶段运输巷道、分段运输巷道、溜井可采用喷射混凝土支护。

同时工作的采准、切割工作面N的计算
N=10A b K1/V （个）
式中：A b—矿井班产矿石量，万t/班；
A b =A/(n1n)
A—矿井年产矿石量，万t/a；
n1 —矿井年工作天数，d/a；
n —矿井日工作班数，班/d；
K—采切比，m/kt;
V —采准切割巷道平均掘进速度，m/班。

n1取330天，
n取3 ，
K=5.67m/kt，
A取300万吨/a,
V取4m/班，则
A b =A/(n1n)=300/(330×3)= 0.3(万t/班);
N=10A b K1/V=10×0.3×5.67/4=4.25(个)，
取整得N=5个。

六．回采工作：
（1） 回采顺序：分段间自上而下，上分段超前于下分段,同一分段向
设备井方向后退回采;每次起爆一排炮孔。

（2） 凿岩设备：CTC ／400-2、YGZ-90型凿岩机（90～100m ／台·班）。

（3） 回采工作组织:采用三班工作制度，各工种尽量平行交叉作业。

（4） 爆破设计: 扇形炮孔： 上向扇形炮孔
边孔角 崩矿步距 炮孔直径 最小抵抗线
45º
3m
65mm
1.5m
炮孔装药结构：见附图
炮孔装药量计算：采用FZY-10装药器
炸药单耗：一次爆破k 1=0.7kg /m 3，二次爆破单耗k 2=k × 30%=0.21kg/m 3,所取k=0.91kg/m 3 总装药量Q=kws=153kg ；
⑤爆破方式：非电导爆管网路排间微差起爆，一次起爆2排； ⑥起爆顺序: 以拉槽作侧向自由面, 孔间间微差爆破； ⑦一排扇形孔凿岩时间：==100
4
.83凿T 0.83班=6.6h 装药联线时间：装，联T =1h 爆破通风时间： T 导通=0.5h
凿岩爆破总时间 T ＝(T 凿+T 装+T 导通)≈8h
⑧出矿：用3m 3的ZLD 型铲运机(310t/台·班)把回采巷道端部的矿石运到溜井,完成铲、运、卸作业。

在同一分段水平，装矿顺序是逆
风流风向进行的。

为提高装运机效率，每台装运机保有三条以上的回采巷道轮流作业。

（3）通风工作：采用分区通风方式，回采工作面用局扇通风，局扇安装在上部回风水平，局扇将矿块内的污风抽到密封墙内，新鲜风流由本阶段的脉外运输平巷经通风井，进入分段运输联络巷道和回采巷道。

清洗工作面后，污风由铺设在回采巷道及回风天井的风筒引至上部水平回风巷道，并利用安装在上水平回风巷道内的局扇并联抽风。

井下矿井风量除满足设备及爆破需求外，必须满足每人每分钟不小于4m3的新鲜风量。

（2）回采工作循环图表：回采时，一个工班可在不同阶段、不同的回采巷道中平行作业，一部分凿岩爆破的同时另一部分负责出矿，见附图。

（4）出矿管理：采用X射线荧光分析仪，达到放矿截止品位时停止
放矿。

八.主要技术经济指标如下
单循环回采成本
平均回采每吨矿石成本=3717/655.2=5.67元
（其中一个循环采出矿量655.2t ）
单矿房采准切割成本
每吨矿石采准切割成本=单矿房采准切割成本/矿房总矿量
=2397000/268920=8.91元
采出每吨矿石的总成本=每吨矿石采准切割成本+每吨矿石回采成本
=8.91+5.67=14.58元
七．采场地压管理：边回采边放顶，在第一分段上部掘进放顶巷道，在其中钻凿与回采炮孔排面大体一致的扇形深孔，并与回采一样形成切割槽。

以矿块为放顶单元，边回采边放顶，逐步形成覆盖岩层。

这种方法工作安全可靠，但放顶工艺复杂，回采和放顶必须严格配合。

岩石厚度满足下列两点要求：
①放矿后岩石能够埋没分段矿石，否则形不成挤压爆破条件，使崩下的矿石将有一部分落在岩石层之上，增大矿石损失贫化；
②一旦大量围岩突然冒落时，能保证起到缓冲作用；
根据以上两点要求一般岩石厚度约等于二个分段高度，即24m左右。