金属矿床地下开采课程设计

金属矿床地下开采课程设计

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2015年1月2日

目录

第一章采矿地质条件

第二章采矿方法选择

2.1 采矿方法选择

.2.1.1 开采条件评价

.2.1.2 采矿方法方案初选技术比较

2.2结构和参数

第三章矿块的采准与切割工作

3.1采准巷道的布置

3.2采准巷道的断面形状和规格

3.3采准与切割工作

3.3.1采准与切割工艺

3.3.2采准与切割工程量

3.3.3采准与切割循环图表

3.3.4采准切割成本

第四章回采计算

4.1凿岩爆破

4.1.1凿岩设备和工具的选择

4.1.2炮眼布置和崩矿参数的选择设计

4.1.3采场的凿岩时间和所需要的凿岩机台数

4.2通风16

4.2.1通风系统、线路、方式和制度

4.2.2防尘措施

4.2.3采区风量计算和通风时间

4.3出矿与运搬

4.3.1出矿设备和运搬设备的选择

4.3.2出矿管理和制度

4.3.3二次爆破方法

4.3.4铲运机台效和采场出矿时间的确定

4.4地压管理

4.4.1采场顶板管理

第五章采矿方法技术经济指标

第一章采矿地质条件

某矿床属于层控沉积—热液迭加改造型含铜、含硫的磁铁矿床。矿床内共有大小矿体13个,其中Ⅰ号矿体为主矿体,其储量占矿床总储量的99.7%，为本次设计对象。

本次设计开采范围为：-307.5m～-490m之间的矿体，地表标高为+78～168m 本次设计范围内地质资源储量为4985.78万t，设计开采范围内可利用储量为4744.04万t，Tfe（全铁）品位37.61%、mFe（磁铁矿含铁）品位31.22%、S 品位1.91%、Cu品位0.1%。

（1）矿体及顶底板围岩稳定性

矿体顶板主要为罗岭组上段第三层上部的铁、钙、泥质粉砂岩，其次为龙门院组底部火山岩—粗安岩，泥质粉砂岩蚀变特征表现为绿泥石化、蛇纹石化、角岩化，矿化特征表现为近矿岩石具弱磁铁矿化、黄铁矿化、赤铁矿化等，磁铁矿、黄铁矿呈浸染状、团块状、斑点状分布，经分析靠近矿体的粉砂岩TFe品位一般为8－18%，mFe品位一般为2-11%。

底板均为泥质粉砂岩，蚀变主要为角岩化，次为绿泥石化、钾化、碳酸岩化，矿化特征表现为黄铁矿化及不均匀的弱磁铁矿化，TFe品位一般为5－12%，mFe 品位一般为2-7%。

矿体与围岩界线一般清楚。

（2）矿岩物理力岩性质

根据矿床岩矿物理力学测试资料，分别换算矿体及顶底板围岩普氏硬度f 系数值：顶板均值为11，矿体均值为7，底板为13，少量角岩化地段力学强度偏高，f系数可达20左右，局部松软蚀变（强绿泥石化、水云母、高岭土化）岩石力学强度偏底，f系数为5左右。矿石体重平均3.98t/m3，其中东区为4.08 t/m3，西区为3.89 t/m3。围岩体重为2.7 t/m3。根据类比暂定岩矿松散系数为1.6，自然安息角45°，采出矿石湿度2%。

（3）矿体产状及赋存条件

Ⅰ号矿体为本矿床主矿体，水平投影形态为不规则矩形，长轴方向总体呈290°展布。长2188m, 宽最小190m（0线），最大为783m（22线），宽度平均512m。埋藏在-268.07m—-507.41m标高内。

总体走向略呈弧形变化；倾角变化比较稳定，一般15—20°。

垂直厚度一般为20—40m，最厚63.58m,最薄2.61m，平均为27.07m。

地表准许陷落。

第二章采矿方法选择

2.1采矿方法选择

2.1.1 采矿方法方案初选技术比较

根据矿山的生产能力,矿体赋存条件,矿石品位及矿岩的物理特性等条件, 可以初选出符合要求的采矿方法,现对以下两种方案房柱采矿法,无底柱分段崩进行技术比较.

第一方案房柱采矿法

该方法是该方法沿矿体走向划分规则的采区，采区由矿房与间柱组成，沿矿体走向布置矿块，回采过程中主要留规则矿柱支撑顶板岩石，局部裂隙发育的顶板要加锚杆加固。矿房长度为50m,矿房长度16 m。矿柱尺寸：直径4m，间距6m. 出矿用电耙。

第二方案无底柱分段崩落法

该方法将矿块划分为分段，在分段进路中进行落矿、出矿等回采作业，不需要开掘专用的出矿构。分段高度为10m，回采巷道间距为8m，阶段高度为60m.

表1 采矿方法方案技术比较

序

号项目名称

第一方案

房柱采矿法

第二方案

无底柱分段崩落法

备注

1 矿块生产能力（t/d）90~120 150~250

2 矿石损失率(%) 20 5

3 矿石贫化率(%) 15 7

4 安全条件

暴露面积较大，回采矿

柱困难地压控制较好，回采矿柱较易，

安全性好

5 采切比（%）14 10~15

6

采矿设备与技术难

易程度简单

充填工艺较复杂、铲运机维护

难、

7 采准工作量小较大

8 采矿成本低略高10 资料来源车江铜矿福山铜矿

以上的比较可以看出，第一种方案采切比较小、采矿直接成本低，相对于第二种方案而言，生产能力较低，矿石损失贫化都比较大，安全性比较差，尤其是通过解理裂隙比较发育区时，支护工作较繁琐；第二种方案运用铲运机出矿，是在前方案的基础上进行改进，生产能力大大提高，矿石贫化损失明显降低，地压控制较好，工作安全条件好，缺点是充填工艺较复杂，成本增加，铲运机维护要求高。综合考虑该矿山的生产能力与矿石价值品位以及安全生产的要求，选用无底柱分段崩落法比较合适。该方案的标准三视图见附件。

2.2结构和参数

根据矿体的赋存条件、上下盘围岩的稳固性、矿山生产能力、可能才用的开拓运输方案、阶段运输能力及通风要求，以下是矿块的结构与参数设计。

1）矿块布置：由于矿体沿走向较长，可以划分多个盘区，多个阶段同时进行采切。在一个阶段内，盘区长度划分为60~90m，盘区之间留4m厚的间柱，约3~5个矿块为一个盘区；矿块由条形矿房矿柱构成，矿块下盘留临时底柱。矿房与矿柱都形成长条形的支撑体，在矿柱的保护下回采矿房，然后充填矿房，在充填体的支撑下回采矿柱与底柱。

（2）阶段高度：由于矿体为缓倾斜矿体，矿体的延伸比较平缓，高度变化小，根据铲运机的最有效运距为80m以内的特点，以及多个矿块共用一个溜井的设计，为充分发挥铲运机的效率，矿块斜长取有效距离50m，则阶段高度约为15m。

（3）矿房长度与宽度：由于矿岩的稳固性为稳固，允许暴露的面积为500~1000㎡，由矿房长度定为50m，且为了减少回采时的支护，则矿房宽度取12m。在解理裂隙发育区，根据支护的要求适当调整矿房尺寸。

（4）矿柱的长度与宽度：同矿房尺寸相似，并且矿柱回采后将空区封闭，可减少暴露面积，尽量避免顶板大面积冒落；将矿柱宽度为10米，长度与矿房等长。

（5）底柱与顶柱尺寸：设计时将底柱全部回收，预留3m左右来支撑矿房与矿柱的回采。上下阶段同时进行，不留顶柱，切割上山直接与上阶段的拉底平巷相通。

（6）工作面形式与长度：矿房的工作面的掘进顺序是由切割上山顺倾斜方向掘进，以切割上山为中心，呈V型顺倾斜方向，凿岩时打垂直于工作面的浅孔，集中向切割上山崩矿，便于铲运机出矿。V型的角度取60°，工作面的长度为24m。

（７）底部结构形式：底部出矿结构为自行设备出矿底部结构，崩下的矿石落到出矿平巷的端部，铲运机出矿，切割上山作为出矿巷道，铲运机沿切割上山出矿，矿块底部沿拉底平巷布置溜井，一般隔30~40m的距离布置一个，溜井规格为2.5×2.5㎡。溜井放矿到运输平巷内电机车内。

（8）斜坡道：斜坡道是铲运机从各阶段中进入盘区的通道，一般距离取300m 设立一条斜坡道。

第三章矿块的采准与切割工作

3.1采准巷道的布置

采准工程有沿脉运输巷道、斜坡道、溜井、人行通风联络道，切割工程有拉底平巷、切割上山。

（1）沿脉运输巷道：由于矿山生产能力为小型矿山，但矿体沿走向较长，阶段矿石储量较大，因此沿脉运输巷道设在下盘脉外，距离矿体与底板接触线处7~10m，电机车沿沿脉运输巷道到主溜井缷矿，矿石经破碎后由竖井提升或由斜坡道矿车运输至地表。

（2）斜坡道：每隔300m左右掘进一条斜坡道以保证铲运机、人员、材料等进出盘区采场，斜坡道与阶段运输平巷相连接，坡度约为5°~8°，折返式进入到拉底平巷。

（3）联络道：联络道沿矿体走向布置在矿块底板脉内紧贴底板，用于超前探矿、联络采场、通风、人行、安全出口及充填管路铺设，另外联络道作为回采底柱时的凿岩巷道和爆破的自由面。

（4）溜井：溜井布置在矿块底部脉内，与下盘的沿脉运输平巷相通，每隔35~40m布置一个。

（4）拉底平巷：拉底平巷位于矿块下部与底部接触处，用于铲运机出矿的运输巷道和铲运机的联络通道。

（6）切割上山：由拉底平巷沿着矿房中央掘进切割上山，用于矿房回采。每隔约12m掘进切割上山。

3.2采准巷道的断面形状和规格

（１）沿脉运输平巷

根据矿体埋藏较浅，地压较小，围岩稳固，阶段服务时间较长的特点，断面形式采用三心拱断面。断面尺寸由电机车的类型、人行道宽度及管路电缆等确定。由于矿山年产量为20万t，上下阶段同时回采，阶段运输量一般为8~15万t/a，阶段巷道日通过能力为600t，矿车容积为0.6~1.2m3可以满足运输要求，翻斗式矿车具有结构简单、缷载方式灵活、缷车设备简单及适合于小型矿山的特点，综合各种因素，选用的电机车型号为YFC0.7-6型翻斗式矿车。矿车由架线式电机车带动，根据运输量与矿车容积、轨距、轨型相对应的关系，选用ZK1.5-6/250型号架线式电机车。矿车与电机车的参数如表所示。

表 1 YFC0.7-6型翻斗式矿车规格与主要参数

项目车箱容积

（m3）

最大载重量

（㎏）

轨距

（mm）

外形尺寸（mm）车轮直径

（mm）

车箱长度

（mm）

质量

（kg）

长宽高

参

数

0.7 1750 600 1650 980 1160 300 1160 710

表 2 ZK1.5-6/250型号架线式电机车规格与主要参数

粘着质量（t）轨距

（mm）

供电电压

（v）

小时制牵引

力（N）

最大速度

（km/h）

外形尺寸（mm）

总长宽度轨面到

顶棚高

受电器工

作高度

1.5 600 250 3240 13.2 2370 914 1550 1800~2200 1）巷道的净宽度（B0）的确定由运输设备的宽度、轨道数目、安全间隙及人行

道宽度。

单轨巷道B0＝b1+b+b2＝300+980+800＝2080mm

式中b1－运输电机车与支护之间的安全间隙，

b2－人行道宽度，

b－运输设备的最大宽度，数据通过采矿设计查表得到。

2）巷道净高度（H0）的确定

H0＝f0+h3－h5

式中f0－拱高；h3－拱形巷道墙高，h5－巷道铺轨道渣高度。

三心拱的拱高（f0）确定：根据矿体围岩稳固的特点，可取三心拱的拱高（f0）为f0＝B0/3 =690mm

大圆弧半径R＝0.692 ×B0＝0.692×2080＝1440mm

小圆弧半径r=0.261×B0=0.261×2080=543mm

巷道墙高（h3）的计算：

①按电机车架线要求计算：

设电机架线导电弓子之半K=400mm，轨面到顶棚的高度取H1＝1900mm。

非人行道一侧，轨道中心线至墙的距离a=b/2+b 1=980/2+300＝790mm ，cos α＝cos56°18’36’’＝0.554

由于a r k a r cos 560.0250543400790543250>=-+-=-+-，

故架线弓子是在小圆弧 断面内，应按下式计算h 3:

mm

K a r r h H h 1950)400790543()250543(3201900)()250(2222613=+----+=+----+=②按管道架设要求计算：

轨道中心线与巷道中心线的间距Z= B 0/2－b/2-b 1=2080/2－980/2－300＝250 管道所占高度为管道直径与托管横梁高度之和，即：n=D 1+100+D 2=100+100+50=250，D 1、D 2为假设的管径。 三心拱单轨运输巷道墙高（h 3）计算：

mm D K Z B r r n h h 1670)]1003004002502

2080

(

543[5432501601800)]3002

(

[180022210

253=---+---++=---+---

++=③按人行要求计算 巷道墙高（h 3）,即

mm

r r h h 1650)100543(5431601800)100(1800222253=---+=---+=按以上三种要求计算后h 3取其中的最大值1950。

3）巷道净高度H 0:得mm h h f H 248016019506905300=-+=-+= 4）水沟参数：水沟坡度与巷道坡度相同，取3‰，选用Ⅲ型水沟。 5）断面尺寸：净断面面积S 净＝5.8㎡，掘进断面面积S 掘=7.1㎡。

图 1阶段沿脉运输巷道断面图

（２）斜坡道

断面尺寸由铲运机的最大外形尺寸和安全防护要求来确定，《冶金矿山安全规程》规定设备每侧加宽不得小于 1.0m，设备的最大高度距斜坡道拱顶的距离不得小于0.6m。采用类比法与铲运机实际尺寸确定断面尺寸，选用的1.5m3小型铲运机外形尺寸是（长×宽×高）6.95×1.50×2.10m（数据源于鲁中冶金矿业集团公司机械厂LDCY-1.5电动铲运机），所需断面尺寸为3.5×2.8㎡。

（3）联络道：联络道的断面尺寸由类似矿山经验提供，一般取1.5×1.5㎡。（4）溜井：溜井断面尺寸为2.5×2.5㎡，根据矿石安息角可以确定溜井坡度取70~90°，根据矿体底部到沿脉运输平巷的距离可能确定溜井的长度为7~7.5m。（5）拉底平巷：拉底平巷断面尺寸要考虑铲运机的通行条件，从拉底平巷进入切割上山的岔道要根据铲运机的内外的转弯半径来设定。1.5立方电动铲运机的内侧最小转弯半径为3m，外侧最大转弯半径为5m。拉底平巷的宽度取3m，高度取矿体厚度，约4m。

（6）切割上山：切割上山取3m宽，方便铲运机出矿，高度取3m，留1m厚回采矿房时一起回采。上山与拉底平巷的接口要削成转弯半径满足出矿要求。

图2切割上山与拉底平巷剖面图

3.3采准与切割工作

3.3.1采准与切割工艺

采准工程先由阶段沿脉运输平巷沿走向掘进，并支护混凝土、架设电机车架线和管路。

每隔300m左右向矿体内部掘进斜坡道，使铲运机能到达矿体内部；同时在沿脉运输平巷内每隔30~40m向上掘进溜井，使溜井联通阶段沿脉运输平巷与矿体底部，在矿体底部沿着走向掘进拉底平巷。在矿体底部优先掘进联络道，联络道主要用于下阶段的通风、人行联络。

拉底平巷根据矿块沿走向推进，采用浅孔打眼，崩下的矿石通过溜井下放到沿脉运输平巷；

通风措施主要由矿块底部的通风联络道通过横向通风天井进入到拉底平巷掘进平面。拉底平巷超前一定矿块数量后，在矿房中间垂直拉底平巷逆倾斜方向掘进切割上山，形成回采工作自由面，切割上山的形成工艺与拉底平巷相同。切割上山与上阶段矿块底部的联络道相通，实现回采工作面的通风。

3.3.2采准与切割工程量

采准与切割工程量以盘区为单位，以5个矿块为一个盘区计算。沿脉运输平巷的长度与矿体走向相当；斜坡道每隔300m掘进一条，长约为60m；其它的如联络道、拉底平巷、切割上山及溜井可根据盘区结构尺寸确定。两步骤回采，矿柱矿量也算入采准矿量内。

盘区矿量按照标准盘区尺寸来计算，矿体宽度是矿房宽度与矿柱宽度之和，约为22m，盘区总长约为110同m；盘区沿走向布置，其倾斜长与矿体倾斜长度相等，为50m，矿体厚度为4m，矿石容重3.5t/m3，则盘区矿量为110×50×4×3.5＝77000t=77kt。

用如下列表的方式计算采准与切割工作量指标，计算千吨采切比，其表示方式分别为：自然m/kt 和m3/kt。

表3盘区采准切割工程量

工作项目断面规格

（m×m）

数量

m m3

1、运输平巷 2.4×2.7 110 712.8

2、斜坡道 3.5×2.8 20 196

3、联络道 1.5×1.5 22×5 247.5

4、拉底平巷3×4 22×5 1320

5、切割上山3×3 50×5 2250

6、溜井 2.5×2.5 1×2 12.5

7、漏斗天井2×2 6×2 48

……

合计326 4786.8 矿块矿量（kt）77

千吨采切比自然m/kt 4.3 m3/kt 62.2

3.3.3采准与切割循环图表

计算采准与切割工作循环以盘区为单位，掘进速度以矿山平均指标为参考。沿脉运输平巷首先掘进，其次是溜井、通风联络道，然后是拉底平巷，最后是切割上山，各个工序如图表所示。

表4盘区采准切割工作进行图表

工作项目工程量

（m）

掘进速度

（m/mon）

完成时间

（日）

进行顺序（月）

1 2 3……

1、沿脉运输平巷110 100 32

2、斜坡道20 80 8

3、通风联络道110 250 13

4、拉底平巷110 200 16

5、切割上山50×5 200 38

6、溜井1×3 — 3

7、漏斗天井6×3 100 6

8、其他

从图表中可以看出，一个盘区的采准切割循环时间一个半月。

3.3.4采准切割成本

用下表的形式计算一个盘区所需的采准切割的费用，并算出每吨矿石的采准切割费用。

盘区的采准切割费用表

工程项目工程量（m）单价（元/m）金额（元）

1、沿脉运输平巷110 3000 330000

2、斜坡道20 3000 60000

3、通风联络道110 200 22000

4、拉底平巷110 1000 110000

5、切割上山50×5 800 200000

6、溜井1×3 100 300

7、漏斗天井6×3 1000 18000

8、其他

合计740300

采切成本（元/t）9.6

第四章回采计算

4.1凿岩爆破

4.1.1凿岩设备和工具的选择

由于矿山生产能力较小，矿体厚度较小，不需要打深孔或中深孔，普通的浅眼凿岩设备可满足要求。因此凿岩设备可选用YT－24或7655气腿式凿岩机和YSP－45向上式凿岩机，YT－24或7655气腿式凿岩机可以钻凿水平、倾斜向下和微倾斜向上的炮孔，适合钻凿f=8~18的中等坚硬和坚硬的矿岩；YSP－45可以钻凿60~90°的向上炮孔。

表 5凿岩设备的主要技术参数

4.1.2炮眼布置和崩矿参数的选择设计

回采矿房的工作面沿顺倾斜方向掘进，呈V 形下向崩矿，落矿集中，便于铲运机出矿且缩小运输距离。工作面与切割上山的交角约为30°。回采过程中矿房内不留支柱，在矿房底部与拉底平巷接触处留1m 厚的矿柱不采，作为充填时的隔墙。上阶段超前下阶段一个盘区。该矿平均厚度为4m ，当矿体厚度<3m 时，全厚一次开采，矿体厚度大于>3m 时，分层开采。当凿岩条件满足时也可全部全厚一次开采。由于该矿的矿石比围岩要稳固，所以采用倒台阶分层开采更加安全。 浅眼落矿要求爆破作业安全，每米炮眼落矿量大，回采强度高，大块少，二次破碎量要小，矿石损失、贫化低，材料消耗少。

①炮眼布置方式

下层先打2m 厚水平眼向切割上山方向进行侧向崩矿，出矿后再打上向垂直眼逐排崩矿，下层超前上层5~8m ；回采切割上山顶板的矿石时应架设平台打上

凿岩机型号

机重（kg ）

全长（mm ） 冲击频率（次/min ） 使用风压（Mpa ） 使用水压（Mpa ） 钻孔直径（mm ） 最大孔深（m ）

推进方式

YT －24 24 678 1800 0.5 0.2~0.3 34~42 5 FT －140气腿子

7655 24 620 >2100 0.2~0.3 0.2~0.3 34~42 5 FY －200 YSP －45

44

680

2700

0.5

0.2~0.3

35~42

6

自带轴向推进器

图 3矿房回采顺序示意图

向垂直眼。下层超前上层2~3个进尺。

②炮孔直径

炮孔直径由凿岩设备决定，由凿岩设备参数及矿石的坚硬性可取炮眼直径为38~42mm，所采用的药卷直径为32mm。

④最小抵抗线孔口距

最小抵抗线W和孔口距a一般用下列经验公式确定：

W＝（25~30）d, m

a =（1~1.5）W，m

式中d——炮眼直径，m。

由于矿石比较坚硬，W取小值，即W=25×0.038＝0.95m

a 也取小值，即a =1×W=0.95m

炮眼倾角

下层炮眼呈水平，垂直工作面，与切割上山成60°交角。上层炮眼垂直向上。

⑤炮眼深度

炮眼深度与矿体、围岩的性质、矿体厚度及其规则性等因素有关，采用浅孔爆破方法，由于矿石比较坚硬，凿岩设备随深度增加效率明显下降，另外由矿体厚度的限制，所以水平炮孔平均深度取2.5m，垂直上向炮孔平均深度取2m。由于垂直打眼，所以炮眼深度与炮孔长度相等。

图4炮眼参数设计示意图

⑥工作面尺寸

工作面长度L ＝l/sin(30)×2＝3.5/sin(30)×2=14m ，分两层崩矿，工作面的高度为矿体厚度的一半，工作面的面积为S=L ×2＝28㎡。 ⑦崩矿量

崩矿量M=ρ???l h b

式中 b —为一次崩矿步距； h —为崩矿厚度； l —为炮眼深度； ρ—为矿石容重。

下层：崩矿步距为一次崩4排孔，一个工作面分4次崩矿，即切割上山两侧各分再次崩矿。

崩矿量M=4×0.95×2×2.5×3.5＝66.5 t 每个循环的炮眼数量为4×2＝8个 炮眼总长度l 总 =4×2×2.5=20 m 每米炮眼崩矿量m=M/l 总 =66.5/20=3.33t/m

上层：崩矿步距为一次崩4排孔，一个工作面两次崩完，即切割上山两侧各一次崩完。

崩矿量M=4×0.95×7×2×3.5＝186.2 t 每个循环的炮眼数量为4×（7/0.95）＝30个 炮眼总长度l 总=4×(7/0.95)×2=59m 每米炮眼崩矿量m=M/l 总＝186.2/59=3.15t/m

4.1.3采场的凿岩时间和所需要的凿岩机台数

每天按崩矿230t 计算，根据前面计算得到的每米炮眼崩矿量平均值约为3.2 t/m ，可以求得采场每天打眼长度约为70m 。根据采矿设计手册中资料可得到：YT －24型凿岩机凿岩工效40~50m/台·班；YSP －45型凿岩机凿岩工效为60~70 m/台·班。

采场配置凿岩机台数：qP

A

n =

式中 n ——凿岩机台数；A ——采场每一工作循环内落矿量，t ；q ——每米炮

眼崩矿量，t/m；P——凿岩机台班效率，m。

考虑该矿岩的坚硬性系数f=12~16、矿石类型、所选凿岩机的凿岩台效及备用系数，初步选定为凿岩机YT-24与YSP-45凿岩机各两台。

爆破消耗与网路设计

炸药选用2#岩石硝铵炸药，药卷直径为32mm，长度为200mm，重量200g。

炮眼崩矿爆破的单位炸药消耗量同矿石性质、炸药性能、炮眼直径、炮眼深度以及采副宽度等因素有关。矿石的坚固性系数为12~16，但解理裂隙比较发育，可爆性较好，并且炮眼间距及最小抵抗线都取较小值，用岩石硝铵炸药时查下表知：炮眼崩矿的单位炸药消耗量取小值，综合各种因素取为单耗为1.0kg/m3，

表6井下炮眼崩矿单位炸药消耗量参考值

矿石坚固性系数f <8 8~10 10~15

单位炸药消耗量（kg/m3）0.26~1.0 1.0~1.6 1.6~2.6 一次爆破崩矿的炸药消耗量为Q，按下式估算：

Q=qbhl

式中：Q—一次爆破崩矿装药量；

q——单位炸药消耗量；

h——矿体厚度；

b—一次落矿总长度；

l——平均炮眼深度。

下层：装药量Q

下

= qbhl=1.0×2×4×2.5＝20kg

每个炮眼装药量Q

孔=Q

下

/n＝20/8＝2.5kg

上层：装药量Q

上

= qbhl=1.0×4×7×2＝56kg

每个炮眼装药量Q

孔=Q

上

/n＝56/30=1.8kg

装药采用人工装药，装药方法是将起爆药包靠近眼底进行反向起爆，起爆器材有雷管、导爆管、连接元件、激发器材等，起爆方法采用导爆管起爆导爆延期雷管逐排崩矿，堵塞长度为最小抵抗线W的一半左右。爆破网路采用塑料导爆管和豪秒雷管微差起爆网路联接，联线方式为串并连，逐排起爆。

4.2通风

4.2.1通风系统、线路、方式和制度

房柱法采矿通风比较容易，凿岩、爆破、出矿都是在采场内进行，通风系统为硐室型采场通风。通风线路：阶段运输平巷→未放矿的溜井、斜坡道→拉底平巷→切割上山→采场→通风联络道→上阶段回风天井。通风方式采用主扇的总风压形成贯穿风流通风。

4.2.2防尘措施

采场内除尘是为了保持良好的通风效果，创造良好的劳动条件，保证井下人员的身体健康，提高劳动生产率。

①通风除尘，在采掘工作面、溜井等地和产尘设备（如破碎机、输送机、装运机、掘进机等）采取密闭抽尘净化措施；

②采用湿式凿岩设备进行湿式作业；

③控制通风风速，减少扬尘；

④加强个体防护，现场作业人员带口罩作业；

⑤爆破前除尘减少因振动引起的大量灰尘扬起。

4.2.3采区风量计算和通风时间

回采工作面的需风量，按照《地下矿通风规范》规定，按下列要求分别计算，取其中最大值：

①按同时工作的最多人数计算，供风量应不少于每人4m3/min。即：

Q=4∑n，m3/min

式中：∑n——工作面同时工作的最多人数。

按装药时10人计算得Q=40 m3/min。

②按排尘风速计算：

Q=Sν，m3/s

式中：S——工作面过风面积，㎡；ν——要求的排尘风速，m/s；硐室型采场最低风速应不小于0.15 m/s，巷道型采场、凿岩巷道和掘进巷道应不小于0.25 m/s；电耙道、干净破碎巷道和溜井缷矿口应不小于0.5 m/s；

由于工作面是呈V型顺倾斜方向的，由切割上山向两侧扩大，工作面过风面积S=3×4×2＝24㎡约为25㎡。

按照硐室型采场不小于0.15 m/s的要求计算，得到Q=25×0.15＝3.75 m3/s＝

225 m3/min

通过以上的计算，采区的通风量约为230 m3/min。

由于采区的空区随着工作面的推进而不断增大。爆破通风时间也不断增加，一般通风时间应大于45分钟。

4.3出矿与运搬

4.3.1出矿设备和运搬设备的选择

地下开采矿山生产能力的提高和劳动生产率的增长在很大程度上取决于回采出矿作业的出矿结构和机械化程度。该铜矿山生产能力为每年20万t，选用3台1.5立方的电动铲运机可满足生产要求。根据类似矿山的参考资料，LDCY-1.5电动铲运机台年可达8~10万t。

表7高配置LDCY-1.5电动铲运机主要技术参数

额定载重（Kg）外形尺寸（mm）电铲容

积（m3）

堆装

最大举

升高度

（mm）

最大缷

载高度

（mm）

整机操

作质量

（kg）

爬坡能力行车速度

（km/h）

最小内侧转

弯半径

(mm)

最小外侧

转弯半径

（mm）长宽高

3000

6950 1500 2100

1.5 3740 1400 11500 12°(3km/h)

34°（1.2km/h）

0~9 3000 5000

4.3.2出矿管理和制度

采场崩矿后，45分钟以上的通风结束后，只有清理上顶板的松石，电动铲运机才能从拉底平巷沿着切割上山进入到采场内进行装矿，装矿后在采场内转向退

出采场，将矿石倒入拉底平巷一侧的矿石溜井，平均运距为60m，溜井下面由振

动放矿机放矿，矿石由电机车通过阶段运输平巷运至矿仓进行破碎、提升。多个

采场同时作业互不干扰。铲运机工作时采场不能够进行凿岩作业。

4.3.3二次爆破方法

由于装药密度较大，炮眼较浅，且矿石坚硬性大，所以崩下矿石块度较均匀。

大块直接在采场内用覆土爆破法破碎。这种方法不需打眼，直接将药包搁置在大块矿岩的凹陷部位，用粘性泥土覆盖严实后爆破。

4.3.4铲运机台效和采场出矿时间的确定

（1）小时生产能力的确定

（一）装运卸一次作业循环时间

t=t1+t2+t3+t4+t5

t5=2L/v

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，卸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——其它影响时间，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运距，m；

v ——铲运机运行速度，m/s，与巷道状况有关，特别是路面性质不同，运行速度可有成倍之差，参考表

表8铲运机运行速度参考数据

路面性质差

（无路面或很差的碎石路面）

较好

（较好的碎石路面）

好

（混凝土路面）

很好

（沥青混凝土路面）

运行速度（km/h）<6 6~8 8~12 >12 由于铲运机运矿的巷道是切割巷道，路面是下盘围岩，是一般的碎石路面，所以运行速度取v=7km/h=1.9 m/s，即可算得

则装运卸一次作业循环时间t为

t5=2L/v=100/1.9=50

t=t1+t2+t3+t4+t5

=30+20+40+30+50

=170 s

（二）小时装运卸循环次数

n=3600/t

=3600/170

=21.1取整21

（三）小时生产能力

Q=KnGγ

式中：Q——铲运机小时生产能力，t/h；

K——铲斗装满系数，一般取0.8；

G——铲运机一次装载量为一个铲头容积，m^3/次；

γ——装运物料的松散体重，t/m^3 ;

综上可得

Q=0.8×21×1.5×3.5/1.4

=63t/h

（2）铲运机台班生产能力的确定

Qb=Q×T

式中：T——一班有效工作时间。

一个台班法定工作时间是8小时，公式利用率根据经验数据取40%，即T=3.2h.所以

Qb=63×3.2=201t/台班,取整得200 t/台班

下层崩矿出矿时间约为一个半小时，上层崩矿出矿时间约为一个台班

4.4地压管理

矿岩的稳固性较好，暴露面积也比较少，分层采用的是倒台阶崩矿，且工作面作业顺序顺倾斜方向推进，进入采空区的机会较少，一般不需要支护，当矿岩的解理裂隙发育时，应根据需要适当打锚杆，防止大面积冒顶发生事故。

巷道或采场支护材料和方式

沿脉阶段运输平巷服务时间较长，围岩解理裂隙发育时应用混凝作永久支护。拉底平巷与切割上山根据矿岩稳固条件的实际情况来定要不要打锚杆。