采矿方法选择对比表

根据该矿矿体开采技术条件，由于矿体厚度变化在2—8m之间，矿体产状基本稳定，属于薄矿体。

3.11.4 采矿方法选择
（1）采矿方法选择
小于6m的矿体可以选择的采矿方法有空场法和充填法，由于该矿区上部允许崩落或变形，且充填采矿法开采成本较高及生产投资大，因此，可以考虑不采用充填采矿法；而作为空场法可以考虑的采矿方法有浅孔留矿法、房柱法等。

经比较，设计该部分矿体开采采用房柱法进行开采。

（2）采矿方法简述
矿体在走向上划分为矿房、矿柱，矿房布置上山与上分层沟通，在矿柱布置人行天井，矿块在下部进行切割，采用浅孔进行采场凿岩，由下而上进行回采，采场采用30Kw电耙耙矿直接装车。

详见采矿方法标准图。

3.11.5采矿方法
①矿块布置：一般情况下矿块沿倾向布置。

②构成要素
1）阶段高度
为减少开拓工程，本设计阶段高度为50m，在阶段中间设置附加中段。

2）凿岩分层高度
矿块长50m，宽14m，阶段高50m，阶段设置附加中段，副中段高25m，间柱宽5m，顶柱高4m。

采准切割：在矿体下盘岩石中布置阶段运输平巷，在矿块布置上山与上中段相连，在川脉巷每隔6m往下盘开掘斗穿和斗颈（对于厚度3m以下的直接掘斗颈），在斗颈上部扩漏并掘进拉底平巷。

矿房回采：从拉底平巷开始扩帮至矿体边沿，然后逆倾斜向上推进，自下而上进行回采。

根据矿体厚度不同，用YSP-45或YT-24型凿岩机钻凿上向或水平孔井下落矿，矿石利用电耙下放至漏斗，直接装车运走。

通风：采场工作面利用矿井主风流通风。

新鲜风流由沿脉运输道经一侧进入采场后，污风由上山经上部回风平巷从回风井排出地表。

顶板管理：采矿过程中加强敲帮问顶工作。

对局部破碎地带，及时预留保安矿柱。

矿柱回收：间柱用YSP-45钻在顺路井联络巷凿岩回收，顶底柱视具体情况决定是否回收，若回收则上中段底柱和本中段顶柱在矿房回收时一起回收。

③主要采矿指标
设计采用该采矿法开采，其主要采矿技术经济指标间表3.12。

5.5主要采掘设备
5.5.1 凿岩设备
采用中深孔凿岩，设计开采规模为7万t/a，采准带矿约为0.7 万t/a，采场出矿量按照6.3万t/a考虑，则：
年需要凿岩量：6.3/3=2.1 万m；
该矿采用YT-24、01-45凿岩机凿岩，在实际生产中该设备的年凿岩效率为0.4～0.5万m之间，设计按照0.45万m /a计算。

则需要凿岩机台数为：2.1/0.45=4.67-------------取5台
实际生产中考虑备用2台，共计需要7台。

此外，正常同时需要工作的房柱法约为2个，生产时可能考虑到正常采矿生产需要掘进对1个，需要YT—24或YT—27凿岩机7台，正常使用4台，备用3台，01—45凿岩机5台，正常使用3台，备用2台。

5.5.2 出矿设备
设计采用30KW电耙出矿。

电耙台数为：
全矿需要电耙出矿的能力为6.3万t/a，而该电耙每台出矿能力约为5万t/a，则需要同时工作的该电耙数为2台，备用2台，共计需要4台。

3.11.6 采矿主要技术经济指标
根据不同采矿方法计算，同时参考类似矿山情况，采矿技术经济指标选取见表3.13：
（3）主要采采掘设备
主要采掘设备表、材料消耗见表3.14、表3.15。

3.11.8 溜井放矿
设计无底柱中段溜井及阶段主溜井采用振动放矿机放矿，溜井放矿（岩）有0.75 m3矿车。

1）计算依据：
放矿机宽度B=（1.6—2.0）D =1.8D=900mm
式中：D-----溜井中最大矿岩石块度mm
2）振动放矿机宽度B应该小于容器进口值的300－600 mm，且应该为B 值的整数倍。

0.75m3矿车的部长度为1200 mm，该值减去300 mm后的长度为900 mm，满足要求。

由上可知，设计选择取振动放矿机的宽度为900mm能够满足两种矿车的装矿要求。

振动放矿机技术参数表见表3.16。

3.12 首采区域采准切割工程
＋290m中段共布置2个矿块，其首采地段为该中段的中西部，其工程布置见附图。

该区段工程总量约为663m（含中段溜井、人行通风上山等），其中：分段联巷长160m，上山95m，回风巷120m，切割巷58m，溜井50m，斜井160m，斜井联巷20m，。

总计在矿石中313m，岩石中350m。

共计约3978m3（含中段溜井、人行通风斜井等）。

3.13 生产期间准备矿量（三级矿量）
3.13.1 生产期间准备矿量
（1）标准矿块矿量Q矿
阶段高50m，副中段高为25 m，矿块斜长40 m，矿块宽按照14 m进行计算，矿体平均厚度5 m，矿石体重3.7 t/m3，则：
Q矿=40×5×14×3.7
=1.1×104t
（2）备采矿量Q备采
本区段正常生产时需要的备采矿量应该为：
Q备采= Q矿×N
式中：N----正常需要出矿设备台数，则：
Q备采=1.1×104t×2台
=2.2×104t
（3）采准矿量Q采准
本区段正常生产需要的采准矿量应该为：
Q采准=K ×Q备采
式中：K----采准作业系数，一般为1.5—2.0，取K=1.8计算，则：Q采准=1.8 ×Q备采
Q采准=4.0×104t
3.13.2 新中段开拓
依据地质资料提供的中段矿量分布，＋290m中段矿量约为126×104t，正常生产万吨矿石时间约为13.5a，而＋240m中段预计开拓工程量为2000m，再加上首采地段的采准切割工程施工，正常开拓加设备安装时间等约需要2年完成。

因此，在＋290m中段生产后的第11年应着手进行新中段的开拓，以保证接续生产的平衡。

3.14 年掘进量计算
该区域矿体设计采用房柱法进行开采，设计平均千吨采切比按照7m/kt进行计算，则年需要掘进量为：7×104t×10×7 m/kt=490m（其中天溜井占10%），按500 m计。

3.1
4.1 掘进队数
月需要掘进量为50m，其中天溜井约5m，平巷45m。

平巷掘进效率（掘进100—120m/m，加支护约80m/m），则需掘进施工队：
50/80=0.6------取1个
即为满足矿山年产7×104t能力的要求，其需要采准切割的掘进队为1个（同时附带完成天溜井掘进）。

3.1
4.2 采掘计划
矿山采掘进度计划表见表3.17。

注：该采矿计划包含了采准带矿，并将下分层的带矿量计入了本中段统计。

3.16 采出矿石品位
3.16.1 基础数据
1) 贫化率
设计采用的采矿法大多是在空场下放矿的采矿方法，考虑部分使用无底柱分段崩落采矿法，依据类似矿山生产实践，预计该区域开采的综合贫化率按照12.5%计算。

3) 地质品位
依据对地质资料的品位统计，该区段矿体的平均品位为32.87%。

3.16.2 采出矿石品位计算
计算公式：
α地-α采出
ρ= ------------
α采出-α岩
式中：α地------矿石地质品位，32.87%
α采出------采出矿石品位
α岩------围岩品位，10%
ρ------贫化率，12.5%
经计算，本区段采出品位为30.3%，考虑地质影响系数，该区段设计采出品位为28—30%。

3.17 采矿生产能力及同时工作的矿块数
依据该矿体条件，设计采用该采矿方法开采能力约为7万t/a。

1) 矿块生产能力
本次设计一个矿块布置一台电耙作业，设计选择采用30KW电耙出矿，依据本矿山实践，该设备年出矿能力为5×104t。

2) 同时工作的矿块数
采场年出矿量7×104t，则同时工作的矿块数为2个。

(4)同时工作的矿块数
设计该围生产能力为7万t/a，其中采场出矿6.3万t/a，首采中段选择在290 m进行，依据该矿体条件，设计其同时工作的矿块数为2个。