第5章 采矿方法

第5章 采矿方法

5.1 矿床开采技术条件

柿竹园多金属矿床为一大型接触交代矽卡岩矿床，工业类型属云英岩矽卡岩复合型钨多金属矿床。矿体大透镜体产出，厚度大，矿化强，连续稳定，品位较高。平均品位：WO3:0.438%，Mo:0.094%，Bi:0.147%。其中核心部位长宽315m×313m范围为全矿床品位最高的富矿体，平均品位：WO3:0.538%，Mo:0.116%，Bi:0.177%。矿体赋存于花岗岩与中、上泥盆统灰岩接触带附近的矽卡岩、大理岩中。矿石岩性为云英岩网脉矽卡岩，缓倾斜产出，倾向南东，倾角一般为5°～20°，局部30°。顶板和东、南侧面围岩为云英岩网脉矽卡岩和矽卡岩，底板和西、北侧面围岩为花岗岩。

矿岩稳固性好，所掘井下工程一般不支护。矿区岩石极限抗压强度大部分大于58Mpa，

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内摩擦角大于80°；矿石松散系数1.63，平均自然安息角37°，矿体体重为3.14t/m，矿岩普氏硬度系数f为12～14。含硫量仅1.19%，无自燃、结块性。裂隙虽然发育，但由于岩浆岩4次侵入矿区，岩脉及气液充填交代，使裂隙愈合率达81%以上。除富矿段西北角裂隙密度大，张裂隙发育外，岩体连续性、完整性好，矿岩整体稳固性好。

矿区地形陡峭，大气降雨很快排入甘港河。矿床为弱含裂隙水岩体，矿体与甘港河之间有花岗岩隔水层，富矿段开采标高位于侵蚀基准面之上，所以矿区水文地质简单，对开采影响很小。

5.2 矿山现有的采矿方法评述 5.2.1矿山现行的采矿方法

根据矿体的开采技术条件，考虑到矿山的实际情况，目前矿山采用的主要采矿方法是分段凿岩阶段崩落矿房法。

矿块构成要素:

已形成的开拓采准系统将490m和558m中段从西到东划分成4个盘区，盘区走向南北，编号由西向东依次为1～4号，每个盘区净宽64m，长315m，盘区矿柱宽15m，其中掘有进风、回风、运输平巷和进风、回风、行人天井。

盘区间采用斜对角线回采工作面推进，同时回采的矿柱有3个，2个房间柱和1个与之相连的部分盘间柱。

矿块垂直盘区走向布置，1个盘区划分9个矿块。矿块走向东西，尺寸为：64×35×68m（490m中段，长×宽×高），间柱宽15m，底柱高14m，底部结构为堑沟进路式结构。

采准切割:

切割工作的顺序为：矿房端部→切割天井→切割横巷→上向扇形平行炮孔。

凿岩巷道的断面尺寸为：2.7×2.7m，切割横巷断面尺寸为：4×2.7m。房间矿柱的凿岩联络巷、凿岩硐室、558m顶柱的凿岩天井、凿岩硐室和580m分段平巷以及各进风、回风联络道、600m、620m、650m强制防顶工程和割帮工程以及联络道等。

出矿平巷布置在间柱中央，以单侧装矿进路与位于矿房底部中央的堑沟联接。分段高度22m，分段凿岩平巷为边侧双巷式，控制采场边界。用风动中深孔凿岩机，有效凿岩深度15m，在原每2个凿岩分段之间插入1个腰分段，设1条中央凿岩平巷，与边侧双巷交错布置，改分段高度为11m。1个矿块在盘区进风平巷一端布置1条进风行人天井，在盘区回风平巷一端布置1条回风天井。堑沟靠矿块回风天井一端掘1条切割天井，并以切割巷与各分段凿岩平巷贯通，切割立槽自采场底部向上逐段拉成。

3. 矿房回采 矿柱回采，首先在矿柱内按现有分段开掘分段和腰分段凿岩联络巷，并与分段联络平巷相通，垂直凿岩联络巷开掘凿岩巷道，凿岩巷道高11m，用YGZ－90型钻机在凿岩巷凿上向

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柿竹园多金属矿床开采设计 第5章 采矿方法

扇形炮孔，炮孔直径65～80mm，孔底距2.0～3.0m，排距1.4～1.8m,，排面与矿柱自由面平行，第一排临近爆破自由面，孔底距适当加密。558m以上矿体凿岩采用YQ—100潜孔钻机在凿岩硐室中钻凿水平环行中深孔，孔径为100mm～110mm，孔底距3.0m～4.0m，排距2.5m～3.0m，近自由面排的孔底距适当加密 。

然后，用BQF—100型装药器装多孔粒状铵油炸药，导爆索+非电微差雷管起爆，从矿房一端向另一端侧向崩矿，炸药单耗0.5～0.6kg/t。

平巷、斜坡道掘进工作面配7655凿岩机，天井掘进工作面配YSP－45凿岩机。掘进出矿和掘进出渣采用WJ—2型柴油铲运机和ZPJK—14电耙。

矿石运搬采用55kw的大功率电耙把矿石耙至采场溜井，通过振动放矿机放矿至汽车运至主溜井，其台班效率可达160t/台班。或采用ZL—30型装岩机经矿车运至溜井，其台班效率可达80～100t/台班。

4. 矿柱回采

间柱回采使用潜孔钻机在凿岩硐室打下向大直径垂直深孔，孔径φ165mm，球状药包分层爆破落矿；盘区矿柱采用分段充填法回采；顶底柱采用窄条分段充填法回采。

5. 采空区处理

空区处理，在盘区上部315m×313m范围外缘，按10m垂高布置削帮巷道，在削帮巷道内用药室或深孔爆破，使上下帮形成割裂面，然后让顶板自然冒落充填采空区。为了减少矿

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石贫化和富矿损失，空区处理滞后采矿进行。但必须开凿断面积为15m的卸压天窗和预留厚度不小于20m的矿石缓冲层，以减少大面积冒落所引起的冲击波。考虑到首采区顶板暴露面积未达到自然崩落的条件，采用药室强制崩落顶板形成初期覆盖层。

6. 主要技术经济指标

主要技术经济指标见表5－1：

表5－1 主要技术经济指标 序号 项目名称 1 2 3 4 5 6 矿体厚度 矿体倾角 矿石单轴抗压强度 围岩单轴抗压强度 大理岩 矽卡岩 花岗斑岩 采矿方法 矿房 矿柱 盘区矿柱 顶底柱 矿块构成要素（长×宽×高） m 3单位 m 度 MPa 数 量 60～128 一般5～20，局部30 81.6～138.2 备注 MPa MPa MPa 64.4～82.7 81.6～138.2 80.9 分段空场嗣后充填法 VCR嗣后充填法 分段充填法 窄条状分段充填法 64×35×68 可试验分段空场嗣后充填法 490m中段 36

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7 8 9 10 11 12 13 14 15 其中：矿房 矿柱 一个矿房计算矿量 一个矿柱计算矿量 矿房采切比 间柱采切比 全矿采切比 全矿贫化率 其中：矿房 间柱 盘区矿柱 顶底柱 全矿损失率 其中：矿房 间柱 盘区矿柱 顶底柱 矿房生产能力 间柱生产能力 333m m t t m/kt m/kt m/kt ％ ％ ％ ％ ％ ％ ％ ％ ％ ％ t/d t/d 3363×（17.5～20）×68 63×（17.5～20）×68 243069 198796 30.219 10.089 28.997 12.9 10 12 16 20 9.5 5 7 10 25 350 350 5.2.2 现有采矿方法存在的问题及改进设想 1. 存在的问题

矿山现采用的分段凿岩阶段崩落法只采矿房不采矿柱，在回采过程中，留下大量矿柱（包括盘间矿柱、房间矿柱和底柱）支撑采场顶板，维护采场的安全生产。设计回收率为42.29％，但崩落法在覆盖层下放矿，放矿过程中需保持高品位矿石和低品位矿石之间的斜接触面，存窿矿石多，存在贫化损失，实际矿体回收率不到42.29％。采下矿石也不能及时放出造成资金积压。

大规模阶段落矿，爆破规模大，爆破地震效应和冲击波危害大，工艺复杂，技术要求高。 矿山自1987年开采以来，36个可采矿房已采动34个，2个剩余矿房的品位太低（钨品位低于0.4％），目前无法开采利用。按现有的开采规模和方式开采，只能供矿山1～2年连续生产。且矿石品位逐步降低，钨、钼、铋品位分别降为：0.48%、0.06%、0.11%。按现行市场价格计算，每选一吨矿石要亏6元左右，目前柿竹园多金属采矿正面临是否有经济效益和采矿何去何从的重大问题。

矿柱回收在大体积空区群中进行，限制回采的因素复杂，安全隐患多。经现场勘测，井

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下已形成200万m的暴露空间，顶板暴露面积达3万m。随着生产的持续进行，采空区每

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年将以25万m的新生数量递增；现在的采空区由于空场时间长，矿柱不断垮落，顶板最大

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连续暴露面积目前已近8000m。采空区存在时间越长，矿柱垮塌越厉害，暴露面积也越大，如此恶性循环，地压不断升级，有可能发生大的地压活动，造成大的地质灾害。大体积采空区群下大规模连续采矿，国内外尚无先例，没有系统性的成功经验。

同时由于矿山无力对采空区进行充填处理，不仅难以回收现有的矿柱，而且势必对周围矿体和下阶段地采转露天的开采带来严重的不安全后果，将大幅度增加采矿成本。到出现安

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全威胁时处理采空区，难度更大，费用更高。

2. 改进设想

柿竹园多金属采矿可持续发展的关键是寻求安全、经济、合理、有效的地下连续开采方案及其采矿方法（包括矿柱回采与空区处理的方法）。

(1) 开展采矿方法和矿柱回采与空区处理技术试验研究，为获得最佳经济效益和可持续发展提供保障。

胶结充填采矿法不符合柿竹园有限公司的实际情况，难以实现；非胶结的全尾砂充填法不能解决多金属矿床开采的根本问题，意义不大，建议不予采用。

(2) 严格管理，并进行计算机控制放矿技术的研究、相关的的岩体力学和可崩性研究，为科学有效地放顶，处理采空区和回收矿柱提供理论依据，为连续地下开采和下一步露天开采创造条件。

(3) 进行爆破参数优化，研究合理的凿岩爆破参数、起爆顺序、微差间隔时间及装药结构等。改造地下运输系统，增设井下破碎站。

(4) 建立强有力的安全管理系统，开展专门的安全技术研究。及时处理空区，必要时进行强制诱导放顶。

(5) 490m水平以下的采矿，建议增加采掘设备的投入，创造条件，采用无底柱分段崩落法或大直径深孔采矿法。

(6) 加紧进行选矿试验研究，提高选矿回收率，并进行产品深加工技术研究，开发新产品，提高产品价值。 5.3 采矿方法选择 5.3.1 采矿方法初选

根据矿床的地质条件，开采技术条件和国家技术经济政策的要求，初步拟出技术上可行的采矿方案，进行初选。初选如表5－2所示：

表5－2 采矿方法初选表 序号 1 2 3 4 主要采矿技术条件 技术条件名称 矿石稳固性 围岩稳固性 矿体倾角 矿体厚度 技术条件特征 坚固，f=12～14 坚固，f=12～14 一般5～20°，局部30° 60～128m（厚大矿体） WO3 5 6 7 8 9

按照各种条件可以采用的采矿方法 空场法、崩落法、空场法和崩落法结合 空场法、崩落法、空场法和崩落法结合 空场法 阶段矿房法、分段空场法，分层充填法 空场法、崩落法 阶段矿房法、分段空场法，分层充填法 空场法、崩落法 崩落法 空场法、阶段矿房法、分层充填法 0.438% 0.094% 0.147% 矿石品位 矿体连续性 矿石性质 地表是否允许崩落 矿岩接触情况 Mo Bi 连续稳定，分散较少 矿石松散系数1.63，平均自然安息角37°，无结块性 地表允许崩落 矿岩接触明显 38

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10 围岩品位及变化 中等品位，稳定且不易风化 崩落法、空场法 综合以上条件可以看出，开采技术条件均适用于阶段空场采矿法和崩落采矿法。将在下文中进一步对两种采矿方法进行技术经济综合比较，并选出最佳的采矿方案作为最终的设计采矿方法。

5.3.2 采矿方法技术经济综合比较

由5.3.1采矿方法初选，拟选定阶段空场法和崩落法作为矿山的主要采矿方法。以下就两种采矿方法作具体的综合技术经济比较，如表5—3所示。

注：第一方案：“崩落法”方案； 第二方案：“空场法”方案 表中W指WO3

表5—3 采矿方法技术经济综合比较 序号 指标名称 一 地质资源 (一) 地质储量(Ⅲ矿带) 1 矿石量 其中：A级 B级 C级 D级 2 平均品位 W Mo Bi 3 金属量 W Mo Bi (二) 可采储量 1 矿石量 其中：A级 B级 C级 2 平均品位 W Mo Bi 3 金属量 W 单位 万t 万t 万t 万t 万t % % % t t t 万t 万t 万t 万t % % % t 第一方案 8733.13 841.88 632.93 6421.23 846.09 0.374 0.088 0.135 350437 77168 122300 3888.75 841.88 623.93 2422.94 0.514 0.105 0.163 199947 第一方案比第二方第二方案 案 多（+）少（-） 8733.13 841.88 632.93 6421.23 846.09 0.374 0.088 0.135 350437 77168 122300 1465.81 841.88 623.93 0.537 0.090 0.167 78720 2422.94 2422.94 -0.023 0.015 -0.004 121227 备 注 39

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Mo Bi 二 采矿 1 矿山生产能力 2 开拓方式 3 开采顺序 4 基建工程量 其中：开拓工程 采准工程 切割工程 5 保有三级矿量 开拓矿量 采准矿量 备采矿量 6 基建时间 7 服务年限 8 采矿方法 9 矿石贫化率 前期 后期 10 矿石回收率 前期 后期 11 可采储量总回收率 12 采切比 其中：采准比 切割比 三 技术经济 (一) 建设投资

3t t 万t/a t/d m 标m m 标m m 标m m 标m 万t 万t 万t 年 年 % % % % % m/kt 标m/kt m/kt 标m/kt m/kt 标m/kt 33333340999 63319 100 3000 先上后下 38366 9592 11814 2954 26552 6638 728 120 68 2 34 崩落法 3.76 12.31 75 110 85 9.09 2.27 9.09 2.27 40

13182 24541 100 3000 现下后上 102470 25618 72121 18030 25644 6411 4705 1176 226 106 48 4 15 空场法 3 38 61 38 42 10.5 36 9 6 1.5 27817 38778 -64104 -16026 -60307 -15076 908 227 -4705 -1176 502 14 20 -2 19 0.76 37 49 47 -32.91 -8.23 -26.91 -6.73 -6 -1.5 一方案为采空区处理工程 一方案按矿柱50％计算 不包括基建时间 按W计算 指前期 平硐斜坡道 平硐斜坡道 柿竹园多金属矿床开采设计 第5章 采矿方法

1 建设总投资 2 井巷工程投资 3 设备及安装 4 辅助工程 5 单位投资 6 流动资金 (二) 矿石制造成本 1 经营总成本 2 年采选经营成本 3 采选制造成本 4 采矿制造成本 5 选矿制造成本 (三) 产品产量 1 出矿量 2 前期出矿品位：W 4 出矿金属量：W 1 投资回收期 2 财务内部收益率(i0) 3 财务净现值(8%) 4 财务净现值(15%) 5 投资利润率 6 投资利税率 7 投资收益率 8 盈亏平衡点 Mo Bi Mo Bi Mo Bi Mo Bi 万元 万元 万元 万元 万元 万元 万元 万元/a 元/t 元/t 元/t 万t % % % % % % t t t t t t 年 % 万元 万元 ％ ％ ％ ％ 2969 1270 364 500 0.90 400 443103 13126 131.26 42.29 88.97 3365 0.487 0.079 0.161 0.476 0.119 0.154 162127 33428 53114 123930 28755 38752 3.9 4.2 42.60 12246 4899 47.25 81.21 53.62 72.21 5099 3246 327 400 3.48 400 197885 13774 137.74 48.77 88.97 1465 0.527 0.142 0.163 0.487 0.079 0.161 73635 15150 23713 56286 13032 17301 5.5 5.8 33.43 10411 4781 37.27 58.39 40.20 52.93 -2130 -1976 37 100 -2.58 245219 -648 -6.48 -6.48 1900 -0.040 -0.063 -0.002 -0.011 0.040 -0.007 88493 18280 29402 67644 15723 21451 -1.7 -1.6 9.17 1836 118 9.98 22.82 13.42 19.28 前期 前期 前期 前期 含建设期 3 后期出矿品位：W 5 选矿金属量：W (四) 技术经济评价指标 由以上技术经济综合比较，从年效益角度考虑，“空场法”方案较优，从整体效益和长远发展考虑，“崩落法”方案较优。所以，本设计采用“分段凿岩阶段崩矿法”方案作为柿竹园多金属矿床Ⅲ矿带富矿体连续地下开采方案。采矿方法示意图图5—1所示。 5.4 采区构成要素和底部结构 5.4.1 盘区划分

将490m和558m中段从西到东划分成4个盘区，盘区走向南北，编号由西向东依次为1～

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柿竹园多金属矿床开采设计 第5章 采矿方法

4号，每个盘区净宽64m，长315m，盘区矿柱宽15m，其中掘有进风、回风、运输平巷和进风、回风、行人天井。

盘区间采用斜对角线回采工作面推进，同时回采的矿柱有3个，2个房间柱和1个与之相连的部分盘间柱。 5.4.2 矿块构成要素

矿块垂直走向布置，每个盘区划分为9个矿块，矿块走向为东西。 1. 中段高度：68m； 2. 分段高度：22m；

3. 分段之间增设腰分段：11m；

4. 矿块尺寸：64×35×68m（长×宽×高）； 5. 矿房宽度：20m； 6. 房间矿柱宽度：15m； 7. 盘区间矿柱宽度：15m； 8. 矿块规格：79×35m。 5.4.3 底部结构

底部结构采用电耙道漏斗式结构，为堑沟进路式（平底结构、双侧进路）。电耙道布置在阶段运输平巷上部，与盘区运输平巷或采区运输平巷垂直，间距10～12m。电耙道两端分别布置电耙联络平巷和回风平巷并与采区内各条电耙道相通。回风平巷与回风井相通，电耙联络平巷与分段联络平巷相通。每条电耙道内靠电耙联络平巷一侧设1条贮矿溜井，与阶段运输巷相通。出矿漏斗沿电耙道交错布置，间距10～12m。回采前先形成斗穿、斗颈和劈漏天井。劈漏斗与崩矿同步距同时进行，也可以提前进行。矿柱回采不作专门的底部结构。 5.4.4 采准切割

切割工作的顺序为：矿房端部→切割天井→切割横巷→上向扇形平行炮孔。

全采区自漏斗上口水平开始，在分段内布置凿岩平巷，凿岩平巷的走向与电耙道走向垂直，分段垂高10～12m，平面间距10～12m。相临各分段之间可以对称布置，也可以交错布置。凿岩平巷的断面尺寸为：2.7×2.7m，凿岩联络道断面尺寸：2.5×25m；由于矿岩很稳固，基本不用支护，局部不稳固的地方用锚杆支护。整个采区的分段凿岩平巷一次形成。各分段的凿岩平巷的一端与相应分段凿岩联络平巷和回风平巷相通。

切割槽分段形成，切割量为第一次回采爆破实体积的20～30％。切割槽的断面尺寸为：4×2.7m。首先在采场端部每一个分段，垂直凿岩平巷走向布置一条切割平巷。然后，在该平巷内按切割槽补偿空间的要求布置切割天井。再用上向平行或扇形炮孔以切割天井为自由面爆破形成切割槽。

漏斗间距为8m,斗颈和斗穿的规格为2.5×2.5m.切割天井的断面为φ2m.

在开采矿房时，315m×313m内分层巷道已形成，分层高度22m。回采矿柱时按现有分层平巷在矿柱中掘进东西向凿岩联络道和南北向凿岩巷道，分层之间加腰分段。

为充分回收558m以上的Ⅲ矿带富矿，在558m水平矿柱联络道内，沿矿柱长度方向上向掘进凿岩联络井，并设置凿岩硐室。

558m以上矿体与490m中段矿柱同时进行采准工作。558m顶柱的凿岩天井、凿岩硐室、600m、620m、650m、强制防顶工程和割帮工程及联络道等均布置在490m矿柱垂直对应的安全位置。人员、设备均在采准切割工程内作业，安全有保障。

主要采切工程量见表5—4所示：

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柿竹园多金属矿床开采设计 第5章 采矿方法

Ⅱ-ⅡⅠⅠ-ⅠⅡ11129 Ⅲ Ⅲ10ⅠⅡⅢ-ⅢⅡⅡ1--中段运输平巷2--底柱3--电耙道4--人行天井5--凿岩巷道6--间柱7--顶柱8--溜井9--斗颈10--斗穿11--切割天井12--通风天井图5—1 采矿方法示意图

表5－4 崩落法采准切割井巷工程量表

断面（m） 序号 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 工程名称 切帮天井 切帮平巷 药室及联道 小计 采准工程 凿岩联络巷 凿岩平巷 凿岩天井 凿岩硐室 小计 其它工程 合计 S净 4.0 3.6 2.88 5.76 6.76 4.84 22 m 60 460 1050 1570 2370 900 540 108个 4404 457标m 6431 2工程量 m 240 1656 3024 4920 13651 6084 2614 2376 24725 1827 31472 3 43

柿竹园多金属矿床开采设计 第5章 采矿方法

5.5 回采工作与设计

5.5.1 回采方式、工作面布置和回采工艺

1. 回采方式

首采段选择在顶板矿岩较破碎的采空区西北角，可以降低形成初期覆盖层的费用。为了增加空区处理过程中顶板暴露面积，有利于自然崩落顶板，相邻盘区差距同时作业。相邻间盘区的房间柱回采，以斜角线推进。第一盘区房间柱回采超前第二盘区2～3个房间柱，第二盘区房间柱的回采超前第三盘区2～3个房间柱。第一盘区只回采房间柱，第二盘区在回采房间柱的同时，回采相邻第一盘区的与该房间柱相连的部分盘间柱。

2. 工作面布置 矿柱回采，首先在矿柱内按现有分段开掘分段和腰分段凿岩联络巷，并与分段联络平巷相通，垂直凿岩联络巷开掘凿岩巷，凿岩巷段高11m，用YGZ－90型钻机在凿岩巷凿上向扇形炮孔，炮孔直径65～80mm，孔底距2.0～3.0m，排距1.2～2.0m。然后，用BQF—100型装药器装多孔粒状铵油炸药，导爆索－非电微差雷管起爆，侧向爆破。炸药单耗0.5～0.6kg/t。

3. 回采工艺

矿柱回采时，490m～558m各分层凿岩采用YQZ—90型凿岩机在分段凿岩平巷和漏斗颈钻凿上向扇形中深孔，孔径φ65～80mm，孔底距2.0～3.0m，排距1.4～1.8m，排面与矿柱自由面平行，第一排孔临近爆破自由面，孔底距适当加密。558m以上矿体凿岩采用YQ—100潜孔钻机在凿岩硐室中钻凿水平环形中深孔，孔径φ100～110mm，孔底距3.0～4.0m，排距2.5～3.0m，近自由面排的孔底距适当加密。BQF－100型装药器装散状炸药，非电毫秒雷管微差起爆。大功率电耙扒矿至采场溜井，通过振动放矿机放矿至汽车运出。

顶板矿段回采，首先在房间柱上部凿岩联络巷内，沿房间柱长轴方向等距布置2～3条凿岩天井，在凿岩天井内按3～5m间距开凿凿岩硐室，相邻凿岩天井间凿岩硐室交错布置，在凿岩硐室内用YQ－100型潜孔钻机凿水平扇形炮孔。孔径100～110mm，孔底距3.0～4.0m，排距2.5～3.5m。然后用BQF－100型装药器装多孔粒状铵油炸药，导爆索+非电微差雷管起爆。与矿柱同次爆破时，分段一次爆破；与矿柱分次爆破时，分层爆破。

为了达到富矿损失少，贫化率低，回采爆破采用阶段矿柱带顶一次爆破。即：矿柱和顶板一次爆破，为了减小同段起爆药量，在阶段内用微差分段，分段内再设排间微差，阶段矿柱和顶板之间又用微差分段。微差时间不宜太大，一般25～50ms。该方案爆破效果好，块度小，高品位矿柱矿石分布在下部，顶板矿石分布在上部，但是爆破规模大。 5.5.2 凿岩爆破工作

1. 凿岩设备的选择 矿柱回采时，凿岩设备选用YGZ－90型钻机在凿岩巷道凿上向扇形炮孔；顶板矿段回采时，采用YQ－100型潜孔钻机凿岩硐室内凿水平扇形炮孔；平巷、斜坡道掘进工作面采用7655凿岩机；天井掘进工作面配YSP－45凿岩机。

2. 凿岩爆破主要材料消耗

凿岩爆破主要材料消耗如表5－5所示：

表5－5 回采主要材料消耗表 序号 1 2 3

材 料 名 称 炸药 15m导爆管雷管 3m导爆管雷管 单 位 kg/t 发 发 44

数 量 0.6 0.025～0.035 0.04～0.06 备 注 不含二次破碎 柿竹园多金属矿床开采设计 第5章 采矿方法 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 15 16 φ65mm钻头 φ100mm钻头 钎杆 连接器 钎尾 钢绳 合金 导爆管 导爆索 导火索 汽车轮胎 铲运机轮胎 柴油 个/t 个/t kg/t 个/t 个/t m/t kg 个/t m/t m/t 条/t 条/t kg/t 0.0042 0.0030 0.0230 0.024 0.0023 0.015 0.007～0.009 0.28 0.13 0.014 0.0025 0.0015 0.15 3. 炮孔布置及排列方式： 在凿岩巷道内凿上向扇形孔，在凿岩硐室内凿水平扇形孔。 炮孔排列形式采用均为平行排列。 4. 凿岩爆破工作参数：

采用YQZ—90型凿岩机在分段凿岩平巷和漏斗颈钻凿上向扇形中深孔，孔径φ65～80mm，孔底距2.0～3.0m，排距1.4～1.8m，排面与矿柱自由面平行，第一排孔临近爆破自由面，孔底距适当加密。

558m以上矿体凿岩采用YQ—100潜孔钻机在凿岩硐室中钻凿水平环形中深孔，孔径φ100～110mm，孔底距3.0～4.0m，排距2.5～3.0m，近自由面排的孔底距适当加密。用BQF－100型装药器装多孔粒状铵油炸药。 5.5.3 炸药及爆破器材

1. 选用导爆索－非电微差雷管起爆，多孔粒状铵油炸药，非电毫秒雷管; 2. 装药设备：用BQF—100型装药器装

5.5.4计算每循环采出的矿石量、单位炸药消耗量、凿岩效率

1. 每循环采出的矿石量：

本设计一个循环的时间为3个月，平均崩矿量为4600t/d，炮孔崩矿量为605t/m,单位炮控崩矿量:5t/m.

2. 单位炸药消耗量：本设计单位炸药消耗量为0.5～0.6kg/t；

二次破碎炸药单耗:0.25～0.28kg/t;

3. 凿岩台班效率: 掘进1.6～1.8m/台班； 中深孔台效:33m/台班. 4. 凿岩工班效率: 29-35t/工班； 5.5.5 采场的通风工作

采用分区进风并联抽出式的通风方式，新鲜风流分别由520m南面的两个窿口进风，经盘区运输坑道分风到各盘区采场和掘进工作面。废风经各采场回风天井上至610m回风巷道，经总回风道由主扇抽出窿外，为了防止露天基建时爆破飞石的影响，将主扇设在坑内，即设在610m西平窿的硐室中。

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柿竹园多金属矿床开采设计 第5章 采矿方法

采场新鲜风流从本中段的南部进风平巷进入，分到2、4、6盘区平巷，从盘区平巷分到各采场电耙道和分段凿岩平巷，废风经采场回风天井到中上段的盘区回风平巷，生产初期550m中段回采时，采场回风天井的废风直接上到610m盘区回风平巷，经610m中段回风平巷入总回风道，生产中期和后期，即490m中段和430m中段回采时，采场回风天井的废风上

##

到上中段盘区回风平巷，盘区回风平巷的废风集中入开采范围北面的2风井，2风井废风再到610m中段回风平巷入总回风道。

3

通风方式采用压入式式通风，风量为4.0m/s，爆破后通风时间为60-90min。 5.5.6 矿石搬运

矿石运搬采用2DPJ－75（或2DPJ－55）型电耙绞车配1.0m耙斗，把矿石耙至采场溜井，通过振动放矿机放矿至汽车运至主溜井，其台班效率可达160t/台班。或采用ZL—30型装岩机经矿车运至溜井，其台班效率可达80～100t/台班。放矿滞后崩矿，放矿点与回采保持一定距离，例如，崩落第二个矿柱时，放第一个崩落矿柱的矿石。放矿时必须建立控制放矿平衡图表，严格管理。并加强取样，随时掌握放一定距离进行出矿石的品位。覆盖层到来之前，可以在空场下放矿，但崩落矿石不能全部放出，必须留20m厚的矿石作缓冲层，待顶板冒落并形成20～20m低品位矿石覆盖层后，才放出剩余矿石。 5.5.7 采矿地压管理

由于矿体和围岩的固性好，所掘井下工程一般不支护.地压管理只论述覆盖岩层的形成方法.

在315m×313m西北部位起始崩落的2～3个采场顶部，在强制崩落平巷，采用药室爆破强制崩落的方案，崩落顶板形成初始缓冲覆盖层。之后在回采其余矿柱的同时，在削帮巷道内用药室或深孔爆破，使上下帮形成割裂面，然后让顶板自然冒落充填采空区，覆盖在回采崩落的矿石之上，形成矿柱回采所需的安全覆盖层，隔离顶部矿岩冒落对矿柱采矿作业面的影响。覆盖层的矿岩块度要求比崩落的矿石大，同时必须保证隔离覆盖层的厚度。 5.6 采空区处理

回采期间采空区以敞空形式存在。回采后，在盘区上部315m×313m范围外缘，按10m垂高布置削帮巷道，在削帮巷道内用药室或深孔爆破，使上下帮形成割裂面，然后让顶板自然冒落充填采空区。为了减少矿石贫化和富矿损失，空区处理滞后采矿进行。但必须开凿断

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面积为15m的卸压天窗和预留厚度不小于20m的矿石缓冲层留在采场内充填采空区，以减少大面积冒落所引起的冲击波。 5.7 采矿方法技术经济指标

采矿方法技术经济指标如表5－6所示:

表5－6 采矿主要技术经济指标表

序号 1 2 3 指标名称 采场工程量(进尺) 一个矿房可回采矿量 矿房 所采矿量比例 矿柱 掘进 中深孔 单位 m 万t % % m/台班 m/台班 m/台班 数量 800～850 20～22 40 60 1.6～1.8 33 240～400 3

4 5 凿岩台效 采矿台效 46

柿竹园多金属矿床开采设计 第5章 采矿方法 6 7 8 9 10 11 12 13 14 采矿面效 出矿效率 采区生产能力 同时生产采区数 单位炮孔崩矿量 一次炸药单耗 二次破碎炸药单耗 矿石贫化率 矿石回收率 采切比 15 其中：采准 切割 16 矿石车间成本 3t/工班 电机车配矿车 电耙配汽车 t/台班 t/台班 t/d 个 t/m kg/t kg/t % % m/kt m/kt m/kt 元/t 3330～40 80～100 160 3000 1 5 0.52 0.25～0.28 0.3 40 35.8 33.6 2.2 34

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