四采矿方法概述底部结构损失贫化课件

1、采矿方法第一部分：概述+底部结构+损失与贫化1采矿方法1、采矿方法定义 : 在一定的矿床条件下，确定矿块结构参数，进行采准、切割、回采及采场地压管理等工作的总称，称为采矿方法。 即采准、切割工作在时间上与空间上所进行的顺序与回采工作进行有机合理的配合工作，以及为保持采矿空间平衡进行的相应工作。 采矿方法重点研究矿块（或采区）开采的方法。包括：采准、切割、回采和采场地压管理工作 。22、采矿方法分类的依据 目前通用的分类方法是按采场地压管理方式不同来分类的。 因为地压管理方法是以矿岩的物理力学性质为根据的，同时又与采矿方法的适用条件、组成要素、回采工艺等有着密切关系，并且最终将影响到采矿方法的安

2、全、效率和经济效果。 33、采矿方法分类 采矿方法按地压管理方法不同，分为三大类，即：空场采矿法、充填采矿法及崩落采矿法。4 空场法将矿块划分为矿房和矿柱两部分，按两步骤回采，先采矿房，后采矿柱，在回采矿房时形成的采空区利用矿柱和矿岩本身的强度支撑，进行地压管理，矿房采完后，呈空场形式存在 。 矿岩稳固是使用本类方法的基本条件，分两步骤回采矿体是本类采矿方法的主要特征。 不论采用那种采矿方法，对于缓倾斜、倾斜或急倾斜矿体，在矿房回采以后，按总体设计要求，应及时回采矿柱，处理采空区，这是应用空场法必须遵守的开采原则。否则，会造成资源的大量损失，并将为下阶段生产留下严重安全隐患。5 上述充填采矿法

3、是根据所采用的充填料或输送方式的不同来划分的，若根据矿块结构和回采工作面推进方向，充填采矿法可分为：（1）单层充填采矿法；（2）上向分层充填采矿法；（3）下向分层充填采矿法；（4）分采充填采矿法等。 6 充填采矿方法也是分两步骤进行回采，回采矿房时，随回采工作面的推进，逐步用充填料充填空区，防止围岩片落，个别情况下还用支架和充填体配合维护采空区，进行地压管理维护采场平衡。 充填采矿法的特点是在采矿过程中用充填料致密地充填采空区，人员设备可直接到达矿体回采的各部位进行边勘探边回采，充填体具有一般支架所不能比拟的强大支护能力，可有效的维护围岩不发生大规模垮落，可保证各部位采下的矿石都能顺利的运搬出

4、来，是矿石损失与贫化最低的采矿方法。7 充填法应用是比较合理的，虽然在回采时期增加了充填工序，显得比较复杂，但矿房回采之后为安全有效地回采矿柱，创造了条件，高回采率和低贫化率及无须再处理采空区等都弥补了由于充填而增加的费用，这一点对于高品位的富矿或贵重和稀有矿石更明显。 崩落采矿法单步骤回采，将阶段划分成矿块或分区，在落矿的同时，或在回采过程中用崩落围岩（覆岩）充填采空区的方法进行地压管理，应用崩落法没有矿柱回采问题，也没有采空区处理问题。8采矿方法的主要回采工艺回采工作的主要生产工艺有：落矿、矿石运搬、地压管理。一、落矿工作 也叫崩矿就是将矿石从母岩上分离下来，并破碎成具有一定块度、爆堆集中

5、的工作。 目前我国金属矿山、有色金属及非金属矿山，大多采用凿岩爆破方法进行落矿，而爆破工作的前提是在拟爆破介质中创造容纳炸药的空间，该项工作一般靠凿岩实现。按凿岩机具规格分为：浅眼、中深孔、深孔、药室落矿等。 浅眼落矿：是最早出现的一种炮孔落矿方法，常用轻型风动凿岩机凿岩，如7655钻机，其爆破参数为：孔径（钎头直径）为3046mm，少数用51mm，孔深小于35m，炮孔多平行排列。9中深孔落矿：采场中深孔凿岩均采用导轨式（台架式）凿岩机，由于采用中型和重型凿岩机和接杆钎子钻凿中深孔因此也称为接杆炮孔落矿。 比较常用的钻机有YG-80型凿岩机与FJYW24型台车配套；YGZ90型凿岩机与CTC1

6、42型台车或TJ25台架配套，台车、台架均以压气为动力。还有QJZ80型潜孔钻机，体积小，重量轻，在小巷道搬动和施工钻孔很方便。爆破参数：炮孔多采用上向及水平扇形布置。以上向扇形孔居多，孔径为5070mm，孔深一般在用YG80型凿岩机时不大于15m,用YG40型不大于10m。10深孔落矿：深孔落矿技术在地下采矿工程中推广以来，取得了很好的效果。深孔凿岩常用设备是：YG-80型，YGZ90型，以及潜孔钻机YQ100型，和井下牙轮钻机等是钻凿大直径深孔的主要设备。爆破参数：深孔布置形式有：按方向有水平深孔，垂直深孔，倾斜深孔等；按其在爆破层中的排列可分为平行的，扇形的，束状的。孔径大于90mm，主

7、要用90110mm的大直径钎头，孔深通常为1540m。 中深孔及深孔装药是采用装药器来装粉状炸药，用微差雷管起爆的。（乳化氨油粒状炸药）11单位炸药消耗量： 我国矿山一般在中硬岩石中用0.70.8kg/m3， 在坚硬岩石中采用0.81.0 kg/m3。各矿山的具体条件不同，合理的单位炸药消耗量应以凿岩工作量较小，大块产出率低于510的标准来衡量。爆破工作基本要求： 该爆破的部分应尽可能爆下来，不该爆的部分应该尽可能减少损伤；节约爆破材料；大块少、粉矿低、炸药耗量少等。12二、采场地压管理： 采场空间处于地下几十米到几百米甚至上千米的岩体中，这些岩体在未开挖之前靠自身重力及其它因素的影响处于一定

8、的应力平衡状态这一状态通常称作原始应力场。 当岩体被开挖后，这种原始应力平衡状态就被破坏掉了。岩体中的应力就要重新分布，重新形成新的应力平衡状态，这个新的平衡状态称为次生应力场。 就在从原始应力场向次生应力场过渡的过程中，在周围岩体中就产生了应力升高区和应力降低区，形成局部应力集中，从而出现了一系列的地压显现现象。 如巷道两帮运动（发生弹塑性变形，裂隙扩展，两帮鼓出，片帮）顶底板运动（顶板及工作面岩层弯曲下沉，裂断破坏，以及破碎岩石的冒落，底板及工作面岩层的鼓起，隆起，层理滑移，采场巷道中支柱受压变形及支架压折等）13 经过研究与实践证明，矿山压力的存在是客观的，绝对的，它存在于采动空间周围的

9、岩体中，矿山压力的显现是相对的，客观的，它是矿山压力作用的结果，然而有矿山压力却不一定有明显的显现，只有当应力达到极限强度后才会发生，支架受力也是如此，它不仅取决于围岩的明显运动，还取决于支架对围岩的抵抗程度。 我们进行地压管理就是采用一定的地压管理方法，技术措施，如支架，充填采空区，崩落围岩等帮助围岩稳定，把矿山压力显现控制在所要求的范围内，从而保证安全生产，避免遭受地压的危害。14目前常用的采场地压管理方式可以分为三类：（一）空场法采场地压管理 先采矿房，后采矿柱，在矿房开采时，靠矿柱和围岩本身的稳固性维持采矿空间的平衡，关键问题有两个：矿柱支撑能力是否够用？顶板等是否能自稳？（二）充填采

10、矿法采场地压管理 一般先采矿柱，后采矿房，开采过程中，以充填材料充满采矿造成的空间，维持平衡。关键问题是：充填材料与充填成本，充填体力学性质，充填工艺，开采效率等（三）崩落采矿法采场地压管理 随着开采工作进行，有计划的崩落顶板或底板围岩充填采后形成的空间，维持采矿空间平衡。关键问题是：如何保证崩落顶板或底板围岩足够充填采后形成的空间。 15三、矿石运搬： 将回采崩落的矿石从落矿地点搬运到运输水平装载点的过程。运搬是专指采场内的矿石移运，在采矿生产过程中占有很重要的地位. 矿石运搬生产率的高低，决定着回采强度的大小以及回采作业的集中程度，目前采场矿石运搬的生产效率比较低下。 运搬方式取决于所采用

11、的采矿方法，目前我国所采用的运搬方法有：重力运搬、机械运搬。 机械运搬包括：电耙运搬，自行设备运搬（铲运机），振动放矿机出矿，爆力抛掷运搬，水力运搬，人力运搬等。 16 重力运搬 1、定义：就是指从落矿地点到运输巷道全程上完全借助于矿石的自重溜放，即回采崩落的矿石，在重力作用下沿采场底板溜至矿块底部，放矿巷道，直接装入运输水平的矿车中。 2、适应条件： 矿体底板倾角大于矿石自然安息角（约5度左右），急倾斜矿体或特厚大矿体。一般来说，矿石自行滑动的倾角为3740度至4550度之间，在实际工作中当倾角不小于5055度时可以采用重力运矿。17矿块底部结构一、矿块底部结构概述（一）概念 是指从阶段运输

12、水平到拉底水平之间所包括的受矿巷道、出矿巷道和放矿巷道的有机配合部分。它能够使矿房或矿柱采下的矿石，经过这些巷道，利用矿石自重，或出矿设备的运搬，装入运输水平的矿车中。 矿块底部结构是采矿方法的重要组成部分。18受矿部分：从电耙巷道顶板拉底巷道底板出矿部分：从阶段运输巷道顶板电耙道顶板放矿部分：从阶段运输巷道底板运输巷道顶板上。19（二）研究矿块底部结构的必要性（1）矿块底部结构占有相当一部分矿量，大约占16-20%（有的多达20-30%）大部分采准巷道都在底部结构中，底部结构是矿块回采生产中的一个重要组成部分。（2）实践证明，矿块的底部结构，在很大程度上决定着采矿方法的生产能力，劳动生产率，

13、采准工作量，矿石的损失和贫化，以及放矿工作的安全性。 底部结构并不是某种采矿方法特有的，应根据不同的采矿方法选择合适的底部结构形式，对于某种采矿方法，又有适合习惯常用的底部结构形式。20（三）对底部结构的要求 底部结构应当满足以下几方面的要求。（1）满足稳固性要求 在矿块整个放矿过程中，都应当保证底柱的稳固性，使采下的矿石按计划的矿量放出。当底柱不稳固时，会出现底部垮落，如电耙道堵塞，耙道塌落等；（2）使底部结构简单，施工方便，出矿方便。（3）在保证底柱稳固的前提下，应当尽量减少底柱矿量，以提高矿块的总回收率。（4）能保证放矿，二次破碎和运搬工作的安全和良好的劳动条件。（5）放矿能力大，提高采

14、矿方法的效率。21（四）矿块底部结构的分类 根据是否采用机械运搬以及使用的运搬机械设备类型不同，矿块底部结构可以分为三类。22按电耙道与运输巷道的相对位置关系也可分为三类：23二 、自重放矿的底部结构（一）有格筛破碎硐室的漏斗重力放矿底部结构（简称格筛漏斗式底部结构）（1）特点：采下的矿石借自重从漏斗，经格筛和放矿溜井闸门，装入运输巷道的矿车中。从放矿漏斗溜下来的矿石如遇有大块，应在格筛上进行二次破碎，破碎后的矿石再进入放矿溜井中去。（2）底部结构尺寸：底柱高1218米，按装的格筛略向二次破碎的硐室方向倾斜23。从漏斗溜出的矿石堆，不应超过格筛总面积的2/3。24（3）底部结构优点：放矿能力大

15、；出矿成本低。（4）底部结构缺点：采准工作量大； 矿柱矿量大，约占矿块总矿量的20-30% 放矿时，劳动条件恶劣。（5）使用情况：由于缺点多、明显、故目前国内外矿山都少用。现有格筛主要用于集中放矿的溜井处，用以防止矿石块度太大，影响提运矿石。2526（二）无格筛硐室的漏斗自重放矿底部结构 （即普通直溜漏斗式底部结构）（1）使用情况：这种底部结构多用于浅孔留矿法中，因为浅孔留矿法矿脉窄，不易产生大块（1.0米以上），故这种方法多用。（2）特点：这种底部结构，采下的矿石借自重从漏斗直接溜放到漏斗口闸门，装入运输巷道中的矿车里，还有少量的大块，直接在漏斗中进行二次破碎。因而闸门常被崩坏，影响正常放矿

16、工作。（3）底部结构尺寸：这种底部结构底柱高较小，一般为58米，漏斗间距一般为为57米，（变化在46至810米）。（4）优点：结构简单，无需用什么机械设备，底柱矿量少。 缺点：放矿能力低，放矿漏口闸门维修工作量大。2728（三）人工木质底放矿底部结构 （人工假底式）（1）特点：是用坑木支护运输巷道和架设漏斗闸门代替矿石底部结构。（2）优点：由于采用人工假底，矿石回收率提高，且简化了回采工艺。（3）适用条件：适用于矿石和围岩均稳固的急倾斜薄矿脉。（厚矿体几乎不用）（4）底部结构形式：假底形式可分为翼状的和平底的两种，它们各自又分为几种形式。2930三、电耙运搬矿石的底部结构（一）概况：（1）这种

17、底部结构形式，在我国地下金属矿山应用很广泛，它适用于开采中厚和厚矿体。（2）特点：采下的矿石靠自重经受矿巷道溜到电耙道中，然后用电耙把矿石耙到放矿溜井中经漏斗口闸门装入运输平巷的矿车中。自受矿巷道溜下的大块矿石，在电耙巷道中进行二次破碎，（因而又叫二次破碎巷道）（3）电耙运搬矿石底部结构分类： 漏斗式； 堑沟式； 平底式；31（二）漏斗式电耙底部结构32（1）适用条件：适用于各种矿石条件，应用很广泛。（2）优点：对底部切割量较少，底柱的稳定性比较好。（3）漏斗结构及其尺寸。 漏斗颈宽度C=（2.53.0）倍合格块度（如合格块度=600mm则C=1.51.8米） 漏斗颈高度（即漏斗颈和漏斗斜面的

18、交点距电耙道顶板的距离）b=1.52.0m，溜入电耙巷道中的矿石自然堆积的斜面占耙道宽度a=（1/22/3）B， B电耙道宽度；D有效放矿断面33b34 每个漏斗所担负的放矿面积： 一般情况下每个漏斗负担的放矿面积为3050m2，最大不超过50m2。35 底柱高度：815米a) 从运输水平（底板）到电耙道底板高度为36米b) 从电耙道底板到拉底水平底板为59米； 漏斗间距：一般为57米； 电耙道中心线到漏斗颈中心线间距为3.54.0米； 漏斗斜面倾角：一般为4555； 要求所设计的漏斗颈与电耙道相对位置关系是使溜放下的矿石自然堆积的斜面，能占据电耙道宽1/22/3，即a=（1/22/3）B，这

19、样的电耙道宽对出矿有利。36 漏斗颈宽度C=（2.53.0）合格块度。 漏斗颈规格的确定: 主要根据各矿山定的矿石块度来确定。中小型矿石一般为400mm左右；大型矿石一般为500600mm左右，依矿车尺寸定块度。 实践证明，有三块矿石堵塞漏斗颈的可能性比较大，而四块矿石堵住的可能性比较小。由此得出C =（2.53.0）合格块度。 矿山管理人员应当经常测定矿石块度，检查矿石块度是否合乎要求。为了减少漏斗堵塞，有的矿山设计的斗颈的断面为2.52或2.52.5米2。一般为1.81.8或22米即可。 漏斗颈高度：取决于矿石的稳固性，在满足稳固性要求的前提下，尽量减小漏斗颈高度，一般为1.52.0米。3

20、7 漏斗口形状：有方形和圆形的。对于自重放矿来说，漏斗是什么形状，没有本质上的影响。 底柱所占矿量：占全矿量的16-20%。38（4）漏斗的布置形式（有两种）1）对称布置 当用木材或金属支架支护耙道时，采用对称布置有利于耙矿，（耙斗可直线顺利耙）同时使支护的困难小一些。2）交错布置 优点：这种布置使漏斗布置的均匀，留在漏斗脊上部的矿石量少，有利于回收矿石；对底柱破坏比较小，安全稳固性较好。另外，由于漏斗交错布置在电耙道上，矿堆的高度较低，便于耙斗运行，不易发生矿堆堵塞耙道的故障，在生产中一般采用交错布置。 缺点：当采用耙道支护时，都不宜用交错布置。因为耙道与斗川口处支护困难，同时在耙道内交错布

21、置的矿堆，使电耙成曲线运行，易将支架拉倒。3940漏斗底部结构放矿存在的问题1）矿块生产能力低：一般在250300T/d以下。生产能力低会产生一系列不良后果，如保证产量所需要的矿块数目增多，作业战线长，电耙设备多，固定资产增加，矿石存储量大而积压流动资金，矿块生产周期长，底部结构中的巷道维护工作量大等。矿块生产能力低的主要原因是：由于电耙的纯作业时间少，一般只有20%左右，（一个班8小时，20%就是1.6小时，矿山实际也就是这个数，2-3小时就不错了）电耙纯作业时间受二次破碎和处理卡漏的影响大。412）采切工作量大，时间长：千吨采准比达20%左右，少数矿山达到3040%。3）底柱矿量占矿块矿量

22、的比重大，一般为20%以上，最高达30-40%。4）若用有底柱崩落法时，矿石损失贫化大，达15-25%左右，少数高达30%以上。42（三）堑沟电耙式底部结构（1）特点：各漏斗之间纵向连通形成一个V形槽，实际上是把拉底和漏斗群两项切割工作结合起来，用上向扇形中深孔同时开凿。（2）适用条件：适用于矿岩稳固的条件。（3）优点：简化了底部结构，提高了切割工作效率，堵塞少。 缺点：对底柱切割的较多，影响稳定性。（4）堑沟结构尺寸 堑沟放矿口尺寸一般为23.5米，这样减少了堵塞系数。 放矿口分为单侧和双侧两种分布形式。4344454647（四）平底式电耙底部结构 1) 按电耙道与运输巷道的相对位置关系分为

23、三种：平底结构电耙道位于运输巷道上部36米电耙道位于运输巷道顶板电耙道与运输巷道同水平（i）电耙道位于运输巷道上36米（如图19）。 矿石耙入溜矿井中，溜井的容量应不小于一列车的矿石量。 优点：耙矿和运输工作互不干扰，可以提高矿块的出矿能力。放矿溜井断面：一般为22米2，这种形式在我国应用的较多。4849(ii) 耙道位于运输巷道顶板处（如图20(a)和(c) ）。特点： 耙矿和运输互相干扰，即耙矿要等矿车，或矿车要等耙矿，这降低了出矿效率。适用情况： 在个别情况下使用，如： 矿块矿量不大，必须降低底柱高度； 存在电耙道塌落，在下部重开电耙道；（iii）耙道和运输巷道同一水平（如图20( b)

24、 ）。 耙运的矿石经溜井放至下阶段运输巷道出矿。50优点： 把底柱降到最低高度，减少了底柱矿量，提高了矿块总回收率。 改善了电耙的施工条件和耙矿作业条件。 溜井容量大，解除了耙和运的互相影响。缺点： 当矿体规模大时，会影响下阶段的采矿准备； 下阶段矿块通风井和凿岩天井通上阶段的位置难于选择（因与耙道相通不安全）。515253（五）电耙巷道的布置（如图21所示）（1）电耙巷道根据矿体厚度和矿体单体设计要求，可沿走向或垂直于走向布置。（2）电耙道应满足以下要求：1）为充分放出最后一个漏斗的矿石，电耙道应当超过最后一个漏斗，其长度不小于5.56.0米。2）考虑到操作电耙方便和电耙绞车不受二次破碎的影

25、响，绞车硐室的长度一般为4.05.5米，放矿溜井侧到绞车的安全距离为23米。3）电耙道与放矿溜井交接处，应适当加宽，以保证行人安全。4）布置两条以上电耙道时，其中心间距为1015米（红透山矿实际采用1517米）。545）电耙一般都是水平布置，但也有沿倾斜布置的，其倾斜角度不应大于2530，倾斜耙道耙矿效率高，但处理卡漏和二次破碎时，安全性较差。6）溜井口不能开掘在正对某一个漏斗处，必须错开一定距离（书中写4米，关键看矿石自然安息角大小，一般必须在2米以上。）否则出矿、处理大块及卡漏都很困难。7）电耙巷道应有两个通风人行安全出口，不能设计成独头电耙巷道。8）绞车硐室底板应低于溜井另一侧耙道水平（

26、0.30.5米）这样有利于耙矿。5556四、铲运机出矿的底部结构 （装运机、装载机）（一）特点： 用这种底部结构时，采下的矿石是借自重落到矿块的底部，经堑沟或平底的放矿口溜放到装矿巷道的端部，采用装载机，装运机或铲运机进行出矿,大块矿石在装矿巷道中进行二次破碎。57（二）铲运机出矿的底部结构（1）特点：装矿巷道断面要比装运机出矿要求的大。铲运机烧柴油，尾部不带风绳，行走方便，工作灵活，运距不受限制。铲运机本身不带车箱，只是前端装有铲斗，容积较大，铲起矿石后，直接倒入溜井中，不必再装入矿车中。有效运距大，行走速度快，爬坡能力较大。 （2）优点：这种底部结构形式，可采用高效率的装矿机械设备。58这

27、种底部结构形式大大简化了底部结构；由于出矿口多，提高了采矿效率；由于出矿口大，因而减少了漏口堵塞；底柱矿量少，提高了矿石回收率。（3）缺点：由于用柴油为动力，故污染空气，影响工人健康。增加了设备维修费用，增加了脉外采矿工程量。59五、振动放矿机放矿1）用振动放矿机放矿在我国已使用，主要用于溜井下口的放矿，我国很多矿山使用效果良好。60612）优点： 它把间断的重力自流放矿过渡到连续的强制放矿，使矿石流动发生了变化，扩大了放矿口的流动范围，从而有效地改善了放矿条件。由于振动放矿，使放矿尺寸加大，大块卡漏的次数少了，二次破碎工作量大幅度下降，从而提高了放矿强度和放矿工劳动生产率（放矿强度比重力放矿

28、时提高510倍）。 它从根本上简化了矿块底部结构，底柱矿量与采矿工作量小，巷道维护费用低。 使放矿工作开始变为可以人工控制，并且使采区放矿、运搬和装载实现连续作业，为实现井下连续作业创造了条件。62 由于振动放矿的可控性，放矿作业集中和采矿强化，从而改善了作业条件和劳动条件。 由于振动放矿机放矿的能力较大，因而每装满一辆矿车用的时间减少了，如装满2m3的矿车一辆，只要78秒钟。3）缺点： 设备笨重、安装与移动不方便。 若无连续搬、运和设备配套时，设备利用率低； 对一次破碎要求比较严格。 要求采矿爆破的矿量大（大溜井使用比较合适）。6364六、底部结构的发展趋势（1）随着我国矿山机械化装备水平的

29、不断提高，装运机、铲运机出矿的底部结构，已经推广应用。（2）减少底柱中巷道的层次，降低底柱高度是减少底柱矿量的重要途径。（3）采用更先进的机械化放矿设备，提高矿块的放矿能力、缩短作业战线，实行高强度集中作业是一项迫切有待解决的问题。现在已经有许多人在研究这些问题，例如用振动放矿机代替其它形式的放矿底部结构。 目前振动放矿机用于大溜井下面放矿是成功的。 对于采场底部结构中放矿使用振动放矿机，正处于研究试验阶段，其发展前途好。 6566矿石损失与贫化（一）矿石损失（1）定义：矿石损失是指进行矿床开采过程中，由于某些原因而造成一部分工业矿量未能采出，或采下的矿石未能完全运出，损失在地下，我们把这种情

30、况叫做矿石损失。（2）损失率定义：矿石损失的多少，通常用损失率来表示。 实际上，从漏斗里放出的并不是纯矿石量，而是其中含有一定的废石量，我们称这样的矿石量为采出矿石量。67（2）损失率和废石混入率的计算（符号：损失率S, 矿石工业储量Q，采出的矿石量Qc，混入采出矿石的废石量Qy， Qs为开采过程中损失的工业储量，矿石回收率HK; 工业储量中矿石的品位C（%），采出矿石（包括混入岩石）的品位Cc（%），混入废石的品位Cy（%）。矿石损失率S = Qs/Q100%废石混入率Y = Qy/Qc100%矿石回收率Hk = (Q-Qs)/Q100%直接法68根据定义及以上公式，可以导出：间接法69（3

31、）矿石损失的原因 矿石损失的原因是多方面的，主要如下：1）地质原因： 由于地质破坏，成矿产状复杂，在开采时不能采出。含水量很大不能开采，为了开采而要留防水矿柱等。 2）开采技术因素： 落矿不完全： 任何采矿方法都不 可能开采干干净净。70 放矿时残留在矿体下盘岩石上，放不出来， （又叫二次损失，即崩下来了，但放不出来，因为矿体倾角小等）。71 放矿时，混入的废石过多，使品位过低，失去了工业价值。72 留下的矿柱未能回采出来。如井筒的保安矿柱以及某些采矿方法留下的永久性矿柱将成为永久性损失。73 装运矿石过程中的损失。 地下火灾、水灾、岩层移动导致一部分矿石不可能采出，引起损失。3）由于地质勘探不清，矿体边界控制不准确，造成大量采矿（或采出大量废石）或欠量采矿。4）采矿方法选择的不合理。5）没有及时回采矿柱和处理采空区。 由于未能及时有计划的回采矿柱和处理空区，时间久了，会产生大的地压活动，从而会造成矿柱被破坏，使之想采也无法开采。有些矿块也受到破坏。746）不重视综合利用（回收了这种矿石，而同时又丢了其他矿）。7）乱采滥挖，造成矿石损失。8）采矿工作进行的不