地下铁矿采矿方法设计

地下铁矿采矿方法设计2013年7月1日～7月19日一.课程设计目的未来矿山企业的总工程师——矿物资源工程专业的学生，无论是在勘探设计单位承担矿山设计任务，还是在科研院所从事专业科研开发事业，或者在生产企业进行专业技术与行政管理工作，对于地下开采起主导作用的采矿方法，都必须具有正确选择设计采矿方法的知识和能力。本次课程设计是在学习了相关专业基础和专业课程的基础上，通过设计，得到专业工程设计基本能力的初步训练，为毕业设计及今后从事专业技术工作打下基础。也是对同学们以前所采矿方法课程设计，要求同学们在给定基础资料的基础上，通过翻阅专业参考书和相关文献，综合运用所学知识，确定技术方案，掌握正确的步骤和内容，进行必要的科学计算，并运用规范的技术语言(规范的图纸及说明书)将二.课程设计任务②设计确定所选采矿方法的各类结构参数；③设计确定所选采矿方法的各种技术经济指标；④绘制采矿方法标准方案图；⑤编写采矿方法设计说明书(A4三.课程设计题目某铁矿走向长500m左右，倾斜延伸260～570m;矿体走向为西段NE向、中部EW向、东段NE向，倾向SE,倾角20°~40°;矿体埋深370～590m,平均厚度；密度cm3,平均品位%;矿体形态呈似层状、扁豆状，具分枝复合膨缩矿体主要由探矿天井和穿脉控制，勘探网度为50×50m,即中段高度50m,穿脉间距50m,其间穿插一些脉外天井，勘探程度在C级以上。某铁矿走向长500m左右，倾斜延伸260～570m;矿体走向为西段NE向、中部EW向、东段NE向，倾向SE,倾角20°~40°;矿体埋深370～590m,平均厚度；密度cm3,平均品位%;矿体形态呈似层状、扁豆状，具分枝复合膨缩现象。然安息角为45°,松散系数。些部位为矽卡岩，稳固性次之。矿体底板为矽卡岩，其次为蚀变闪长岩、矽卡1)工作安全。保证人员在采矿过程中生产安全，有良好的工作条件。使繁重的作业实现机械化。保证矿山能持续的安全生产，防止矿山大规模地质活2)最大限度的回收国家资源。所选定的采矿方法要损失少，贫化小，充分的利用地下资源，尽量提高矿石质量满足生产部门的要求。坚持“贫富兼采，难易兼采，厚薄兼采，大小兼采"的原则。3)生产能力大，劳动生产率高，材料消耗少，生产成本低。选择的采矿方影响采矿方法选择的因素1.地质因素：是影响采矿方法选择的主要因素包括以下五个方面：(1)矿岩的物理学性质(2)矿体的产状(3)矿石的赋存深度(4)矿石的品位(5)矿体内有用成分的分布及围岩矿化情况2.开采技术经济因素(1)地表是否允许陷落(2)加工部门对矿石质量的要求(3)技术装备及材料供应(4)采矿方法要求的技术管理水平采矿方法的初选根据地质条件和经济技术条件选择合适的采矿方法，见采矿方法初选表2-1。主要地质及开采技术条件名称条件较适合的采矿方法排出的采矿方法地表允许崩落的可能性不允许崩落空场法，充填法崩落法矿石的稳固性稳固空场法，充填法围岩的稳固性稳固空场法，充填法倾角及厚度20-40°,平均厚度房柱法，上向水平分层充填法，分段空场嗣后充填法留矿法，阶段空场法表2-1采矿方法初选表根据表2-1可初选出三种采矿方法：(1)房柱法(2)上向水平分层充填法(3)分房柱法三视图IIt-II(一)矿房布置及其构成要素崩矿的。我国多数使用浅孔崩矿的房柱法。(1)矿房斜长——对于留间隔矿柱的房柱法来说，矿房长度不是主要的设计参数。留长条连续矿柱的房柱法，其矿房长度由矿房顶板最大允许暴露面积(2)矿房宽度——矿房宽8～20米之间矿房宽度主要取决于顶板允许暴露的跨度大小(暴露面积大小)。但是，根据矿体厚度和围岩的稳固性，矿房的宽度变(3)矿柱尺寸矿体厚度<5米时，可以考虑留间断矿柱。当矿体厚度比较大时，应当留大约5②一般情况下：矿柱尺寸为φ=3～7米，矿柱间距为5～8米③房柱法所留矿柱的矿量还是比较多的。留连续矿柱时，矿柱矿量占40%左右；留间断矿柱时，矿柱矿量占15～20%。④阶段间柱宽度：一般为3～5米。(阶段间柱是指顶柱与底柱的统称)(二)房柱法的采准和切割工作(1)阶段运输巷道。阶段运输巷道可布置在脉内，也可在脉外(2)放矿溜井。每个矿房内都开掘一个溜矿井，不放矿的溜矿井可以作通风、行人、送料工作，溜井布置在矿房的中心线位置。溜井的断面为2×2米(3)上山。沿矿房中心线并紧贴底板掘进上山(对于缓倾斜矿体，所开天井，一般称为上山)以利于行人、通风和运搬设备及材料，同时作为回采时的自由面。(断面2×2米²)。(4)切割平巷。在矿房下部边界处掘进切割平巷。切割平巷既作为起始回采的自由面，又可作为去相邻矿房的通道，也可以作为电耙道用。(5)联络平巷。各矿房间掘进联络平巷。(6)电耙硐室。在矿房下部的矿柱中，掘进电耙硐室，(指阶段间柱中)(三)房柱法的回采工作(1)回采方法(薄矿)体厚度在3～5体厚度在3～5③当矿体厚度在3～5米范围内可以这样回采，如果再厚一些，仍然用这种方1.若顶板稳固性差，需要用锚杆支护，若矿厚大于5米就很困难。3)当矿体厚度在5～10米之间，可以采取其他措施来回采。如划分为若干①倒台阶回采。即站在矿石堆上进行凿岩放炮。为了通风好，应先要在采场中先开凿巷道，使风流贯通(不拉底时)。②正台阶回采。不拉底应先开通风巷道，此巷道可以贴底板沿倾斜掘进，也可以在顶板方向沿矿体倾斜方向掘进。当矿石与顶板岩石界线明显时，使用正台阶比较好。这种方式在台阶上堆积矿石往下要倒运矿石，可以用电耙子。在国外也可用自行设备。另外，这种回采方法以对顶板管理方便，若顶板稳固4)当矿体厚度大于10米以上的矿体，使用房柱法开采，在国外比较多见。(2)矿石运搬工作(也即出矿)崩落下来的矿石，可采用14、28、30或55KW电耙进行耙运。用电耙子将矿石耙到溜井中，再放入阶段运输巷道中装车拉走。也有的直接(借助于装车台)耙入矿车中。(国外还采用>55KW电耙)耙矿与运输巷道的位置关系有多种形式，如以下三种：①运输巷道在脉外，用放矿溜子装车。②运输巷边在脉内，耙道底板与平巷顶板在同水平。③平巷与耙矿水平在同一水平。(装车要架设装车台)(3)通风工作对于房柱法应当有专门的通风巷道(通风平巷和通风井),否则工人劳动条件差。一般情况下，新鲜风流从盘区巷道进入矿房，而废风经回风平巷回风井排出地表。房柱法的空区四通八达，必须很好管理才能达到予期的通风效应当注意，风流方向应当与耙矿方向相反，以保证生产工人少吃烟尘。(4)顶板管理工作顶板管理方法一则是留矿柱，二则是用锚杆支护。而围岩本身的稳固性又1)留矿柱支护当顶板岩石稳固性较差时，可以在顶板岩石中安装杆柱，以增加其稳固性。当顶板局部不稳固时，可以在局部地区留下矿柱。当矿房顶板遇到有断层一般在矿房下部1/3左右的地方留第一排矿柱。矿柱的间距为5～8米，矿柱尺寸为φ3～7米也可用来支柱。)2)采用锚杆支护(,也可以用木支柱，应不具体讲锚杆种类，只提一下锚杆名称及锚杆作用)上向水平分层充填法(一)矿块构成要素(1)矿块布置：由于矿体厚度大，上、下盘围岩的稳固性比较差，所以矿块呈切(垂直于)走向布置；(2)阶段高度—60米；(3)矿块长度—矿块长=矿体厚(切走向布置);(4)矿房宽度—8～10米；(5)矿柱尺寸一①间柱宽=6～8米；②底柱高度=5～7米；③顶柱宽度=4～5米。(二)采准工作(2)穿脉巷道——每隔15～20米开一条穿脉。穿脉布置在矿房与间柱高(4)充填井——在矿房中间设一个充填井，断面=2×2米²,倾角80°90°,设管边，梯子，它属安全出口之一。(三)切割工作内，在穿脉平巷底板以上5米的地方，掘进拉底巷道，然后以拉底巷道为向由石，把矿房内底部全部拉开(扩大至矿体边界)。形成2米的拉底空间，之后好的放矿流井放出)。最后形成～5米的拉底空间。当整个拉底空间形成后，(五)回采工作(1)回采分层高度——一般为2米，基本在～米之间，当矿石稳固性，分次)。当采用"两采一充"时分层高可达4—6米。(2)凿岩工作——用01—45型打上向孔。苦用“两采一充”时则第二分(3)爆破工作——每一分层的上向孔，分两次爆破。间距25米。(4)出矿工作——采矿中出矿可用Z/Q—14型装运机。(或用/Q—12型，或用电耙出矿),(如红速山铜矿用)。(5)清理工作——出矿完毕，清理和检查工作面，之后才能进行充填工分段空场嗣后充填法(一)矿块和回采单元参数分段空场嗣后充填采矿法结构、参数和工艺可因矿制宜，灵活调变。当矿体厚大时，矿块垂直走向布置；当矿体陡时，分段高度可大些，否则矮些。阶段高度30～45m。堑沟分段高～10m,堑沟以上分段高～12m,下底柱高5m,上底柱高3～5m,剖面之间不留间柱，单元之间留3～4m厚间柱。铲运斜巷(即装矿巷道)间距～,此斜巷与运搬横巷交角60°~70°。采场单元面积一般为：(长×宽)=16～24×。(二)采准采用脉外阶段运输道(×)和垂直矿体的穿脉运输道(×)构成矿块的联合采准方式。脉外阶段运输道沿矿体走向布置，设在矿体的下盘；穿脉运输道垂直矿体走向布置，每间隔50米布置一条，穿透矿体。从穿脉运输道向上掘有底板上山、斜坡道、溜矿井和短通风道。从底板上山每个分段标高向两侧掘进分段联络平巷，由此再向矿体顶板掘进各个分段凿岩巷道，最底部的一个分段掘进运矿巷道，分段凿岩巷道(×)水平间距米，运矿巷道(×)水平单元底部掘有装矿巷道。装矿巷道(斜巷×)一端斜通运矿巷道，另一端顶板底板上山(×)呈30°倾角连通上下阶段，距矿体约0～12m,用于(风、水、电、喷锚)管线。斜坡道(3×3m)呈15°倾角连通运矿巷道水平，用做型铲运机通道。溜矿井(2×2m)连通各分段凿岩巷道和运矿巷道水平，用做单元采掘、矿块回采的出矿(渣)道和通风道。短通风天井(2×以上各种采准巷道采用网(筋)喷(浆)支护，个别松软岩层采取网、(三)切割(1)切割巷道掘进单元采准工作完成后，在单元底部装矿巷道端部爬高一分层(米),掘进平行于运矿巷道且贯穿整个单元的堑沟横巷(×),再在堑沟横巷一端掘进垂直于堑沟横巷的切割平巷(×);其它各个分段分别在凿岩巷道一端掘进垂直切割平巷(×),切割平巷长。之后在堑沟和各分段切割平巷中分别掘进切割天井(×)。堑沟横巷和切割平巷视矿石不稳定的程度酌(2)切割槽形成所有分段的切割巷道都掘进完后，便在各分段的切割平形孔有5排，排距～,扇排面与堑沟横巷垂直，每扇排有5～6孔，为控制爆破顺序，从切割天井起依次把每扇排同号的5个孔编成5～6排平行孔(称平行孔排),这些平行孔排排面是从原凿岩中心放射的。堑沟以上的其它分段切割平巷中，有扇形孔7～9排，排距～加强排排距～),每扇排5～6孔，扇排面与 (有时一次)组织装药爆破，不管分次或一次装药爆破，通常上部分段起爆先(四)回采(1)落矿。每单元在切割的同时，便自上而下依次在各分段的凿岩巷道和穿凿上向垂直扇形中深孔。孔径52～62mm,排距(最小抵抗线)～,孔底距～,排面角90°,边孔角7°~40°阶崩落面。装药主要用2号岩石柱状药包(45mm×220mm×320g),实验初期也用过粉(配BQ-50型装药器)。药包用导爆索、非电微差雷管和起爆器非电起爆系统，前(2)通风。依靠西区通风系统主扇(K55-13)和安于底板上山上口处辅扇 (K35-9)抽出式通风。回采单元的切割槽形成前，新风从采矿中段穿脉经短通风天井或空溜矿井及其联络道进入各凿岩横巷、铲卸矿点形成贯穿风流，清洗其烟尘后，污风便经分段巷道或运搬水平巷道，进入底板上山，排至上阶段回风水平；回采单元切割槽形成后开始回采时，由于有了纵向贯穿整个阶段的采空区，通风更为便利，新风从采矿中段穿脉经短通风天井或空溜矿井及其联络道进入各个作业点，清洗其烟尘后，污风进入采空区上行，经上阶段充填天井(或充填平巷),直接排至上阶段回风水平。采掘掌子面通风，根据实际需要，采用型或11KW局扇作单独抽出式或单独压入式通风，大多数情况下采用抽、压联合式通风(压入新风，抽出污风),风筒直径350mm。(3)出矿。回采单元各分段每次爆破崩落并经通风后，型电动铲运机便由运矿巷道进入铲矿斜巷装矿，装罢自运出铲运斜巷，经运矿巷道及其溜井联络道，卸入溜矿井，再通过溜矿井漏斗振动出矿机放至矿车，由3吨电机车运走。斜巷端部不合格大块卡塞时，用敷土药包解小爆破处理。为了提高铲运机工作效率、减缓机器磨损和保证运搬工作安全，铲运机应尽量避免在铲矿斜巷与运矿巷道相交处的弯道上工作和伸头进入采空区楣线内铲矿。(4)充填。每个单元回采结束后，立即着手充填准备：在需做充填准备的所有巷道敷设照明线路；在邻近采空区的各分段巷道处和铲矿斜巷口构筑滤水密闭墙；在充填单元的上阶段充填道水平安装塑料充填管(外径),并自上而下安放波纹滤水筒。井下充填准备就绪后，便开始充填，由地表充填站重力下放尾砂胶结浆料，经充填管路注入井下采空区，进行全阶段充填，其间多余水份便从滤水筒和密闭墙的滤水层及空区周围和底部裂隙渗出，尾砂胶结料则留(铲矿斜巷和堑沟)用灰砂比为1:(5～8)的尾砂胶结料充填，中部和上部(约4/5阶段高)用灰砂比为1:(10～15)的尾砂胶结料充填。初选采矿方法技术经济比较采矿方法方案技术经济比较见图表2-2。根据矿块的生产能力、采准工程量、矿石的损失率、贫化率、劳动生产率等指标进行分析。三个方案的主要技术经济指标见下表。从下表得知，尽管第二种方案矿石损失率和贫化率较低，生产能力大，采矿成本高，机械化程度低，采矿工艺复杂，这个方案不太合适，首先排除。第一方案和第三方案相比之下劳动生产率，生产能力，机械化程度，通风条件都较好，但是第一种方案的矿石损失率和贫化率较高，且第一方案利润较低，综合经济和资源利用率考虑选用第三种方案分段空场嗣后充填法。初选采矿方法技术经济比较表2-2序号项目名称第一方案房柱法第二方案水平上向分层充填法第三方案分段空场嗣后充填法备注1采矿综合成本(元/t)2劳动生产率(t/工班)3矿块生产能力4矿石损失率8-105矿石贫化率8-108-106安全条件安全性较好安全性较好巷道内作业安全性较好7采矿设备与技术难易程度设备灵活施工容易设备机动灵活充填工艺复杂充填工艺复杂设备维护难8采切比9通风条件一般好一般主要材料消耗水泥)较少较少较少-1较少利润低较高高资料来源江西湾家坞金矿铜录山铜矿湖北鸡冠嘴金矿最终采矿方法的标准方案图(附图)(1)矿块布置形式一般矿体厚度小与15-20m时，沿走向布置矿块；矿体厚度大于15-20m(2)矿块之间的回采顺序(3)矿块的结构矿块长度50m,高度15m,宽度40m,沿矿体走向方向划分100矿块。(4)矿房、矿柱的尺寸矿房沿走向长度50m,高度15m,间柱宽度5m,矿房顶柱厚度5m,底柱宽度5m,矿柱5*5m。(5)回采工作面形式采区回采应避免地压集中，沿走向一般采用中央向两侧推进。采区内为了提高开采强度，可保持三个矿房同时作业。三个回采矿房的作业一般是切割、拉底回采和压顶回采，为了有效控制地压，各工作面间应保持相距10~15第四章矿块采准切割工作采准切割工程布置(1)运输平巷、通风平巷、运搬平巷采用脉外阶段运输道(×)和垂直矿体的穿脉运输道(3×3m)构成矿块的联合采准方式。脉外阶段运输道沿矿体走向布置，设在矿体的下盘；穿脉运输道垂直矿体走向布置，每间隔50米布置一条，穿透矿体。从穿脉运输道向上掘有底板上山、斜坡道、溜矿井和短通风道。从底板上山每个分段标高向两侧掘进分段联络平巷，由此再向矿体顶板掘进各个分段凿岩巷道，最底部的一个分段掘进运矿巷道，运矿巷道(×)水平间距25米。分段凿岩巷道、运矿巷道与溜矿井之间掘有溜井联络平巷，从运矿巷道向单元底部掘有装矿巷道。装矿巷道(斜巷×)一端斜通运矿巷道，另一端顶板贯通单元的堑沟横巷底部，铲运机在此巷内进行铲装作业。(2)矿石溜井与废石溜井溜矿井(2×2m)连通各分段凿岩巷道和运矿巷道水平，用做单元采掘、矿块回采的出矿(渣)道和通风道。(6)切割槽(3)行人、通风、材料、充填天井山(×)呈30°倾角连通上下阶段，距矿体约0～12m,用于行人、运送材料设备、安装(风、水、电、喷锚)管线。斜坡道(3×3m)呈15°倾角连通运矿巷道水平，用做型铲运机通道。短通风天井(2×2m)在矿块顶板，直通底(4)凿岩巷道和硐室分段凿岩巷道(×)水平间距米。在矿体下盘距一分层巷道底板标高约(5)拉底切割平巷、切割井切割巷道掘进单元采准工作完成后，在单元底部装矿巷道端部爬高一分层(米),掘进平行于运矿巷道且贯穿整个单元的堑沟横巷(×),再在堑沟横巷一端掘进垂直于堑沟横巷的切割平巷(×);其它各个分段分别在凿岩巷道一端掘进垂直切割平巷(×),切割平巷长。之后在堑沟和各分段切割平巷中分别掘进切割天井(×)。堑沟横巷和切割平巷视矿石不稳定的程度酌用网所有分段的切割巷道都掘进完后，便在各分段的切割平巷中用YGZ-90型导轨式凿岩机钻凿上向扇形中深孔，爆破后放出矿石则形成回采单元的切割槽。(7)底部结构形式和尺寸①每个漏斗所担负的放矿面积②底柱高度：5ma)从运输水平到(底板)电耙道底板高度为3～6米；b)从电耙道底板到拉底水平底板为5～9米；④电耙道中心线到漏斗颈中心线间距为～米；⑤漏斗斜面倾角一般为45°~55°;⑥漏斗颈宽度C=(～)合格块度。⑧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⑨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500～600mm左右，依矿车尺寸定块度。⑩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，(耙头可直线顺利耙),同时使支护的困难小一些。2)交错布置——这种布置使漏斗布置的均匀，有留在漏斗脊上部的矿石量少，有利于回收矿石。对底柱的稳固性破坏比较小。安全性较好(2人) (如半圆拱、圆弧拱、三心拱等，简称拱形)。作用在巷道上的地压大小和方考虑到1、该矿为磁铁矿矿，开采施工较深，因此需要设计的运输大巷顶压较3、矿山生产能力为3万t/a;4、矿区习惯采用混凝土支护和喷锚支护5、岩石平巷掘进方法为钻眼爆破，采矿方法为分段空场嗣后充填法联系以上应先因素，因此选取直墙拱形最合适。又考虑到在直墙拱形之中，稳定性方面：半圆拱>圆弧拱>三心拱，断面利用率方面：三心拱>圆弧拱>半圆拱，鉴于矿体和围岩比较稳固，从安全和经济角度出发，选取三心拱按《金属非金属矿山安全规程》规定的人行道宽度和各种安全间隙，并考虑管路、电缆集水沟的合理布置等来设计净断面尺寸。表电机车规则尺寸(mm)运输设备类型设备外形尺寸轨距架线高度线路中心距F长1宽b高h电机车架线式由此知电机车宽度b=1060mm轨距S0=600mm架线高度H1=1800-2200mm线路中心距F=1300mm运输设备设备与支护之间b1冶金部门建材部门化工部门冶金部门建材部门化工部门小于矿车小于10m³矿车无轨运输皮带由此知两运输设备之间距离m=300mm设备与支护之间距离b:=300mm表人行道宽度b2(mm)部门电机车无轨运输皮带人车停车处的巷道两侧矿车摘挂钩处两侧冶金部门建材部门化工部门由此知人行道宽度b2≥800mm表生产能力与机车重量、矿车容积、轨距、轨型的一般关系表运输量(万吨/机车重量(吨)矿车容量轨道型号人推车8~~>根据年产量、机车重量、矿车容积钢轨型号应该选取8号轨道型号钢筋混凝土轨枕木轨枕8由此知巷道铺轨道渣厚度h5=160mm巷道底板至轨面高度h6=320mm单轨巷道断面尺寸设计a确定巷道净断面尺寸确定巷道净宽度B₀拱形巷道的净宽度是指直墙内侧的水平距离电机车宽度b=1060mm设备与支护之间距离b;=300mm人行道宽度Bo=b+b₁+b₂=1060+300+mm确定巷道拱高f。综合考虑巷道的稳定性和断面利用率，三心拱的拱高确定巷道墙高h;a.按电机车架线要求确定巷道墙高非人行道侧线路中心线到支架的距离三心拱大圆半径三心拱小圆半径轨道中心线至巷道中心线距离电机车导电弓子宽度之半巷道底板至轨面高度hs=350mm巷道轨面至导电弓子的高度H;=2000mm(《安全规程》规定：主要运输巷道，电源电压小于500V时，H:不低于1800mm)b.按行人要求确定墙高巷道铺轨道渣厚度三心拱小圆半径c.按架设管道要求确定巷道墙高要求导电弓子与管道距离不小于300mm,管道最下边应满足1900mm的行人高度。综上计算，计算墙高应取最大值，并按10mm的倍数向上选取，故巷道净高度Ho确定三心拱的拱高拱形巷道墙高巷道铺轨道渣厚度Ho=f₀+h₃-h₅=733+206mmb巷道净断面积计算从道渣面算起墙高c风速校核风量Q=25m³/s符合要求d巷道净周长溜井的间距主要根据装运设备的类型确定。由于使用铲运机装运，巷道沿走向布置，所以溜井间距取10米。矿体倾角不是很大，溜井布置成直溜*,倾角与矿体的运矿巷道(×)水平间距25米。装矿巷道(斜巷×)一端斜通运矿巷道，另一端顶板贯通单元的堑沟横巷斜坡道(3×3m)呈15°倾角连通运矿巷道水平，用做型铲运机通道。切割平巷(×),切割平巷长，切割天井(×)底板上山(×)呈30°倾角连通上下阶段，距矿体约0～12m,用于行人、运送材料设备、安装(风、水、电、喷锚)管线。分段凿岩巷道(×)水平间距米1)硐室的设计标准(1)人员人员数量按每天最大班人员数量确定，本矿山井下最大班人员数量按30人计算，人均平面面积按计算，避险硐室尺寸为：长×宽×高=38××,硐室(2)硐室的设计标准避险硐室的开凿形状采用半园拱形，内部四壁及顶板的颜色为白色或浅(3)避险硐室内设置两路压气进气管及与外界相通的单向排气管。压气进气管道分别与副井、风井连通向井下避险硐室提供压气；(4)避险硐室顶板应安装防水设施，不得有滴水现象，硐室地面高于本中段2m,硐室内应设置单向排水管；(5)避险硐室内设计承重挂钩，以方便设备安装；(6)避险硐室外20m范围以内不得堆放易燃品；门，两道门的高度不得小于，宽度不得小于，密封可靠，开闭灵活。隔离门(8)避险硐室采用不小于C25的混凝土浇筑而成，并与周边的岩石接(9)避险硐室内的压气、供水及信号传输管线在进入避险硐室前设计采用埋设方法置于巷道底板及巷壁并对其采用加设套管措施保护，确保灾变发(10)避险硐室的支护方式及支护材料，设计采用阻燃、抗静电、耐高(11)在井下通往各中段避险硐室的入口处采用反光的指示标志或应急照明方式，标志应满足AQ1017-2005标准；2)硐室的配置(1)避险硐室内需设增压设施，与外部巷道相比始终处于200Pa的正压(2)避险硐室应配备矿井灾变期间的空气供给装置，在额定防护时间内提供避险人员人均供风量不低于min,氧气浓度在%～%之间。避险硐室氧气供给应以压风为主，接入矿井压风管路，设有减压装置和带有阀门控制的(3)避险硐室内应配备隔绝式自救器，自救器使用时间不低于45min,(4)避险硐室内应配备正压氧气呼吸器，呼吸器使用时间不低于2h,数量4台。(5)避险硐室应设置内外环境参数检测仪器，至少应对避险硐室内的CO、CO₂、O₂、CH,避险硐室外的CO、02、CH、CO₂、温度等进行检测或监测。在避险硐室设置井下作业人员管理终端，各种探头与矿井监控系统联网(6)避险硐室应设有与矿井调度室直通的电话，保证灾变期间通讯可(7)避险硐室应配备与额定防护时间内额定人员生存所需要的食品和饮用水，按不少于7天的使用量配备。并随时检查更换，保证食品、饮用水的(8)避险硐室应采用一体式矿灯照明，并储备逃生用一体式矿灯，数量不少于额定人数的25%。(9)避险硐室配备急救箱、工具箱、人体排泄物收集处理装置等设施设(10)避险硐室用电气设备、高压容器、仪器仪表、化学药剂等应符合相关产品标准的规定和国家有关管理要求，纳入安全标志管理的设备应取得矿(11)在两道隔离门之间设置喷淋装置。a喷射混凝土支护的支护原理1)加固与防止风化作用；2)改善围岩应力状态作用；3)柔性支护结构作用；4)与围岩共同作用。b喷射混凝土的机械选择喷射机主要分为干式和湿式两种；而其中干式混凝土机粉尘较大，回弹率高，潮喷机的作业环境和喷射效果明显比干喷机优越，潮喷机和干喷机工艺也正在推广和使用。选择HPC-V型潮式混凝土喷射机，并配以HPLG-5B转子型喷射机铲机和混凝土机械手，而且机械手的技术要求比较高，防止发生c喷射混凝土的材料配合比喷混凝土的材料主要有水泥，沙，石子、水和外加剂。而且其工艺过程一般由供风、供料和供水三个系统组成；但在实际施工中，还需根据工程规模、机械设备和施工条件等具体情况而适当改变。选择混凝土的等级为C30;初凝时间3-5min,终凝时间10min左右，回弹率低，早期强度高，水泥一般用量为375~400kg/m3;水泥：沙：石子为1:(~):~;水灰比为~速凝剂掺量一般为水泥用量的%~4%。d喷射混凝土的主要工艺参数喷射混凝土的工艺参数主要根据喷射混凝土的质量，回弹率及粉尘大小1)喷混凝土的风压：喷射混凝土是借助压缩空气来运送材料的，风压是否适当，对于减少喷射混凝土的回弹量，保证喷射混凝土的质量和降低粉尘都眼很大的影响；根据经验，干式喷射时，喷嘴出口处的风压控制在，湿式喷射时应控制在~。此外，工作分压随着输料管长度的增加而加大。2)水压：水压应比风压大左右，以利于水环喷出的水能充分湿润瞬间通6)喷射混凝土的厚度喷层厚度一般为50-150mm,最后不超过200mm。为了得到均质混凝土，喷层的最小厚度不小于石子粒径的两倍。喷层过薄会产生贯通裂缝和局部剥落，所以最小厚度不宜小于50mm。喷层越厚，本身所承受在和也大，但经济上越昂贵。综合以上因素并结合矿山的实际情矿量计算(以矿块为单位):B-矿块宽度，40m(矿房35m,矿柱5m)H-矿块高度，15m工作项目断面规格数量m阶段运输平巷*分段运输平巷*斜坡道充填回风天井穿脉溜井*装矿巷道*运矿巷道切割天井*切割巷道*凿岩巷道*切割上山*底部结构合计矿块矿量采切比采准切割循环图表表采准切割工程循环图工作项目工程量掘进速度完成时间(日)进行顺序(月)123阶段运输平巷斜坡道分段运输平巷穿脉5溜井充填回风井8装、运矿巷道切割巷道3切割天井5切割上山5凿岩巷道底部结构第五章采场回采设计凿岩爆破工作凿岩设备和工具的选择由于本矿设计使用嗣后充填房柱法，凿岩设备需要在回采巷道中钻凿浅眼炮孔向炮孔，并且在分段全部炮孔钻凿完毕后开始崩矿，孔深在2~米之间，属于浅孔落矿，最终选定7655浅孔凿岩机，平均效率为40-60m/台炮眼布置①炮孔排列。炮孔排列形式一般有平行排列及交错排列，鉴于所采矿石硬度较大，采用交错排列布置，利于爆破效果。②炮孔的深度和直径。浅眼爆破药卷直径多为32mm,炮孔直径一般为③最小抵抗线和炮孔间距。采场采用浅眼爆破时，最小抵抗线就是炮眼的排拒。炮眼的间距就是排内炮眼之间的距离。最小抵抗线d为炮孔直径，为40mm;采场爆破设计①炸药的选择一般使用2号岩石铵梯炸药来取，~m3。②炸药单耗的确定单位炸药消耗量与矿石的性质，眼径，眼深等有关，一般来说，矿体厚度越小，眼越深，单位岩石炸药消耗量越大。填塞长度在范围内，相邻深孔采用交错不同的填塞长度，以避免孔口附q—单位岩石炸药消耗量kg/m3B—矿体的厚度mL—平均炮眼深度mi一次落矿总长度mA人工装药⑤装药工作和工序首先使用7655型凿岩机开凿炮孔，凿岩机效率约为50m/台班，安排两个工人操纵一台凿岩机，每排炮孔总长度为15米，每班每台开凿一排炮孔。爆破时使用粉状铵油炸药，起爆使用导爆管和导爆管雷管起爆。⑦施工组织和注意事项爆破施工由于所使用的材料都是危险品，容易爆炸，这些材料在爆破时具有很大的破坏力，施工的地点往往又是悬崖陡壁，因此思想上稍有麻痹大意，很容易发生伤亡事故，所以在爆破作业中，必须充分重视安全工作，要加强对作业人员的思想教育和技术安全教育，建立一定的制度，做到人人思想重视，个个注意安全，反对麻痹大意，克服怕麻烦的思想，避免事故的发一、爆破材料的保管1、爆破材料由于对火花、撞击、热等具有敏感性，因此只许在专门的仓库存放。附近的易燃物应清除，不得在库房附近吸烟、用电炉。电器设备也2、爆破材料受潮湿容易失效，故仓库必须通风良好，能防漏、防潮，爆破3、库房应远离工地、营房及居民建筑，其安全距离为300m;最好选在不常4、炸药与雷管必须分开存放，并相隔一定的距离。不同性质的炸药也最好5、库房应有警戒，应能防雷击，并有消防设备。1、必须指派熟悉爆破材料性能的人员负责组织装卸和押2、轻拿轻放，防止摔落受震，也不准拖拉和滚动。雨雪天要有防雨、防滑3、夜间装卸不能用明火照明，如用气灯应摆在下风侧，距离药堆，搬运通道至少10m以外。搬运爆破材料的人员，身上严禁带烟火及其他易燃物。4、装有爆破材料的车船应停靠在远离建筑物或居民点200m以外，并应设岗5、炸药和雷管不得同车、同船运输。6、雷管、黑火药、胶质炸药应特别注意防震，不得用拖车、自卸汽车运输。用汽车运输时，装载高度不得超过车厢边缘，装载量不得超过汽车额定载重量的三分之二，车厢底与炸药间均应有软垫层防震。冬季运7、装载爆破材料的汽车，不得装有汽车的备用燃料。冬天发动时不得用明8、电雷管装卸、运输时不得接近电源。在各种爆破方法中，由于多种原因造成起爆药包拒爆或炸药的部分或全部未爆的现象通称盲炮。爆破中发生盲炮不仅影响爆破效果，尤其在处理时危险性更大。如未及时发现或处理不当，将会造成伤亡事故。因此，必须掌握发生盲炮的原因及规律，以便采取有效的防止措施和安全的处理方法。现盲炮应及时处理，处理方法要确保安全，力求简单有效。处理盲炮严禁其他人员在附近做其它工作。在有自爆可能性的情况下，应划定危险区盲炮处理完后，要检查和清理残余未爆的爆炸材料，确认安全后，方可采场凿岩爆破主要指标(1)每米炮孔崩矿量根据炮孔的布置形式，每个矿块50*40炮孔个数约计2000个，炮孔总长度L=4000m,每个矿块矿量Q=,则每个矿块的崩矿量为：(2)凿岩机效率台班效率50m/台班，Q′=80t/台班，两个工人操纵一台凿岩机，每班每出矿工作(矿石运搬)回采落矿后所产生的不合格大块，在电耙巷道中进行二次破碎。二次爆(1)裸岩爆破，即在大块矿石的适当位置的表面放置炸药和雷管，起爆(2)覆土爆破法。在大块矿石的适当位置放置雷管与炸药，然后用岩石(3)炮眼法：对大块矿石在适当的部位凿岩。炮孔深度大约为矿块厚度的一半，装药起爆；二次破碎的地点：在回采工作面上、电耙巷道。用矿石搬运设备将大块矿石推至一边，间隔一定的时间或中间休息的时间或回采工作结束的时候，集中进行破碎。若有大块相互挤卡在放矿溜井中，用木棍捆药包排出堵塞。亦可用高压水枪冲射法。一次爆破一排孔，所能爆下的矿石量为式中A—爆孔间距B—矿体宽度q—每米炮孔崩矿量通过计算可以得到，爆破一次的矿石量15个台班正好可以出完，所用的时间就是120小时。通过以上计算采场凿岩时间60小时，装药爆破时间为1小时，通风1小时，电耙出矿时间为120小时，综上所述一个采场回采循环时间为182小时，一个回采循环的采出矿石量为1152吨，则一个采场日生产能力为1152×24/182=152吨。矿山要求设计的日生产量为91吨(年生产时间330天),可知同时回采的工作面数应该是152/91=个，即需要布置工作面数为2分段空场嗣后充填法回采工作面，巷道纵横交错很容易形成复杂的角联网络，风量调节困难；溜井多而且各分段联通。如果管理不善容易造成井下粉尘浓度过高，污风串联，有害工人身体健康。在考虑通风系统和风量时应尽量使每个矿块都有独立的新鲜风流，并要求每条巷道的最小风流，在有设备工作时不低于s,其他情况下不低于所以回采工作面只能使用局扇抽出式通风系统。通风线路：斜坡道→脉外分段平巷→分段联络横巷→分段凿岩巷道→采场→切割通风上山→上分段凿岩巷道→上分段联络横巷→上分段水防尘措施3)控制通风风速，减少扬尘。4)喷雾洒水除尘。1)按排除炮烟计算回采工作面所需风量K一紊流扩散系数，取决于硐室与其进风巷道的形状和位置关系S—回采工作面横断面面积A—一次爆破的炸药量2)按排尘风量确定回采工作面所需风量参照《矿井通风与除尘》表，排尘风量为4m3/s3)按排尘风速计算回采工作面所需风量通过以上计算按排尘风量确定回采工作面所需风量为s;按排尘风速计算回采工作面所需风量为4m3/s;按排除炮烟计算回采工作面需风量为s。综上分析回采工作面的风量应该取最大值s。表中所给局扇的性能参数。矿山共布置3个采场共需风量为s,根据以上计算选取的局扇，采用抽出式通风。局扇安装在上部回风水平，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。采场顶板管理矿石为原生磁铁矿，硬度f=8-10,节理裂隙不发育，稳固性较好。顶板围岩大部分为结晶灰岩，大理岩或硅化大理岩，整体性好，较稳固。有些部位为矽卡岩，稳固性次之。矿体底板为矽卡岩，其次为蚀变闪长岩、矽卡岩化闪长岩。总体看矿体及顶底板稳定性较好。每次爆破完成以后，都要观察顶板的破坏情况。在回采过程中是靠矿体、顶底柱、矿石来支撑顶板，回采完矿石以后，对采空区进行充填，靠充填体来支撑顶板。磁铁矿中等品味，采用尾砂胶结充填法。(1)出矿完后，将设备移出采场或移至采场一端或悬吊在工作面顶板上。(3)架设充填管路。采场一般选用φ76~100mm塑料软管做充填管，我们选100mm充填管。塑料管从充填井放下，采用前进式充填。充填材料和消耗采用分级尾砂和425#普通硅酸盐水泥，砂浆浓度64~65%,灰砂比1:6,充填浓度68%,充填流量60~80m³/h。平均每立方米充填浆体的充填材料用量为：尾砂，水泥，水。1m³充填料浆形成的实体体积为m³。平均每立方米充填实体(充填1m³空间)的充填材料用量为：尾砂1800kg,水泥300kg,水1000kg。充填参数Qx—矿山充填法年产量30000tQ,—矿山日平均充填量m³/d;T—矿山年工作日，330天。首先回采间柱，回采完间柱后的充填采用胶结充填，间柱空区胶结充填物料配置：充填骨料取本矿分级尾砂。胶结材料取普通硅酸盐水泥。日平均胶结充填量为38m3。一个矿块间柱空间体积约2个月充填完毕，养护后可进矿房空区采用尾砂充填与废石充填相结合的充填方法，即在矿房底部先充填一部分废石，浇灌尾沙与水泥(或胶骨粉)混合的砂浆，使其具有一定强度，待其凝固后在充填废石，充填完以后，在顶部再浇灌一些水泥砂浆，使其凝固，以利于顶柱的回采。采场内出完矿以后，废石经阶段运输大巷，通风充填巷道倒入采场进行充填，胶结充填物料通过管道进行输送。由于本矿年产尾砂和废石总量均能满足矿块采空区充填物料的需要，约7月充填完充填管道斜井阶梯式布置则具有充填倍线小，充填能力大；管道的安装、更换、维护工作等操作管理方便；各段管道的磨损均匀，磨损较慢等特点。因此选用斜井阶梯式布置充填管道。布置充填管路是应注意以下几点：利用自然压差的自流管道输送系统比砂泵加压输送管道系统简单可靠，若管道布置系统中难免出现逆坡段时，则要在管道最低点安装事故放砂布置输送管道时，要实现通常所实行的不超过水力坡线的原则，即在垂直剖面上不应超出有压流的范围，以避免进入负压区可能出现的堵管事故。充填管道应沿巷道下坡方向敷设，并尽量减少拐弯，以减少充填料浆在尽量避免利用主提升井敷设主干管，应专门开掘充填井。主干管的布置应尽量靠近砂仓，并位居矿田中央，以便于向两翼延伸充广泛采用钻孔下放充填料。钻孔穿过不稳定岩层时，要下套管加固孔先回采矿柱，然后进行充填(充填体的强度不小于三兆帕)。待充填体凝固后回采矿房，充填矿房后回采矿柱。间柱自上而下回采。在联络道打上向中深孔，以通风行人天井为爆破自由面向上下盘切割，爆破后形成切割槽。以切割槽为爆破自由面，在联络道打上向扇形孔，两侧每侧爆破三排炮孔(共4m,每排炮孔间距为1m,炮孔孔底距1m)。爆落的矿石通过矿房电耙出矿，放到放矿溜井中装入矿车。间柱回采完以后进行充填，要求充填体的强度不小于三兆帕。充填前要先浇灌通风行人天井及凿岩联络道。回采生产能力矿石的密度是m³,阶段高度是50m,矿体水平厚度按15m,排距b=1m,炮孔孔底距是1m,,凿岩效率为50m/台班，每次爆破一排，凿岩约需要一个台班8个小时。装药爆破约需要1个小时，通风需要1小时。采用电耙出矿，采场日生产能力为212t、一个采矿场的回采时间约330天、从中间向两翼回采，同时回采两个工作面。回采作业循环时间表回采作业循环时间表作业名称作业时间一班二班三班1凿岩82装药爆破13通风14出矿8矿柱回收(一)矿柱的矿量占矿块量的20~50%左右，是相当大的数量，若不及时回阶段的资源全部损失，使之根本无法采出来(想采也采不出来)。(二)当矿房回采工作已下降几个阶段以后，再返回来到上部阶段回采矿(三)如果不及时回采矿柱，则无形中增强了每个阶段的服务年限，使巷(四)不及时回采矿柱，必然造成多阶段分散作业，使矿山井下几大工艺系统(投井运输、通风、排水、供电、供气、供水等)的管理分散，增加了辅(五)由于不及时回采矿柱，往往使原来在矿柱中所作的采准工程被破坏，回采矿柱时要重新补充开掘采准巷道，这样就会造成采准工程的浪费，以(六)不及时回采矿柱，造成多阶段生产，则使通风条件恶化。(七)不及时回采矿柱，会导致三级矿量比例失调，或者欠账，不解保证先回采矿柱，然后进行充填(充填体的强度不小于三兆帕)。待充填体凝间柱自上而下回采。在联络道打上向中深孔，以通风行人天井为爆破自由面向上下盘切割，爆破后形成切割槽。以切割槽为爆破自由面，在联络道打上向扇形孔，两侧每侧爆破三排炮孔(共4m,每排炮孔间距为1m,炮孔孔底距1m)。爆落的矿石通过矿房电耙出矿，放到放矿溜井中装入矿车。间柱回采完以后进行充填，要求充填体的强度不小于三兆帕。充填前要矿柱的崩落会引起矿石贫化，所以回采矿房的贫化率大于矿柱的贫化率，本设(3)架设充填管路。采场一般选用φ76~100mm塑料软管做充填管，我们选100mm充填管。塑料管从充填井放下，采用前进式充填。来自选场的全尾砂经水力旋流器脱泥后，用砂泵输送到尾砂仓，溢流水从顶仓环形溢流槽通过溢流管流到高位水池待处理，用水