采矿方法单体设计.doc

设计报告 第五章 一期工程采矿方法 5.3 采矿方法单体设计 分段凿岩阶段出矿采矿法将矿房划分为若干分段，在分段凿岩巷道内用YGZ-90型导轨式凿岩机钻凿上向扇形中深孔凿岩崩矿；BQ-100型装药器进行机械装药，回采前，必须开凿垂直切割槽，回采工作线呈倒台阶形状，并以此为自由面进行落矿，再回收矿柱。底部“V”型堑沟受矿、进路铲运机出矿。 5.3.1 开采顺序 为了便于控制地压，保证通风质量，矿块回采顺序宜采用单翼后退式回采方式，即从东翼矿体向西翼矿体侧推进。同时，由于矿体顶板围岩比底板围岩稳固，M4较M3薄，因此先采位于上盘的M4矿体，后采M3矿体。 5.3.2 设备 由于高山矿床的设备效率大大降低，需增加设备备用系数，有时甚至还要更换设备，设备效率降低，不仅和高山采矿特殊条件有关，而且与其所用的动力方式有关。 1）YGZ-90 导轨式独立回转凿岩机 采场选用YGZ-90 导轨式独立回转凿岩机，该凿岩机的主要技术参数如表5-1。平均纯凿岩速度可达680mmmin-1。耗气量是气动凿岩机一个重要的技术经济指标。凿岩速度相同的凿岩机，空气消耗量小者，动力费用低，经济性好，当工作气压为0.63MPa时，手持式、气腿式凿岩机耗气量为52～85ls-1，向上式为94～115 ls-1，导轨式为94～315ls-1,炮孔直径φ55mm；台效45m/台班；爆破装药设备BQ-100A；中深孔落矿采场，凿岩作业超前出矿作业，凿岩作业集中在几个采场或某个分段内进行，凿岩作业采用三班制[15]。 表5-1 YGZ-90 导轨式独立回转凿岩机技术参数 型号 YGZ90 型号 YGZ90 机重/kg 90 长宽高/mmmmmm 876355303 使用气压/MPa 0.5 气缸直径/mm 125 活塞行程/mm 62 冲击频率/Hz ≥34（气压0.5MPa） 冲击能/J ≥195气压0.5MPa 转钎速度/（r/min） 0250（气压0.5MPa） 最大扭矩/Nm ＞117.5（气压0.5MPa） 耗气量/L/s ≤217（气压0.5MPa） 使用水压/MPa 0.4 输气胶管内径/mm 38（冲击部分），25（转钎部分 输水胶管内径/mm 19 钻孔直径/mm 50～80 最大钻孔深度/m 30 钎尾尺寸（六方对边长度/mmmm φ3897 2）铲运机 采用WJD-3电动铲运机[16]，具体参数见表5-2。 表5-2 WJD-3电动铲运机技术参数 型号 WJD-3 铲斗容重（堆装）/m3 3 额定载重量/t 6 铲运力/kN 77 牵引力 115 卸载高度/mm 1670 铲斗举升高度/mm 4000 爬坡能力（低速额定载荷）/ ≥12 离地间隙/mm ≥280 转弯半径R（外侧）/m ≤6.5 功率/kW 90 机重/t 17.5 外形尺寸/mm长 8720 工作装置动作时间/s ＜25 宽 2090 后桥摆动角/ （7～10） 高 2240 最小卸载距离/mm ≥1100 5.3.3 采场构成要素 采用机械化分段凿岩阶段出矿采矿法。根据现有清水河铁矿纵投影图及4100m阶段、4090m阶段、3850m阶段及各勘探线剖面图，进行分析得 4150m阶段大部分矿体近地表，有30～50m风化层，采矿设计时，应立足于保证采场安全的原则，结合4150m阶段为高山寒冷地段，气候特殊，不应将该阶段采穿，而应保留5～7m的顶柱，形成安全隔离矿柱。 当矿体厚度≤20m, ≥5m时，矿房沿走向布置；当矿块厚度≥20m～30m时，矿房垂直走向布置；当＜5m时，矿房采用浅孔留矿法开采。 矿块阶段高度60m，分段高度12m，顶柱高度为4m，间柱8m，V形堑沟，当沿矿体走向布置时，长度为50m，宽度为矿体宽。当采用浅孔留矿法回采较薄矿体时，采用电耙出矿，矿房沿走向布置，矿块高度60m，矿块长度40～50m，间柱宽度6～8m，顶柱厚度4～6m，普通漏斗底部结构4～5m，漏斗间距4～6m，在此不多介绍。 5.3.4 采准切割 在下盘阶段运输平巷每隔10m向矿体掘进装矿斜巷（交角为45，断面为3m3m）,转角半径6～8m再由装矿斜巷向矿房拉堑沟拉底平巷（断面尺寸为2.8m2.8m）。在矿体下盘间柱位置每隔50m掘进人行、设备天井（断面尺寸为2m2m），人行、材料天井连通上一阶段，也可作为进风、回风作用。在垂直高度每隔10m开挖分段凿岩巷道（2.8m2.8m），用联络道2.8m2.8 m与人行、材料天井连通。在每分段矿房中央在分段凿岩巷道上掘进切割天井（2.8m2m），并在分段凿岩巷道与切割天井交汇处向矿体上下盘掘进切割横巷（3.2m2.8m）至矿体边界，通过垂直中深孔拉槽法形成切割槽。在下盘阶段运输平巷一侧每隔100m开凿阶段直溜井（φ2.5m）（一般两个沿走向布置的矿块共用一个阶段溜井）。以上巷道均不考虑支护，对于近地表30～50m风化层，采取预支护。 在每个分段水平，由切割横巷上断面尺寸为3.2m2.8m用YGZ-90 型钻机凿9排上向平行中深孔，排距0.8m，排面角85，每排5个炮孔，炮孔间距0.5m。整个矿块中，炮孔总长度为1763.4m；向上打平行中深孔 网孔网格为0.8m0.5m，对着切割天井进行多排分次爆破，形成立槽；炮孔总长度为1763.4m[17]； V形堑沟开挖方式从集矿堑沟拉底平巷矿房中央向上掘进高3.2m、宽约2～2.5m的上向扇形切割槽，然后从堑沟道向上打扇形中深孔，向切槽逐排爆破，形成V形堑沟，斜面坡度为45，炮孔总长度为826.8m，图5－1为分段凿岩阶段矿房法，图5-2为切割工作，图5－3为切割槽炮孔布置图。 将所有切割槽的炮孔一次凿完（总炮孔245个，其中V形堑沟炮孔25个），总长度1977.1m；其中拉V形堑沟的炮孔总长126.1m 2台凿岩机同时作业的纯凿岩时间为22个班。分两次起爆，先起爆1，通风出矿后，起爆2，如图5-2；第一次崩下的矿石可全部运出，也可留部分矿石在里面。通风总时间不少于80min;第一次崩落矿石共1260t，一台铲运机出矿的出矿时间为2台班；第二次爆破崩矿量3578t，一台铲运机出矿时间为6台班，通风总时间为不小于80min。 整个拉槽工作（4分段、V形堑沟拉槽）同时进行，每分段需完成11次凿岩工作，2次装药、爆破、通风、顶板管理，2次出矿小循环。V形堑沟由于与各分段同时进行，则可将作业时间归入各分段拉槽时间中。扇行炮孔共5排，需要总药量86.125kg；中深孔总药量为0.58.45114＝929.5kg，故切割总药量为1015.625kg。 图5-1 分段凿岩阶段出矿采矿法示意图 1－阶段运输平巷 2－装矿斜巷 3－堑沟拉底平巷 4－人行、材料天井 5－分段凿岩巷道 6－联络道 7－切割天井 8－阶段溜井 9－V形堑沟10－切割横巷 11－炮孔 图5-2 切割工作图 图5-3 切割槽炮孔布置示意图 1－切割天井 2－炮孔 3－切割平巷 4－分段凿岩巷道 图5－4 切割槽炮孔布置图 1第一次爆破炮孔；2－第二次爆破炮孔 5.3.5 采切工程量进度 矿块采切工程量为504.6m，合计4909.1m3，附产矿量15.6kt，标准采场采出矿量为99.79kt（含附产矿石，则千吨采切比为6.06 mkt-1（自然米），59.03m3kt-1，如表5-3，表5-4，图表5-5所示。按平巷掘进速度100m/月，天井掘进速度60m/月，则标准采场的采切工作时间约3.3月。 表5-3 矿块采准切割工程量计算表 工程阶段及项目名称 巷道数目 巷道长度/m 巷道断面/m2 体积/m3 采出工业矿量/t 矿石中 岩石中 合计 矿石中 岩石中 合计 矿石中 岩石中 合计 单长 总长 单长 总长 总长 采准切割 采准工作 装矿斜巷 4 6.6 26.3 8.7 34.9 61.2 9 9 9 236.7 314.1 550.8 人行材料、天井 1 44.0 44.0 16.0 16.0 60 4 4 4 176.2 63.9 240.0 分段联络道 4 1.7 0.0 5.0 5.0 1.7 0.0 5.0 5.0 0.0 0.0 3.7 4.3 0.0 0.0 3.7 4.3 17.8 7.8 7.8 7.8 90.00 62.9 152.9 分段凿岩巷道 4 50.0 200.0 0.0 0.0 200.0 7.8 0 7.8 1568 0.0 1568 堑沟拉底平巷 1 42 42 0.0 0.0 42 7.8 0.0 7.8 327.6 0.0 327.6 脉内矿柱回采硐室 1 3 3 0.0 0.0 3 7.84 0.00 7.84 23.52 0.0 23.5 小计 15 165.3 335 32.7 58.9 384 44.3 20.7 44.3 2422.0 440.9 2862.9 切割工作 切割横巷 4 7.0 9.0 7.0 9.0 32 0.0 0.0 0.0 0.6 0.6 32.6 7.8 7.8 7.8 250.9 4.7 255.6 V形堑沟 1 42 42 0 0 42 36.5 0 36.5 1533 0 1533 切割天井 1 46.0 46.0 0 0 46 5.6 5.6 5.6 257.6 0 257.6 小计 120.6 2041.5 2046.2 采切合计 504.6 4350.2 4909.1 16600.5 注 不均系数1.2 千吨采切比504.61.2/99.79＝6.06m/kt（自然米）； 1227.31.2/133.04044＝14.8m/kt（标准米） 表5-4 采矿矿量分配表 项 目 矿块工业储量/t 回采率/ 贫化率/％ 采出矿量（t） 占矿块采出量的比重/ 矿石 岩石 小计 矿块 126732 71.0 9.8 89978.5 9813.1 99791.6 100 其中顶柱 8324.5 间柱 17074.2 V形堑沟 残留矿柱 6947.0 矿房 78812.6 95 10 74872.0 8319.1 83191.1 附产 15573.7 97 9 15106.5 1494.0 16600.5 5－5 标准方案采切进度表 5.3.6 回采工作 矿房回采以切割槽为自由面，由中央向两侧回采崩矿。爆破崩矿保持上下分段工作面成一立面，或者上分段超前于下分段一排炮孔，但不允许下部分段超前于上部分段；每次崩落矿石，经一定的通风时间后，及时出矿；矿石由“V”形受矿堑沟集矿，经铲运机在装矿进路内铲装，再经下盘运输平巷卸入放矿溜井，并在下一阶段运输巷道内装入电机车运至主溜井。回采工作主要包括凿岩爆破、通风、出矿等主要工序。 1）凿岩 矿石的损失贫化程度在很大程度上取决于爆破质量，因此寻求合理的爆破参数与爆破技术是回采设计的一项重要内容。 （1）孔网参数选择考虑因素 ①布孔时，先布置控制爆破规模及轮廓的关键孔，再按最大孔底距均匀地添布其余炮孔； ②由于矿岩接触带明显，孔底应超深矿岩接触带0.1～0.2m，以减少矿石损失；下分段炮孔底应距上分段凿岩平巷底板0.5m左右，防止孔底打穿；下分段炮孔底应距上分段炮孔1.0～1.5m左右，以防上下分段炮孔贯通； ③上盘孔底距应大些，下盘孔底距应小些； ④应控制孔口装药量，保证装药质量，提高爆破效果，减少大块产出率； ⑤为使凿岩过程中排粉通畅，水平孔应略微向上倾斜，仰角3～5； ⑥相邻排之间，扇形孔可错开布置，使药量分布均匀，以获得较合适的矿石块度； ⑦最上一分段崩矿时，为保护顶柱的完整，孔底距顶板0.5m左右。 （2）炮孔参数 在分段凿岩巷道中用YGZ-90型钻机，孔径55mm，最小抵抗线为1.25m，排距1.25～1.5m，孔底距1.6～2.0m，排面角90，炮孔总长度为10816m，在上下盘两侧炮孔应超前10～20cm，如图5-6为扇行炮孔布置图。为保证采空区安全，特别是在风化层范围内布孔时，应留护顶孔壁，厚度为1.0m[19]。 将矿块从下往上划分为5个分段，其中1分段为切割V形堑沟分段，2、3、4、5分段为回采分段，如图5-5。2、3、4分段炮孔布置一样，5分段炮孔布置较其他回采分段有所不同。 图5-5 矿块分段图 图5－6 扇形炮孔布置图 1－炮孔 2－分段凿岩巷道 （2）凿岩 分段扇行炮孔共12（个炮孔）30（排）4（分段）＝1440个，其中2、3、4分段炮孔总长度30（排）3（分段）104.84（m）＝9435.6m；第5分段为97.6（m）30（分段）＝2928m；V形堑沟扇行炮孔为7（个炮孔）30（排）＝210个，V形堑沟炮孔总长度3056.9＝1707m。则炮孔总共1650个，总长度为14070.6m。炮孔分次凿完，2台凿岩机同时作业纯作业时间156.34台班，修正196个台班考虑凿岩机移动等消耗的时间，修正系数80％，并取整。 （3）装药 用BQ-100A型装药台车装药，非电导爆管起爆。其中装药量为 Qp＝qWS （5-4） 式中 Qp每排扇行深孔总装药量，kg； q炸药单耗，0.5kgt-1； S一排扇行孔可担负的面积，133.75m2。 代入数据得Qp＝83.6kg，每分段总药量（第五分段除外）为2508kg，第五分段总药量68.42530＝2052.8kg，切割V形堑沟需要的总药量为684.4kg，则整个矿房需要药量为10261.2kg。 （4）爆破 ①炮孔验收 扇形中深孔凿岩质量是分段崩矿回采的重要工艺之一。衡量炮孔质量的标志有孔底偏离程度和超、欠深，炮孔偏斜势必造成孔底炮孔分布疏密悬殊，影响爆破质量；炮孔深度不足会造成悬顶事故，且易产生大块；炮孔超深往往与上部巷道底板钻通或钻进崩落废石中，使矿岩碎块掉入孔中，可能将钎杆或钎头卡住。每分段钻孔完毕，采用CS4超声波测孔仪逐个验收，凡孔深超过0.5m，或偏斜率超过5的炮孔，应重新补孔，保证炮孔质量符合设计要求。 ②装药结构 为提高装药速度与密度，采用BQ-100型装药器进行机械化装药，采取孔内连续装药结构，装药密度0.8～1gcm-3。可采用φ48mm的药卷，但推荐采用散装的2岩石炸药。为避免扇形炮孔孔口装药过于集中爆破时粉矿量大，在孔口采用交错装药结构（见图5-7），即边孔和中心孔的堵塞长度为1.5～2.0m，其他孔堵塞长度交错增加，使孔口部分装药最小间距大于孔底距之半，孔口最好用炮泥堵塞。 α孔底距 图5-7 扇形孔装药图 ③起爆 炮孔分次凿完，矿房两翼两对称区同时起爆，从矿房中央同时向两翼同时回采。上下分段之间保持垂直工作面或上分段超前下分段1排炮孔，以保证上分段爆破作业的安全，崩落的矿石借重力落到的集矿巷道，通过铲运机出矿。崩下的矿石可全部放出，也可留部分以保护底部V形堑沟。为降低爆破次数，同时减少爆破地震效应，采用多排微差、排内孔间微差起爆方案，导爆管、毫秒雷管或导爆索起爆。起爆药包置于孔底，雷管的集中穴向着孔口，装在药包内靠近孔底1/3处，并用胶布扎牢，以提高起爆的可靠性。 2采场通风 新鲜风流由阶段运输平巷流经矿房一侧的人行设备天井、分段凿岩巷道进行清洗采场，污风经中央切槽空间至另一侧分段凿岩巷道，至另一侧人行设备天井，排至上阶段回风巷，如图5-8。每次爆破后通风时间不小于40min后，人员才能进入[21]。 图5-8 采场通风示意图 3）出矿 通风排出炮烟、顶板安全检查后，采用用WJD-3型电动铲运机出矿。铲运机进入采场铲装矿石，经装矿斜巷、阶段运输平巷、卸入到阶段溜矿井内，矿石经下一阶段放矿装车.二次破碎在拉底凿岩横巷或装矿斜巷内进行，敷土或裸露药包爆破破碎。 （1）铲运机生产能力计算 铲运机生产能力是指地下铲运机单位时间内装载和运输矿石的重量，采用计算或类比法确定生产能力 ①铲运机小时生产能力 a、 完成一次装运卸循环时间 t＝t1t2t3t4t5 （5-5） （5-6） 式中 t 装运卸一次作业循环时间，s; t1 为装载时间，一般定点取矿取20～30s; t2为卸载时间，卸入溜井取10～20s; t3为掉头时间，有两次掉头时间，一般共取30～40s; t4其他影响时间，一般取20s； t5空重车运行时间，s； 2L为装运卸载一次作业循环往返运距，132.78m； v铲运机运行速度，ms-1;与巷道状况有关，本设计矿山由于为新建矿山，矿山作业条件均为良好，其运行速度取6～8。路面性质为较好的碎石路面。 b、 小时装运卸作业循环次数 （5-7） 式中n小时装运卸作业循环次数，次/h c、 小时生产能力 Qh＝KnGγ （5-8） 式中 Qh铲运机小时生产能力，th-1; 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斗（尖斗）容积，m3/次； γ装运物料的松散体重，tm-3。 计算数据如下 装运物料松散容重2.24tm-3 铲斗容重；6t 装载时间；定点装矿30s,不定点装矿80s 卸载时间；20s 掉头时间（两次）40s 其他时间；20s 铲斗装满系数 0.8 运距 66.39mm（平均运距） 运行速度7kmh-1 将数据代入上述各式得，t＝177s，n＝20次，Qh＝107.52 th-1。 ②台班生产能力确定 a、班有效工作时间 班内设备完好率按下式计算 （5-9） 式中 q1班内铲运机设备完好率，％；英国采矿杂志编辑部1974对世界各地的函调资料统计，50多个矿山铲运机设备完好率为14.4％～95％，平均73％。在这里取73％。 T1铲运机班内可能工作时间，h； T2铲运机班内故障停工时间，h。 工时利用率用下式计算 q2＝T3/T（5-10） 式中 q2工时利用率，％； T3铲运机班实际开动时间，h； T班法定工作时间，h。 铲运机实际开动时间，还受作业条件（如溜井、通风条件、大块、悬顶、供气、供水、供电等）和生产管理、设备利用率等因素的影响。故工时利用率即包括了设备利用率、生产管理和作业条件。国外生产矿山的公时利用率为40～70％，国内生产矿山一般为30％～50％，这里取45％。 班有效工作时间按下式计算 T3＝Tq2 （5-11） 代入数据得，T3＝3.6h。 b、台班生产能力。在求得班有效工作时间后，按下式计算 Qb＝QhT3 （5-12） 式中 Qb铲运机台班生产能力，t； 代入数据得，Qb＝387t，则铲运机的生产能力为387t/台班。 （2）回采时间计算 采场设置一台WJD－3电动铲运机出矿，回采过程中，矿房总出矿量为84.94kt，爆破通风出矿240.5班，取整为241班。回采作业时间为447个班，得生产能力为 570td－1。表5-6为分段凿岩阶段出矿回采循环表。 表5-6 分段凿岩阶段出矿回采循环表