山东理工大学
《采矿学》课程设计
题 目：某地下铁矿采矿方法设计
学 院：
班 级：
学 号：
姓 名：
指导 老师：
课程设计时间：2013年7月1日～7月19日
序论
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学知识掌握与运用能力的检验。
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）将设计意图及设计结果表达出来。
二．课程设计任务
1．设计任务：某地下矿山采矿方法设计
2．设计要求：①根据所给地质资料及开采技术条件选择合适的采矿方法；
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纸）。
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14.14m；密度3.84g/cm3，平均品位51.88%；矿体形态呈似层状、扁豆状，具分枝复合膨缩现象。
四．课程设计方式 学生按设计大纲要求，按照设计题目条件综合应用《采矿学》所学知识，每
个人独立完成一份课程设计。
设计者之间可以讨论、借鉴，但不得相互抄袭，疑难问题可与指导教师共同
研究解决。本课程设计要求方案进行技术分析与经济比较。
第一章 矿床地质与开采技术条件
1.1矿床地质
1、矿体特征
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14.14m；密度
3.84g/cm3，平均品位51.88%；矿体形态呈似层状、扁豆状，具分枝复合膨缩现象。
2、矿石特征
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。矿岩的自然安息角为45°，松散系数1.6。
1.2开采技术条件
1、矿区水文地质
坑内涌水来源主要是构造裂隙水。构造裂隙水的直接来源是大气降水和生产用水。
2、矿区工程地质
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。
3、矿区环境地质
由于矿块距地表较深，附近无民采活动，矿体未遭民采破坏。采后地表不允许塌陷。
第二章 采矿方法的选择
2.1 采矿方法的选择
2.1.1 采矿方法选择的基本要求
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动，防止地下水灾和火灾。
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。选择的采矿方法要有良好的经济效益。
2.1.2 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
2.1.3 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。
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)分段
空场嗣后充填法。
2.1.4 初选采矿方法的实质
2.1.4.1 房柱法
2.1房柱法三视图
（一）矿房布置及其构成要素
房柱法的矿房布置可分为两种，一种是用中深孔崩矿的，另一种是用浅孔崩
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来决
定。
从回采工艺方面来考虑，在电耙运搬的方案中，其矿房的最大长度应在电耙
的有效耙运距离之内。一般为40～60米。以40～50米为优。同样使用装运机，
汽车等无轨运输设备时，其矿房长度也应当与设备的经济运距一致。如果是独头
推进的矿房，其矿房长度还应当考虑到通风条件的限制。
我国大多数矿山采用电耙运搬矿石，因而矿房一般是沿倾斜方向布置的。
（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，与
矿体厚度的及矿体倾角也有关系。留永久性间隔矿柱时，矿房宽度应尽可能等于
矿房顶板允许暴露的最大安全跨度。
根据矿体厚度和围岩的稳固性，矿房的宽度变化在8～20米之间。
（3）矿柱尺寸
① 房柱法的矿柱尺寸取决于矿柱的强度，也就是矿柱能够承受的最大平均
压力。当然这直接与作用在矿柱上面的载荷大小有关。
此外，矿柱尺寸还与矿柱的作用和矿柱在以后是否要回收有关。如果以后要
回收则可以留的大一些，可以留连续矿柱。否则留小一点。
再者是与矿体厚度有关，矿体厚度增大，则留的矿柱尺寸也应当增加。当矿
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5米
宽的连续矿柱。
② 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2。
（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）
在采切准备工作完成后，即可进行矿房回采工作。
根据矿体厚度不同，矿岩稳定性不同，则有不同的回采方法。
1） 当矿体厚度在2.5～3.0米之间时，一般不拉底，可以巷道掘进方式，一
次采全厚，用浅孔留矿方式崩矿。
2） 当矿体厚度在3～5米之间时，不能再用一次采全厚的办法，需要分为
拉底和挑顶两步回采。
① 当矿岩稳定性条件好时——可以将底一次全部拉开，然后再从头开始挑顶。
② 当矿石稳定性较差时，不应将底一次全部拉开，而应逐渐拉底，拉一段接着
就挑顶，但要求拉底超前于挑顶。
③ 当矿体厚度在3～5米范围内可以这样回采，如果再厚一些，仍然用这种方法就会发生困难，主要是顶板管理很困难。如：
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。
2. 撬毛困难，太高看不清，撬不上。这样工作安全性不好。
3）当矿体厚度在5～10米之间，可以采取其他措施来回采。如划分为若干台阶来回采。
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，若顶板稳固性差时，打锚杆较方便。
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：
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果。
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是很重要的方面。
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或跨度较大时，可以予留临时矿柱。〔在靠近矿房的下部地压比较大。因此，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）
2.1.4.2 上向水平分层充填法
2.2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—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
（1）阶段运输平巷——根据该矿具体情况，即将是岩矿床的矿体变化大，设计要求的年产量也较大，为适应充填管路的合理性，因而采用了下盘脉外平巷，上盘脉内平巷的双平巷环形采准系统。（典型方案图中是治脉平巷）。
（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界处，矿房和间柱共用一条穿脉。这种布置形式比矿房间柱各布置一条穿脉节省了采准工程量。
（3）流矿井——根据矿房长度不同，一个矿房中至少应布置两个留矿井。
（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。
（5）人行脱水井——一个矿房设一个顺路人行脱水井。它的结构要求是：应适应泄水要求。
（三）切割工作
切割工作主要是拉底工作。拉底分两步进行。首先在底柱中开掘的短天井内，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，之后再进行挑顶。挑顶高度为2.5～3.0米。此时把崩下的矿石全部运出（由底柱中已掘进好的放矿流井放出）。最后形成4.5～5米的拉底空间。当整个拉底空间形成后，再砌筑钢筋混凝土底板，底板厚度为0.8～1.2米。到此切割工作室完成，可进行正式，回采工作了。
（五）回采工作
（1）回采分层高度——一般为2米，基本在1.8～3.0米之间，当矿石稳固性，分层高度可以大一些。可以采用“两采一充”的循环办法。（即采两分层充填一次）。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”时则第二分层用YT—25型打水平孔。这样既增加了落矿高度，又保证了采矿规格和稳定性。
（当矿石稳固时，一般打上向孔，反之打水平孔（如凤凰山铜矿所用）。
（3）爆破工作——每一分层的上向孔，分两次爆破。
（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作。 2.1.4.3 分段空场嗣后充填法
2.3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8.0～10m，堑沟以上分段高8.0～12m，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6.5～8.0m，此斜巷与运搬横巷交角60°～70°。采场单元面积一般为：（长×宽）＝16～24×12.5m 。 （二）采准
采用脉外阶段运输道（2.2×2.7m ）和垂直矿体的穿脉运输道（2.2×2.7m ）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（2.7×2.7m ）水平间距12.5米，运矿巷道（3.0×3.0m ）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2.7×2.7m ）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。 底板上山（2.2×1.8m ）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WJD-0.75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（2×2m ）在矿块顶板，直通底部运矿巷道水平，用做矿块各单元回采的进风道。
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、喷、锚联合加强支护或钢筋混泥土发碹、木棚子加固支护。 （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（2.7米），掘进平行于运矿巷道且贯穿整个单元的堑沟横巷（2.7×2.7m ），再在堑沟横巷一端掘进垂直于堑沟横巷的切割平巷（2.7×2.7m）；其它各个分段分别在凿岩巷道一端掘进垂直切割平巷（2.7×2.7m ），切割平巷长9.8m。之后在堑沟和各分段切割平巷中分别掘进切割天井（2.7×2.0m ）。堑沟横巷和切割平巷视矿石不稳定的程度酌用网喷或素喷支护。切割天井一般不支护。
（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巷
中用YGZ-90型导轨式凿岩机钻凿上向扇形中深孔。堑沟分段切割平巷中的扇形孔有5排，排距0.6～0.7m，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1.1～1.2m加强排排距0.5～0.9m），每扇排5～6孔，扇排面与凿岩巷道平行。全阶段所有切巷内的中深孔都凿完后，自上而下逐个分段分次（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于下部分段，底部堑沟分段最后起爆。堑沟以上分段，各排炮孔以切割平巷两端切割天井为自由空间，按照由两头向中间的顺序，微差起爆；堑沟分段，各排炮孔以切割平巷一端切割天井为自由空间，按照由天井向另一头的顺序，微差起爆。爆破后放出矿石则形成回采单元的切割槽。 （四）回采
回采包括落矿、通风、出矿和充填。
（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堑沟横巷中，用YGZ-90型导轨式凿岩机从切割平巷处开始按后退方式逐段逐排穿凿上向垂直扇形中深孔。孔径52～62mm，排距（最小抵抗线）1.5～1.6m，孔底距1.5～1.7m，排面角90°，边孔角7°～40°（堑沟分段边孔角取大，其它分段取小）。足够数量炮孔凿好并在切割槽形成后，就在各分段分次进行一定排数炮孔的装药爆破。一般每分段每次崩2～4排，上分段超前下分段2排，形成正台阶崩落面。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，前排先起爆，后排迟之。一般同排同段起爆，有时同排异段。
（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JK58-NO4.5型5.5KW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，WJD-0.75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1.2m3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76.2mm），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，尾砂胶结料则留下充填采空区。 为利于全矿块回采时的地压管理和底柱回采，采空区的底部（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。 2.1.5 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。 技术经济分析：
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
2.2 最终采矿方法的标准方案图（附图）
第三章 采矿方法构成要素
根据该磁铁矿的地质条件，按照经济、高校、安全的原则，对分段空场嗣后充填法的构成要素设计如下： （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时，垂直走向布置矿块。如果矿体厚度非常大可划分为盘区开采。该磁铁矿平均厚度14.14m，沿矿体走向布置矿块。 （2）矿块之间的回采顺序
每个阶段的开采顺序为自中间向南北两端依次回采。上下阶段的回采顺序为自上而下回采。 （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米。
第四章 矿块采准切割工作
4.1 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（2.2×2.7m ）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（3.0×3.0m ）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2.7×2.7m ）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。 （3）行人、通风、材料、充填天井
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。 底板上山（2.2×1.8m ）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WJD-0.75型铲运机通道。短通风天井（2×2m ）在矿块顶板，直通底部运矿巷道水平，用做矿块各单元回采的进风道。 （4）凿岩巷道和硐室
分段凿岩巷道（2.7×2.7m ）水平间距12.5米。在矿体下盘距一分层巷道底板标高约5 m 处, 沿矿体走向开凿电耙道。在电耙道中每隔6m开凿斗穿和斗颈通达采场, 并把斗颈扩大成漏斗。电耙硐室开凿在电耙道的端部, 壁柱间。 （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（2.7米），掘进平行于运矿巷道且贯穿整个单元的堑沟横巷（2.7×2.7m ），再在堑沟横巷一端掘进垂直于堑沟横巷的切割平巷（2.7×2.7m）；其它各个分段分
别在凿岩巷道一端掘进垂直切割平巷（2.7×2.7m ），切割平巷长9.8m。之后在堑沟和各分段切割平巷中分别掘进切割天井（2.7×2.0m ）。堑沟横巷和切割平巷视矿石不稳定的程度酌用网喷或素喷支护。切割天井一般不支护。 （6）切割槽
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：5m
a) 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； ③ 漏斗间距：一般为5～7米；
④ 电耙道中心线到漏斗颈中心线间距为3.5～4.0米；
⑤ 漏斗斜面倾角一般为45°～55°； ⑥ 漏斗颈宽度C=（2.5～3.0）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，尽量减小漏斗颈高度。一般为1.5～2.0米
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）
4.2 采切工程断面形状及规格
4.2.1 巷道断面形状及规格
主要运输巷道一般为平巷，金属矿山常用的平巷断面是梯形和直墙拱形（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向在选择巷道断面形状时起主要作用；巷道用途和服务年限也是选择巷道断面形状的重要因素。
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大，侧压较小；
2、围岩大部分为结晶灰岩、大理岩，矿体和围岩均比较稳固； 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，选取三心拱为该运输大巷的断面形状最合理。
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4.1电机车规则尺寸(mm)
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
表4.2各种安全间隙(mm)
由此知 两运输设备之间距离m=300mm 设备与支护之间距离b1=300mm
表4.3人行道宽度b2(mm)
由此知人行道宽度b2≥800mm
表4.4生产能力与机车重量、矿车容积、轨距、轨型的一般关系表
根据年产量、机车重量、矿车容积钢轨型号应该选取8号
表4.5轨道结构尺寸参考表
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b1=300mm 人行道宽度b2=800mm
B0=b+b1+b2=1060+300+800=2160mm
按50mm向上选取B0=2200mm 故b2=840mm 确定巷道拱高f0
综合考虑巷道的稳定性和断面利用率，三心拱的拱高
1
B0=733mm 3
确定巷道墙高h3 f0=
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
1
b=300+1060/2=830mm 2
三心拱大圆半径 A=b1+
R=0.6920B0=0.6920×2200=1522mm 三心拱小圆半径
r=0.2620B0=0.2620×2200＝576mm 轨道中心线至巷道中心线距离
11
B0-A=×2200-830=270mm 22
电机车导电弓子宽度之半 Z=K=400mm
cosβ=
r-A+K570-830+400
= =0.4375
r-250570-250
巷道底板至轨面高度h6=350mm
巷道轨面至导电弓子的高度H1=2000mm（《安全规程》规定：主要运输巷道，电源电压小于500V时，H1不低于1800mm）
故h3=H1+h6-
+1522-733=2028mm
b.按行人要求确定墙高 巷道铺轨道渣厚度 h5=160mm 三心拱小圆半径 r=576mm
h3=1900+h5
- =1900+160
-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 h3=2060mm 巷道净高度H0确定 三心拱的拱高
1
B0=733mm 3
拱形巷道墙高 f0= h3=2060mm 巷道铺轨道渣厚度 h5=160mm
H0=f0+h3-h5=733+2060-200=2633mm 取H0=2600mm b巷道净断面积计算 从道渣面算起墙高
h2=h3-h5=2060-160=1900mm S净=B0（h2+0.262B0）
=2200×（1900+0.262×2200）=5.44808m2 c风速校核 风量Q=25m3/s
V=
Q
=25/5.44808=4.59m/s
d巷道净周长
P=2.33B0+2h2=2.33×2200+2×1900=8.926m 4.2.2 溜井
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，溜井布置成直溜井，断面形状为方形，尺寸为3.5*3.0m。 4.2.3 分段运输平巷
分段运输平巷的断面尺寸应与溜井的尺寸一致，设计为 2.2*2.7m。 4.2.4 充填回风天井
充填回风天井的断面尺寸由类似经验矿山提供，一般取 2.2*1.8m，倾角 与矿体的倾角一致，大约30°。 4.2.5 运矿巷道
运矿巷道（3.0×3.0m ）水平间距25米。 4.2.6 装矿巷道
装矿巷道（斜巷2.7×2.7m ）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。 4.2.7 斜坡道
斜坡道（3×3m ）呈15°倾角连通运矿巷道水平，用做WJD-0.75型铲运机通道。 4.2.8 穿脉
考虑大穿脉中有铲运机的进出，其断面尺寸应与斜坡道的尺寸一致，设计为 3*3m，穿脉间距50m。 4.2.9 切割巷道，切割天井
切割平巷（2.7×2.7m ），切割平巷长9.8m，切割天井（2.7×2.0m ） 4.2.10 上山
底板上山（2.2×1.8m ）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。 4.2.11 凿岩巷道
分段凿岩巷道（2.7×2.7m ）水平间距12.5米
4.2.12 硐室 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2.8m2计算，避险硐室尺寸为：长×宽×高=38×2.8×3.2m3，硐室包括休息室、生活品贮藏室及卫生间。
(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色，以减轻受困人员的心理压力；
(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；
(7) 避险硐室采用向外开启的两道隔离门，一道为防水门，一道为防火门，两道门的高度不得小于1.5m，宽度不得小于0.8m，密封可靠，开闭灵活。隔离门上设计观察窗；
(8) 避险硐室采用不小于C25的混凝土浇筑而成，并与周边的岩石接实； (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，确保灾变发生时不被破坏；
(10) 避险硐室的支护方式及支护材料，设计采用阻燃、抗静电、耐高温、耐腐蚀的材料；
(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的正压状态，防止有毒有害气体渗入。
(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0.3m3/min，氧气浓度在18.5％～22.0％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呼吸嘴。
(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，配备数量不低于额定人数的1.2倍。
(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、CH4，避险硐室外的CO、O2、CH4、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运行。
(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靠。 (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、饮用水的保质期。
(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备。
(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用产品安全标志。
(11) 在两道隔离门之间设置喷淋装置。 4.2.13 支护形式 喷混支护设计
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，防止发生堵管现象。
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：（2.0~2.5）：(2.5~2.0)；水灰比为0.4~0.45速凝剂掺量一般为水泥用量的2.5％~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，回弹率及粉尘大小几个因素决定。
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0.1MPa，湿式喷射时应控制在0.15~0.18MPa。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0.1MPa左右，以利于水环喷出的水能充分湿润瞬间通过喷头的拌合料。
3）水灰比：一般为0.4~0.45。
4）喷头与受喷面的距离与倾角： 喷枪与受喷面的角度，一般应垂直并稍微向刚喷射的部位倾斜10o左右，这样回弹量最少；根据经验，喷距一般
为0.8~1.2m为宜。
5）喷层之间的间歇时间：一般在常温下，可在10—15分钟后进行下一层喷射。
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，支撑抗力越大，刚度越大，它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况，喷层厚度T=100mm。
4.3 采切工程量、施工顺序、施工时间
4.3.1 采切工程量计算 矿量计算（以矿块为单位）：
Q=γLBH=3.84*50*40*15=115.2kt 式中： γ－矿石体重，3.84g/m³
L－矿块长度，50m
B－矿块宽度，40m（矿房35m，矿柱5m） H－矿块高度，15m
表4.6矿块采准切割工程量
4.3.2 采准切割循环图表
采准切割速度参考类似矿山指标。采切工作顺序是首先掘进阶段运输平巷，
然后斜坡道，分段运输平巷，穿脉，溜井，充填回风井，然后切割巷道，凿岩巷道，底部结构。
第五章 采场回采设计
5.1 凿岩爆破工作
5.1.1 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2~2.5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／台班。
5.1.2 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40mm
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 W =（25~30）d=1m A=（1~1.5）w=1m W为最小抵抗线，m A为炮孔间距，m d为炮孔直径，为40㎜； 5.1.3 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，1.0~1.6kg/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0.6-1.2m范围内，相邻深孔采用交错不同的填塞长度，以避
免孔口附近炸药过分集中的状态。
③装药量计算
采矿是一次爆破装药量Q=q*B*L*i=1.2*15*2*2.5=90kg
式中： Q—一次爆破的装药量kg
q—单位岩石炸药消耗量kg/m3
B—矿体的厚度m
L—平均炮眼深度m
i一次落矿总长度m
④装药设备
A人工装药
B机械装药。装药机械有单一装药的装药器和能制药与装药混合的装药车两类。装药器按其炸药形态又可分为药卷型装药器和散装型装药器。
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。
⑥起爆器材和方法
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，避免事故的发生。
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 应防止发生火花或起火。
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 材料最好放在架上或底下用防潮层隔离。
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 有人到达的僻静处所。
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 分库存放。
5、库房应有警戒，应能防雷击，并有消防设备。
二、爆破材料的装卸和运输
1、必须指派熟悉爆破材料性能的人员负责组织装卸和押运工作。
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 措施。
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，并应设岗看守，严禁闲散人员接近。
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。冬季运输胶质炸药尚须有防冻措施。
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 火烤。
8、电雷管装卸、运输时不得接近电源。
三、盲炮的处理
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。处理盲炮时，
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，方可进行作业。
5.1.4 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=115.2kt，则每个矿块的崩矿量为： q=Q/L=115.2/4000=0.0288kt/m
（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，每班每台开凿一排炮孔。
5.2 出矿工作（矿石运搬）
5.2.1 出矿设备的选择
为了满足矿山生产能力要求，本设计中选用 TORO400E 型铲运机，2台正 常生产，1台备用，该型号电动铲运机的主要技术参数见表 5.1。
5.1TORO400E 型铲运机主要参数
5.2.2 出矿管理制度
1.出矿能力单元每班必须按技术室指定的进路出矿量出矿。
2.出矿派工单必须在爆破完两天后交由技术室汇总，为下次出矿做准备。
3.出矿派工单要求各班组填写的数据，必须是实际数据，不得谎报瞒报，否则由于数据错误导致爆破时产生大块、矿帽、夹墙等爆破事件，责任由出矿能力单元负责。
4.在出废石的进路时，必须矿岩分离，废石倒入指定的废石井，不得倒入矿石井，如果由于矿岩未分离，导致贫化增大，使矿石金属量下降，所降低的品位值除出矿能力单元的绩效考核。
5.如果遇到指定进路出矿量不足时，可由其他进路补充出矿，从而完成当天出矿任务。
6.爆破组在保证爆破效果达标时，出矿班组必须在跑动中出矿，不能等着出矿，也不能以大块多为理由不出矿。
7.有临时变动出矿时，由技术室统一安排停出，其他单位或个人不得作出停出决定。
5.2.3 截止品位的确定
最低工业品味25%，允许最低开采矿石品味。
5.2.4 二次破碎
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。二次爆破的方法有三种：
（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，起爆破碎。
（2）覆土爆破法。在大块矿石的适当位置放置雷管与炸药，然后用岩石的碎屑覆盖，起爆。
（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。
5.2.5 采场出矿主要指标
一次爆破一排孔，所能爆下的矿石量为
Q=q*AB=0.0288*1*40=1152t
式中 A—爆孔间距
B—矿体宽度
q—每米炮孔崩矿量
出矿时间为
T= Q/Q′=1152/80=14.4班
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=1.67个，即需要布置工作面数为2个,4名工人操纵凿岩机。
5.3 采场通风
5.3.1 通风系统、方式和制度
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0.3m/s，其他情况下不低于0.25 m/s。参照《采矿设计手册》P1586条件允许时尽可能的使用分区通风方式。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 →上分段水平回风巷
5.3.2 防尘措施
1）通风除尘，在采掘工作面、溜井等地和产尘设备采取密闭抽尘净化措施。
2）采用湿式凿岩设备进行作业。
3）控制通风风速，减少扬尘。
4）喷雾洒水除尘。
5.3.3 风量计算
1）按排除炮烟计算回采工作面所需风量
Q=2.3V500A3*3*25500*90lg=2.3*lg=1.56m3/sKtV0.365*18003*3*25
式中：
K—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
t —通风时间，一般取1800s
V—炮烟污染的巷道体积，V=L′S
L′—采场长度一半
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/s
3）按排尘风速计算回采工作面所需风量
Q=u0S0=
式中： S05==4.2m3/s0.772+4.1n0.772+4.1⨯0.102
S0—硐室入风口的断面积；
n —射流受限系数，
扁平硐室n=Bn/B,
完全发展的圆形射流的n=S0/S
通过以上计算按排尘风量确定回采工作面所需风量为1.56m³/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4.2m³/s。综上分析回采工作面的风量应该取最大值4.2m³/s。
在设备选型时参照《矿井通风与除尘》P160非防爆型系列局扇性能参数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12.6m³/s，根据以上计算选取JK55-1No.5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。
5.4 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。
5.5 采场充填工作
5.5.1 充填方案的选择
磁铁矿中等品味，采用尾砂胶结充填法。
充填准备：
⑪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。 ⑫顺路架设人行滤水井和溜矿井。
⑬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。
5.5.2 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，
3m充填浓度68%，充填流量60~80/h。平均每立方米充填浆体的充填材料用
量为：尾砂1047.8kg，水泥175.6kg，水573.9kg。1m充填料浆形成的实体体积为0.5785m。平均每立方米充填实体（充填1m空间）的充填材料用量为：尾砂1800kg，水泥300kg，水1000kg。
5.5.3 充填参数
⑪矿山年充填量计算：
Qn= Z Qk/ γk =0.8*30000/3.84=6250 m³
式中： Qn—矿山年平均充填量
Qk—矿山充填法年产量30000t
γk—矿石体重，3.84tm3
Z—采充比，m3m3，一般取0.8~1。
⑫矿山的日平均充填量
Qr = Qn / T =6250/330=19m³
333
式中：
3Qm/d； r —矿山日平均充填量
T—矿山年工作日，330天。
⑬矿山的日充填能力
Qc=KQr=2*18=38m3
式中：
3 QC—矿山的日充填能力，m/d;
K—充填作业的不均衡系数，一般取看K=2~3。
5.5.4 充填工艺
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，养护后可进行矿块矿房回采。
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月充填完毕。待充填完毕后进行顶柱回采。
5.5.5 充填料输送和管道选择
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，在条件允许时应尽量采用。
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闸门，并附设能容纳一次放出充填料量的硐室。
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。同时，要求管道铺设平直，不能有凹下部分。
充填管道应沿巷道下坡方向敷设，并尽量减少拐弯，以减少充填料浆在流动中的阻力。
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填管道，扩大充填站的服务范围。
广泛采用钻孔下放充填料。钻孔穿过不稳定岩层时，要下套管加固孔壁。
5.6 回采工作组织
5.6.1 回采工艺
1. 回采顺序
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。
2. 间柱回采
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。
5.6.2 回采生产能力
矿石的密度是3.84t/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。
一个循环的出矿量: Q=1152t。
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。
5.6.2 回采作业循环时间表
5.2回采作业循环时间表
第六章 矿柱回收及采空区处理
6.1 矿柱回收
6.1.1 回收矿柱的重要性
矿柱对围岩起着支撑作用，用来控制地压，同时矿柱还起着保护采矿巷道，隔离上部或周围的废石的作用，从而保证矿房回采过程中的矿石损失与贫化，从而保证矿房回采可取得较好的技术经济指标。
具体讲及时回采矿体的重要性如下：
（一）矿柱的矿量占矿块量的20~50%左右，是相当大的数量，若不及时回采，就会损失国家资源。地压灾害不仅会导致人身伤害事故。往往也会使几个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柱，往往破坏了正常的自上而下的阶段回采顺序，这对整个生产是不利的。
（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，使巷道、设备和管线等等都加以维护，这样必然使维护费用增加。
（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，增加了辅助工作人员，而且不能很好地发挥设备的效率。
（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，以及地压，管理上的困难。
（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，不解保证矿山生产的均衡性。 6.1.2 回收工序
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。
由于人工矿柱的强度较矿石强度低，在回采矿柱的过程中，充填体形成人工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 设计中估计回采矿柱的贫化率为 4%。
6.2 采空区处理
6.2.1 处理方案
尾砂胶结充填法处理采空区，充填准备：
⑪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。 ⑫顺路架设人行滤水井和溜矿井。
⑬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。 6.2.2 工艺过程
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，用水泥车将散装水泥运至充填站后借助压气经管路输送到水泥仓内，余风经袋式除尘器过滤后排入大气。充填时尾砂由卸料管卸出，通过电动夹管阀控制流量流入搅拌桶。水泥则由弹性叶轮给料机定量给料并经螺旋电子称计量加入搅拌桶内。搅拌好的水泥尾砂混合砂浆从搅拌桶流入输送管路自流到充填采场。利用滤水构筑物将充填固体物料隔离于待充采空区内，废水由滤水构筑物经滤水材料排除采场。
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369m3。一个矿块间柱空间体积约2个月充填完毕，养护后可进行矿块矿房回采。
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4月充填完毕。待充填完毕后进行顶柱回采。 6.2.3 注意事项
用空场采矿法回采矿房以后留下大量采空区，必须及时加以处理。随着矿石的采出和空区的形成，岩体的原始应力状态受到破坏，应力重新分布，一些部位的应力集中，另一些部位的应力降低。随着矿山开采工作的延深或所留矿住的回采，空区容积不断扩大。如果集中应力超过矿石或围岩的极限强度时，围岩将会出现裂隙，发生片帮、冒顶、巷道支护变形；严重时将使矿柱压垮，矿房倒塌，巷道破坏，岩层整体移动，顶板大面积冒落，地不大范围开裂，下沉和塌降，即出现大规模的地太活动。在顶板大面积冒落时，还产生强裂的破坏性的机械冲出是冲击。轻者受影响的只是个别采场或阶段，重者使整个矿山受灾停产。
第七章 采矿方法主要技术经济指标
7.1 分段空场嗣后充填法效益分析
（1）该采矿法由于及时充填采空区, 有效地控制围岩地压, 解决了地表塌陷问题, 保护了第四系地下水(地表村庄饮用水、农田灌溉水) 不被破坏, 防止了第四系地下水进入井下采场, 保证了矿山的安全生产。
(2)充填采矿方法在矿山的使用, 提高了矿石的回采率, 回采率由原先只有70% 提高到80% 以上, 延长了矿山的开采年限, 为矿山的可持续发展创造了必要的前提条件。
(3)矿区在使用该采矿方法时, 通过提高分层高度和房柱合理布置, 减少了采准工程量, 降低了采矿成本, 提高了劳动效率。
(4)采矿方法为将来采空区矿柱的回采取得了经验, 减少了资源损失, 提高了经济效益。
(5) 采用尾砂作为充填材料既有充足的材料来源, 又缓解了尾砂坝的压力, 在环境保护方面也起到了良好的作用。
7.2 矿石的贫化损失
损失贫化指标：矿房的回收率%，矿房贫化率%
矿石的损失贫化指标参照《采矿设计手册》，一般嗣后充填房柱法的矿房回收率为80﹪，矿房的贫化率为15﹪左右。
7.3 矿石的质量指标
7.3.1 工业储量 该磁铁矿的储量计算：
Q=γa*b*c=3.84*500*400*14.14=10859.52kt 式中：
γ—矿石体重，3.84g/m³ a—矿体走向，
b—矿体宽度（由延伸长度估数）， c—矿体厚度， 7.3.2 采出矿石量
每个矿块的采出矿石量：
QC=γABC=3.84*50*40*15=115.2kt 7.3.3 采出矿石品位 由7.2矿石的贫化损失知： 矿石回收率：
H=（100-P）*QC/Q=80% 式中：
P—矿石贫化率，15% QC —采出矿石量
Q—工业储量 采出矿石的品味：
Cc=C—PC/100=51.88%—15%*51.88%/100=51.80% C—原矿品位，51.88%
7.4 采矿成本估算
7.4.1 各种效率指标
凿岩工工效：一个工作面安排一个凿岩台车，两个工人操作7655的效率为50m/工·班，一次爆破的凿岩时间为8小时，爆下矿量为1152t，则凿岩工工效为1152÷2=576 t/工·班。
出矿工工效：出矿为0.3m³的电耙，一个工作面一台，配备一个工人，一次爆破的出矿时间为120小时，矿量为1152t，出矿工工效为38.4t/工·班。
爆破工工效：爆破装药使用人工装药，安排两个工人，一次爆破一排炮孔装药时间为半小时，加上爆破及清理工作共需要1小时。一次爆破的矿量为1152t，爆破工工效为576t/工·班
采矿工作面全员平均效率：一个工作面一个循环安排工人数量为8人，一个循环的时间为130小时，一次循环矿量为1152t。 7.4.2 主要经济指标汇表
7.1采矿主要技术经济指标
7.2主要材料消耗指标
7.3主要设备指标
7.4.3 采矿成本计算
7.4采矿成本汇表
参考书目
1．《采矿设计手册》，（2）矿床开采卷（下），中国建筑工业出版社，1987.12； 2．《采矿学》第二版，冶金工业出版社，2011.4； 3．《矿物资源开发工程》，武汉工业大学出版社，2000.4； 4．《冶金矿山设计参考资料》，冶金工业出版社,1981； 5.《矿井通风与除尘》，冶金工业出版社，2010； 6.《爆破工程》，武汉理工大学出版社，2007.9；
7.《采矿CAD绘图实用教程》，中国矿业大学出版社，2011.9； 8.《井巷工程》，冶金工业出版社，2010.5；
结束语
本设计是在我们的指导导师张军老师的细心指导下完成的。在每次设计遇到问题时老师不辞辛苦的讲解才使得我的设计顺利的进行。从矿山的各个系统的设计到主要图表的绘制直至最后设计的修改的整个过程中，花费了张老师很多的宝贵时间和精力，尽管张老师平时很忙，但他都会定期与我们见面，讨论在毕设过程中遇到的问题，在此向张老师表示衷心地感谢！老师严谨的治学态度，开拓进取的精神和高度的责任心都将使我受益终生！
这次设计的完成还得益于我们的专业老师平时对我们的严格要求，郑怀昌老师、李明老师、赵小稚老师、张晓君老师、初道忠老师、刘志河老师，谢谢全体专业老师对我们的悉心教导，循循善诱。
还要感谢和我同一设计小组的两位同学，是你们在我平时设计中和我一起探讨问题，并指出我设计上的误区，使我能及时的发现问题把设计顺利的进行下去，没有你们的帮助我不可能这样顺利地结稿，在此表示深深的谢意。
最后感谢我参考文献的编者们，谢谢你们为我提供了宝贵的参考资料，谢谢你们对矿山事业做出的贡献。
山东理工大学
《采矿学》课程设计
题 目：某地下铁矿采矿方法设计
学 院：
班 级：
学 号：
姓 名：
指导 老师：
课程设计时间：2013年7月1日～7月19日
序论
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学知识掌握与运用能力的检验。
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）将设计意图及设计结果表达出来。
二．课程设计任务
1．设计任务：某地下矿山采矿方法设计
2．设计要求：①根据所给地质资料及开采技术条件选择合适的采矿方法；
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纸）。
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14.14m；密度3.84g/cm3，平均品位51.88%；矿体形态呈似层状、扁豆状，具分枝复合膨缩现象。
四．课程设计方式 学生按设计大纲要求，按照设计题目条件综合应用《采矿学》所学知识，每
个人独立完成一份课程设计。
设计者之间可以讨论、借鉴，但不得相互抄袭，疑难问题可与指导教师共同
研究解决。本课程设计要求方案进行技术分析与经济比较。
第一章 矿床地质与开采技术条件
1.1矿床地质
1、矿体特征
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14.14m；密度
3.84g/cm3，平均品位51.88%；矿体形态呈似层状、扁豆状，具分枝复合膨缩现象。
2、矿石特征
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。矿岩的自然安息角为45°，松散系数1.6。
1.2开采技术条件
1、矿区水文地质
坑内涌水来源主要是构造裂隙水。构造裂隙水的直接来源是大气降水和生产用水。
2、矿区工程地质
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。
3、矿区环境地质
由于矿块距地表较深，附近无民采活动，矿体未遭民采破坏。采后地表不允许塌陷。
第二章 采矿方法的选择
2.1 采矿方法的选择
2.1.1 采矿方法选择的基本要求
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动，防止地下水灾和火灾。
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。选择的采矿方法要有良好的经济效益。
2.1.2 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
2.1.3 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。
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)分段
空场嗣后充填法。
2.1.4 初选采矿方法的实质
2.1.4.1 房柱法
2.1房柱法三视图
（一）矿房布置及其构成要素
房柱法的矿房布置可分为两种，一种是用中深孔崩矿的，另一种是用浅孔崩
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来决
定。
从回采工艺方面来考虑，在电耙运搬的方案中，其矿房的最大长度应在电耙
的有效耙运距离之内。一般为40～60米。以40～50米为优。同样使用装运机，
汽车等无轨运输设备时，其矿房长度也应当与设备的经济运距一致。如果是独头
推进的矿房，其矿房长度还应当考虑到通风条件的限制。
我国大多数矿山采用电耙运搬矿石，因而矿房一般是沿倾斜方向布置的。
（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，与
矿体厚度的及矿体倾角也有关系。留永久性间隔矿柱时，矿房宽度应尽可能等于
矿房顶板允许暴露的最大安全跨度。
根据矿体厚度和围岩的稳固性，矿房的宽度变化在8～20米之间。
（3）矿柱尺寸
① 房柱法的矿柱尺寸取决于矿柱的强度，也就是矿柱能够承受的最大平均
压力。当然这直接与作用在矿柱上面的载荷大小有关。
此外，矿柱尺寸还与矿柱的作用和矿柱在以后是否要回收有关。如果以后要
回收则可以留的大一些，可以留连续矿柱。否则留小一点。
再者是与矿体厚度有关，矿体厚度增大，则留的矿柱尺寸也应当增加。当矿
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5米
宽的连续矿柱。
② 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2。
（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）
在采切准备工作完成后，即可进行矿房回采工作。
根据矿体厚度不同，矿岩稳定性不同，则有不同的回采方法。
1） 当矿体厚度在2.5～3.0米之间时，一般不拉底，可以巷道掘进方式，一
次采全厚，用浅孔留矿方式崩矿。
2） 当矿体厚度在3～5米之间时，不能再用一次采全厚的办法，需要分为
拉底和挑顶两步回采。
① 当矿岩稳定性条件好时——可以将底一次全部拉开，然后再从头开始挑顶。
② 当矿石稳定性较差时，不应将底一次全部拉开，而应逐渐拉底，拉一段接着
就挑顶，但要求拉底超前于挑顶。
③ 当矿体厚度在3～5米范围内可以这样回采，如果再厚一些，仍然用这种方法就会发生困难，主要是顶板管理很困难。如：
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。
2. 撬毛困难，太高看不清，撬不上。这样工作安全性不好。
3）当矿体厚度在5～10米之间，可以采取其他措施来回采。如划分为若干台阶来回采。
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，若顶板稳固性差时，打锚杆较方便。
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：
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果。
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是很重要的方面。
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或跨度较大时，可以予留临时矿柱。〔在靠近矿房的下部地压比较大。因此，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）
2.1.4.2 上向水平分层充填法
2.2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—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
（1）阶段运输平巷——根据该矿具体情况，即将是岩矿床的矿体变化大，设计要求的年产量也较大，为适应充填管路的合理性，因而采用了下盘脉外平巷，上盘脉内平巷的双平巷环形采准系统。（典型方案图中是治脉平巷）。
（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界处，矿房和间柱共用一条穿脉。这种布置形式比矿房间柱各布置一条穿脉节省了采准工程量。
（3）流矿井——根据矿房长度不同，一个矿房中至少应布置两个留矿井。
（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。
（5）人行脱水井——一个矿房设一个顺路人行脱水井。它的结构要求是：应适应泄水要求。
（三）切割工作
切割工作主要是拉底工作。拉底分两步进行。首先在底柱中开掘的短天井内，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，之后再进行挑顶。挑顶高度为2.5～3.0米。此时把崩下的矿石全部运出（由底柱中已掘进好的放矿流井放出）。最后形成4.5～5米的拉底空间。当整个拉底空间形成后，再砌筑钢筋混凝土底板，底板厚度为0.8～1.2米。到此切割工作室完成，可进行正式，回采工作了。
（五）回采工作
（1）回采分层高度——一般为2米，基本在1.8～3.0米之间，当矿石稳固性，分层高度可以大一些。可以采用“两采一充”的循环办法。（即采两分层充填一次）。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”时则第二分层用YT—25型打水平孔。这样既增加了落矿高度，又保证了采矿规格和稳定性。
（当矿石稳固时，一般打上向孔，反之打水平孔（如凤凰山铜矿所用）。
（3）爆破工作——每一分层的上向孔，分两次爆破。
（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作。 2.1.4.3 分段空场嗣后充填法
2.3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8.0～10m，堑沟以上分段高8.0～12m，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6.5～8.0m，此斜巷与运搬横巷交角60°～70°。采场单元面积一般为：（长×宽）＝16～24×12.5m 。 （二）采准
采用脉外阶段运输道（2.2×2.7m ）和垂直矿体的穿脉运输道（2.2×2.7m ）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（2.7×2.7m ）水平间距12.5米，运矿巷道（3.0×3.0m ）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2.7×2.7m ）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。 底板上山（2.2×1.8m ）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WJD-0.75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（2×2m ）在矿块顶板，直通底部运矿巷道水平，用做矿块各单元回采的进风道。
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、喷、锚联合加强支护或钢筋混泥土发碹、木棚子加固支护。 （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（2.7米），掘进平行于运矿巷道且贯穿整个单元的堑沟横巷（2.7×2.7m ），再在堑沟横巷一端掘进垂直于堑沟横巷的切割平巷（2.7×2.7m）；其它各个分段分别在凿岩巷道一端掘进垂直切割平巷（2.7×2.7m ），切割平巷长9.8m。之后在堑沟和各分段切割平巷中分别掘进切割天井（2.7×2.0m ）。堑沟横巷和切割平巷视矿石不稳定的程度酌用网喷或素喷支护。切割天井一般不支护。
（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巷
中用YGZ-90型导轨式凿岩机钻凿上向扇形中深孔。堑沟分段切割平巷中的扇形孔有5排，排距0.6～0.7m，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1.1～1.2m加强排排距0.5～0.9m），每扇排5～6孔，扇排面与凿岩巷道平行。全阶段所有切巷内的中深孔都凿完后，自上而下逐个分段分次（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于下部分段，底部堑沟分段最后起爆。堑沟以上分段，各排炮孔以切割平巷两端切割天井为自由空间，按照由两头向中间的顺序，微差起爆；堑沟分段，各排炮孔以切割平巷一端切割天井为自由空间，按照由天井向另一头的顺序，微差起爆。爆破后放出矿石则形成回采单元的切割槽。 （四）回采
回采包括落矿、通风、出矿和充填。
（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堑沟横巷中，用YGZ-90型导轨式凿岩机从切割平巷处开始按后退方式逐段逐排穿凿上向垂直扇形中深孔。孔径52～62mm，排距（最小抵抗线）1.5～1.6m，孔底距1.5～1.7m，排面角90°，边孔角7°～40°（堑沟分段边孔角取大，其它分段取小）。足够数量炮孔凿好并在切割槽形成后，就在各分段分次进行一定排数炮孔的装药爆破。一般每分段每次崩2～4排，上分段超前下分段2排，形成正台阶崩落面。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，前排先起爆，后排迟之。一般同排同段起爆，有时同排异段。
（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JK58-NO4.5型5.5KW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，WJD-0.75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1.2m3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76.2mm），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，尾砂胶结料则留下充填采空区。 为利于全矿块回采时的地压管理和底柱回采，采空区的底部（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。 2.1.5 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。 技术经济分析：
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
2.2 最终采矿方法的标准方案图（附图）
第三章 采矿方法构成要素
根据该磁铁矿的地质条件，按照经济、高校、安全的原则，对分段空场嗣后充填法的构成要素设计如下： （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时，垂直走向布置矿块。如果矿体厚度非常大可划分为盘区开采。该磁铁矿平均厚度14.14m，沿矿体走向布置矿块。 （2）矿块之间的回采顺序
每个阶段的开采顺序为自中间向南北两端依次回采。上下阶段的回采顺序为自上而下回采。 （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米。
第四章 矿块采准切割工作
4.1 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（2.2×2.7m ）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（3.0×3.0m ）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2.7×2.7m ）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。 （3）行人、通风、材料、充填天井
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。 底板上山（2.2×1.8m ）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WJD-0.75型铲运机通道。短通风天井（2×2m ）在矿块顶板，直通底部运矿巷道水平，用做矿块各单元回采的进风道。 （4）凿岩巷道和硐室
分段凿岩巷道（2.7×2.7m ）水平间距12.5米。在矿体下盘距一分层巷道底板标高约5 m 处, 沿矿体走向开凿电耙道。在电耙道中每隔6m开凿斗穿和斗颈通达采场, 并把斗颈扩大成漏斗。电耙硐室开凿在电耙道的端部, 壁柱间。 （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（2.7米），掘进平行于运矿巷道且贯穿整个单元的堑沟横巷（2.7×2.7m ），再在堑沟横巷一端掘进垂直于堑沟横巷的切割平巷（2.7×2.7m）；其它各个分段分
别在凿岩巷道一端掘进垂直切割平巷（2.7×2.7m ），切割平巷长9.8m。之后在堑沟和各分段切割平巷中分别掘进切割天井（2.7×2.0m ）。堑沟横巷和切割平巷视矿石不稳定的程度酌用网喷或素喷支护。切割天井一般不支护。 （6）切割槽
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：5m
a) 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； ③ 漏斗间距：一般为5～7米；
④ 电耙道中心线到漏斗颈中心线间距为3.5～4.0米；
⑤ 漏斗斜面倾角一般为45°～55°； ⑥ 漏斗颈宽度C=（2.5～3.0）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，尽量减小漏斗颈高度。一般为1.5～2.0米
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）
4.2 采切工程断面形状及规格
4.2.1 巷道断面形状及规格
主要运输巷道一般为平巷，金属矿山常用的平巷断面是梯形和直墙拱形（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向在选择巷道断面形状时起主要作用；巷道用途和服务年限也是选择巷道断面形状的重要因素。
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大，侧压较小；
2、围岩大部分为结晶灰岩、大理岩，矿体和围岩均比较稳固； 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，选取三心拱为该运输大巷的断面形状最合理。
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4.1电机车规则尺寸(mm)
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
表4.2各种安全间隙(mm)
由此知 两运输设备之间距离m=300mm 设备与支护之间距离b1=300mm
表4.3人行道宽度b2(mm)
由此知人行道宽度b2≥800mm
表4.4生产能力与机车重量、矿车容积、轨距、轨型的一般关系表
根据年产量、机车重量、矿车容积钢轨型号应该选取8号
表4.5轨道结构尺寸参考表
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b1=300mm 人行道宽度b2=800mm
B0=b+b1+b2=1060+300+800=2160mm
按50mm向上选取B0=2200mm 故b2=840mm 确定巷道拱高f0
综合考虑巷道的稳定性和断面利用率，三心拱的拱高
1
B0=733mm 3
确定巷道墙高h3 f0=
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
1
b=300+1060/2=830mm 2
三心拱大圆半径 A=b1+
R=0.6920B0=0.6920×2200=1522mm 三心拱小圆半径
r=0.2620B0=0.2620×2200＝576mm 轨道中心线至巷道中心线距离
11
B0-A=×2200-830=270mm 22
电机车导电弓子宽度之半 Z=K=400mm
cosβ=
r-A+K570-830+400
= =0.4375
r-250570-250
巷道底板至轨面高度h6=350mm
巷道轨面至导电弓子的高度H1=2000mm（《安全规程》规定：主要运输巷道，电源电压小于500V时，H1不低于1800mm）
故h3=H1+h6-
+1522-733=2028mm
b.按行人要求确定墙高 巷道铺轨道渣厚度 h5=160mm 三心拱小圆半径 r=576mm
h3=1900+h5
- =1900+160
-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 h3=2060mm 巷道净高度H0确定 三心拱的拱高
1
B0=733mm 3
拱形巷道墙高 f0= h3=2060mm 巷道铺轨道渣厚度 h5=160mm
H0=f0+h3-h5=733+2060-200=2633mm 取H0=2600mm b巷道净断面积计算 从道渣面算起墙高
h2=h3-h5=2060-160=1900mm S净=B0（h2+0.262B0）
=2200×（1900+0.262×2200）=5.44808m2 c风速校核 风量Q=25m3/s
V=
Q
=25/5.44808=4.59m/s
d巷道净周长
P=2.33B0+2h2=2.33×2200+2×1900=8.926m 4.2.2 溜井
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，溜井布置成直溜井，断面形状为方形，尺寸为3.5*3.0m。 4.2.3 分段运输平巷
分段运输平巷的断面尺寸应与溜井的尺寸一致，设计为 2.2*2.7m。 4.2.4 充填回风天井
充填回风天井的断面尺寸由类似经验矿山提供，一般取 2.2*1.8m，倾角 与矿体的倾角一致，大约30°。 4.2.5 运矿巷道
运矿巷道（3.0×3.0m ）水平间距25米。 4.2.6 装矿巷道
装矿巷道（斜巷2.7×2.7m ）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。 4.2.7 斜坡道
斜坡道（3×3m ）呈15°倾角连通运矿巷道水平，用做WJD-0.75型铲运机通道。 4.2.8 穿脉
考虑大穿脉中有铲运机的进出，其断面尺寸应与斜坡道的尺寸一致，设计为 3*3m，穿脉间距50m。 4.2.9 切割巷道，切割天井
切割平巷（2.7×2.7m ），切割平巷长9.8m，切割天井（2.7×2.0m ） 4.2.10 上山
底板上山（2.2×1.8m ）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。 4.2.11 凿岩巷道
分段凿岩巷道（2.7×2.7m ）水平间距12.5米
4.2.12 硐室 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2.8m2计算，避险硐室尺寸为：长×宽×高=38×2.8×3.2m3，硐室包括休息室、生活品贮藏室及卫生间。
(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色，以减轻受困人员的心理压力；
(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；
(7) 避险硐室采用向外开启的两道隔离门，一道为防水门，一道为防火门，两道门的高度不得小于1.5m，宽度不得小于0.8m，密封可靠，开闭灵活。隔离门上设计观察窗；
(8) 避险硐室采用不小于C25的混凝土浇筑而成，并与周边的岩石接实； (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，确保灾变发生时不被破坏；
(10) 避险硐室的支护方式及支护材料，设计采用阻燃、抗静电、耐高温、耐腐蚀的材料；
(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的正压状态，防止有毒有害气体渗入。
(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0.3m3/min，氧气浓度在18.5％～22.0％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呼吸嘴。
(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，配备数量不低于额定人数的1.2倍。
(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、CH4，避险硐室外的CO、O2、CH4、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运行。
(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靠。 (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、饮用水的保质期。
(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备。
(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用产品安全标志。
(11) 在两道隔离门之间设置喷淋装置。 4.2.13 支护形式 喷混支护设计
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，防止发生堵管现象。
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：（2.0~2.5）：(2.5~2.0)；水灰比为0.4~0.45速凝剂掺量一般为水泥用量的2.5％~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，回弹率及粉尘大小几个因素决定。
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0.1MPa，湿式喷射时应控制在0.15~0.18MPa。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0.1MPa左右，以利于水环喷出的水能充分湿润瞬间通过喷头的拌合料。
3）水灰比：一般为0.4~0.45。
4）喷头与受喷面的距离与倾角： 喷枪与受喷面的角度，一般应垂直并稍微向刚喷射的部位倾斜10o左右，这样回弹量最少；根据经验，喷距一般
为0.8~1.2m为宜。
5）喷层之间的间歇时间：一般在常温下，可在10—15分钟后进行下一层喷射。
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，支撑抗力越大，刚度越大，它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况，喷层厚度T=100mm。
4.3 采切工程量、施工顺序、施工时间
4.3.1 采切工程量计算 矿量计算（以矿块为单位）：
Q=γLBH=3.84*50*40*15=115.2kt 式中： γ－矿石体重，3.84g/m³
L－矿块长度，50m
B－矿块宽度，40m（矿房35m，矿柱5m） H－矿块高度，15m
表4.6矿块采准切割工程量
4.3.2 采准切割循环图表
采准切割速度参考类似矿山指标。采切工作顺序是首先掘进阶段运输平巷，
然后斜坡道，分段运输平巷，穿脉，溜井，充填回风井，然后切割巷道，凿岩巷道，底部结构。
第五章 采场回采设计
5.1 凿岩爆破工作
5.1.1 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2~2.5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／台班。
5.1.2 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40mm
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 W =（25~30）d=1m A=（1~1.5）w=1m W为最小抵抗线，m A为炮孔间距，m d为炮孔直径，为40㎜； 5.1.3 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，1.0~1.6kg/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0.6-1.2m范围内，相邻深孔采用交错不同的填塞长度，以避
免孔口附近炸药过分集中的状态。
③装药量计算
采矿是一次爆破装药量Q=q*B*L*i=1.2*15*2*2.5=90kg
式中： Q—一次爆破的装药量kg
q—单位岩石炸药消耗量kg/m3
B—矿体的厚度m
L—平均炮眼深度m
i一次落矿总长度m
④装药设备
A人工装药
B机械装药。装药机械有单一装药的装药器和能制药与装药混合的装药车两类。装药器按其炸药形态又可分为药卷型装药器和散装型装药器。
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。
⑥起爆器材和方法
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，避免事故的发生。
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 应防止发生火花或起火。
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 材料最好放在架上或底下用防潮层隔离。
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 有人到达的僻静处所。
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 分库存放。
5、库房应有警戒，应能防雷击，并有消防设备。
二、爆破材料的装卸和运输
1、必须指派熟悉爆破材料性能的人员负责组织装卸和押运工作。
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 措施。
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，并应设岗看守，严禁闲散人员接近。
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。冬季运输胶质炸药尚须有防冻措施。
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 火烤。
8、电雷管装卸、运输时不得接近电源。
三、盲炮的处理
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。处理盲炮时，
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，方可进行作业。
5.1.4 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=115.2kt，则每个矿块的崩矿量为： q=Q/L=115.2/4000=0.0288kt/m
（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，每班每台开凿一排炮孔。
5.2 出矿工作（矿石运搬）
5.2.1 出矿设备的选择
为了满足矿山生产能力要求，本设计中选用 TORO400E 型铲运机，2台正 常生产，1台备用，该型号电动铲运机的主要技术参数见表 5.1。
5.1TORO400E 型铲运机主要参数
5.2.2 出矿管理制度
1.出矿能力单元每班必须按技术室指定的进路出矿量出矿。
2.出矿派工单必须在爆破完两天后交由技术室汇总，为下次出矿做准备。
3.出矿派工单要求各班组填写的数据，必须是实际数据，不得谎报瞒报，否则由于数据错误导致爆破时产生大块、矿帽、夹墙等爆破事件，责任由出矿能力单元负责。
4.在出废石的进路时，必须矿岩分离，废石倒入指定的废石井，不得倒入矿石井，如果由于矿岩未分离，导致贫化增大，使矿石金属量下降，所降低的品位值除出矿能力单元的绩效考核。
5.如果遇到指定进路出矿量不足时，可由其他进路补充出矿，从而完成当天出矿任务。
6.爆破组在保证爆破效果达标时，出矿班组必须在跑动中出矿，不能等着出矿，也不能以大块多为理由不出矿。
7.有临时变动出矿时，由技术室统一安排停出，其他单位或个人不得作出停出决定。
5.2.3 截止品位的确定
最低工业品味25%，允许最低开采矿石品味。
5.2.4 二次破碎
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。二次爆破的方法有三种：
（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，起爆破碎。
（2）覆土爆破法。在大块矿石的适当位置放置雷管与炸药，然后用岩石的碎屑覆盖，起爆。
（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。
5.2.5 采场出矿主要指标
一次爆破一排孔，所能爆下的矿石量为
Q=q*AB=0.0288*1*40=1152t
式中 A—爆孔间距
B—矿体宽度
q—每米炮孔崩矿量
出矿时间为
T= Q/Q′=1152/80=14.4班
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=1.67个，即需要布置工作面数为2个,4名工人操纵凿岩机。
5.3 采场通风
5.3.1 通风系统、方式和制度
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0.3m/s，其他情况下不低于0.25 m/s。参照《采矿设计手册》P1586条件允许时尽可能的使用分区通风方式。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 →上分段水平回风巷
5.3.2 防尘措施
1）通风除尘，在采掘工作面、溜井等地和产尘设备采取密闭抽尘净化措施。
2）采用湿式凿岩设备进行作业。
3）控制通风风速，减少扬尘。
4）喷雾洒水除尘。
5.3.3 风量计算
1）按排除炮烟计算回采工作面所需风量
Q=2.3V500A3*3*25500*90lg=2.3*lg=1.56m3/sKtV0.365*18003*3*25
式中：
K—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
t —通风时间，一般取1800s
V—炮烟污染的巷道体积，V=L′S
L′—采场长度一半
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/s
3）按排尘风速计算回采工作面所需风量
Q=u0S0=
式中： S05==4.2m3/s0.772+4.1n0.772+4.1⨯0.102
S0—硐室入风口的断面积；
n —射流受限系数，
扁平硐室n=Bn/B,
完全发展的圆形射流的n=S0/S
通过以上计算按排尘风量确定回采工作面所需风量为1.56m³/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4.2m³/s。综上分析回采工作面的风量应该取最大值4.2m³/s。
在设备选型时参照《矿井通风与除尘》P160非防爆型系列局扇性能参数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12.6m³/s，根据以上计算选取JK55-1No.5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。
5.4 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。
5.5 采场充填工作
5.5.1 充填方案的选择
磁铁矿中等品味，采用尾砂胶结充填法。
充填准备：
⑪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。 ⑫顺路架设人行滤水井和溜矿井。
⑬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。
5.5.2 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，
3m充填浓度68%，充填流量60~80/h。平均每立方米充填浆体的充填材料用
量为：尾砂1047.8kg，水泥175.6kg，水573.9kg。1m充填料浆形成的实体体积为0.5785m。平均每立方米充填实体（充填1m空间）的充填材料用量为：尾砂1800kg，水泥300kg，水1000kg。
5.5.3 充填参数
⑪矿山年充填量计算：
Qn= Z Qk/ γk =0.8*30000/3.84=6250 m³
式中： Qn—矿山年平均充填量
Qk—矿山充填法年产量30000t
γk—矿石体重，3.84tm3
Z—采充比，m3m3，一般取0.8~1。
⑫矿山的日平均充填量
Qr = Qn / T =6250/330=19m³
333
式中：
3Qm/d； r —矿山日平均充填量
T—矿山年工作日，330天。
⑬矿山的日充填能力
Qc=KQr=2*18=38m3
式中：
3 QC—矿山的日充填能力，m/d;
K—充填作业的不均衡系数，一般取看K=2~3。
5.5.4 充填工艺
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，养护后可进行矿块矿房回采。
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月充填完毕。待充填完毕后进行顶柱回采。
5.5.5 充填料输送和管道选择
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，在条件允许时应尽量采用。
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闸门，并附设能容纳一次放出充填料量的硐室。
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。同时，要求管道铺设平直，不能有凹下部分。
充填管道应沿巷道下坡方向敷设，并尽量减少拐弯，以减少充填料浆在流动中的阻力。
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填管道，扩大充填站的服务范围。
广泛采用钻孔下放充填料。钻孔穿过不稳定岩层时，要下套管加固孔壁。
5.6 回采工作组织
5.6.1 回采工艺
1. 回采顺序
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。
2. 间柱回采
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。
5.6.2 回采生产能力
矿石的密度是3.84t/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。
一个循环的出矿量: Q=1152t。
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。
5.6.2 回采作业循环时间表
5.2回采作业循环时间表
第六章 矿柱回收及采空区处理
6.1 矿柱回收
6.1.1 回收矿柱的重要性
矿柱对围岩起着支撑作用，用来控制地压，同时矿柱还起着保护采矿巷道，隔离上部或周围的废石的作用，从而保证矿房回采过程中的矿石损失与贫化，从而保证矿房回采可取得较好的技术经济指标。
具体讲及时回采矿体的重要性如下：
（一）矿柱的矿量占矿块量的20~50%左右，是相当大的数量，若不及时回采，就会损失国家资源。地压灾害不仅会导致人身伤害事故。往往也会使几个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柱，往往破坏了正常的自上而下的阶段回采顺序，这对整个生产是不利的。
（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，使巷道、设备和管线等等都加以维护，这样必然使维护费用增加。
（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，增加了辅助工作人员，而且不能很好地发挥设备的效率。
（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，以及地压，管理上的困难。
（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，不解保证矿山生产的均衡性。 6.1.2 回收工序
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。
由于人工矿柱的强度较矿石强度低，在回采矿柱的过程中，充填体形成人工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 设计中估计回采矿柱的贫化率为 4%。
6.2 采空区处理
6.2.1 处理方案
尾砂胶结充填法处理采空区，充填准备：
⑪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。 ⑫顺路架设人行滤水井和溜矿井。
⑬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。 6.2.2 工艺过程
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，用水泥车将散装水泥运至充填站后借助压气经管路输送到水泥仓内，余风经袋式除尘器过滤后排入大气。充填时尾砂由卸料管卸出，通过电动夹管阀控制流量流入搅拌桶。水泥则由弹性叶轮给料机定量给料并经螺旋电子称计量加入搅拌桶内。搅拌好的水泥尾砂混合砂浆从搅拌桶流入输送管路自流到充填采场。利用滤水构筑物将充填固体物料隔离于待充采空区内，废水由滤水构筑物经滤水材料排除采场。
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369m3。一个矿块间柱空间体积约2个月充填完毕，养护后可进行矿块矿房回采。
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4月充填完毕。待充填完毕后进行顶柱回采。 6.2.3 注意事项
用空场采矿法回采矿房以后留下大量采空区，必须及时加以处理。随着矿石的采出和空区的形成，岩体的原始应力状态受到破坏，应力重新分布，一些部位的应力集中，另一些部位的应力降低。随着矿山开采工作的延深或所留矿住的回采，空区容积不断扩大。如果集中应力超过矿石或围岩的极限强度时，围岩将会出现裂隙，发生片帮、冒顶、巷道支护变形；严重时将使矿柱压垮，矿房倒塌，巷道破坏，岩层整体移动，顶板大面积冒落，地不大范围开裂，下沉和塌降，即出现大规模的地太活动。在顶板大面积冒落时，还产生强裂的破坏性的机械冲出是冲击。轻者受影响的只是个别采场或阶段，重者使整个矿山受灾停产。
第七章 采矿方法主要技术经济指标
7.1 分段空场嗣后充填法效益分析
（1）该采矿法由于及时充填采空区, 有效地控制围岩地压, 解决了地表塌陷问题, 保护了第四系地下水(地表村庄饮用水、农田灌溉水) 不被破坏, 防止了第四系地下水进入井下采场, 保证了矿山的安全生产。
(2)充填采矿方法在矿山的使用, 提高了矿石的回采率, 回采率由原先只有70% 提高到80% 以上, 延长了矿山的开采年限, 为矿山的可持续发展创造了必要的前提条件。
(3)矿区在使用该采矿方法时, 通过提高分层高度和房柱合理布置, 减少了采准工程量, 降低了采矿成本, 提高了劳动效率。
(4)采矿方法为将来采空区矿柱的回采取得了经验, 减少了资源损失, 提高了经济效益。
(5) 采用尾砂作为充填材料既有充足的材料来源, 又缓解了尾砂坝的压力, 在环境保护方面也起到了良好的作用。
7.2 矿石的贫化损失
损失贫化指标：矿房的回收率%，矿房贫化率%
矿石的损失贫化指标参照《采矿设计手册》，一般嗣后充填房柱法的矿房回收率为80﹪，矿房的贫化率为15﹪左右。
7.3 矿石的质量指标
7.3.1 工业储量 该磁铁矿的储量计算：
Q=γa*b*c=3.84*500*400*14.14=10859.52kt 式中：
γ—矿石体重，3.84g/m³ a—矿体走向，
b—矿体宽度（由延伸长度估数）， c—矿体厚度， 7.3.2 采出矿石量
每个矿块的采出矿石量：
QC=γABC=3.84*50*40*15=115.2kt 7.3.3 采出矿石品位 由7.2矿石的贫化损失知： 矿石回收率：
H=（100-P）*QC/Q=80% 式中：
P—矿石贫化率，15% QC —采出矿石量
Q—工业储量 采出矿石的品味：
Cc=C—PC/100=51.88%—15%*51.88%/100=51.80% C—原矿品位，51.88%
7.4 采矿成本估算
7.4.1 各种效率指标
凿岩工工效：一个工作面安排一个凿岩台车，两个工人操作7655的效率为50m/工·班，一次爆破的凿岩时间为8小时，爆下矿量为1152t，则凿岩工工效为1152÷2=576 t/工·班。
出矿工工效：出矿为0.3m³的电耙，一个工作面一台，配备一个工人，一次爆破的出矿时间为120小时，矿量为1152t，出矿工工效为38.4t/工·班。
爆破工工效：爆破装药使用人工装药，安排两个工人，一次爆破一排炮孔装药时间为半小时，加上爆破及清理工作共需要1小时。一次爆破的矿量为1152t，爆破工工效为576t/工·班
采矿工作面全员平均效率：一个工作面一个循环安排工人数量为8人，一个循环的时间为130小时，一次循环矿量为1152t。 7.4.2 主要经济指标汇表
7.1采矿主要技术经济指标
7.2主要材料消耗指标
7.3主要设备指标
7.4.3 采矿成本计算
7.4采矿成本汇表
参考书目
1．《采矿设计手册》，（2）矿床开采卷（下），中国建筑工业出版社，1987.12； 2．《采矿学》第二版，冶金工业出版社，2011.4； 3．《矿物资源开发工程》，武汉工业大学出版社，2000.4； 4．《冶金矿山设计参考资料》，冶金工业出版社,1981； 5.《矿井通风与除尘》，冶金工业出版社，2010； 6.《爆破工程》，武汉理工大学出版社，2007.9；
7.《采矿CAD绘图实用教程》，中国矿业大学出版社，2011.9； 8.《井巷工程》，冶金工业出版社，2010.5；
结束语
本设计是在我们的指导导师张军老师的细心指导下完成的。在每次设计遇到问题时老师不辞辛苦的讲解才使得我的设计顺利的进行。从矿山的各个系统的设计到主要图表的绘制直至最后设计的修改的整个过程中，花费了张老师很多的宝贵时间和精力，尽管张老师平时很忙，但他都会定期与我们见面，讨论在毕设过程中遇到的问题，在此向张老师表示衷心地感谢！老师严谨的治学态度，开拓进取的精神和高度的责任心都将使我受益终生！
这次设计的完成还得益于我们的专业老师平时对我们的严格要求，郑怀昌老师、李明老师、赵小稚老师、张晓君老师、初道忠老师、刘志河老师，谢谢全体专业老师对我们的悉心教导，循循善诱。
还要感谢和我同一设计小组的两位同学，是你们在我平时设计中和我一起探讨问题，并指出我设计上的误区，使我能及时的发现问题把设计顺利的进行下去，没有你们的帮助我不可能这样顺利地结稿，在此表示深深的谢意。
最后感谢我参考文献的编者们，谢谢你们为我提供了宝贵的参考资料，谢谢你们对矿山事业做出的贡献。