一、设计题目

云南某铅锌矿3号矿体采矿方法设计。

二、矿床赋存及开采技术条件

云南某铅锌矿3号矿体为接触交代过程中的中至低温热液型铅锌矿床。矿体赋存于奥陶纪灰岩顶部与志留纪砂页岩接触带之间的矽卡岩中，顶板为灰黑色矽质页岩，稳固，；底板为灰色、线紫色灰岩，坚硬稳固，。矿体分布在矽卡岩中，呈似层状产出。矿石硬度系数，中等稳固以上。矿体分布范围长约1500米，宽约1000米。倾角较陡，近似直立，一般为。矿体较厚，一般25米左右。主要铅锌矿物呈浸染状、斑点状，不规则地分布在矽卡岩体内或其附近的大理岩中，矿化不均，品位变化大，含锌13%，含铅5.5%，矿石容重3.9吨/米³，松散系数为1.8。地表允许陷落。

三、采矿方法的选择

1.采矿方法的初选

根据上述条件，可初选出三种采矿方法。

第Ⅰ方案——采取水平深孔落矿阶段矿房法：垂直走向布置矿房，矿房宽度为矿体厚度即25m，阶段高度60m,间柱宽度10m，顶柱厚度6m,底部采用漏斗结构，采用CZZ-700型凿岩台车凿岩，ZYQ-14型装运机出矿。

第Ⅱ方案——垂直深孔落矿有底柱分段崩落法：采场垂直走向布置，阶段高度60m，长度为矿体厚度即25m，宽度15m，分段高度15m,垂直走向布置一条电耙道，穿脉巷道装车，穿脉巷道间距30m。采用YG-80型和YGZ-90型凿岩机配FJY-24型圆环雪橇式台架钻凿，电耙出矿。

第Ⅲ方案——无底柱分段崩落法：采用垂直走向布置回采巷道，采场宽度为矿体厚度25m，高度60m,长度60m，分段高度12m，溜井间距60m，回采巷道间距10m；采用CTC／400-2和YGZ-90凿岩机凿岩，ZLD型铲运机出矿。

         采矿方法技术经济指标分析比较表

从表可知方案Ⅰ回采强度大，劳动生产效率高，采矿成本低，回采作业安全等优点；但且需要留一定的矿柱支撑采矿区,矿柱比重较大，矿柱回采的贫化损失率大且回采量不多，大块率达20%--30%，对底部结构有一定的破坏性。

方案Ⅱ虽然回采效率较高，但采准切割工程量大，施工机械化程度低，底部结构复杂，耗时且成本较高；尤其是不能根据矿体赋存情况合理及时的剔除其中的夹石，因此造成贫化率较无底柱采矿方法高。与第Ⅲ 方案相比，除生产能力较大外，其余都比Ⅲ 方案差。

方案Ⅲ 采矿方法结构简单，回采工艺简单，可采用高效率的采掘装设备，机械化程度高，安全性好；同时也可以剔除夹石和进行分级出矿，可以提高回采品位，降低贫化率。

2.综合比较，方案Ⅰ较其他两方案差；方案Ⅱ和方案Ⅲ综合效益难以区别，但因为该矿体呈浸染状、斑点状，不规则地分布在矽卡岩体内或其附近的大理岩中，矿化不均，品位变化大，方案Ⅲ可以剔除夹石，提高出矿品位，而方案Ⅱ不能，所以综合来说方案Ⅲ较为适合，即采用无底柱分段崩落法。

四．  矿块结构设计

1.采用垂直走向布置采场，采场宽度为矿体厚度25m，高度60m,长度60m，分段高度12m，溜井间距60m，回采巷道间距10m，沿走向每300m设置一个设备井。第一、二分段进行回采作业，第三分段钻凿上向扇形炮孔和切割，第四、五分段进行采准工作，即采准切割凿岩爆破与装运矿石等工序在不同的分段平行进行。

2.矿块工业储量计算表

五．采准切割工作：在矿体下盘掘进沿脉运输巷道，然后掘进分段运输平巷，再掘进矿石溜井，回采巷道，最后掘进切割巷道和切割天井。

所需设备：7655、ZYQ-14型型凿岩机

回采巷道：间距10m，倾角3‰，垂直走向布置；

设备井：沿走向每300m设置一个设备井，布置在本阶段崩落界限外；

溜井：布置在两矿块相连处的围岩中

人行通风井：每个矿块设置一个；

切割平巷与切割天井联合拉槽：沿矿体边界掘进一条切割平巷贯通各回采巷道端部，在中间掘进切割天井；在切割天井两侧，自切割平巷钻凿若干排平行炮孔，以切割天井为自由面，逐排起爆形成切割槽,切割槽空间满足崩矿要求。

L=矿石松散系数×W

L=1.8×1.5=2.7m

采准切割进度计划及工程量计算表见附图

采准切割进度计划表

采准切割进度计划甘特图

采准切割工程量计算表

采切比的计算：

K=1000×∑v/T（米/千吨）

式中： K₁  —— 采切系数，米/千吨；

       ∑L—— 矿块中采准巷道与切割巷道的总长度，米；

       T  —— 矿块矿量，吨；

K=1000×1515/268920=5.63（米/千吨）

采准切割巷道支护方法：矿石稳固，地表允许崩落，无底柱分段崩落法中对于回采巷道要求比较低，故不需支护；矿体外部矿块如阶段运输巷道、分段运输巷道、溜井可采用喷射混凝土支护。

同时工作的采准、切割工作面N的计算

N=10A_bK₁/V    （个）

式中：A_b—矿井班产矿石量，万t/班；

       A_b =A/(n₁n)

      A—矿井年产矿石量，万t/a；

      n₁ —矿井年工作天数，      d/a；

         n —矿井日工作班数，     班 /d；

      K—采切比，m/kt;

      V —采准切割巷道平均掘进速度，m/班。

n₁取330天，

n取3 ，

K=5.67m/kt，

A取300万吨/a,

V取4m/班，则

A_b =A/(n₁n)=300/(330×3)= 0.3(万t/班);

N=10A_bK₁/V=10×0.3×5.67/4=4.25(个)，

取整得N=5个。

六．回采工作：

（1）回采顺序：分段间自上而下，上分段超前于下分段,同一分段向设备井方向后退回采;每次起爆一排炮孔。

（2）凿岩设备：CTC／400-2、YGZ-90型凿岩机（90～100m／台·班）。

（3）回采工作组织:采用三班工作制度，各工种尽量平行交叉作业。

（4）爆破设计:

?扇形炮孔：

?炮孔装药结构：见附图

?炮孔装药量计算：采用FZY-10装药器

炸药单耗：一次爆破k=0.7kg/m，二次爆破单耗k=k×  30%=0.21kg/m,所取k=0.91kg/m      

总装药量Q=kws=153kg；

⑤爆破方式：非电导爆管网路排间微差起爆，一次起爆2排；

⑥起爆顺序: 以拉槽作侧向自由面, 孔间间微差爆破；

⑦一排扇形孔凿岩时间：0.83班=6.6h

装药联线时间：=1h

爆破通风时间： T_导通=0.5h

凿岩爆破总时间 T＝(T_凿+T_装+T_导通)8h

⑧出矿：用3m的ZLD型铲运机(310t/台·班)把回采巷道端部的矿石运到溜井,完成铲、运、卸作业。在同一分段水平，装矿顺序是逆风流风向进行的。为提高装运机效率，每台装运机保有三条以上的回采巷道轮流作业。

（3）通风工作：采用分区通风方式，回采工作面用局扇通风，局扇安装在上部回风水平，局扇将矿块内的污风抽到密封墙内，新鲜风流由本阶段的脉外运输平巷经通风井，进入分段运输联络巷道和回采巷道。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，并利用安装在上水平回风巷道内的局扇并联抽风。

井下矿井风量除满足设备及爆破需求外，必须满足每人每分钟不小于4m的新鲜风量。

（2）回采工作循环图表：回采时，一个工班可在不同阶段、不同的回采巷道中平行作业，一部分凿岩爆破的同时另一部分负责出矿，见附图。

（4）出矿管理：采用X射线荧光分析仪，达到放矿截止品位时停止放矿。

八.主要技术经济指标如下        

单循环回采成本

平均回采每吨矿石成本=3717/655.2=5.67元

（其中一个循环采出矿量655.2t ）

单矿房采准切割成本

每吨矿石采准切割成本=单矿房采准切割成本/矿房总矿量

                    =2397000/268920=8.91元

采出每吨矿石的总成本=每吨矿石采准切割成本+每吨矿石回采成本

                    =8.91+5.67=14.58元

七．采场地压管理：边回采边放顶，在第一分段上部掘进放顶巷道，在其中钻凿与回采炮孔排面大体一致的扇形深孔，并与回采一样形成切割槽。以矿块为放顶单元，边回采边放顶，逐步形成覆盖岩层。这种方法工作安全可靠，但放顶工艺复杂，回采和放顶必须严格配合。

岩石厚度满足下列两点要求：

     ①放矿后岩石能够埋没分段矿石，否则形不成挤压爆破条件， 使崩下的矿石将有一部分落在岩石层之上，增大矿石损失贫化；

     ②一旦大量围岩突然冒落时，能保证起到缓冲作用；

 根据以上两点要求一般岩石厚度约等于二个分段高度，即24m左右。

        

                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                          

第二篇：金属矿地下开采课程设计

内蒙古科技大学

本科生课程设计说明书

题 目：炭窑口硫铁矿矿体16号矿块设计 学生姓名：时浩

学 号：0972146326

专 业：采矿工程

班 级：采矿09-4班

指导教师：刘树新

目录

第一章 矿井概况........................................................3

一、矿井地形、地貌、地物及其对开采的影响...............................3

二、矿井开拓方式及主要井巷的布置形式...................................8

三、矿井通风方法、主扇工作方式及通风系统情况...........................12

四、矿井提升运输系统及主要设备配备情况.................................13

五、矿井工作制度.......................................................13

第二章 开采技术件......................................................14

一、块边界、位置及与相邻矿块的关系.....................................14

二、矿体地质条件.......................................................15

三、技术经济条件.......................................................17

四、矿块储量计算.......................................................17

第三章 采矿方法的选择..................................................17

一、采矿方法的技术分析.................................. ..............17

二、采矿方法的经济分析.................................................18

第四章 采矿方法方案设计................................................20

一、矿块结构及参数.....................................................20

二、采准工作...........................................................21

三、切割工作...........................................................21

四、回采工作...........................................................21

第五章 安全............................................................25

一、安全规程...........................................................25

1、安全技术措施........................................................26

2、安全操作规程........................................................27

4、矿山安全避险规定....................................................31

参考文献...............................................................32

2

第一章 矿井概况

一、矿井地形、地貌、地物及其对开采的影响。

1.1矿区位置及交通情况

炭窑口矿区位于狼山南破，属内蒙古自治区巴彦卓尔盟潮格旗管辖，但矿区距杭锦后旗府陕坝镇北西29Km，而陕坝镇位于包兰铁路之临河车站北西32Km，均有公路可通汽车，交通方便。

矿区地理坐标：东经106o47’，北纬40o58’。

1.2区域地质概况

本区大地构造单元属内蒙台背斜，西北略跨内蒙海西褶皱带。内蒙台背斜在狼山中段，为一巨型扇形复背斜，炭窑口多金属矿区位于狼山扇形复背斜的南。

1.2.1.地层

(一)、太古代（Ar）

太古代五台系分布于西狼山——包格太庙——玻璃店一带，组成狼山于岭。主要由黑云母斜长片麻岩，角闪斜长片麻岩及混合岩组成；伟晶岩脉。角闪岩脉强烈注入，并剧烈褶皱，物质成分变化很大，难以辨认和恢复原岩面貌，为一套极为复杂的深变质岩系。在伟晶岩中产铌、钼等矿。

（二）、元古代（Pt）

元古代狼山群分布于狼山南北两侧，组成狼山扇形复背斜两翼，北翼较南翼出露广，根据较清楚的产状、层序及岩相特征，划分为五个组，南翼缺第五组、北翼缺第一组。

1.片岩、片麻岩组（L1）：分布于东升庙与炭窑口两地。下部为麻岩，上部为片岩，该

层出露厚4 0 0 米，未全面出露地表。

2.千枚岩、板岩、灰岩组（L2）：分布于霍各乞、东升庙、炭窑口。本组由千枚岩、片

岩、灰岩、板岩组成。在各地岩相、厚度变化较大，在霍各乞除千枚岩、片岩、灰岩、板岩外，还有条带状石英岩，为富铜矿的含矿层。本组厚度变化很大，在炭窑口厚的9 4 0米，在霍各乞厚的1 5 8 5米，在东升庙厚约5 1 5米。与L1为整合接触。

3.石英岩、片岩组（L3）:在炭窑口、东升庙、霍各乞均有出露。本组岩相、厚度变化均比较稳定。下部为云母石英片岩、片状石英岩，上部为薄层——厚层石英岩，物质成分较单一，各地厚度较相近，厚约5 0 0米，L2为整合接触。

4.千枚岩、片岩组（L4）：分布于赛年仑之南阿拉企图散炭窑口北部。以石英片岩为 3

主，其中夹包板岩、灰岩、千枚岩、黑色石英岩。本组含矿较为普通。厚3 5 0 0米，与L3为整合接触。

5.灰黑色千枚状片岩组（L5）:霍各乞之南亨格利图一带。主要为一套灰黑色含炭的千枚状片岩，其中夹有少量板岩、灰岩及黑色石英岩。本组也有零星矿化。厚大于３５０米。与L4为整合接触。

（三）、石炭二叠系（Cp）

石炭二叠系（Cp）零星分布于大坝口、石炭口。下部为砾岩，中部为黑色砂页岩及黑色页岩，上部为石灰岩，石灰岩与花岗岩接触，受热力影响成为大理岩，砾岩、砂岩、页岩未变质。

上石炭系仅分布于本区西北之海西褶皱带内。由下面上为红色碎屑岩、灰岩、砂岩夹灰岩、砂砾岩。岩石大部轻微变质，岩相变化不大，表现了沉积特征。

1.2.2火成岩

本区火成岩出露广泛，特别是海西期花岗岩分布在广大地区内。

11.第一期片麻状花岗岩（r ：分布于东部的乌兰胡特格以北及西部的宝格太庙一带，4）

呈岩基产出。

2.第二期黑云母花岗岩（r 4２）：呈岩基及不规则状产出，分布较广。

3.第三期红色粗粒花岗岩（r 4）：呈不规则状产出在炭窑口附近及霍各乞之北。

角闪岩、辉长岩、闪长岩、石英斑岩、石英闪长玢岩、花岗闪长岩、伟晶岩、石英脉等了；呈脉状侵入于新老地层中，均属海西期产物。分布于宝格太庙——好力更山一带的伟晶岩中产铍、铌、钼等矿。分布于别力盖庙——橄长岩中产铜镍矿，分布于狼山及五台系中的石英脉有黄铜矿化。

分布于东部的乌兰胡特格附近及北部坦克山。在坦克山的玄武岩为黑色细粒状；主要矿物为长石、辉石、磁铁矿等，磁性很强。在乌兰胡特格附近的玄武岩，为灰黑——暗紫色，具气孔状、杏仁状构造，在气孔中充填有方解石。属喜马拉雅期产物。

1.2.3、构造

本区大地构造，其形态为以五台系为轴部的扇形复背斜，轴向为北东——南西，北翼向北倒转，南翼向南倒转。北翼由狼山（L）组成，南翼除狼山（L）外，还有石炭二叠系（cp），侏罗系（J），白垩系，第三系等地层。

山前大断层为正断层。狼山南缘突然下降为河套平原，高山与平原界限截然，成正断层接触，断层延长数十公里之区外，走向为南西，倾向为南东，倾角500～700，断层时期为第三纪——第四纪初本区次级构造形态，在各系、地层中表现有所不同，但其构造形态 4 3

仍受狼山扇形复背斜控制。

1.在狼山中，狼山复背斜北翼霍各乞一带，呈较为舒缓的复式北向斜构造，轴向为北东南西。同时具有强烈的旋卷式反S型构造，其对矿床有一定影响，如霍各乞铜多金属矿区一号矿床的中部，由于反S型构造的影响，使之在走向上褶皱重叠，断层不明显。

狼山复背斜南翼的狼山，在炭窑口及东升庙两地构造形态表现有所不同。在炭窑口以断层为最发育，其中以走向逆断层占优势，走向与岩层走向一致，为北东——南西，其对矿床有所破坏。横断层次之，其对矿也有一定影响。

2.在侏罗系中，表现为平缓的褶皱构造，并有小型逆掩断层。

3.在白垩系中，表现为相当平缓的单斜构造，小型断层也很发育。

4.本区矿产丰富，分布广泛。根据矿床的空间分布规律及成矿特征，划分如下矿带：

(1)、前狼山矿带：分布于南部东升庙——炭窑口一带，主要为沉积变质多金属矿床，硫铁矿也相当丰富，这类矿床还伴有钴、银等元素，赋存在狼山第二组（L2）中，在炭窑

口北部的狼山第四组中也有所分布。以铜、铅、锌、硫具工业价值，规模大，品位富，东升庙的远景极大。

(2)、霍各乞矿带：分布于北部的温都尔哈拉——霍各乞——那论宝拉格一带，主要为沉积变质多金属矿床，这类矿床伴生有钴、银、镓、锗、铟、镉、金等元素。规模大，品位富，赋存于狼山第二组（L2）中，以铜、铅锌、铁具工业价值。其次尚有热液型铅锌

矿及含铜石英脉。

(3)、欧巴拉格矿带：分布于本区西北的善代庙——欧巴拉格一带，属内蒙海西褶皱带，矿化类型为沿裂隙充填的铜多金属矿脉，含铜石英脉及含铜砂岩。赋存于上石炭系（C3）中，规模不清，目前所知尚小，为有望矿点。

(4)、宝格太庙——好力更山含铍、铌、钽的伟晶岩带。赋存于五台系及花岗岩中的伟晶岩中，规模尚不太清楚。

(5)、修铁——阿拉企图敖包矿化带，多以石英脉或沿裂隙充填之铜、铅、锌矿脉出现。赋存于狼山第四组（L4）中，矿化普遍，目前所知，规模尚小，需待进一步工作。

除以上所分五个矿带（矿化带）外，在本区大片分布的五台系（Ar）_狼山（L）的各类岩层中，普遍分布着小型含铜石英脉，不具工业价值。

同时在五台（Ar）与狼山（L）南接触带，即在别力盖庙至三贵沟等地。有基性岩体分布，并在别力盖庙的辉长——橄长岩中见有铜、镍矿床，有待进一步评价。

分布在别力盖庙——白石头沟间的石炭——二叠纪的大理岩已被地方开采，作为加工的水泥原料。

5

1.3矿区地质

炭窑口矿区位于狼山扇形复背斜的南翼，以狼山地形分布最广，其岩性及其产状对矿床有直接控制作用，故详述如下，其他地层在此不再论述。

狼山地层为一套浅海相地槽型沉积，经区域变质而成为石英岩、云母片岩、千枚状片岩、炭质板岩和石灰岩等地层，组成了矿区内主要地层，总厚度大于3 4 0 0 米，根据矿区内实际出露情况，共分为四组。

1.3.1地层

第一组（Pt1）为片岩片麻岩组，分布于矿区南部背斜轴部一带，未全部凹露地表，下

部为花岗质混合岩，中部为黑云母石英片岩，上部为缘泥石石英片岩，二云母石英片岩。岩性变化较大，局部夹有变粒岩和绢云母石英片岩。本组有明显的花岗质混合作用，故形成眼球状、块状及条带状构造为其特征。该组未全部出露地表，厚度大于350米

第二组（Pt2）:为片岩夹有石灰岩、炭质板岩，该组在本区发育较好，为本区含矿岩

层，一、三、五、六号矿床分布于其中。共分四个亚组，总厚度大于9 0 0 米。

第三组（Pt3）为石英岩：位于矿区中部，以厚层石英岩为主，并夹有薄层的千枚状片

岩。在石英中有波痕。该组厚大于300～500米。

第四组（Pt4）：分布于矿区北部，上部岩石因花岗岩闪长岩侵入而产生混合作用。分

两个亚组，总厚大于300米。

第一亚组（Pt41）：下部为黑云母石英片岩、炭质板岩互层带，即十号矿床；上部为千

枚状片岩、石英岩、二云母石英片岩，以二云母石英片岩为主，由于花岗闪长岩的侵入而形成六面积的混合岩。该组厚400米。

第二亚组（Pt42）：下部为千枚状片岩，因混合作用仅在九号矿床底板局部出露；中部

为石灰岩炭质板岩互层带，即九号矿床；上部岩石因混合作用而全部形成混合岩。

第三亚组（Pt23）：本组下部岩层（六号矿床底板）因受F10断层影响未出露地表；中部

为白云质灰岩与炭质板岩互层带，即六号矿床；上部以二云母石英片岩为主，并夹有变粒岩，在六号顶板至变粒岩间夹一层紫云母石英片岩，该层虽厚度变化大，但沿走向或倾斜稳定，我们将紫云母石英片岩和变粒岩合称为该组特征层。该组厚度大于4 2 0米。

第四亚组（Pt24）:为千枚状片岩，由千枚状片岩和炭质千枚状片岩组成，并夹有薄层

状或透镜状泥灰岩，在泥灰岩中见有星散的晶形完好的黄铁矿，该组厚7 0 米。

1.3.2构造与矿床的关系

一、褶皱构造

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由于矿床分布受地层岩性控制明显，故矿区褶皱构造对矿床有一定影响。

矿区为一向东的倒转背斜构造，背斜南翼发生倒转，其南翼因受山前断层带的影响和被侏罗～白垩系地层复盖矿床全部出露地表。现已发现的矿床分布在背斜的北翼，岩层走向N 700 E ，但在矿区西部因受断层的影响，地段向南东倾斜，但到深部仍向北西倾斜。石炭系，侏罗～白垩系地层，在本区分布较小多为倾斜岩层。

二、断层构造

其特点呈带状分布，沿走向有分枝复合现象，沿倾向的呈叠瓦式构造，多为高角度逆冲断层及正断层；不同时代的断裂构造，常表现为明显的继承性。我们仅由矿床内部观察，在三号矿床底板Cu·s_1矿体中见有少量的片岩角砾，在灰岩中可见到炭质板岩的角砾；同时在矿体中普遍见到黄铁矿，闪锌矿呈细脉状，条带状，一般分布在铁状矿石的两侧，在块状矿岩中见有石灰岩及炭质板岩的残留。这些现象表明具有破碎和断线构造，对矿床再造起着重要作用。

1.3.3矿床分布及其认识

矿区发现有六个矿床，分别分布在狼山地层中，第二组和第四组内，故形成了南北两个矿带，另外有两个矿化点，即杨贵口矿化点和石炭口矿化点。

南矿带分南北两个含矿层，南层东段为一号矿床，西段为五号矿床；北含矿层为三号矿床和六号矿床。南北矿层间由片岩相隔，相距300米，东西延长4000米。

北矿带也分南北两层，北层为九号矿床，南层为十号矿床，全长6000米，东延至杨贵口一带（即杨贵口矿化点），被侏罗～白垩系地层覆盖，又被F7破坏，西延被花岗岩破

坏，至石炭口又有出露。

1.3.4矿床地质特征

三号矿床赋存在南部矿带的北层中，全长3400米，由于矿床的产状及矿石物质成分在东西两段有显著的差异（东段为铜、锌、硫矿床，西段为铜、锌矿床），本报告仅叙述东段。

三号矿床东段（20～15线间）长1750米，平均厚44米，走向700东倾向北西倾角150。

一、矿床顶底板围岩

（1）顶板：三号矿床顶板为一走向北700东，倾向北西，倾角东端稍陡，西端稍缓于矿东的走向逆倾斜断层——即F10、F15。

2线以西：该断层倾角稍缓于矿床，故在1000米标高以上矿床均直接与断层接触，破碎带厚度一般在1～2米，个别工程见有10～15米，当破碎带不发育时，则矿床呈方解——绿泥片岩接触。在1000米标高以下矿床与顶板千枚状片岩接触，千枚状片岩为会黑色， 7

主要由石英及泥岩组成，具千枚状构造。

2线以东：矿床北叉顶板F10及南叉顶板的F15，其倾角稍陡于矿床，矿床直接于断层接触，破碎带厚1～2米，特别是F15断层在5～9线间，倾角最大，破碎带不发育，仅厚3～5厘米的绿泥石带，而矿床与二云母石英片岩接触。

（2）底板矽质千枚状片岩:岩石呈灰黑色，主要由石英及石英质小砾石、长石、绢云母、黑云母、缘泥石、缘帘石、假象褐铁矿及少量的炭质组成。具花岗鳞片变晶结构或鳞片变晶结构，粒度一般较大，有时为炭质板岩。炭质千枚状片岩及炭质泥灰岩等，或组成互层带。

整个岩性由西向东，由浅向深炭质逐渐减少，而钙质逐渐增高，厚度逐渐变薄，该层含矿性不好，仅在该层下部与重晶石灰岩的接触处，圈定有Zn·S-9矿体。 二、含矿层的划分及其变化

三号矿床中受岩质控制极为明显，不同的矿体分别赋存于一定的品位中，因此含矿层各有不同的厚度及变化情况对矿体的厚度变化起着间接控制作用，根据含矿层内主要岩石、矿物的含量变化曲线，加以对比结合，将含矿层划分为五层。 1.3.5矿床水文地质条件

炭窑口三号矿床水文地质工作以前基本上未开展，本次依据设计部门的要求，重点是了解三号矿床东段的水文地质条件；炭窑口沟谷对矿床的充水性。两年来完成的工作量见下表1-1。

表1-1矿床水文地质条件表

二、矿井开拓方式及主要井巷的布置形式。

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2.1开拓方案的选择

2.1.1矿场开拓方案确定需要考虑的问题

井田开拓是指在井田范围内，为了采矿从地面向地下开拓一系列巷道进入矿层，从而建立矿井提升、运输、通风、排水和动力供应等生产系统。这些用于开拓的井下巷道的形式、数量、位置及其相互联系和配合称为开拓方式。矿床开拓设计是研究确定由矿井地面进入矿体通达地下开采区的主要井巷布置和开掘工程。它要保证矿井生产时开采、掘进、运输、提升、通风安全、排水和动力供应等各系统能正常高效的运行。合理的开拓方式，需要对技术可行的几种开拓方案进行技术经济比较，才能确定。

矿床开拓主要研究如何布置开拓巷道等问题，具体有下列几个问题需认真研究：

（1）确定井筒的形式、数目和配置，合理选择井筒及工业场地的位置；

（2）合理确定开采水平的数目和位置；

（3）布置大巷及井底车场；

（4）确定矿井开采顺序，做好开采水平的接替；

（5）进行矿井开拓延深、深部开拓及技术改造；

（5）合理确定矿井通风、运输及供电系统。

2.1.2矿床开拓方案选择的基本要求及影响因素

1、矿床开拓方案选择的基本要求：

⑴确保安全生产、创造良好的劳动卫生条件，建立完善的通风、提升、运输、排水等矿山服务系统；

⑵技术可靠，满足矿山生产能力的要求，以保证矿山企业的均衡生产并能顾及到矿山发展远景；

⑶基建工程量少，投资省，经济效益好；

⑷不留和少留保安矿柱，以减少矿石损失；

⑸地表总平面布置应不占或少占农田。

2、影响开拓方案井巷类型选择的主要因素：

⑴地表地形是确定井巷开拓的重要条件。

⑵一般情况下，矿体倾角为15°到75°则可采用斜井或竖井开拓；倾角在20°到50°的矿床大多采用斜井开拓。

⑶矿体倾角、厚度、埋藏深度等决定矿山开采深度和岩石移动范围，进而影响地表建筑物的布置范围及主要开拓巷道的位置；矿区构造应力场方向、大小，直接影响主要开拓 9

井巷的布置和阶段的划分。

⑷矿床开采深度对选择开拓井巷的类型具有一定的影响。

⑸矿床规模。通常是决定矿山生产能力的重要因素，而生产能力又决定着开拓井巷的类型及提升设备的选型。

⑹岩体的物理力学性质是决定井巷类型、掘进方法和井巷支护方法的重要因素。岩体稳定时，采用竖井，斜井，斜坡道均可；岩体不稳定时，竖井掘进及维护较斜井、斜坡道简单。

⑺矿山地表工业场地总平面布置与开拓方案有密切关系，通常是地表总图布置与主要井巷位置统筹考虑，以求合理布局。

2.2方案初选

考虑到矿床开拓方案选择的基本要求及影响开拓方案井巷类型选择的主要因素，结合本矿体实际情况：

（1）炭窑口多金属矿区位于狼山扇形复背斜的南部

（2）本区大地构造单元属内蒙台背斜，西北略跨内蒙海西褶皱带

（3）矿体埋藏厚4米，倾角70°

（4）矿体走向长500米

竖井开拓的使用条件：当矿体赋存地面工业场地标高以下，矿体倾角〉45°的矿体，且其赋存条件适应时，可采用明竖井开拓。

最后确定的开拓方案：明竖井开拓，主井布置在矿体下盘。

2.3矿床开采顺序

2.3.1 阶段开采顺序

为了缩短矿山基建年限，提高矿山投产速度，采用下行式开采，单阶段回采。

下行式开采的优点是：可以节省初期投资，缩短基定时间 ；在逐步向下的开采过程中，能进一步探清深部矿体，避免浪费；生产安全条件好；适用的采矿方法范围广。

2.3.2 阶段中矿块开采顺序

由于设计的矿床为硫铁矿多金属矿床，因此阶段中矿块的开采顺序采用后退式开采。当一条阶段运输平巷掘进完成后，由矿体边界向主井依次回采各个矿块。

后退式开采的优点：巷道维护工作少，采准矿量多，并有利于生产探矿工程提前安排。后退式开采的优点：阶段准备时间长。

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2.3.3 相邻矿体开采顺序

一个矿床如果有许多彼此相距很近的矿体，那么在开采其中一个矿体时，将会影响邻近的矿体。在这种情况下，确定合理的开采顺序，对于生产的安全和资源的回收都有很重要的意义。

由于该矿体倾角（75°）大于围岩的移动角（上盘75°，下盘65°），应当因而采取从上盘向下盘推进的开采顺序。

2.4开拓巷道的位置、断面形状与规格

2.4.1主要开拓巷道布置应考虑的因素

选择主要开拓巷道位置的基本准则是：基建与生产费用最小，尽可能不留保安矿柱，有方便和足够的工业场地，掘进条件良好等。

在具体选择时应考虑以下因素：

（1）矿区地形，地质构造和矿体埋藏条件；

（2）矿井生产能力及井巷服务年限；

（3）矿床的勘探程度；

（4）矿山岩石性质及水文地质条件；

（5）井巷位置应考虑地表和地下运输联系方便，应使运输功最小，开拓工程量最小；

（6）应保证井巷出口位置及有关构筑物不受山坡滑石，山崩和雪崩等危害；

（7）井巷出口的标高应在历年最高洪水位以上3m，以免被洪水淹没；

（8）井筒（或平硐）位置应避免压矿，尽量位于岩层移动带以外，距地面移动界线的最小距离应大于20m，否则应留保安矿柱；

（9）井巷出口应有足够的工业场地，以便布置各种建筑物，调车场，堆放场等；

（10）改进或扩建矿山应考虑原有井巷和有关建筑物，构筑物等的充分利用。

2.4.2主井、副井、风井

主井担负全矿井的矿石提升。井筒净直径4.0m，井筒净断面积12.56m?，井筒掘进面积16.62 m?。井筒支护：混凝土支护，支护厚度为300 mm。

副井担负全矿井人员、材料、设备和矸石的提升任务，为矿井的主要进风井。副井井筒净直径为4.0 m，井筒净断面积12.56m?，井筒掘进面积16.62 m?。井筒支护：混凝土支护，支护厚度为300 mm。

风井位于矿山边界带下盘，考虑到矿井发生火灾时确保人员的安全撤出，在风井井筒 11

内安装了梯字间，并备有安全出口。圆形断面，井筒净直径2.4 m，净断面4.52 m?，井筒掘进面积7.07m?。井筒支护：混凝土支护，支护厚度为300 mm。

2.4.3井底车场

井底车场是由若干连接和环绕井筒的巷道及辅助硐室所组成，是地下运输的枢纽站。它连接着井下运输与井筒提升。主要作用是提升矿石、废石和下放材料，此外，也为升降人员、排水及通风等工作服务。同时，地下主要硐室如水泵房、变电所、电机车库、机修站等多设置在井底车场附近。

影响井底车场形式选择的因素：

（1）矿井生产能力的大小直接影响提升井筒的数目、提升容器的类型以及井底车场的矿车运输系统。

（2）矿井的开拓方式。

（3）主要运输平巷的运输方式和调车方式。

（4）运输设备的类型和井口机械化和自动化的程度。

（5）主要硐室的位置，防水门、自动风门的不知要求。

（6）井底车场所处位置的工程地质及水文地质情况。

综合以上各因素，最终确立井底车场的形式为尽头式井底车场。

2.4.4阶段运输巷道

满足运输能力的要求；安全、通风和防氡的要求；掘进和维护费用少；按采矿方法、采场结构、采准布置、采场出矿能力等要求进行阶段运输巷道布置；考虑矿山的运输设备类型、技术规格、外形尺寸等进行巷道断面和转弯半径设计；矿体的厚度和矿石、围岩的稳固性；其他技术要求。

三、矿井通风方法、主扇工作方式及通风系统情况。

因为矿体赋存于地表工业场地标高以下，且为急倾斜矿体，所以采用下盘立井开拓，下盘立井井筒在矿体底板中。主井与副井采用集中布置，风井采用中央并列式布置，采用垂直式溜井，阶段运输巷道为单一沿脉布置形式。

四、矿井提升运输系统及主要设备配备情况。

4.1矿山运输水平

通过所给资料知道矿山的储量及年产量都比较低，采用单罐笼提升设备，采用分散运输水平。

12

4.2地下运输方式选择

根据本矿山矿床的赋存条件、开拓系统、采矿方法、开采规模及与生产服务年限，以及运输设备的发展现状及企业的管理水平等，该矿山采用轨道运输方式。轨道运输可采用计算机控制管理，实现运输自动化措施，劳动条件改善，人员明显减少，运输效率提高，给矿山带来良好的经济效益。选择轨道运输方式做到了技术上先进可靠、经济上合理有利、运转安全、管理方便、能耗小、投资省。

4.3主要运输设备选择

（1）设备选型原则

1）必须考虑矿井开拓系统状况，并与运输系统统一规划，注意上下运输环节能力的配套，以及局部运输与总体运输的统一；

2）必须使上下两个运输环节设备能力基本一致，设计时应合理的选择生产不均匀系数和设备能力的配套系数；为缓和上下两个运输环节的生产不均匀性或不连续性，要采取一些缓冲措施，如设置矿仓或储车线等；

3）必须注意尽量减少运输转载的次数；

4）必须使设备的运输、安装和检修方便，并应考虑输送设备对通风、供电的要求是否合理，电压等级是否相符合等；

5）必须在决定主要运输的同时，统一考虑辅助运输是否合理经济等。

（2）机车的选择

根据矿山的年采矿量，矿床开采技术条件等，架线式电机车比较适合该矿山。 架线式电机车结构简单、维护容易、用电效率高、运输费用低等特点。

该矿山采用的电机车型号为：ZK10/550型，轨距为600mm，架线电机车的长为4500mm，宽为1060mm，司机室高为1550mm 。

五、矿井工作制度。

5.1矿井工作制度

年工作日270天，井下每天4班，每班6小时；井上每日工作3个班，每班8个小时。

第二章 开采技术条件

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一、 块边界、位置及相邻矿块的关系

三号矿床赋存在南部矿床的北层中，全长3400米。由于矿床的产状及矿石物质成分在东西两段有显著的差异（东段为铜、锌、硫矿床，西段为铜、锌矿床）。

三号矿床东段（20～15线间）长1750米，平均厚4米，走向700东、倾向北西、倾角150。

1.1矿床顶底板围岩

（1）顶板：三号矿床顶板为一走向北700东，倾向北西，倾角东端稍陡，西端稍缓于矿东的走向逆倾斜断层——即F10、F15。

2线以西：该断层倾角稍缓于矿床，故在1000米标高以上矿床均直接与断层接触，破碎带厚度一般在1～2米，个别工程见有10～15米，当破碎带不发育时，则矿床呈方解——绿泥片岩接触。在1000米标高以下矿床与顶板千枚状片岩接触，千枚状片岩为会黑色，主要由石英及泥岩组成，具千枚状构造。

2线以东：矿床北叉顶板F10及南叉顶板的F15，其倾角稍陡于矿床，矿床直接于断层接

触，破碎带厚1～2米，特别是F15断层在5～9线间，倾角最大，破碎带不发育，仅厚3～

5厘米的绿泥石带，而矿床与二云母石英片岩接触。

（2）底板矽质千枚状片岩:岩石呈灰黑色，主要由石英及石英质小砾石、长石、绢云母、黑云母、缘泥石、缘帘石、假象褐铁矿及少量的炭质组成。具花岗鳞片变晶结构或鳞片变晶结构，粒度一般较大，有时为炭质板岩。炭质千枚状片岩及炭质泥灰岩等，或组成互层带。

第四层，炭质板岩：该层岩性及厚度变化均大，在不同地段分为炭质板岩、泥灰岩、千枚状片岩及互层带等，经光谱半定量分析，CaO＝6～8％，MgO＝6～10％，Al2O38～12％，SiO2＝20～30％。同样遭到F15断层的破坏，分成东西两段，东段（9～15线间）厚3～5m，

一般为炭质板岩或灰岩与炭质板岩互层，均已圈定为硫矿体；西段（0～18线间）厚2～8m间，上部多为炭质板岩，个别地段为灰岩与炭质板岩互层，其深部则过度为泥灰岩或炭质灰岩。

整个岩性由西向东，由浅向深炭质逐渐减少，而钙质逐渐增高，厚度逐渐变薄，该层含矿性不好，仅在该层下部与重晶石灰岩的接触处，圈定有Zn·S-9矿体。

1.2含矿层的划分及其变化

三号矿床中受岩质控制极为明显，不同的矿体分别赋存于一定的品位中，因此含矿层各有不同的厚度及变化情况对矿体的厚度变化起着间接控制作用，根据含矿层内主要岩 14

石、矿物的含量变化曲线，加以对比结合，将含矿层划分为五层。

二、 矿体地质条件

Zn.S-9矿体：赋存在第三与第四接触带附近，分布在2～18线间，长800m,平均厚4m，平均含锌1.97％，含硫17.08％，为第三号矿床之主要锌硫矿体。

矿体呈层状或透镜状，为一半隐伏状矿体，2～12线间矿体出露地表，延伸至1000m标高左右，即发现变薄而尖灭，而14～18线间，矿体均未出露地表，而赋存在1000m标高以下，故矿体东西呈半隐伏并向西侧伏的状态，倾伏角15o ，矿体厚度大，平均厚4m。

2.1矿石与围岩的物理性质测定

容重：容重采用小块样品用蜡封法测定的。采取样品时，考虑到了矿石类型和品味的不同。西起18线，东至15线的部分工程中，均采集有小块容重的样品。样品规格一般为4*6*8~6*8*10（cm）。

各类型矿体小块容重测定个数及测定结果：

（1） 铜硫类型矿体：取样60个，平均容重为4.01吨/m3。

（2） 单铜类型矿体：取样3个，平均容重为3.36吨/m3。

（3） 锌硫类型矿体：取样33个，平均容重为3.77吨/m3。

（4） 富硫类型矿体：取样30个，平均容重为4.19吨/m3。

（5） 贫硫类型矿体：取样26个，平均容重为3.76吨/m3。

（6） 表外硫类型矿体：取样2个，平均容重为3.39吨/m3。

2.2矿体的块度

块度及机械分析是结合大体重进行的，在一平方米内布置4~5个炮眼，采用人工打眼的方法，每个炮眼深0.5米。将爆破下来的矿石按一定顺序筛分，块度分为大于20公分、10~20公分、4~10公分、1~4公分和小于1公分五级，最大块度30公分。

按机械分析结果看，硫品味与块度的关系不是很明显，而铜锌品味块度低于1公分者有明显降低现象。

2.3矿岩强度及硬度

本区为层状、片状岩石，裂隙、片理比较发育，力学试验样品不易加工成合乎规格要求的试件，尤其是顶地板围岩。炭质板岩性软，层理薄，采样与加工就更困难了。

表2-1矿体采样表

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三、 技术经济条件

矿体走向长500米，厚4米，倾角70°，矿体产生在断裂带或破碎带中，矿岩均不稳固，矿石品位很高，地表需保护，不允许陷落，年产量30万吨。

四、矿块储量计算。

4.1资源储量估算的工业指标

根据国土资源部20xx年12月17日发布的地质矿产行业标准DZ/T 0200—2002《铁、锰、铬矿地质勘查规范》并结合探矿权人的意见，按需选磁铁矿石一般工业指标要求，确定矿区工业指标。 4.2资源储量类型的确定

矿体地表及深部都有工程控制的块段，其工程间距不超过100×100米的勘探网度，资源储量类型为控制的基础储量(122b)；（122b）基础储量外推部分以及只有地表探槽工程控制的块段估算推断的内蕴经济资源量（333）。进行设计利用资源量计算时，基础储量(122b)取其100%进行计算，内蕴经济资源量（333）取其80%进行计算。

第三章 采矿方法的选择

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一、选择采矿方法的基本要求

（1）安全

（2）矿石贫化小

（3）矿石回收率高

（4）生产效率高

（5）经济效益高

（6）遵守有关法规要求

二、影响采矿方法选择的的主要因素

2.1矿床地质条件

（1）矿石和围岩的物理力学性质。

（2）矿体产状。

（3）矿石品位及价值。

（4）矿体内有用成分的分布及围岩矿物成分。

（5）矿体赋存深度。

（6）矿石和围岩的自然性和结块性。

2.2开采技术经济条件

（1）地表是否允许陷落。

（2）加工部门对矿石质量的技术要求。

（3）技术装备与材料供应。

（4）采矿方法所需要的技术管理水平。

三、采矿方法的技术经济条件分析

（1）硫铁矿多金属矿床，矿体产生在断裂带或破碎带中；

（2）矿体走向长500米，厚4米，倾角70°；

（3）地表需保护，不允许陷落；

（4）矿岩均不稳固；

（5）矿石品位很高；

（6）年产量30万吨。

四、采矿方法的初选

①本次设计范围内矿体的埋藏深度较深，不适合采用露天开采，因此采用地下开采。 17

②该铁矿体倾角70°属急倾斜中厚矿体，矿石不稳固，围岩不稳固，地表需保护，不允许陷落，矿石品位很高；根据上述开采技术条件可以初步选择采矿方法：分段矿房法、分层崩落法、下向分层胶结充填采矿法。

4.1采矿方法初选技术经济分析

参考类似矿山的技术经济指标，对下列指标进行选取并比较：矿块生产能力，矿石损失贫化指标，劳动生产率，主要材料消耗，采切比，劳动强度，安全程度，工作环境等，通过比较以上指标，删去一些较差和相对较差的采矿方法，在删减的过程中，各采矿方法的优缺点要分清主次，具体矿床具体考虑，最后剩下2~3个难以区别优劣的采矿方法参加下一步的比较。

初步进行简要的技术经济分析，分析指标见下表一：

表一:

从分析比较表一中对各种采矿方法的评价可以得出以下结论:首先对于分段矿房使用 18

条件是矿石和围岩中等稳固以上与已知矿床条件不符合，而且有不少巷道布置在脉外采准切割工程量太大，费用高，矿脉太薄导致劳动生产率降低，并且该法主要对中厚矿体以上有利，故不宜采用。其次对于分段崩落法虽然符合矿石松软破碎，围岩稳固性差，矿体厚度大，急倾斜，矿石品位高，价值大，但是已知条件不允许地表崩落塌陷，故在此也不宜采用。再次对于方框支架充填采矿法适用及其复杂不利的矿山地质，矿体厚度大，矿石围岩极不稳定，矿体形态产状复杂，顶板不许崩落，矿石贵重时采用，但是由于其劳动强度大，生产效率低，坑木消耗很大，回采成本高，无法更好的获取利益，所以也不宜采用。最后下向分层充填法相对以上所述两种方法都具有一些优越性。这种采矿法法适用于复杂的矿山开采条件，如围岩不稳，围岩和矿石都不稳固，以及地表不许崩落而且矿石损失小（3~5%），保护围岩和地表的可靠性好等优点。它代替分层崩落法可取得良好的经济效果。其实质是：从上往下分层回采和逐层充填，每一分层的回采工作，是在上一层人工假顶的保护下进行的。下向分层充填法按充填材料的不同分为下向分层水力充填采矿法和下向分层胶结充填采矿法，它与下向分层水力充填采矿法的区别在于充填料不同。下向分层水力充填法结构和工艺较复杂，保护围岩和地表的可靠性不如下向胶结充填方案。在矿石价值较高时应用下向分层胶结充填法。它取消了钢筋混凝土底板和钉隔墙。只需在巷道两端构筑混凝土模板，用尾砂胶结充填采空区，简化回采工艺。该法一般用巷道回采。高3~4m,宽度3.5~4m。回采巷道间隔回采，上下相邻分层的回采巷道应互相交错布置。充填工作连续进行，使充填体完整，在5~7天可在相邻进路进行回采。浅孔落矿，电铲出矿。随着矿床开采深度增加，地压加大，下向分层充填法具有广阔的应用前景。考虑到成本问题采用下向分层水力充填法。

五、采矿方法的确定

由上述各方案的比较知，尽管下向分层水力充填采矿法存在工艺复杂，效率低，劳动强度大，但其贫化率低，对于开采贵金属矿脉，在经济上优越；而在安全方面下向分层水力充填采矿法同样也高于其他几种采矿法，因此采矿方法最终选择下向分层水力充填采矿法。

第四章 采矿方法方案设计

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一、矿块结构及参数

1.1 阶段高度确定

（1）阶段高度一般为30～60m（常用的是35～45m）；

（2）阶段高度过大，在生产中会产生一些困难，如：当矿体厚度不大，而矿体倾角变化大时，会引起架设流矿井的困难；当矿体很厚，出矿量很多时，溜井下部磨损大，维护困难（钢溜井可通过10～15万吨矿石，予制混凝土溜井一般达不到10万吨矿石）。 总之，阶段高度确定直接关系到矿山开拓方式和开采工艺效益，阶段可采矿量与阶段高度成正比，阶段高度的增加可以改善矿床回采的总回收指标，并可降低开拓、采准和回采矿柱的超额费用所摊到每吨矿石上的数额，并可使阶段回采时间增长，为新阶段的建立赢得了时间，但阶段高度太高也会使采矿技术发生困难，会使天井掘进、提升、排水等费用相应增大，故确定阶段高度最核心的内容是矿山企业的经济效益。据我国矿山统计实际资料，开采倾斜到极倾斜矿床时，阶段高度常采用40～60m，本设计考虑到矿区开拓系统和采矿技术条件，阶段高度确定为40m。

1.1.1采矿方法的结构参数

（1）矿块布置：矿块沿走向布置；

（2）阶段高度：40m；

（3）分层高度：2.9m；

（4）矿块的长度和宽度：长50m，宽等于矿体的水平厚度4m；

（5）不留顶柱、底柱和间柱；

（6）底部结构：采用溜井自重放矿底部结构。

二、采准工作

采准工作包括：运输巷道、天井、行人天井、溜矿井以及联络道。

2.1 运输巷道

为了便于探矿和采矿，一般运输巷道布置在下盘接触线处和下盘岩石中。运输巷道多用于中厚以下矿体的回采中。运输巷道的断面为宽×高=2.1×2.5m，断面积为5.47m2。

2.2天井

天井布置在矿块两侧的下盘接触带。

（1）行人天井

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随着回踩分层的下降，行人天井逐渐为建筑在充填料中的混凝土天井所代替

行人天井断面为长×宽=1.5×1.5m2。

考虑矿块内需要两个安全出口，所以一个矿块内至少有两个人行顺利天井且人行顺路天井布置在矿体两端下盘。

2.3溜矿井

溜矿井布置在矿体中央位置，随回采分层的下降溜矿井从上往下逐层消失。采用方形断面，边长为1.5m，它是由矿石的块度及出矿量大小确定的。支护形式采用混凝土浇灌，其壁厚为300mm。

三、切割工作

1、切割方式的选择。

每一分层回采前，先沿下盘接触带掘进切割巷道。当矿体形状不规则或者厚度较大时，切割巷道也可布置在矿体中央，根据本矿体实际情况需采用切割巷道也可布置在矿体中央，

2、切割方法和顺序。

运输大巷 → 人行天井 → 溜矿井 → 拉底 → 充填井。

四、回采工作

1、落矿方法（附炮孔布置图）。

回采工作一般是按分层进行的，每采完一层，就充填一层，使工作空间始终保持2.0～

2.2m左右的高度。这样每采充一次便形成一个工作循环。每一分层的回采作业是相同的。回采分层高度一般为2.5~3m，回采巷道宽度为2~2.4m。采用浅孔落矿，孔深1.6~2m。多采用7KW电耙出矿。凿岩方式采用上向式凿岩机打上向孔，采场凿岩采用YSP45型凿岩机。

（1）围岩爆破参数

围岩打上向孔，可以集中把眼打定，然后一次爆破，也可分次爆破。以充填井为自由面崩矿，每分层分为2-3次爆破。放炮后，集中出矿，适合用电耙出矿。炮孔按三角形布置，采用2#岩石炸药。

1）炮眼直径d1：取34mm；

2）药卷直径d2，取27mm；

3）眼深，取2.0m；

4）最小抵抗线：W=（25～30）d1，取0.8m；

21

5）孔距a=（1～1.5）W，取1.2 m；

6）排距b，取1.04m；

7）炮泥填塞长度0.4m。

（2）凿岩工作的组织和施工要求

参照采矿手册2卷，本设计的矿块的生产能力拟定为为80t/d。凿岩机为40—70t/台班，每采场配备1台凿岩机。每台凿岩机配备2人，采用四班制。

2、矿石运搬方式。

采用电耙设备，型号为2DPJ-28。

电耙子的优点是：坚固耐用，操作简单，维修费低，运搬能力大，用电耙在采场内既可出矿，又可用来耙平混凝土料，也可用来铺平充填料，效率高。

缺点是：靠边处矿石耙不干净，要人工辅助清理，要经常移动滑轮。需要有高强度的混凝土底板，否则会增加矿石的损失贫化。

采用重力放矿。在局部放矿时，放矿工人应与平场工人密切联系，按规定的漏斗放出所要求的矿量，以减少平场量和防止在留矿堆中形成空硐。如果发现已形成空硐，应及时采取措施处理，其处理方法有爆破震动消除法、高压水冲洗法、采用土火箭爆破法消除空硐、从空硐两侧漏斗放矿，使悬空的矿石垮落。

3、地压管理方法。

（1）充填的主要目的是利用充填料支撑两盘围岩和作为工人作业的工作台。

每采完一层后要进行充填，否则采完下的空区高度加高一层，对采矿作业不方便，且不安全。

（2）充填工艺。出矿后，完成一部准备工作后，（如浇注隔墙，加高溜矿井及顺路天井等），之后从充填井向矿房下放充填料，待充填量达到设计要求的高度时停止，扒平表面，然后铺一层混凝土底板。至此，充填工作结束，又可开始下一次新的循环。

4、采场通风方法。

4.1 矿井通风系统宏观构建方案的拟定

矿井采用统一通风系统。统一通风系统进风和回风井数量较少，投资小，使用的主扇少，便于集中管理等优点，比较适合难以增加进、出风井的矿井采用。特别是深矿井，因开拓风井工程量大，采用全矿统一的通风比较合理。

4.2 矿井通风系统的基本要求

选择任何通风系统，都要符合投产较快、出矿较多、安全可靠、技术经济指标合理等总原则。具体地说，要适应以下基本要求：

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（1）每个通风系统必须构建一条以上与地表连通的进风巷道、一条以上与地表连通的回井道。同样，每个采区必须构建一条以上与矿井进风部分相连的进风联道、有一条以上与矿井回风部分相连的回风联道。

（2） 矿井进风部分不得受矿尘和有毒有害气体污染，进风井巷及采掘工作面的风源含尘量不得大于0.5mg/m3，氡浓度应小于3.7kBq/m3，氡子体潜能应小于6.4uj/ m3，超过时应采取降尘、除氡措施。其它有毒有害气体浓度亦不能超过《矿井通风规范》允许的范围。

（3） 产尘量大的箕斗井和混合井应禁止作为进风井，现已作为通风井的箕斗井或混合井，必须采取净化措施，使风源含尘量达到上述要求。

（4）主要回风井不得作为行人道，排除的污风不得造成公害。

（5）采场、二次破碎巷道应有正向贯穿风流，电耙工应位于上风侧；避免污风串联。

（6）井下炸药库、油库、充电硐室及破碎硐室等高危硐室必须设有直通矿井回风部分的独立的回风道。

（7）不用的井巷和采空区，必须及时封闭。密闭、风门、风桥、风硐等通风构筑物，必须严密完好。

（8）矿井有效风量率、风速合格率应在60％以上。

（9）主扇应有反风装置，并保证在10min内改变风向。可是从金属矿实际来看，火灾的性质与煤矿截然不同，盲目反风可能会扩大火灾的范围和危害，故应具体问题具体分析，慎重处理。

4.3矿井进风井与回风井的布置

4.3.1风井布置方式

风井采用中央并列式布置。

4.3.2中央并列式布置的优点

风流路线是直向式，路线比较短，长度变化不大，因此不仅压差小，而且在整个矿井服务期间压差变化范围较小，漏风少，污风出口距工业场地较远。

4.3.3通风线路

最长的通风线路是：新鲜风流从副井 → 穿脉巷道 → 沿脉平巷 → 顺路天井 → 采场工作面 → 充填井→ 阶段运输巷道→ 回风平巷 → 回风井 → 地表大气稀释。

5、绘制回采工作面作业图表（包括回采工作面作业图、劳动组织表、主要技术经济指标表）。

5.1回采工作组织的人员、设备安排

（1）凿岩：1台YSP45型凿岩机，配备2人，凿岩机台班为40—70t/台班。凿岩工作 23

时间：375.39/40＝9班=54小时。

（2）装药：人工装药，2人工作6小时。 （3）通风：1小时。

（4）放矿：选择一台2DPJ-28电耙，台班生产率 60-80t。工作人员为3人。放矿时间：375.39 /60＝6班=36小时。

（5）充填：54小时。

回采循环的工作时间为151小时，每一循环的采矿量为375.39 t，所以矿块的生产能力为375.39/151×24＝60t/d。 5.2一个回采作业循环时间和崩矿量

回采循环的工作时间为151小时，每一循环的采矿量为375.39 t。回采作业循环见表4.3。

5.3回采作业循环表

第五章 劳动安全与工业卫生

一、 设计依据的规程，规范和标准

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5.1 安全规程

1．《中华人民共和国矿山安全法》19xx年11月7日第七届全国人民代表大会常务委员会第二十八次会议通过。

2．《中华人民共和国矿山安全法实施条例》19xx年10月11日国务院批准，19xx年10月30日劳动部发布。

3．《建设项目（工程）劳动安全卫生监察规定》19xx年10月4日劳动部部长办公会议通过。

4．《金属非金属露天矿山安全规定》（GB16423-1996）。

5．《金属非金属地下矿山安全规定》（GB16424-1996）。

6．《爆破安全规程》（GB6722-2003）。

7.《大气污染综合排放标准》（GB16297-1996）。

8．《污水综合排放标准》（GB8978-1996）。

9．《工业企业厂界噪声标准》（GB12348-90）。

5.2 安全卫生措施

劳动安全及工业卫生应有专项申报材料报请有关部门审批，本方案只简述部分重要岗位的安卫措施。

1.爆破作业安全

爆破作业中存在较多的不安因素，从事爆破作业的人员必须进行爆破技术训练和专业安全教育，使之熟悉爆破器材性能，掌握安全操作方法和了解爆破安全规程。

爆破作业应规定统一爆破时间，爆破前应发出明显报警信号，通知所有人员撤离危险区，并把设备转移到安全地带。爆破作业应严格遵守爆破安全操作规程。

2.防机伤，电伤，雷伤安全措施：

矿山所有设备的传动件均应设有保护罩，以防伤及人身。配电室内带电裸体的绝缘距离，接地安全距离，安全防护网等严格按照有关规定执行。高压配电系统采用保护接地，低压配电系统采用工作接地的接地方式。矿山接地网以镀锌扁钢作为接地导体。

3.采用湿式凿岩，产尘点喷雾洒水，运输道路采用洒水车洒水等抑尘措施。

4.矿山应配备一定数量的救护器材及药品等；并应设专人门负责劳动安全保护与职业卫生工作。

5.劳动安全卫生设施与主体工程必须做到“三同时”，即同时设计，同时施工，同时投产。

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6.矿山必须设置专职的安全机构，车间必须有专职安全员，班组设兼职安全员。

二、 安全技术措施

2.1 安全技术措施

安全技术措施主要是防止自然灾害的发生，以及阻止工艺过程中即将发生的事故。 每个矿井至少有两个直通地表的安全出口；各阶段，采区和采场都应有两个通往安全出口的通道。

矿山的各种安全出口，应满足工人在一定时间内从任何工作地点有撤出的可能性。 未能撤出的部分人员，应能安置在避难硐室内。

井口和各阶段井底车场，办公室以及主要工作地点都必须设置联系信号和消防器。 井下个安全路线应设置照明，每个分道口应安有明显的路标。

2.2 顶板事故的预防措施

采空区处理空区的方法为围岩自然跨落。

2.3 防尘降尘措施

1.凿岩防尘：采用中心供水式的湿式凿岩，凿岩时将压力水通过钻机中心水针，经钎杆由钎头孔喷出，冲洗眼底，湿润岩粉，补尘效率可达90%。

2.爆破防尘：采用装水塑料袋代替一部分炮泥装入炮眼的水封爆破。爆炸时，水袋破裂，形成细小水雾，以达补尘目的，一般补尘效率可达50-70%。

3.装卸矿时的防尘：在距作业地点一定距离内安装2-8个喷雾器组成的水幕；或在矿石上洒一层水装一层矿。

4.通风防尘：①利用矿井通风进行稀释和排出粉尘。

②利用局部通风对掘进工作面或采场进行稀释和加速排尘。

2.4 防灭火措施

1．预防内因火灾措施

减少和控制一次崩矿量，因一次崩矿量过大易引起自热和自燃。

对于坑内积存的可以发火的矿石，应定期清理，减少矿石损失。

尽量减少坑木消耗，避免与丢失在采空区的硫化矿石混合，成为最危险的发火首燃物。

2．预防外因火灾措施

（1）设计中的电气设备应有保护装置。

（2）易燃，易爆物品应有专门的运送，保管和使用的设施。

（3）设有反风装置，应在有关地点设置防火门。

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（4）井架等尽量采用不燃性材料。

2.5 防治水措施

1.面防水设施

（1）井口以及工业广场应高于历年洪水位，否则需建筑堤坝，沟渠来疏通水源或采取其他有效保护措施。

（2）对废钻孔，旧井等采用泥砂，水泥等进行妥善充填，封闭。

2.井下防水设施

（1）建立完善的排水系统和配备足够的排水设备能力。

（2）临近井底车场处设置防水闸门。

（3）超前建立水仓和水泵房，并应考虑紧急时期的贮水巷道。

（4）设置两个以上安全出口的开拓系统，井下每隔一定距离利用旧有天井做安全出口。

（5）尽可能采用充填法或及时或事后充填采空区。

三、 安全操作规程

3.1 凿岩工安全操作规程

1.必须了解和熟悉作业地点技术要求，坚持正规作业，不违章操作，按计划施工。

2.工作面安设良好照明，开动局扇通风，清洗工作面，保持工作面空气良好。

3.撬好浮石，并检查工作面的立柱，棚子，梯子和作业平台是否牢固，如有问题应先处理好。天井作业应先检查好平台，后撬浮石。

4.检查工作面有无盲炮残药，发现盲炮残药后必须及时处理。处理方法：a) 用水清洗b) 装起爆药包点火起爆。c) 距盲炮眼0.3米以外，打平行眼起爆。严禁打盲炮眼，残药炮眼掏出，拉出起爆药包。

5.检查好凿岩机具，风缆，水绳等是否完好。

6.经常注意工作面的变化情况，发现的问题及时处理，遇有冒水和异常现象，立即推出现场并发出警戒信号。

7.坚持湿式凿岩，严禁打干眼。

8.随时注意检查凿岩机运转，钻具和工作面情况，若发现异常及时处理后再作业。要防止顶板掉浮石，钎杆折断，风水绳脱机等伤人事故的发生。

9.凿岩时操作工应站在凿岩机侧面，不准全身压在或两腿跨驾在气腿子上面。

10.严禁在同一作业面边装岩，边装药混合作业。

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11.在高空或有坠落危险的地点作业时，必须系好安全带。

3.2 爆破工安全操作规程

1.应根据当班的爆破作业量，填写好爆破材料领料单，领取当班的爆破材料；当班剩余的爆破材料，应当班退回库房，严禁自行销毁或私人保管，领退数量必须当面点清，若遗失或被窃，应立即追查和报告有关领导。

2.竖井，斜井运送爆破材料时爆破工必须遵守下列规定：

（1）事先通知卷扬机和信号工。

（2）运送爆破材料时，除爆破工和信号工外，其他人员不准同罐乘坐。

（3）在上下班人员集中的时间内，禁止运送爆破材料。

（4）严禁爆破材料在井口房或井底车场停放。

3.爆破作业前，应对爆破区进行安全检查。在下列情形之一者，禁止爆破作业。

（1）冒顶塌帮危险。

（2）通道不畅通。

（3）危及设备，管道，支护，设施等安全，而无有效防护措施。

（4）未设警戒信号。

（5）爆破点距离火药库50米以内。

4.作业现场严禁吸烟，烤火。

5.两项爆破有影响时，只准一方爆破，通爆破时，两工作面距离达15米时，不得同时爆破，达7米时，须停止一方作业。

6.设立警戒和信号规定

井下爆破时，应在危险区的通路上派专人或设立警戒标志，区域为直线巷道50米，转弯巷道30米，在炮烟入口处，只许用警戒标志，不许派人警戒，防止炮烟中毒。

7.装药与点火爆破

（1）装药前应对硐室，药壶和炮孔进行清理和验收。

（2）必须使用木质炮棍装药。

（3）装起炮药包，起爆药柱和硝化甘油炸药时，严禁投掷或冲击。

（4）严禁烟火，禁止用明火照明。

（5）炮孔堵塞禁止用石块或易燃材料填塞炮孔。

（6）填塞时要十分小心，不得破坏起爆线路。

3.3 平撬工安全操作规程

1.撬顶工作

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（1）平场前先撬好顶帮浮石。撬浮石必须自上而下，从外往里，从安全到不安全地方仔细检查岩石层理，裂缝等情况及浮石大小，保证自身安全和他人安全的条件下进行工作。

（2）撬浮石时必须两个人，一人照亮，一人撬顶。撬顶人员不得站在下坡或较大坡面上，应站在上坡或有防滑措施的坡面上，并注意脱落浮石流滚动伤人，撬不下来的浮石给上临时支柱或划上标志，并及时向有关领导汇报。

（3）撬浮石必须用撬棍，采矿场上部撬浮石其下部禁止斗。

（4）发现在矿堆面上或炮眼里有残炸药和雷管时，在确定顶盘不能掉毛，可拾出放到安全地方或交给爆破工处理后，方可进行撬毛工作。禁止单人装药放炮。

（5）撬完浮石后，方可进行平场工作，严禁撬毛与平场和凿岩工作同时进行。

2.平场工作

（1）采场平场时，必须上下联系好，保证矿堆面距工作面高度为1.8-2.0米。

（2）平完场后，必须保证采场人行道通畅。

（3）平场后，若发现下边放斗，上面不下货时，立即禁止作业，处理方法可用水冲和爆破法，处理人员必须系好安全带。

（4）平场时遇有0.3×0.4米以上大块，可用人工破碎，破不碎可采用爆破法破碎。

3.4 出渣工安全操作规程

1.作业前，要先将照明拉入作业点，并由外向里检查顶帮浮石情况。及时撬落浮石，撬浮石时，要用撬棍站在安全地点，采用向下压的方法处理，要确保自身安全，并将道面浮石处理干净。

2.洒水灭尘。冲洗工作面10米范围内的岩壁作好防尘工作，加强通风，保证工作面有足够的风量，作业人员要佩带防尘口罩。

3.出渣前，先查看爆堆内有无残药，残管和盲炮。发现残药，残管要及时找出。下班后送交火药库。

4.装渣时，不得超高或超宽，以防止石头滚落伤人，同时装渣时，要随时敲帮问顶，当顶板破碎时，要打临时支护方可作业。

5.用漏斗装车时，人员要站在车的一侧，不得直对漏斗口，以免串矿伤人，装车时要适当掌握留矿量，当漏斗发生堵塞时，严禁人员钻入漏斗口进行处理。要用长撬棍，人站在安全地点进行，如采取爆破办法，必须制定安全措施。

3.5 放矿工安全操作规程

1.漏斗放矿时，要与平场工共同察看采场存矿情况，确定每个斗的放矿情况，以便减 29

少平场工作量和不致使回采工作面空间出现局部过高或过低的现象。

2.漏斗放矿必须集中精力，认真负责，注意观察留矿情况，闸门的高度要根据矿车的高度，矿石流量来确定，将矿石装满后必须关闭闸门。

3.漏斗的堵塞和启动时，要注意自身安全和他人安全，堵塞要及时，以免跑矿，各漏斗口要有洒水灭尘装置，放矿时打开。

4.在放矿过程中，放矿工还应经常的深入采场观察所放漏斗上方留矿堆的表面是否已经凹陷。如果没有凹陷很可能在留矿堆中形成了悬空，这时应及时处理。

5.漏斗放矿时，禁止任何人进入放矿范围从事与放矿无关的工作。

6.要认真检查漏斗处的顶帮支架及漏斗的安全完好情况，发现问题及时采取措施进行处理。

7.随时掌握溜井内矿石贮存量和含水情况，不准将溜井放空。

8.放矿时要遵守出渣工，运搬工岗位规程。

3.6 检修工安全操作规程

1.工作前必须正确穿戴好个人所需的防护用品。

2.认真检查所需工具是否齐全，可靠，有缺损时应及时更换。

3.严格执行检修规程，认真作好检修记录。

4.掌握了解所修机械的构造及工作原理。

5.对所修设备事先必须采取安全保护措施，再进行处理。

6.高度2米以上的修理作业，必须系好安全带。

7.禁止在同一地点上下作业，以防止落物伤人，如需上下作业时，必须采取安全措施。

8.进入机械内部修理，应有充足的照明，并设专人监护，同时切断该设备的电源。

9.在修理过程中，要加强相关岗位的联系，禁止乱扔工具，零件，确保个人及他人安全。

10.工作中禁止说笑，打闹以防出现事故。

11.动用电气焊时，必须由持证人员进行，其他人员不得操作使用。

12.检修完备后，对工具，零件等物进行整理，清点。认真检查设备内外有无东西，以免试车出现事故。

13.检修完备后，一定要把安全防护装置安好，短缺的地方要及时修补，并保证质量。 严格执行交接班制度，做到交清，接明。

四、矿山安全避险规定

根据国家安全监管总局制定的《金属非金属地下矿山安全避险“六大系统”安装使用 30

和监督检查暂行规定》。新建地下矿山建设项目安全设施专篇设计应包括安全避险“六大系统”有关内容。

金属非金属地下矿山安全避险“六大系统”是指监测监控系统、井下人员定位系统、紧急避险系统、压风自救系统、供水施救系统和通信联络系统。

一、矿山安全避险“六大系统”

5.4.1监测监控系统

（1）采掘工作面有毒有害气体浓度监控系统

采掘工作面安全监测监控系统是为实现对采掘工作面一氧化碳等有毒有害气体浓度，以及主要工作地点风速的动态监控。

该矿山采用压入式通风，有部分巷道属于独头掘进巷道，在距离掘进工作面5-10m混合风流处和距离巷道出口10-15m回风流中各设置1个一氧化碳传感器；每个采场入口处设置1个一氧化碳传感器。

掘进天井时，应按照独头掘进巷道的要求设置一氧化碳传感器。一氧化碳传感器报警浓度应设定为0.0024%。一氧化碳传感器的安装，应做到维护方便和不影响行人行车。

（2）采掘工作面风速监控系统

地下矿山各采掘工作面设置风速传感器。当风速低于或超过《金属非金属矿山安全规程》的规定值时，可发出报警信号。

矿井主通风机房设置风速和风压传感器，实现对全矿井总风量的动态监测。

因为该地下矿山设计区域存在较大面积采空区，需建立完善地压监测监控系统，实现对采空区稳定性、顶板压力、位移变化等的动态监控。

监测监控系统要具有数据显示、传输、存储、处理、打印、声光报警、控制等功能。

5.4.2井下人员定位系统

井下人员定位系统具有监控井下各个作业区域人员的动态分布及变化情况的功能。人员出入井信息管理系统应保证能准确掌握井下各个区域作业人员的数量。

该矿山生产系统井下作业人员数少于30人，矿山建立由人员出入井信息管理系统。

5.4.3紧急避险系统

矿山独头掘进距离大于500m时，按照矿山安全避险硐室布置要求，应设置一个避灾硐室。

避灾硐室设置在岩石坚硬稳固的矿体下盘。避灾硐室设置能有效防止有毒有害气体和井下涌水进入，并配备满足当班作业人员1周所需要的饮水、食品，配备自救器、有毒有害气体检测仪器、急救药品和照明设备，以及直通地面调度室的电话，安装供风、供水管 31

路并设置阀门。

由于本设计中独头掘进距离小于500m，因此不需布置避灾硐室。

5.4.4压风自救系统

该矿山的空气压缩机安装在副井出口附近。井下压风管路采用钢管材料，并采取了相关防护措施，能有效防止因灾变破坏。井下各作业地点及避灾硐室（场所）处设置有专门的供气阀门。设计需满足采掘作业的地点在灾变期间压风供气的要求。

5.4.5供水施救系统

矿山井下供水管路采用钢管材料，并定期对其进行加强维护，以保证正常供水。井下各作业地点及避灾硐室（场所）处应均设有独立的供水阀门。满足采掘作业地点及灾变时人员集中场所提供水源的要求，形成完善供水施救系统。

二、矿山紧急避险系统使用管理与安全监督

建立纵向专业管理、横向部门管理以及与群众监督相结合的安全管理体制，建立以安全生产责任制为中心的安全规章制度、安全生产标准、安全技术措施、安全宣传、教育、应急与救灾救援和事故管理体系，建立安全信息管理系统，制定安全事故应急预案，制订安全生产目标、计划和规划，开展危险源辨识、评估、评价和管理。

生产过程中人员不安全行为的发现与控制，设备安全性能的检测、检验和维修管理，物质流的安全管理，环境安全化的保证，重大危险源的监控，生产工艺过程安全性的动态评价与控制，安全监测监控系统的管理，定期、不定期的安全检查监督。建立矿山生产环境和生产工艺过程中的安全保障。

参考文献：

1、《金属矿床地下开采》 北京：冶金工业出版社， 1982

2、《采矿设计手册》 北京：中国建筑工业出版社，1987

3、《固体矿物资源开发工程》 武汉：武汉理工大学出版社，2005

4、《采矿学》 徐州：中国矿业大学出版社，2005

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