#矿业六矿井初步设计说明书采矿工程

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1、 1 #矿业六矿井初步设计说明书 摘 要：本次设计的沃溪矿区沃溪坑口位于#沅陵县城北东 82km 处，地处沅陵、 桃源二县交界处， 它是一个中型的多金属国有企业， 其矿石成品主要为金、锑、钨矿石。 本设计共分为 8 个部分，它们分别是： （1）总论； （2）矿床赋存地区的自然概况及原始资料（3）矿床地质； （4）开拓系统； （5）采矿方法； （6）矿井通风；（7）矿山提升和运输； （8）专题：湘西金矿沃溪矿区沃溪坑口采矿方法述评。根据大沃溪坑口具体的矿床地质条件、 矿床开采条件采矿方法采用水压支柱护顶壁式崩落法。其沃溪坑口拟设计的生产能力为 18 万吨/年，选用该采矿方法的矿石回收率、损失率、

2、贫化率分别为：95%、4%、5%。通风方式采用中央进风两翼抽出式回风，16 中段以上开拓系统采用沃溪坑口原来的开拓系统，做为本设计深部（16 中段以下）采用双盲斜井开拓，运输采用矿车，提升采用串车提升。 此次设计专题部分湘西金矿沃溪金矿采矿方法述评， 首先是介绍 9 种采矿方法发展现状及回采工艺， 然后指出采矿方法存在的问题， 再根据存在的问题进行合理选用采矿方法和采矿方法改进途径进行述评。 关键词：矿床地质；双盲斜井开拓系统；水压支柱护顶壁式崩落采矿法；矿井通风；矿山提升与运输；采矿方法述评。 2 Abstract The design of Woxi Woxi pit mining are

3、a in Yuanling County in Hunan Province 82 km north-east, is located in Yuanling, Taoyuan County at the junction of two, it is a medium-sized state-owned enterprises and more metal, ore products primarily for gold, antimony , Tungsten ores. The design is divided into eight parts, namely: (1) General

4、(2) deposit in the occurrence of natural profile and raw data (3) deposits, (4) Development System (5) mining methods; (6) mine ventilation; (7) mining and upgrading transport, (8) topics: Xiangxi Gold mine Woxi Review of the mining methods. According to the Hang Hau Woxi specific deposit, geologica

5、l conditions, conditions of deposit exploitation of the mining methods used for hydraulic roof pillar wall caving. Wo Hang Hau River to its design production capacity of 180,000 tons / year, the choice of the method of mining ore recovery, the loss rate, poverty rate are as follows: 95%, 4%, 5%. Ven

6、tilation way into the central wind out of the two wings of the wind-back, more than 16 middle of a pioneering system Woxi Hang Hau open up the original system, as the design of deep (16 middle section below) using double-blind inclined development, transport used cars, upgrade a Series car upgrade.

7、The design feature of the Western Hunan Gold Mine Woxi Review of gold mining method, first introduced nine kinds of mining methods and the development of mining technology and mining methods that the existing problems, then under the existing problems of rational use of mining methods and mining met

8、hod Commentary on ways to improve. Key words: Geological; inclined pioneering double-blind system; pressure pillar for the top wall caving; mine ventilation; mine upgrade and transport; Review of the mining methods. 3 目 录 第 1 章 总 论 . 1 1.1 设计指导思想 . 1 1.2 设计的基本要求 . 1 1. 3 设计依据 . 1 1.4 沃溪矿区的整体概况 . 2 1

9、.4.1 资源条件 . 2 1.4.2 外部运输、供水、供电条件 . 2 1.4.3 设计规模 . 3 1.4.4 服务年限 . 3 1.4.5 开采方法 . 3 1.4.6 产品方案 . 3 1.5 企业组成、开采工艺及“三废”的处理、综合利用 . 3 1.5.1 企业组成 . 3 1.5.2 “三废”的处理和综合利用 . 4 1.5.3 开采工艺主要设计方案的比较和选择 . 4 1.6 重要技术经济指标 . 4 1.6.1 作业成本 . 4 1.6.2 劳动定员 . 5 1. 7 需要说明的问题及建议 . 5 第 2 章矿床赋存地区的自然概况及原始资料 . 7 2.1.交通位置及区域地理经

10、济 . 7 2.1.1 位置与交通 . 7 2.1.3 自然经济概况 . 8 2.2 矿区附属设施 . 8 2.3 外部运输、供水、供电条件 . 9 2.4 开采情况 . 9 2.5 矿山的工作制度、工资制度、劳动组织形式 . 9 2.6 矿区开采情况及种类、销售情况、市场分析及对发展国民经济的意义 . 10 2.6.1 矿区开采情况及产品种类 . 10 2.6.2 黄金市场分析 . 10 2.6.3 锑市场分析 . 11 2.6.4 钨市场分析 . 12 2.6.5 金、锑、钨对发展国民经济有着重要的意义 . 13 第 3 章 矿床地质 . 15 3. 1 区域地质简述 . 15 3. 2

11、矿区地质 . 15 3. 2. 1 地层 . 15 3. 2. 3 岩浆岩 . 18 3. 2. 4 围岩蚀变 . 18 3. 3 矿床地质 . 18 3. 3. 1 矿体特征 . 18 4 3. 3. 2 矿石质量 . 19 3. 4 矿区水文地质及开采技术条件 . 22 3. 4. 1 矿区水文地质 . 22 3. 4. 2 开采技术条件 . 22 3. 5 矿床地质勘探工作及深部探矿 . 24 3. 5. 1 以往地质勘探工作 . 24 3. 5. 2 矿山开采现状及深部探矿 . 24 3. 6 矿区储量 . 26 3. 6. 1 工业指标 . 26 3. 6. 2 矿山累计探明地质资源

12、储量 . 26 3. 6. 3 矿区保有资源储量 . 27 3. 6. 4 低品位矿石综合利用 . 27 第 4 章 矿床开拓 . 28 4.1 矿山开拓系统现状 . 28 4.2 阶段高度的确定 . 28 4.2.1 阶段高度 . 28 4.2.2 按阶段开拓和采准时间计算出阶段高度 . 28 4.3 矿山生产能力 . 29 4.3.1 矿山工作制度 . 29 4.3.2 矿山生产能力 . 29 4.4 矿山年产量的校核 . 30 4.4.1 矿山设计年产量 . 30 4.4.2 按合理开采顺序同时回采矿块数验证矿山生产能力 . 30 4.4.3 按矿床开采年下降深度确定验证矿山年产量 .

13、31 4.4.4 按及时准备新阶段验证矿山年产量 . 31 4.5 矿山服务年限 . 32 4.6 开拓方案的选择 . 33 4.6.1 选择依据 . 33 4.6.2 开拓方案考虑的问题 . 33 4.6.3 提出开拓方案 . 34 4.7 主副井位置的确定 . 37 4.7.1 主井位置的确定 . 37 4.7.2 2#副盲斜井位置的确定 . 37 4.8 盲斜井联合开拓方案的说明 . 37 4.8.1 开拓中段划分 . 37 4.8.2 采用的开拓的设计 . 38 4.8.3 各种硐室的确定 . 41 4.8.4 开拓系统描述 . 44 4.9 开拓基建工程进度计划编制 . 45 4.9

14、.1 根据井巷计算所需的开拓工程量 . 45 第 5 章 采矿方法 . 47 5.1 矿床开采技术条件 . 47 5.2 矿山现有的采矿方法评述 . 47 5 5.2.1 矿山现行的采矿方法 . 47 5.2.2 主要论述：水压支柱护顶壁式崩落法 . 48 5.2.3 矿柱回收及空区处理 . 49 5.2.4 现有的采矿方法存在的问题及改进问题 . 49 5.3 采矿方法选择 . 51 5.3.1 采矿方法初选 . 51 5.3.2 采矿方法技术经济综合比较 . 52 5.4 矿块的构成要素 . 53 5.4.1 矿块的布置 . 53 5.4.2 阶段高度和和矿块长度 . 53 5.4.3 运

15、输水平布置 . 53 5.4.4 矿石漏斗 . 54 5.4.5 安全道 . 54 5.5 回采工作与设计 . 54 5.5.1 采准切割 . 54 5.5.2 回采方式、工作面形式和回采工艺 . 54 5.5.3 凿岩爆破工作 . 55 5.5.4 采场生产能力 . 58 5.5.5 矿石搬运 . 58 5.5.6 支护系统（采用水压支柱护顶） . 59 5.5.7 采空区处理和矿柱回采 . 60 5.5.8 采场通风 . 61 5.5.9 采切回采计算 . 61 5.6 水压支柱护顶壁式崩落采矿法的评价 . 62 第 6 章 矿井通风 . 63 6.1 矿山现有通风系统评述 . 63 6.

16、1.1 矿山现有通风系统 . 63 6.1.2 对矿山现有通风系统的评价 . 63 6.2 全矿通风系统设计 . 63 6.2.1 设计原则 . 63 6.2.2 进风井与排风井的位置及标高 . 64 6.2.3 通风系统 . 64 6.2.4 全矿的需风量计算及分配 . 64 6.2.5 矿井通风阻力和自然通风的计算 . 68 6.2.6 选择主扇和电动机 . 71 6.2.7 选择局部通风系统 . 73 6.2.9 通风成本估算（或根据资料选取） . 74 6.3 通风制度 . 76 第 7 章 矿山运输与提升 . 77 7.1 矿山现有的运输提升系统评述 . 77 7.1.1 矿石与废石

17、运输和提升系统简述 . 77 7.1.2 矿山现有的提升运输设备 . 77 6 7.2 运输和提升设计 . 77 7.2.1 运输和提升设计原始资料 . 77 7.2.2 矿山井下运输设计 . 78 7.3 提升系统设计 . 88 7.3.1 本次设计提升说明 . 88 7.3.2 提升设计计算 . 89 8.1 采矿方法发展现状 . 93 8.2 存在问题 . 103 8.3 采矿方法的合理选择与改进途径 . 104 结 束 语 . 107 主要参考资料 . 107 1 第 1 章 总 论 1.1 设计指导思想 采矿工业是现代工业的基础， 是提高我国工业发展水平， 实现我国社会主义现代建设快

18、速、健康、稳定发展的支撑力量。在进行采矿工程毕业设计时，应坚持按照科学发展观的要求，按照国家相关政策方针的要求，尽力实现矿山的可持续发展，尽力实现矿山的经济效益与当地社会及自然环境的和谐统一。 本设计的设计开采对象为湘西金矿沃溪矿区沃溪坑口深部（ -110m）矿体。通过到矿山的现场参观和工程技术人员的介绍，对该矿山的总体情况进行了全面的了解，比较详细的收集了矿山的各种资料。在指导老师的精心指导下，结合四年所学的专业知识，进行本毕业设计，本设计讲究论据充分，力求数据精确。 1.2 设计的基本要求 1. 初步掌握金属矿床开采设计的内容、步骤和方法；使所学的知识系统，巩固和提高； 2. 学会搜集、分

19、析、总结和运用设计资料，典型设计图纸，产品目录，参考文献，各种有关设计的规程和手册，学会选取技术经济指标和定额； 3. 综合运用所学的基础理论，专业知识和基本技能，具有初步解决金属矿床开采某些实际问题的能力， 进一步培养和锻炼学生能独立地创造性地解决问题的能力； 4. 了解、领会和掌握党和国家对矿山建设的技术经济政策和方针，培养具有政治、经济和技术相结合的观点和以经济效益为核心的技术素养。 1. 3 设计依据 1.#矿业有限责任公司编制的 #湘西金矿沃溪金锑钨矿保有资源储量核实报告 2.#矿业有限责任公司提供的矿山水文、地质及开采资料。 3.#矿业有限责任公司提供的“沃溪矿区开采范围图”、“开

20、拓系统图”、“通风系统图”，“沃溪矿区深部提升运输系统设计”及施工、竣工图，“深部采掘技术综合研究” 等资料。 2 4. 现场调查收集的其他有关资料。 5. 国家及地区相关设计规范及标准。 1.4 沃溪矿区的整体概况 1.4.1 资源条件 #矿业股份有限公司是集科、工、贸为一体的综合性企业，拥有国内最先进的金、锑冶炼工艺，金、锑、钨深度加工工艺。公司本部建有 750t/d 规模的采、选、冶工艺生产线，30t/a 黄金精炼、20000t/a 精锑冶炼、3000t/a 仲钨酸铵生产能力的产品深加工生产线等；在公司外部拥有独资企业或控股子公司 15 个，矿山 8 座。 公司具有较高的资源保障能力，

21、在探获新增储量和利用外部资源方面每年都有新的突破， 保证了年储量新增比年储量消耗略有增加。 公司顺利通过了ISO90012000 国际质量体系认证，所产“辰州”牌黄金、精锑、白钨、氧化锑品质优良，享誉国内、东南亚及欧美市场。企业被#经贸委列为最具有可持续发展潜力的公司之一。 #矿业有限公司本部所在的沃溪金锑钨矿区是一个罕见的特大型金锑钨共生矿床。沃溪金（锑钨）矿床赋存于板溪群马底驿组中上段紫红色绢云母板岩中，含矿石英脉沿层间断裂、 分支断裂及次级张剪裂隙充填。 按产出形态可分为层脉、网状细脉（网脉）和切层节理脉三种类型。层脉规模最大，网脉次之矿区金锑钨共生石英脉型矿床为缓倾斜薄矿脉， 矿体主要

22、赋存于马底驿组紫红色板岩的层间断裂及其次级羽状裂隙中。 #矿业股份有限公司前身为#湘西金矿，是一个已有一百三十年开采历史，集采矿、选矿、冶炼为一体的国有综合性矿山。沃溪矿区为其主要生产区，分为沃溪、鱼儿山两个坑口。2000 年 12 月 28 日，#湘西金矿根据省政府关于国有企业改革的要求和布署，经省人民政府批准改制为#矿业有限责任公司。 1.4.2 外部运输、供水、供电条件 矿山位于#沅陵县城北东 82km 处，地处沅陵、桃源二县交界处 。矿区地理坐标为：东经 11053，北纬 2832。行政区划隶属#沅陵县官庄镇管辖。矿区有 6km 专用公路与 319 国道官庄站连接，北东距石长铁路常德

23、113km。交通便利 。 #矿业股份有限公司本部矿区现有两路 110kv 电源引至矿区，导线均为LGJ-120，一路由柘溪水电站供电，供电距离80km，另一路由五强溪电站供电，供电距离 50km，矿山建有 110/6.3kv 总降压变电站，安装两台主变，容量分别 3 20000kvA 和 8000kvA。 矿山现有鱼儿山和栗家溪两个水源地，分别建有取水构筑物及输水泵站，水量水质均可能满足本次选厂改扩建用水的要求。 1.4.3 设计规模 沃溪矿区日设计能力 600t/d，年生产能力 18 万吨。 1.4.4 服务年限 服务年限为 26 年以上。 1.4.5开采方法 拟采用的采矿方法：水压支柱护顶

24、壁式崩落法。 1.4.6 产品方案 矿山采用地下开采，选矿为重、浮选工艺，冶炼为火法湿法并存，产品为成品金、金属锑、仲钨酸铵进行销售。主要销往上海黄金交易所。 1.5 企业组成、开采工艺及“三废”的处理、综合利用 1.5.1 企业组成 #矿业股份有限公司（由#湘西金矿改制建立）位于张家界以南、桃花源以西的沅陵县境内，是国家大二企业，#重点骨干企业。 #矿业股份有限公司是集科、工、贸为一体的综合性企业，拥有国内最先进的金、锑冶炼工艺，金、锑、钨深度加工工艺。公司本部建有 750t/d 规模的采、选、冶工艺生产线，30t/a 黄金精炼、20000t/a 精锑冶炼、3000t/a 仲钨酸铵生产能力的

25、产品深加工生产线等；在公司外部拥有独资企业或控股子公司 15 个，矿山 8 座。 公司具有较高的资源保障能力， 在探获新增储量和利用外部资源方面每年都有新的突破， 保证了年储量新增比年储量消耗略有增加。 公司顺利通过了ISO90012000 国际质量体系认证，所产“辰州”牌黄金、精锑、白钨、氧化锑品质优良，享誉国内、东南亚及欧美市场。企业被#经贸委列为最具有可持续发展潜力的公司之一。该矿现有职工 2900 人，拥有固定资产近 4 亿元。 4 1.5.2 “三废”的处理和综合利用 设计对生产过程产生的废渣、废水、废气、噪声等污染因素均采取了有效地治理和防范措施， 使项目建成后对环境的不利影响降低

26、到最小程度。 预计矿山投产后可以满足环境保护的有关要求， 不会对当地环境造成危害。 设计中认真贯彻“安全第一，预防为主”的方针，认真落实“三同时”。针对工程建设和生产过程中存在的职业危害特点， 对粉尘、 噪声、 有毒及腐蚀性物质等危害因素， 火灾、爆炸、片帮、冒顶、坠落、洪水、机械伤害、电气伤害等不安全因素，均采取了有效地防范措施。本工程采用先进合理的生产工艺和安全可靠的设备，尽可能提高生产过程中的机械化程度，减少和消除危害人体健康的不安全因素，预计在工程建成投产后，能够符合劳动安全卫生的要求，保障劳动者在生产过程中的安全与健康。 1.5.3 开采工艺主要设计方案的比较和选择 1. 本次设计

27、16 中段以下的深部矿体， 其阶段运输平巷采用单轨道电机车运输； 2. 采矿方法采用水压支柱壁式崩落方法， 凿岩机用 7655 凿炮孔， 底部结构采用电耙道漏斗底部结构，留顶柱不留底柱，当工作面推到一定的程度时，再用浅孔爆破回采矿柱； 3. 提升、运输采用矿车组提升，将整个中段的矿石由阶段运输平巷运至中段车场，然后采用单钩矿车组将矿石运出地表； 4. 由于矿床出露地表较高，矿区内水源补给主要为断层裂隙和渗透水及老窿积水，其排水系统在主、副井各设有水泵房，担负整个矿区的排水任务； 5. 供风主要是在地表修建一个供风机房，然后通过管道将风集中供应到各个中段，而通风方式采用局部通风； 1.6 重要技

28、术经济指标 1.6.1 作业成本 按生产工艺消耗及企业内外部经济条件、 材料价格计算本项目生产成本。 总 5 成本计算见下表 1-1 成本计算表 序 项 目 单位成本 年成本（万元） 元/t 450td 一 矿山生产成本 1 采矿成本 77.00 1039.50 其中:采矿作业成本 62.00 837.00 采矿制造费用 15.00 202.50 2 选矿成本 65.00 877.50 其中:选矿作业成本 45.00 607.50 选矿制造费用 20.00 270.00 3 管理费 60.00 810.00 矿山生产成本合计 202.00 2727.00 年矿石量(万 t) 13.5 二 冶炼

29、成本 2450 1756.28 单位矿石分摊 130.10 年精矿量(t) 7168.50 三 全部生产成本 332.10 4483.35 1.6.2 劳动定员 采矿作业外委（掘进、采矿、运输） ，矿山安全生产（提升、通风、排水）与技术管理由企业负责。 全矿职工总人数 1350 人，其中：采矿 600 人，选矿 110 人，冶炼 400 人，管理及辅助人员 240 人。 1. 7 需要说明的问题及建议 沃溪矿区深部探矿是依据沃溪坑口 36m 中段、鱼儿山坑口-25m 中段见矿效果，矿体赋存特征、矿区化探资料、深部探矿科研成果以及多年来矿山生产探矿效果进行的。通过探矿工程实施以后，所预获（新增）

30、资源储量可靠性很高， 6 并且往深部及边部亦有一定的资源潜力。 由于该矿山上部已探明资源储量 （保有资源+低品位资源）可供选厂（600t/d）服务 27a 以上，因此深部预获（新增）资源量作为矿山后备资源，可延长矿山服务年限 7a 左右。 沃溪矿区老隆矿石主要分布在上部原采空区周边，现大部分巷道已经垮塌， 必须进行修窿、 支护； 对上部采空区水文地质及开采技术条件进行重点研究；做好低品位矿石的采矿方法研究以控制开采成本， 选择安全回采工艺， 确保安全生产；优化工艺流程、降低药耗，提高回收率。 该项目实施全部是在矿山本部范围之内进行，充分利用现有采、选系统，并对之进行完善， 故对环境的影响不会增

31、加新的问题， 公司连续三年实现了主要污染物达标排放， 且连续三年被怀化市评为安全生产先进单位， 按公司现行的地质环境保护与治理方案，完全可以满足本项目的实施。 沃溪矿区保有资源储量估算工业指标是依据冶金工业部黄金管理局“（80）冶黄生字第145号文”批复，就单一有益元素 Au来看，依据目前公司生产指标（选矿回收率 90%左右） 、成品金的市场价格（15 万元/kg） ，Au 边界品位（1.5g/t ）偏高。通过对低品位矿石综合利用效果的充分验证，建议公司重新下达工业指标，确保矿产资源的充分利用，避免重蹈覆辙。 7 第 2 章矿床赋存地区的自然概况及原始资料 2.1.交通位置及区域地理经济 2.

32、1.1位置与交通 #矿业股份有限公司位于#沅陵县城北东 82km 处，地处沅陵、桃源二县交界处，为世界著名的金、锑、钨共生矿床。矿区地理座标为：东经 11053，北纬 2832。行政区划隶属#沅陵县官庄镇管辖。矿区有 6km 专用公路与 319 国道官庄站连接，北东距石长铁路常德 113km。见图-1。 2.1.2 自然地理条件 沃溪金锑钨矿区地处雪峰山脉北东端的低山地区，位于海拔 195470m，相对高差 266m 。范围内的狭长沟谷内，地势南高北低。矿区南面群山簇立，沟谷纵横，地势较高，南部外围高峰为花岗岩为主的九顶山。海拔910m。 区内有沃溪溪和石床溪两条常年性溪流南北横穿矿区汇入沅江

33、， 属亚热带温湿气候，春夏多雨，秋冬干燥，年 16.6；年平均降雨量 14682359mm，日最大降雨量 300 平均气温 mm 以上，每年 47 月为雨季。 8 图 1-1 #矿业本部矿区交通位置图 2.1.3自然经济概况 从区域整体平衡来看， 矿山周围属山多田少地区， 附近村民主要经济收入为农业，以种植稻谷、茶叶、油菜、柑桔、药材、竹木等为主；工业较落后，经济欠活跃，劳动力有富余。 区内已设有 110kv 高压输电线路，矿山生产、生活用电均可保证。 2.2 矿区附属设施 电力 供电方案为利用现有总降压变电所， 下设车间变电所对矿区内的用电负荷供电。 供水 矿山现有两个水源地鱼儿山水源地和栗

34、家溪水源地， 分别建有取水构筑物及输水泵站，水量水质均可满足本次选厂改扩建用水要求。 通风除尘 矿石在破碎、筛分、转运等生产过程产生有害的矿物粉尘，为使室内的粉尘浓度达到国家规定的卫生标准，设计采用水力除尘与机械联合除尘方式。 9 工艺生产过程中会产生粉尘及有害气体， 为防止其在车间内扩散， 保证生产工人的身体健康，使各车间的工作环境满足工业企业设计卫生标准中的有关规定和要求，在产生有害气体的地点分别考虑了排风措施。 2.3 外部运输、供水、供电条件 矿山位于#沅陵县城北东 82km 处，地处沅陵、桃源二县交界处 。矿区地理坐标为：东经 11053，北纬 2832。行政区划隶属#沅陵县官庄镇管

35、辖。矿区有 6km 专用公路与 319 国道官庄站连接，北东距石长铁路常德 113km。交通便利 。 #矿业股份有限公司本部矿区现有两路 110kv 电源引至矿区，导线均为LGJ-120，一路由柘溪水电站供电，供电距离80km，另一路由五强溪电站供电，供电距离 50km，矿山建有 110/6.3kv 总降压变电站，安装两台主变，容量分别20000kvA和 8000kvA。 矿山现有鱼儿山和栗家溪两个水源地，分别建有取水构筑物及输水泵站，水量水质均可能满足本次选厂改扩建用水的要求。 2.4 开采情况 开采范围： 沃溪坑口本次设计开采范围从 1636 中段范围内的 V1、V3、V4#矿脉。 开采方

36、式：设计采用地下开采方式。 采矿方法： 依据矿体赋存和开采、 水文条件， 推荐用水压支柱壁式崩落法。损失率 4%；贫化率 5% 回采顺序：矿体自上而下分中段开采，中段内采用后退式回采，采场内自下而上进行回采。 2.5 矿山的工作制度、工资制度、劳动组织形式 （1） 劳动定员 采矿作业外委（掘进、采矿、运输） ，矿山安全生产（提升、通风、排水）与技术管理由企业负责。 全矿职工总人数 1350 人，其中：采矿 600 人，选矿 110 人，冶炼 400 人，管理及辅助人员 240 人。 （2）工资制度 公积金：10%。 10 公益金：5%。 工资：平均 20000 元/人 a，福利费按工资 14%

37、计取。 （08 年涨到 35000 元/人 a） 2.6 矿区开采情况及种类、销售情况、市场分析及对发展国民经济的意义 2.6.1 矿区开采情况及产品种类 矿山采用底盘分段斜井开拓，目前开拓已下延至 16 中段（-110m 标高） ；采用水压支柱护顶壁式崩落采矿法、 竖分条回采嗣后尾砂胶结充填采矿法、 普通浅眼房柱法、扇形推进削壁充填采矿法、 竖分条间隔回采废石砂胶结充填采矿法等采矿方法开采。是国内黄金矿山中拓采深度最大的矿山。 矿山选矿厂采用重浮联合选别流程回收锑金精矿、 白钨精矿； 冶炼厂采用鼓风炉灰吹炉电解提金工艺收金，鼓风炉挥发熔炼反射炉精炼工艺收锑。矿山最终产品为金锭、精锑锭和白钨精

38、矿。 2.6.2 黄金市场分析 （1） 供需回顾 2005 年中国黄金行业总体经济运行情况良好。据统计，2005 年全国黄金产量达 224.050t，实现利润 40.362 亿元，再创历史最好水平。 在黄金生产方面2005 年我国全年累计产金 224.050t。与 2004 年相比，黄金产量增加 11.702t，同比增长 5.51。 2006 年 6 月，全国生产黄金 17.226 吨。上半年累计完成 106.028 吨。与去年同期相比，黄金产量增加 6.314 吨，同比增长 6.33%。2006 年上半年，全国黄金企业累计实现工业总产值 221.494 亿元（现价） ，同比增长 22.64%

39、；累计实现利润 24.708 亿元，同比增长 53.21%。 据预测，2006 年最高金价将突破 600 美元/盎司，全年平均价可能在 540 美元/盎司左右。国内黄金市场也将进一步扩张，预计 2006 年将新增产量和地质储量 5%左右。 同时由于市场对于金价的长期看涨气氛， 国内黄金总需求量将达 288t左右，而产量将也可达到 240t （2） 价格 国际黄金价格 2005 年表现良好，一年之中上涨将近 22.3%，并确立了现货黄金 25 年来的新高。纵观 2005 年国际黄金市场，行情可以分为两个阶段：震荡 11 整理阶段和突破上涨阶段，在黄金价格从 2004 年的高点 456.8 美元下

40、跌以来，国际黄金就一直在 410450 美元之间震荡整理，而在突破 450 美元之后，黄金价格再度强势上扬，屡创新高。 从行情分析来看，美元利率的提高和致使美元贬值的双赤字问题共存；国际能源价格上涨带动通货膨胀水平的提高；国际金属商品市场出现大牛市，这些因素与黄金自身的货币属性和投资工具属性有效的结合在一起， 成为推动黄金价格上涨的主导因素。而黄金商品属性下的黄金现货需求、国际地缘政治冲突下时有发生的恐怖袭击、海啸、飓风等突发性事件也在一定程度上为黄金价格的上涨提供了动力。 在我国和印度等发展中国家对能源的强劲需求之下，2005 年国际原油价格上涨了将近 62%。原油价格的上涨带动了一系列相关

41、产品生产价格的上涨，推动了生产者物价指数和消费者物价指数的上涨。实际和通货膨胀预期的增长，引发了投资者对其资产进行保值的需求，从而也促使黄金货币属性的发挥，在货币史上长期充当一般等价物的黄金在对冲通货膨胀的风险方面也越来越受到投资者的青睐。 从此黄金的货币属性与原油价格的上涨密切结合在一起， 随着投资者保值需求的深入，拉动黄金价格不断上涨。 表 2-1 近几年黄金市场价格（2001年2007年） 年 份 美元/盎司 元g 增长率(%) 2001年 271.9 72.6 2002年 311.1 83.0 14.42 2003 年 364.0 97.1 17.00 2004 年 419.7 112

42、.0 15.30 2005 年 484.6 129.3 15.46 2006 年 594.7 158.8 22.73 2007 年 725.6 200.5 26.26 2.6.3 锑市场分析 （1）锑产品需求现状和价格 锑及其化合物在交通运输、阻燃剂、化工、玻璃、陶瓷、橡胶、塑料、机械制造和军事工业等领域中有着广泛的用途。由于我国锑产品消费量多年来保持在1.2 万 t/a 左右，而我国锑的生产已远远大于需求量，因而我国的锑产品每年大量出口。根据中国海关的统计数据，在 2003-2006 年间，锑产品出口平均每年可为国家创汇 12488 万美元。 锑作为我国出口创汇的产品，以其成本低、质量优而在

43、国际市场中占据着较强的竞争优势。近年来我国锑产品出口量约 68 万 t/a，出口占全国总产量的60%以上。表 2-2 列出了我国近年来锑产品的产量和出口量。 12 表 2-2 我国近年来锑产品产量和出口量 单位：万 t 序号 项 目 年 份 2002 2003 2004 2005 2006（1-9 月） 1 锑精矿含锑量 2.68 4.24 3.71 3.88 3.91 2 锑产品产量 11.94 10.16 12.49 14.38 12.86 3 锑产品出口量 2.2 6.4 2.08 2.31 4 锑的氧化物 3.46 4.39 3.31 4.5 全世界目前约有15个国家开采锑矿， 世界矿

44、产锑的产量保持在13万t左右，其中中国矿产锑的产量最大，约占世界总产量的 80%，其次为俄罗斯、南非、塔吉克斯坦、玻利维亚和澳大利亚。世界矿产锑的产量不能满足消费需求，但同时考虑再生锑，锑市场的供需可平衡。 (2)锑产品价格分析 国际锑金属价格自 2003 年 11 月 13 日标准规格锑锭每吨均价触底 USD2150 (LMB)，其后开始一路上扬，未经回调，至 04 年 2 月中达到 USD2700. 目前实际鹿特丹仓交价已经达到 USD2900。而国内价格涨势更猛，价格为每吨 23000 人民币（折合鹿特丹仓交价已经超过 USD2900） 。 2004 年锑价持续推进至 3000 美元/t

45、 的水平。 2005 年 4 月份路透社公布的欧洲战略小金属的价格开始下调，从 3 月底的3000-3100 美元/t 调整为 4 月 8 日的 2900-3100 美元/t，4 月 18 日又调整为2900-3000 美元/t。据 MB 报道，4 月初中国锑在日本港口到岸价为30003050美元/t,。 目前国内锑锭价格已经下滑至24500-25000元人民币左右。 表 2-3 2003年2006（1-9 月）年锑产品平均价格表单位：元/t 年 份 最 低 价 最 高 价 平均价格 2003年 18300 22400 20300 2004年 20300 26500 23400 2005年 2

46、2700 31500 27100 2006年 （1-9月） 32000 48000 40000 2007年 35000 50000 42500 2.6.4 钨市场分析 从中国有色金属工业协会统计数据看，国内钨精矿产量仍然在增长。2006年 7 月份全国钨精矿折合量（65%WO3）为 6762t，1-7 月钨精矿累计折合量为47311t，较去年同期增长 19.91%。其中江西 1-7 月产量为 24192t，同比减少 13 0.24%；湖南生产钨精矿 15451t，较去年同期增加 38.38%。 2005 年 11 月国内市场钨精矿价格为 10-11.5 万元/t。而当前国内钨铁价格已经涨至 1

47、8 万元/t，而在 8 月份为 15 万元/t。 表 2-4 20042006 年钨精矿的平均价格 单位：元/t 年 份 最 低 价 格 最 高 价 格 平 均 价 格 2004 32000 40000 36000 2005 40000 150000 95000 2006 80000 130000 105000 2007 80000 120000 100000 2.6.5 金、锑、钨对发展国民经济有着重要的意义 黄金对保证国家经济安全、 国防安全和规避金融风险也是任何物品所无法替代的。而且随着现代工业的发展和人民生活水平的提高，黄金在航天、航空、电子、医药等高新技术领域和饰品行业有着广泛的市场

48、前景。 1、公司经营业绩将快速成长 公司主要从事金锑钨伴生矿、金锑伴生矿的勘探、采选、冶炼及深加工业务，主业涉及到金、锑、钨三种金属，且都是稀有金属。多金属的产品组合相比单一金属有较强的抵御价格波动风险能力，而且锑、钨等金属的下游需求前景较好，我们预计未来几年全球锑、钨价格将维持在高位运行。这样，随着公司自有矿产量的增加，辰州矿业未来几年业绩将快速增长。 公司储量将逐步增加，根据#有色地质勘探研究院提供的可行性报告，通过本次投入募集资金以及自有资金勘查找矿，将累计增加 113.882 吨黄金储量、57.594 万吨金属锑储量和 1.29 万吨金属钨储量。 2、公司将加大资源控制量，做大黄金，做

49、强锑钨 公司开采矿种主要为金锑钨共生矿，公司在长期生产过程中，在金锑钨及其共 （伴） 生矿的采选、 冶炼方面积累了丰富的经验， 拥有领先的金锑钨及其共 （伴）生矿精细分离选冶技术，金、锑、钨的选、冶经济技术指标多年来均达到全国行业领先水平。 这些技术优势使公司在国内黄金生产企业对金锑钨共生矿资源的控制及开采的竞争上处于领先地位。 正因为辰州矿业在处理金锑钨共生矿的独特优势，为开发金锑共生或者金锑钨共生矿创造了技术条件，从而使得公司近年来获得采矿权和探矿权越来越多， 并且有能力使公司未来保持每年增加 12 个资源基地的扩张态势。 公司在坚持金锑钨三种金属发展主线的同时，将优先做大做强黄金产业，公

50、 14 司黄金产量尤其是矿产黄金力争快速增加， 并进入全国黄金行业的前 5 名。中国锑钨产量占到全球的 70%左右，拥有较强的定价权，同时也是国家严格控制的稀有金属，公司是全球第二大锑生产企业，也是重要的钨生产基地，行业地位较明显。锑、钨属于小品种稀有金属，公司将重点突出自身在锑和钨行业的控制力，并延伸产业链，提高产品的附加值和盈利能力，力争成为锑、钨行业极有影响力的生产企业。 3、增加政府收入，富一方百姓 沅陵县工业不发达，财政收入较少，经费已显不足，政府机关干部、教师开资比较困难。 该矿的收入， 将大大地缓解地方财政困难，同时可安排几百人就业，带动运输、服务业等相关产业发展，为区域经济的发

51、展起到积极地推动作用，获取更好的经济效益， 也为今后的发展奠定了良好的基础， 更可为振兴地方的经济，做出贡献。 15 第 3 章 矿床地质 3. 1 区域地质简述 区域地层主要为前震旦系冷家溪群和板溪群， 岩性为一套滨海相、 浅海相复理石建造的浅变质板岩、砂质板岩和砂岩等互层状岩层，偶夹凝灰质砂岩、凝灰质板岩和白云质灰岩、泥灰岩。震旦系、寒武系砂、页岩。白垩系为一套厚层块状红色砾岩。 区域构造为一系列响水洞穹窿，仙鹅抱蛋穹窿、明月山穹窿等组成北东东向复式背斜构造，称为古佛山背斜。同时发育北东东向的沃溪逆断层、冷家溪逆冲断层、唐虎坪逆冲断层、唐家园逆冲断层。由这些穹窿和大断层组成本区北东东向构造

52、带，为控制沃溪金、锑、钨矿带级构造。 区域内岩浆岩不发育，分布稀少而零散。在沃溪矿区外围南东方向约 40km为大神山花岗岩株。此外，在矿区外围北东方向，有少量加里东期辉绿岩脉、煌斑岩脉分布，据研究与成矿关系不大。 3. 2 矿区地质 3. 2. 1 地层 矿区地层自下至上有： （柱状图如下图所示） 冷家溪群（Ptlj） ：为灰绿色板岩、砂质板岩夹细粒变质石英砂岩，砂岩及少许凝灰质砂岩，中至厚层状，板理发育。厚度大于 1250m，未见底。分布于矿区西南部，组成仙鹅抱蛋穹窿核部，有含金（白钨矿）石英脉产出，分布零散而小，与上覆板溪群马底驿组地层呈角度不整合接触。 板溪群（Ptbn） ：自下而上分为

53、两组： 马底驿组（Ptbn2m） ：为紫红色、灰紫色条带状板岩、砂质板岩、含钙板岩。中、上部有钙质条带及钙质“结核”，见于矿区 4#脉层位。主要由绢云母、石英、方解石、铁白云石、褐铁矿、绿泥石等泥砂质组成，岩层层理（板理） 、片理和劈理发育，是区内矿脉赋存层位。底部夹灰绿色板岩、砂质板岩及中细粒砂岩。厚约 630810m，分布于矿区中部呈东西至南东向展布。 五强溪组 （Ptbn2w） ： 为青灰、 灰绿色中至厚层变质纹带状长石石英砂岩，夹砂质板岩、板岩。厚约 520m，分布于矿区北部，呈东西向分布。与下伏马底 16 驿组地层呈断层接触。 上白垩系（K4） ：为巨厚层状红色、棕红色砂砾岩，最大厚

54、度约 210m，不整合覆盖于板溪群地层之上。断续分布于矿区的西端与北部。 3. 2. 2 构造 矿区位于仙鹅抱蛋穹窿北东翼，为一向北东弧形突起的倾伏单斜构造。 区内褶皱、断裂、层理、板理、节理和劈理发育，对区内成矿具有多级控制作用。 褶皱：主要为岩层沿走向及倾向均呈缓波状起伏， 形成一系列以十六棚公为中心的倾伏裙边式横跨褶曲。自西向东，依次为红岩溪背、向斜，鱼儿山背、向斜，粟家溪向斜，十六棚公西向斜、中背斜、东向斜，上沃溪背斜等级控矿构造。横跨褶曲波弧大小，开闭程度、倾伏方向控制着矿体的规模、展布和延伸方向。其中十六棚公西向斜随着延伸深度的增加，褶皱波弧逐渐收缩变小，至深部位,褶皱呈紧闭“V”

55、字型，轴向由北东 45逐渐向北东东方向偏转，轴向为北东 80，倾角 1220，呈上陡下缓。延深至-400m 时与中背斜复合，继而中背斜消失，以西向斜为主体继续向北东东方向侧伏延伸。 断裂构造： 沃溪大断层（F1） ：位于仙鹅抱蛋复背斜北翼，马底驿组与五强溪组接触面上，是纵贯矿区的压扭性逆断层，走向近东西，倾向北，倾角 28左右。走向长大于 20km，倾斜上表现为波形褶曲变化。据坑探工程揭露，断层面与下盘马底驿组紫红色板岩间界面清晰，中有断层泥厚 0.11.5m。该断层具多期活动特征。在矿区西翼对矿体有后期破坏作用。 层间断层：见于沃溪大断层下盘的紫红色板岩中，主要沿层间裂隙发育，产状与岩层基本

56、一致，区内发现有 2 条较大的层间断层，走向长 6505300m，倾斜延深可达 2500m 以上，西翼与沃溪大断层呈“入”字型构造相交，属压扭性断层。层间断层的主断层面为一层间剪切滑动面，有时在其上、下盘及其中可见120cm 厚的断层泥，断裂两侧常发育有伴生羽裂，多为网羽状矿脉充填。层间断层的规模和形态控制着蚀变带和 V1、V3、V4、等矿脉的矿柱、矿体的形态和规模。 横断层：区内横断层属成矿后断层，对矿脉破坏较小。较为常见有两组，以走向 NESW，倾向 NW 一组最为发育，倾角 3080不等。属张扭性正断层，常将矿脉切割呈阶梯状，断距 25m 及 2050m 较常见。其次走向 NW，倾向 N

57、E或 SW 的断层，断距一般在 15m 左右，对矿脉有一定的破坏作用。 节理：有平行层间断层的节理，有与层间断层成大角度相交的张节理及张剪节理。主要分布于：小型背斜轴部；两条层脉靠近部位；主脉与支脉分支、复合部位；层脉与大的节理脉相交的“入”字型构造内侧。大的张节理形成切层节理脉； 细小而密集的层节理的张剪节理群， 是赋存细脉带型矿体的有利构造部位。 17 18 3. 2. 3 岩浆岩 沃溪矿区范围内未见岩浆岩出露。 3. 2. 4 围岩蚀变 矿床近矿围岩蚀变有褪色化、硅化、黄铁矿化、绢云母化、碳酸盐化、绿泥石化、伊利石化以及叶腊石化等。 黄铁矿化：发育于脉内和近脉的褪色化蚀变岩中，呈浸染状细

58、脉、团块状、条带状产出。近矿黄铁矿化强烈，向两侧逐渐减弱。黄铁矿呈粗中粒星散浸染状分布，金矿化弱；呈半自形他形细粒浸染状、 细脉状、 条带状和团块状产出，则金矿化强。是矿床指示金矿化的重要标志。 硅化：分布于近脉褪色化蚀变岩中，硅化主要有两种形式：一是石英、玉髓等交代岩石中的绢云母、斜长石等矿物或原岩石英重结晶；二是石英或玉髓以细小脉体穿插于褪色板岩，其产状往往随断裂的发育程度而异。硅化作用在钨矿化阶段及金矿化阶段均较发育。当围岩的硅化作用强时，矿体的规模比较大，矿化作用也较强。当硅化作用与黄铁矿化、辉锑矿化相伴时，矿体的金锑矿化强烈。 3. 3 矿床地质 3. 3. 1 矿体特征 沃溪金（锑

59、钨）矿床赋存于板溪群马底驿组中上段紫红色绢云母板岩中， 含矿石英脉沿层间断裂、分支断裂及次级张剪裂隙充填。按产出形态可分为层脉、网状细脉（网脉）和切层节理脉三种类型。层脉规模最大，网脉次之。 层脉：含矿石英脉沿层间断裂充填， 产状与岩层基本一致，至鱼儿山矿段与岩层呈小角度斜切。矿区西部其矿脉走向近东西， 倾向北；从十六棚公矿段往东转向北西，倾向北东，倾角一般 2535，局部可达 4050。矿区有 3 条矿脉，自南往北（由下而上）依次为 V2、V1、 、V4、脉。在地表以连续出露的黄白色蚀变带为其特征标志，V4 脉为盲脉。层脉呈平行排列，其相邻间距 V1、V3较近，一般 420m，其它脉 508

60、0m，矿脉走向 3005300m，往深部受断裂及褶皱构造影响，越往深部走向越短。3 条脉中有 2 条脉赋存有工业矿体，矿体沿走向呈扁豆状、透镜状，单个矿体长 40350m，矿脉厚 0.202.5m。沿倾斜呈板柱状，倾斜延伸 1802500m 以上。矿柱之间无矿带间距 50500m。十六棚公矿段的 V1、V3、V4 脉均呈东、中、西三个矿柱分布，空间位置上呈上、下重叠出现。V3 脉东矿柱至-250m 尖灭，西矿柱 V3、V1 脉深部随倾伏向斜褶皱弯曲成 19 “V”字型；深部矿体（V3）随西向斜倒转而矿脉随之倒转呈紧闭的“V”字型，其向斜轴由北东向东偏转与中矿柱复合随之中矿柱消失， 而以西矿柱为

61、主继续向深部延伸。鱼儿山矿段为矿区 V1 脉西延部分，产于沃溪大断层下盘马底驿组紫红色板岩中，直接与沃溪大断层相交。详见下表 3-1。 表 3-1 沃溪矿区矿脉(体)规模统计表 脉号 地表蚀变带长度(m) 矿柱 个数 单个矿体走向长度(m) 单个矿体倾斜 延深(m) 平均厚度(m) Au(g/t) Sb(%) WO3(%) V1 5300 11 35-220 180-2010 0.47 5.45 2.08 0.22 V3 1100 6 75-190 550-2500 0.52 8.73 3.01 0.24 V4 50 4 50-350 590-1420 0.52 9.13 3.55 0.55

62、网脉： 多指平行于层脉或沿层脉两侧不同方向羽状张剪裂隙充填的含矿石英脉，单脉长 0.45m，厚度不均匀，呈网格状、树枝状、帚状或层间细脉，与蚀变围岩组成厚大的细脉带矿体。矿体形态受构造控制，呈似层状、扁豆状，楔状等。矿体走向长 20200m，倾斜延伸 50300m，厚 38m，最厚可达 20m 左右。网状细脉带矿体主要发育于两层脉相邻部位、层脉与节理脉相交的“入”字型构造部位，层脉分支复合部位和波状褶曲的背斜轴部。与层脉矿体具有相同的矿物组合，围岩蚀变等矿化特征，多以含金为主，属同源成因的不同形态矿体。网脉矿体与围岩界线不明显，要靠取样化验圈定， 一般品位较低， 但由于厚度大，其规模占全区资源

63、储量的 30%左右。 节理脉：含矿石英脉充填于切层张裂隙中，规模小，一般产于层脉下盘或两条层脉之间，走向长 1050m，倾斜延伸 1060m，厚 0.21.5m，倾角较陡（一般 3070） ，在空间上受层脉限制，只向一侧延伸，矿体比较短小，但品位较富。 3. 3. 2 矿石质量 矿石矿物组成及其含量 矿石矿物主要有自然金、 辉锑矿、白钨矿、钨铁矿、黄铁矿；其次为方铅矿、闪锌矿、黄铜矿；少量毒砂、方锑金矿等。脉石矿物有石英（占 80%以上） ，其次为方解石、铁白云石、绿泥石、绢云母及少量叶腊石、伊利石、高岭土等。次生矿物有褐铁矿、水绿矾、锑华等。 矿石化学成分 矿石主要化学成分见下表 3-2，从

64、上表中可以看出，矿石中有用元素为金、锑、钨，有害元素为砷、铅。 20 矿石的结构、构造 矿石主要结构有：中细粒自形半自形结构、他形粒状结构、嵌锒结构、溶蚀结构、交代残余结构、压碎结构、聚片双晶结构、花岗鳞片结构、次生加大结构等。 常见的矿石构造有：条带状构造、角砾状构造、块状构造、网脉状构造、浸染状构造等。 表 3-2 沃溪矿区矿石主要化学成分表 项目 SiO2 Al2O3 Fe2O3 FeO MnO CaO MgO TiO2 K2O 分析结果(%) 77.50 6.34 2.52 1.59 0.16 1.17 0.66 0.19 1.13 项目 Na2O H2O+ H2O CO2 S Sb

65、WO3 P AS 分析结果(%) 0.40 1.45 0.21 0.42 3.4 2.91 0.45 0.06 0.016 项目 Au Cu Hg Zn Pb 分析结果(ppm) 9.47 56 0.36 12 34 主要有用组分的赋存状态 自然金：是矿区主要经济矿物。经 20 个样品的电子探针或化学分析，金的成色 977999.5之间， 平均为 994.76， 含银在 0.22.3%之间， 平均 0.53%。自然金呈不规则粒状、片状、树枝状、环带状、乳滴状、圆粒状等，主要赋存于石英（69%） 、黄铁矿（20.5%）的微裂隙、晶面及边缘；其次赋存于辉锑矿边缘并被交代或包裹；少数赋存于白钨矿、钨

66、铁矿、绿泥石、闪锌矿、毒砂、方铅矿、黄铁矿、 伊利石和方解石中。 自然金粒度一般较细， 0.22mm 的可见金约占 18%；0.05mm0.2mm 的显微金约占 46%；其余 36%为次显微金或少量的晶格金。次显微金多呈小圆球状、链状、微粒状，赋存于黄铁矿、辉锑矿、石英、白钨矿的微裂隙、晶隙和晶面间，或被伊利石破碎晶体吸附。根据物相分析矿石中自然金及连生金占 78.35%，包裹金及晶格金为 21.65%。 辉锑矿：呈铅灰色，早期呈他形至半自形的不规则粒状和块状，第二世代呈自形的针状、毛发状、板柱状产状。粒经 0.0142mm，呈条带状、浸染状、细脉状充填于石英裂隙中， 或呈致密块状集合体的辉锑

67、矿脉， 或呈网状充填胶结围岩角砾，胶结交代石英、白钨矿、黄铁矿等早期矿物。据辉锑矿单样分析：Sb：70.481%，S：27.92%，Sb+S:98.33%，Au：0.7532ppm，As：190560ppm，pb：125ppm，Zn：180ppm，Hg：3.1ppm，Se：23ppm，Te：01PPm。 白钨矿：呈白色、淡黄褐色，半自形他形晶，不规则粒状、团块状和细脉状产出。粒经 0.018mm。充填交代于石英裂隙或钙质板岩中，常被后期石英、黄铁矿、 辉锑矿切割、 交代和胶结成角砾状构造。 白钨矿的化学成分： WO3： 80.24%， 21 Ca： 19.23%， 含微量元素： Au： 0.1

68、20ppm， Ta2O5： 2PPm， Cu： 5ppm， MnO： 20ppm，Tfe：170ppm。白钨矿主要赋存于顶部层位矿脉和矿脉中、上部。 钨铁矿：呈自形半自形晶，细粒板状、细脉状、星点状产于石英脉或近矿围岩蚀变中，交代、切割早期石英，与白钨矿常见互相交代切割现象，而被中、后期石英、黄铁矿和辉锑矿所贯穿和交代。在矿区东部钨铁矿较少见，往西逐渐增多，至鱼儿山矿段及西矿柱以西，矿脉中钨铁矿含量增加。据电子探针分析：含 WO3：76.21%，FeO：22.1%，MnO2：0.98%，Au：0.55PPm，Nb2O5：100PPm，TAl2O5：80ppm。 有害元素主要为砷，含量 0.06

69、%，由于含量低，不影响有用矿物的选、冶性能。其次为铅，仅局部赋存有方铅矿，含量 0.53%左右，只要冶炼时加除铅剂即可。 矿石类型 按矿物共生组合，矿石自然类型可分为：自然金黄铁矿石英型、自然金辉锑矿黄铁矿石英型、自然金钨铁矿石英型（主要发育于鱼儿山矿段西部） 、自然金白钨矿辉锑矿黄铁矿石英型、自然金白钨矿黑钨矿黄铁矿石英型以及白钨矿石英型等。 含金破碎蚀变板岩型：主要发育于靠近沃溪大断层的西部矿段。含金、锑、钨石英脉型，为矿区主要工业类型。 矿体围岩及夹石 矿区主要为含金锑钨石英脉型、石英网脉型矿体，沃溪坑口顶、底板围岩及夹石均为紫红色板岩；矿体赋存于沃溪大断层下盘，顶板距沃溪大断层下盘 0

70、3m，顶板岩石主要为紫红色板岩、断层泥、灰绿色长石石英砂岩（断层泥厚 0.051.2m） ， 据钻孔资料，沃溪大断层厚度 20130m， 矿体底板围岩为紫红色板岩。紫红色板岩呈薄至中厚层状。 矿石加工技术性能 经多年来生产实践证明：矿石可选性较好，采用重浮联合流程，2003 年末矿石入选品位 Au：5.37g/t，Sb：1.79%，WO3：0.217%，尾矿品位金 0.49g/t，锑 0.05%，钨 0.05%，选矿回收率金 90.93%，锑 96.96%，钨 73.26%；2004 年末矿石入选品位 Au：5.41g/t，Sb：2.01%，WO3：0.22%，尾矿品位金 0.51g/t，锑0

71、.056% ，钨 0.043% ，选矿回收率金 91.6% ，锑 97.3% ，钨 73.38% 。19782004年：选矿回收率平均金 87.2% ，锑 96.05% ，钨 71.14% ，达同行业领先水平。 22 3. 4 矿区水文地质及开采技术条件 3. 4. 1 矿区水文地质 矿区属低山区，地形较陡，地势南高北低，海拔高程 204470m 之间，相对高差 266m。区内溪流，东有沃溪、西有石床溪，自南向北分别流经矿区东部十六棚公、上沃溪矿段和西部鱼儿山矿段。沃溪流量：0.005616.3m3/s。平均流量 0.746m3/s；石床溪流量：0.0541.23m3/s，平均流量 1.225

72、m3/s。流量大小受降雨量影响。 矿区属亚热带温湿气候。年降雨量 14682359mm，日最大降雨量 300mm 以上。每年 47 月为雨季。 矿体上、下盘围岩均为浅变质的紫红色板岩，岩性致密，为不透水层。根据钻孔简易水文观测：最大冲洗液消耗量为 0.020.4L/s。矿脉近地表 40m 以内，矿脉上、下盘紫红色板岩单位涌水量为 0.00420.023L/sm，单位注水量为0.0000020.00038L/sm，渗透系数为0.0164m/d。 矿坑涌水，主要来自近地表浅部老窿开采区的渗流，地层和构造裂隙渗透，个别钻孔封孔不良引起的矿坑涌水（如 zk/94 孔导通矿坑后，涌水量达1.51m3/h

73、） 。矿坑涌水，由大气降雨补给，涌水量的大小随大气降雨量的大小和时间长短有关，主要为浅部矿坑的渗漏涌水。年矿坑涌水量130150 万 m3，平均为 168m3/h，其中沃溪坑口七中段以上，降雨期的二、三季度涌水量大，干旱季涌水量小，说明大气降水通过地表裂隙和老窿、 采空区渗涌所致。 下部各中段涌水量基本一致。见沃溪坑口矿坑涌水量统计表3-3。 表 3-3 沃溪坑口矿坑涌水量统计表 项目 矿坑涌水量(m3) 全年 一季度 二季度 三季度 四季度 全坑合计 1472435 222394 450515 496989 302537 其中： 7 中段以上 417281 2201 183225 18668

74、0 45175 816 中段 388637 81041 103640 112485 91471 1720 中段 364359 80675 70624 100628 112432 21 中段以下 302158 58477 93026 97196 53459 综上所述，矿区水文地质条件属简单型。 3. 4. 2 开采技术条件 工程地质 矿区金锑钨共生石英脉型矿床为缓倾斜薄矿脉，矿体主要赋存于马底驿组 23 紫红色板岩的层间断裂及其次级羽状裂隙中。 主要岩石有四种： 一是紫红色板岩呈薄至中厚层状，是区内主要围岩；二是蚀变板岩，由紫红色板岩受热液作用的产物，紧接矿体上、下盘，厚度从数十厘米至数米，个别

75、厚达 20m；三是含金锑钨石英脉，四是断层泥。岩石的物理力学参数见表 3-4。 表 3-4 沃溪矿区主要岩石物理力学参数 岩石类型 强度（g/cm2） 弹模 泊松比 凝聚力(g/cm3) 内摩擦角 （度） 容重(g/cm3) 抗压 抗拉 抗剪 紫红色板岩 440860 3164 405604 39.757.7 0.210.27 260320 2060 2.77 蚀变板岩 512856 3033 383429 3156 0.27 270330 2060 2.79 石英脉 4401200 12 8401239 33.648.6 0.20 643690 1920 3.76 长石石英砂岩、断层泥经 5

76、5 块样 9 块切磨均未成功。 矿体围岩属中等稳固， 由于断层、 层理与节理等软弱构造影响岩体的稳定性。软弱结构面控制岩体失稳的主要模式：一是沿结构面的剪切滑动；二是软弱结构面与开挖临空面构造的楔形岩块冒落。 前者由开挖引起的压应力集中造成的剪切破坏，其破坏过程比较缓慢，给岩体工程维护造成困难，但不是造成井下事故的原因。第二种破坏模式是造成开挖工程和开采过程井下事故的主要原因。因此，开挖过程中，巷道掘进要进行钢筋结构水泥胶结支护，开采要严格按采矿设计控制开挖面，对采空区要进行水泥砂石密实胶结充填，以保证井巷工程和矿床开采的持续生产和安全。 环境地质 矿山开采中主要污染源有：井下采出的废石，选矿

77、尾砂水中的悬浮物，冶炼鼓风炉产生的 SO2、锑锍渣、纯炉产生的砷碱渣。通过对采出矿石利用荒山定点堆放，选矿尾砂建有专门的尾砂库堆放。对 SO2、废水、尾砂水的综合治理，空气质量达到 CTB3095 96环境空气质量标准二级标准，矿区饮用水符合CTB5749 85生活饮用水卫生标准。 对鼓风炉产生的锑锍渣，经锑锍回转窑二次回收利用，以及对砷碱渣的仓库密封堆存，做到无害化处理。矿山三废处理工程 2000 年 10 月经#环保部门验收合格。矿山由于深部开采，多年来未引起任何地表变形等地质灾害的发生。 24 3. 5 矿床地质勘探工作及深部探矿 3. 5. 1 以往地质勘探工作 沃溪金（锑钨）矿区开采

78、历史悠久，早在 1875 年便开采砂金，1895 年发现辉锑矿，1898 年开始私营公司组织锑矿开采。1946 年发现白钨矿，随之开始转入以钨、锑为主付产黄金的民窿式开采。当时矿区未进行地质勘探工作。 1950 年 5 月矿山收归国有，矿区才开始有计划、有步骤地开展地质勘探工作。1953 年 4 月，湖南有色分局抽调技术力量和设备成立矿山勘探队，与中南勘探公司钨锡钼预查队共同对矿区进行勘探，于 1957 年提交有湘西钨矿 1957年勘探工作报告 ，共探获 B+C 级矿石量 221kt，金属量 WO3：1184t，Sb：262t。 19571964 年由#冶金 237 队在矿区进行较为系统的勘探

79、和外围普查工作，1965 年 1 月，提交了沃溪钨锑金矿区中间性勘探报告 ，该储量报告经#冶金分储委审查批准以“76湘冶储字第 05 号文”批复，批准 B+C+D 级矿石量1179kt，金属量 Au：9718kg，Sb：47000t，WO3：5372t。 1965 年1978 年，湖南冶金 237 队转入矿区近围上沃溪、鱼儿山矿段的评价和外围普查工作，1973 年 5 月至 1975 年 12 月，共施工钻探进尺 21059m（111个孔） ，采样 793 件，于 1976 年 2 月提交#桃源县沃溪金锑钨矿区鱼儿山矿段储量报告书 ，探获 C1+C2 级矿石量 947kt，金属量：金 5718

80、kg，锑 10840t，三氧化钨 2653t（提交报告未经批准） 。 1981 年 7 月至 1984 年 7 月，武警黄金 16 支队（原湖南冶金 237 队）对鱼儿山矿段进行了补充勘探验证， 1985 年提交#桃源县沃溪金锑钨矿区鱼儿山矿段补充地质勘探报告 ，经#储委审查，1986 年以“湘储决字第 65 号”批复，批准 B+C+D 级矿石量 868kt，金属量 Au：5975kg，Sb：10030t，WO3：1728t。 矿山在生产的同时， 一直重视矿山生产探矿和矿床的研究工作， 先后发现了不同矿石类型的矿脉，增加了矿山保有储量，缓解了后备资源储量紧张的局面；通过与多家科研院所的合作，完

81、成了多项与找矿相关的课题，对矿山深、边部及其近围的探矿均有一定的指导作用。 3. 5. 2 矿山开采现状及深部探矿 1. 矿山开采现状 沃溪金（锑钨）矿区自东往西分为上沃溪、十六棚公、粟家溪与鱼儿山等四个矿段，现有沃溪坑口与鱼儿山坑口两个采矿区。 沃溪坑口为主要生产区，开采地段为十六棚公、粟家溪、上沃溪矿段，年出矿规模 202kt（2005 年） ，沃溪坑口目前的开拓深度以达 18 中段（-160m 标高） ， 25 采矿深度已达到 16 中段（-110 m 标高） 。依据矿山生产探矿资料、化探异常以及矿山深部探矿预测科研成果，证实了矿体具有连续稳定延伸（深）的趋势。 2 .矿山深部探矿 矿山

82、深部探矿的目的及意义 是矿山持续发展的资源保障 沃溪矿区开采的金（锑、钨）矿床为层控中低温变质热液石英脉矿床，规模为大型金、锑、钨共生矿床，矿体具顺层产出，沿倾斜方向连续稳定、延伸深度大的特点。沃溪坑口深部主要层间矿脉有 3 条，自下而上依次为 V1、V3、V4、脉，彼此呈平行排列，矿脉群走向长 5005000m，由于受断裂和褶皱的控制，矿脉由上部的近东西走向转为近南东向，倾角一般为 2535，局部达 4070；矿体平均倾角为 28；在倾斜方向，随褶皱侧伏方向连续延深在 3000m以上。 矿山深部(16 中段以下)探矿的主要坑道探矿地井 V3#脉探矿地井， 并已下掘18 中段以下，其中 20、

83、22 中段的坑、钻探工程已基本上控制住矿体，证实了矿体具有连续稳定延伸（深）的趋势，并预计 36 中段（-610m）标高以下仍有远景储量。 是矿山生产正常接替的必然结果以及辰州矿业有限公司稳步、快速发展的战略部署。 沃溪矿区是#矿业有限公司的矿产资源和采矿基地, 其中沃溪空口占公司本部出矿能力的 80%左右。目前，矿井的上、中部资源已基本采完（仅保有低品位矿石） ，80%以上的出矿能力集中到深部采区。 深部探矿范围、网度及其手段 沃溪坑口的勘探工作，主要在十六棚公矿段深部及中上部两翼东至上沃溪、西至粟家溪矿段，开拓探矿最低标高-610m（36m 中段） ，36m 中段以上资源储量已基本探明。

84、根据沃溪矿区矿体多呈走向长 50350m，倾斜延伸 8002500m 以上的板条状矿柱，矿体沿走向膨胀、狭缩和分支复合变化较大，厚度变化系数为 80%，品位变化系数为：Au：115%；Sb：169%；WO3：327%。沿倾向较沿走向稳定，厚度变化系数为 71%，品位变化系数为：Au：110%；Sb：148%；WO3：283%；矿体沿走向或倾斜均有无矿带出现，成矿后断层对矿体的破坏较多。因此，根据岩金（DZ/T0205-2002 ）和钨矿（DZ/T0201-2002 ）地质勘探规范，确定矿床为第勘探类型，并以此确定勘探网度和工程间距，采用段高 2025m（沿倾斜 4060m）的沿脉坑探，控制矿脉

85、沿走向的变化；并以 40100m 的生探沿脉天井，控制矿体及其品位变化和圈定矿体。 厚矿体以 2050m 小穿脉和坑内水平钻进行控制。在矿脉断失部分，平行脉或分支脉，则先用坑内水平钻进行控制性探索，矿 26 化好再用坑探进行控制和圈定矿体。 沃溪坑口坑探进尺共计 21240m，其中地质探矿 13110m，生产探矿 8130m；坑内钻探进尺 11720m，其中立钻 550m，水平钻 11170m。 沃溪坑口 16 平巷36 平巷范围内资源储量已基本控制， 可供矿山生产利用，本次设计作为矿山保有资源储量，36 平巷以下范围资源储量作为本次设计深部探矿预获资源储量。 3. 6 矿区储量 3. 6.

86、1 工业指标 依据冶金工业部黄金管理局“（80）冶黄生字第 145 号文”批复，沃溪矿区资源储量估算所采用工业指标如下（表3-7） ： 表 3-7 沃溪矿区资源储量估算工业指标表 指 标 Au(g/t) Sb(%) WO3(%) 备注 边界品位 1.50 0.80 0.12 三种金属元素中， 一种元素达到工业指标， 三种元素均列入基 块段最低工业品位 3.00 1.50 0.20 块段最低 mg/t 值(%) 1.80 0.90 0.12 边界 m 百分比 1.20 0.45 0.06 最低可采厚度（m） 0.60 3. 6. 2 矿山累计探明地质资源储量 沃溪坑口的地质勘探工作经历自营勘探冶

87、金勘探自营勘探的过程， 依据#国土资源厅资源储量检测统计结果和公司提供的地质勘探生产探矿资料，矿山累计探明地质资源储量详见表 3-8。 表 3-8 沃溪坑口累计探明地质资源储量表 区段号 资源储量编码 矿石量（kt） 金属量 Au（kg） Sb（t） WO3(t) 沃溪坑口 111b+122b+333 6227.0 47456.0 213759.0 29268.0 根据本次设计的要求，沃溪坑口 16 中段以下深部矿体的储量为累计探明的三分之二，为 4151 kt。依据公司现在各种生产指标、经济指标，对矿区生产系统内低品位矿石综合利用无论从技术上还是效益上都是可行的， 因此本次设计利 27 用资

88、源储量包括沃溪矿区保有资源。 3. 6. 3 矿区保有资源储量 依据#有色地质勘查研究院提交的 #矿业股份有限公司所控矿权金锑钨资源勘查项目可行性论证报告 ， 截止到 2006 年沃溪矿区保有资源储量详见下表3-9。 表 3-9 沃溪矿区保有资源储量表 3. 6. 4 低品位矿石综合利用 #矿业股份有限公司 （原#湘西金矿） 所在的沃溪金锑钨矿区是一个罕见的特大型金锑钨共生矿床， 矿山已有 130 余年的开采历史， 属我国早期十大黄金生产基地之一，是国家目前二十家“吨金”企业之一，#最大产金公司、第二大产锑钨公司，2005 年产黄金 2292kg，精锑 11028t，仲钨酸铵 1263t。 因

89、矿山开采历史长，受特定时期生产技术水平、经济技术指标等影响，历年来残留了大量的低品位矿石 （其品位为 Au： 13g/t、 Sb： 0.51.5%、 WO3 ： 0.120.2%，以下相同。 ） ，随着公司生产技术水平的进步（公司选矿金、锑、钨的综合回收率分别达到 90%、97%、70%以上） ，加之三种矿产品市场价格的稳步上升（目前三种矿产品的价格分别达到金 15 万元/kg、锑 4.5 万元/t，钨 10 万元/t） ，使得开采这一部份矿石已经成为可能。为了充分利用不可再生的矿产资源，也为了增长矿山保有资源储量，增加矿山经济效益，延长矿山服务年限，#矿业股份有限公司从今年（2006 年）开

90、始着手低品位矿产资源保护与合理开发利用项目立项申请工作， 开展了沃溪矿区低品位矿石及难以开采矿石赋存状况、 空间分布及保有资源储量调查，并提交了资源储量报告。 矿区名称 资源储量类型 矿石量（t） 品位 金 属 量 WO3（%） Sb（%） Au （10-6） WO3（吨） Sb（t） Au （kg） 沃溪矿区 合计 2160257 0.49 3.61 7.93 10491 78035 17135 111b 1457521 0.53 4.75 8.89 7691 69287 12953 122b 428341 0.48 1.94 7.42 2068 8315 3178 333 241491 0

91、.29 0.17 3.88 712 406 938 331 14333 0.04 0.07 2.06 6 10 30 332 18571 0.07 0.10 1.96 13 18 36 28 第 4 章 矿床开拓 4.1 矿山开拓系统现状 #矿业股份有限公司 （由#湘西金矿改制建立） 是一个已有一百三十年开采历史，集采矿、选矿、冶炼为一体的国有综合性矿山企业。沃溪矿区为其主要生产区，分为鱼儿山、沃溪两个坑口，矿区目前采矿实际生产能力鱼儿山 200t/d，沃溪坑口 600t/d。主要介绍沃溪坑口： 矿井开拓系统已至 16 中段（-110m） ，开拓垂深 350m。矿石和废石由 1#主斜井提升运输

92、。16 中段以上，由竖井提升人员，设备和材料。通风在矿体东、西两翼设东风井和西风井作为回风井。从+170m 标高向下，每隔 25m 设开拓运输中段。 4.2 阶段高度的确定 4.2.1 阶段高度 阶段高度是地下开采的一个重要参数， 影响阶段高度的主要因素有地质、 技术、经济。合理的阶段高度，应满足矿山地质因素和技术因素的条件下，使均摊于每吨矿石的与阶段高度有关的基建费和生产费之和为最小。从上述地质部分描述来看，矿山现采用的 25m 为一个中段比较合理，阶段斜长为 50m 左右，符合矿山现在的发展趋势。 4.2.2 按阶段开拓和采准时间计算出阶段高度 在一定矿山年产量的条件下，增加阶段高度可以改

93、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至每吨矿石上的数额； 并可使阶段回采时间增长， 为新阶段的建立赢得了时间， 并对开采阶段的回采时间有必要的超前关系，依此公式来确定最小阶段高度minH。 SAWtH)1 (min （4-1） 式中， minH计算出最小的阶段高度 29 S矿床的水平面积，相当于同时开采的采场面积，S=2162.52m A矿山年产量， at /， tA41018 W开拓和采准时间对回采的超前系数，一般取5 . 1W t下一阶段开拓、采准所需时间，取3t年 矿石的贫化率，% %10 矿石体重， 3/63. 2mt 矿石回收率， %95 将数据代入得：

94、 %9563. 25 .21621610%)101 (35 . 1184minH mH8 . 7min 因为 7.825，所以，设计仍沿用现在的阶段高度25m. 4.3 矿山生产能力 4.3.1 矿山工作制度 设计矿山采用年工作 300d，每天 3 班，每班 8h 的工作制度。 4.3.2 矿山生产能力 根据地质部门提供的地质资源储量求， 并依据矿床开采技术条件、 所推荐的采矿方法、矿山装备水平，设计采用同时工作矿块数计算矿山生产能力，并进行有关技术校核验证，确定水压支柱护顶壁式崩落法开采600t/d。 （1）按同时回采矿块数计算矿山生产能力 式中，A矿山生产能力，t/d； N可布有效矿块数，

95、个； q矿块生产能力，t/d； K矿块利用系数； Z副产矿石率，%； 计算结果见表4-1。 ZNqKA1 30 表 41 按同时回采矿块数计算矿山生产能力 坑口 中 段 可布矿块数 （个） 有效矿块利用系数 回采 矿块生产能力 地质影响系数 副产矿石率 (%) 中 段 生 产 能 力 (吨/d) 17 平 20 0.4 8 40 0.9 10 352 18 平 15 0.4 6 40 0.9 10 264 19 平 0.4 0.9 10 按阶段内单个矿体允许同时回采采区数计算矿山生产能力 式中，A生产能力，t/d； n同时回采阶段数，取 1； N阶段内允许同时回采的采区数，取 2 个； q采区

96、生产能力，取 320t/d； 采区备用系数；取 1.0 Z副产矿石率，取 10% 综合分析 通过以上计算及验证可以看出沃溪坑口，可布有效矿快数较多，矿量较大,可以形成 600t/d 左右生产能力；矿体采用壁式崩落法回采，矿体一个中段回采时可以达到 711t/d 的生产能力，所以能够形成 600t/d 以上的设计生产能力。 4.4 矿山年产量的校核 4.4.1 矿山设计年产量 矿山设计年产量为 18 万吨，日产量为 600 吨/天。 4.4.2 按合理开采顺序同时回采矿块数验证矿山生产能力 按合理开采顺序同时回采矿块数验证矿山年产量，根据公式： z-1)(2211tEKqNqNnA （4-3-1

97、） 式中， A矿山年产量， t/a n同时回采阶段数， 1n 1N阶段可布矿块数， 20个 ZnNqA1dtznNqA/7111 . 010 . 1320211 31 1q采区生产能力， 1q= 300dt / 2N 阶段可布矿柱数， 2N=1 个 2q矿柱生产能力， q2= 20dt / E地质影响系数， E=0.9 K矿块利用系数， K=0.4 Z副产矿石率， Z=10% 备用系数， =0.9 t年工作天数， t=300 天 代入数据得： %1013009 . 03 . 09 . 0) 12020300(1A A =48.7 万吨/年 而设计的年产量为 18 万吨/年， 故按上式公式较核可

98、知， 矿山的年产量符合要求，适合采用。 4.4.3 按矿床开采年下降深度确定验证矿山年产量 根据公式： 121EKKVSA （4-3-2） 式中， V回采工作年下降深度，am/ amV/25 S矿体开采面积， 2m 22500mS 矿石体重， 3/mt 3/63. 2mt 分别为矿石回收率和贫化率， % %95 %10 E地质影响系数， 9 . 0E 21KK倾角和厚度修正系数， 一般取2 . 1 代入数据得： %1019 . 02 . 12 . 195. 063. 2250025A =22.5 万吨/年 按设计的年产量 18 万吨/年计算， 按矿床年开采下降深度确定验证矿山年产量较核设计的大

99、，故满足要求。 4.4.4 按及时准备新阶段验证矿山年产量 根据采矿设计手册.矿床开采卷可知以下公式： 32 )1 (1zTKQKEA （4-3-3） 式中， Q回采阶段设计采出的工业矿量，t410 tQ4151333 zT新阶段的准备时间， 一般取 3 年 1K准备工作超前系数（1K=1.2-1.5）一般取 1.5 K矿石回收率， 取 %95K 废石混入率， 取 %10 其余的符号与前面的一样，代入数据得： %)101 (35 . 19 . 0%954151333A 2 .82A万吨/年 虽然较设计的结果大，但还是基本上符合要求，因此矿山设计年产量比较合适。 4.5 矿山服务年限 根据采矿设

100、计手册.矿床开采卷和地下矿山设计原理可知，矿山服务年限与其生产能力存在下列关系： )1 (AQKT （4-4-1 ） 式中， T矿山经济合理服务年限 Q矿山工业储量， tQ4151333 K储量利用系数， 取96. 0K A矿山设计年产量， 18A万吨/年 代入数据得： %)151 (101896. 041513334T 1 .26T年 26年 根据设计利用储量，所确定的矿山生产规模，计算的矿山服务年限开采设计计算服务年限为 26 年。从目前所掌握的地质资料分析，各矿区深部储量有进一步增加的可能，予获储量数量较大，矿山服务年限有可能进一步延长。 33 4.6 开拓方案的选择 4.6.1 选择依

101、据 矿床开拓方案的选择是矿山总体设计中重要组成部分之一， 选择的矿床开拓方案必须符合国家颁布的有关技术经济等方针政策，基本要求如下： 1. 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、充填等矿山服务年限。 2.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。 3.基建工程少，投资省，经济效益好。 4. 不留和少留保安矿柱，以减少矿石损失。 5. 地表总平面布置应不占或少占农田。 4.6.2 开拓方案考虑的问题 （1）为了合理开拓 16 平以下深部矿体，矿床开拓实施方便快捷，效益明显，应选择成熟、可靠的工艺流程，尽量采用国产设

102、备，使企业充分利用我国在推广国产化设备方面的优惠政策， 提高劳动生产率和企业经济效益。 充分考虑矿区自然地理环境和矿体特征， 最大限度地节约投资、 降低成本。 严格执行相关的规程、规范和上级主管部门的有关规定。 贯彻执行确定的质量方针， 严格按质量保证体系文件的要求开展设计工作， 精心设计， 不断优化设计方案， 确保设计技术先进、安全、可靠、建筑周期短、投资省、见效快、成本低、经济效益好。 （2）储量报告： 矿区地理座标为：矿区地理座标为：东经 11053，北纬 2832。行政区划隶属#沅陵县官庄镇管辖。矿区有 6km 专用公路与 319 国道官庄站连接，北东距石长铁路常德 113km。矿区经

103、济以矿业发展为龙头，带动周边经济的发展。其中农业欠发达，由于得天独厚的旅游资源，其旅游业较发达。石材、砖、砂、木材等建筑材料较丰富，因此建筑材料供应和劳动力供应都比较丰富。 矿床地质条件：按照设计要求，沃溪坑口主要有三条矿脉，从地表一直延伸到 16 中段以下， 厚度 0.82.0m 左右， 矿岩稳固性好， 矿石储量 415.1333 万 t。矿石岩性为，矿岩坚固，抗压强度 80.9138.2MPa，f=814，含硫量 1.19，无自燃性和结块性。矿体为石英岩网脉矿体，倾斜产出，倾向南东，倾角一般3045。 34 4.6.3 提出开拓方案 （1）开拓方案提出： 分析了上述资料，根据十六中段以下矿

104、体赋存条件、矿山地形、地表设施分布和矿山生产能力等， 综合以上 5 种考虑的因素， 在技术上可行的三种开拓方法：（注：地表至 16 平采用矿山现有的开拓系统主斜井与副竖井联合开拓） 第一方案： 盲竖井延伸开拓 采用双竖井开拓，从 16 平的离矿脉不超过 20m 的地方打竖井，通过石门连接到矿体，净直径 4m，井深 235m，主竖井用于提升矿石至 16 平，副井用于运送人员和材料，废石，兼作风井。如下图 4-1 图 4-1 第二方案：盲竖井与盲斜井联合开拓 考虑到 16 平以下是深部矿体，盲竖井选做副井负担材料设备提升，盲斜井为主井负担矿石的运输及人员的提升。竖井为一直径 4m3 号双层双罐笼井

105、，井深235m 至 21 中段，由卷扬机 2.5m 功率 310KW 提升，提升能力为 20 万吨/年。图 35 图 4-2 第三方案：双盲斜井开拓 矿脉倾角 30o45o度，属于倾斜矿脉。现用矿山的竖井（至 16 平）做副井提升材料和运送人员，利用该矿已有的主斜井运输矿石（至 16 平） ，16 平以下利用双盲斜井继续延伸后到矿体，再用斜井串车提升。矿石和废石由 1#盲斜井提升运输，2#盲斜井运输做为副井运输材料，并新开出一条出风井。盲斜井总长1086m（至 36 平） ，断面 7.5m2。双盲斜井处于同一层位。图 4-3 上述三种方案中， 第一方案双盲竖井从赋存条件来看， 一般是开采矿体倾

106、角大于 45o，或倾角小于 15o而埋藏在较深的矿体，不适合开采倾斜矿体；另外，盲竖井经济成本高，投资大。开拓工程量大，基建工程量大，不适用。第二方案主盲斜井与竖井联合开拓，考虑到开采深部矿体，虽然采用联合开拓可以提高矿井的生产能力，但明竖井与沿脉运输巷连接的石门太长，开拓工程量大。而第三方案采用了双盲斜井开拓，斜井的倾角基本与矿脉的倾角相同。采用斜井串车提升，从 16 平以下通过斜井延伸开采深部矿体，基建工程量小，投产快，成本低，能充分利用矿山现有的开拓系统。所以不管从技术上、经济上都优于一种方案。第一种方案被否决。 36 （2）技术比较： 由于第一种方案盲竖井开拓开拓工程量大，并且投资大，

107、收效慢，因此方案不合理，可予删除。 第二种方案： （如图 41 所示） 方案说明：该方案根据实际情况充分利用矿区场地布置，矿石运输方便。人行、材料、运输方便，有利于通风安全。缺点是盲竖井开拓工程量较大。 第三种方案： A： 对于-110m 以下的深部矿体，开采难度大，开拓工程量大，在 16 平以下通过盲斜井继续开拓延伸，缺点是开拓工程量大，施工不变。斜井维护所需工程量大。 B：各个中段采出的矿石经过主盲斜井提升至 16 中段，在从 16 中段经主斜井提升到地面，对提升系统的设计要求高。副盲斜井主要是运输材料和做为井下进风井。 （3）技术经济比较内容： 表 4-1 开拓方案技术经济比较表 序号

108、项目 单位 方案二：盲竖井和盲斜井联合开拓 方案三：盲斜井延伸开拓 工程量 投资 （万元） 工程量 投资 （万元） 一 可比井巷工程 1 盲竖井井筒及硐室 m/m3 500/6280 207.86 2 盲竖井井底车场 m/ m3 120/541.78 36.40 3 盲斜井井筒及硐室 m/ m3 1086/5430.2 362.7 1086/5430.22 362.72 4 各中段平巷及联络道 m/ m3 9629/46604.4 1465.71 3395.6/16570.8 521.14 5 盲斜井井底车场 m/ m3 424/4541.78 136.40 76/366.15 24.46 三

109、 可比设备投资 1 提升设备及设施 385.26 253.42 2 井下运输设备 127.00 127.00 3 电控设备 102.6 93.4 四 可比总投资 2719.49 1744.82 五 优缺点比较 优点 提升能力大； 施工方便，可进一步探明矿体； 方案灵活，运输集中，运输成本低； ； 井巷维护简单，费用低。 开拓施工工程量小； 矿井通风集中， 运输方便，可同时运输矿石和人员、设备、材料；总投资费用省。 斜井施工较简单，需要的设备和装备较少，当倾角较缓时，成井速度快； 石门长度短，井底车场简单 缺点 基建工程量大；设备费用高。 开拓深度受到影响； 坑内通风条件较差，通风费用高； 一次

110、性投资高，设备维修量大。 运营维护费用高； 设备投资费用高， 投资大； 安全管理难度大； 井巷施工困难。 注： 第三方案主斜井和副竖井是矿上现有的， 所以只用计算盲斜井延伸开拓 37 的工程量。 （4）由以上比较可以知道，采用盲竖井开拓费用较高，故本矿井 16 中段以下深部矿体采用盲斜井开拓方案进行矿井开采设计。 4.7 主副井位置的确定 4.7.1 主井位置的确定 为了配合选厂，减少地面多段运输，井筒掘凿于稳定中，符合要求，经过反复选择， 井口定于选厂上部， 田香湾南面山坡上。 井口坐标 X=3665.5， Y=5328.1，Z=334。方向北 46 o，井筒坡度 27.5o，井底坐标 X=

111、4225.3，Y=5891.3，Z=-110。井筒垂深 504m， （至 16 中段）,斜长 956m。井身位于 1#脉下盘，距 1#脉垂距 40米穿过较稳固的紫红色板岩。 1#主盲斜井井口位于 16 中段，距主斜井井底大约 80m 的地方坐标为X=4304.6,Y=5863.7.Z=-110。角度为 27.5 o延伸至 36 平。这样距主斜井较近，便于运输。距矿脉大约 20m，缩短了石门的长度，减少了开拓工程量。采用斜井串车提升矿石。 4.7.2 2#副盲斜井位置的确定 上部副竖井是开采 16 中段上部矿体时建的，那时主要用来做提升矿石和材料， 到 16 中段以下， 在打竖井井筒不管从经济上

112、还是施工上都存在很大的问题，所以选择重新开拓，竖井只用来做副井提升人员。井口位置建于伍家堡地表 330米高程通过破底石门进入一号矿脉的底盘， 井口坐标 X=3726.5， Y=5580.7,Z=330井筒垂直打下去，最深下至 16 中段（-110m） ；竖井全长 440m；断面直径 4m；采用 3双层罐笼设备提升。 副盲斜井井口距主斜井井底大约 30m，X=4324.2,Y=5845.3,Z=-110 。倾角27.5o主要用来提升人员、运输材料和通风等。 4.8 盲斜井联合开拓方案的说明 4.8.1 开拓中段划分 本设计为 16 中段以下的深部矿床， 且只研究 16 中段以下已探明的三分之二矿

113、体，因此开拓到 36 中段，便于计算和指导老师的要求下，现先分 3 个中段，分别为：17 中段为主要回采中段，18 中段为开拓中段，19 中段为备采中段。16 38 中段为主要回风阶段。 4.8.2 采用的开拓的设计 4.8.2.1 开拓井巷设计 主要开拓巷道型式、规格、数量的确定 1. 主盲斜井断面形式选择 由于的矿体和围岩均稳固，再根据采矿设计手册、矿床开采卷中表 124 知断面形式采用三心拱，其特点为断面利用率高，掘砌费用较半圆拱低，承受压力较差，当顶压大时，易在拱基及拱顶处开裂，其断面图如图 42 所示。 图 42 盲斜井断面图 39 图 4-3 阶段运输平巷 2.确定主要巷道断面形式

114、、规格以及支护方式 主要巷道断面规格参见表 4-2。 表 4-2 主要巷道断面规格(单位：m2) 巷道名称 断面形式 规格 支护形式 主盲斜井 三心拱 32.6 钢筋混泥土 阶段运输平巷 三心拱 2.32.5 锚喷 通风竖井 圆形 直径 2m 混泥土 副盲斜井 三心拱 32.6 混泥土 井底车场 三心拱 2.52.5 钢筋混泥土 4.8.2.2 井底车场和峒室 1. 井底车场的设计 斜井内的运输线路应根据矿山服务年限，生产规模，提升设备选型及提升能力等因素选用不同的线路布置和不同的铁轨、道床。井底车场由若干连接和环绕井筒的巷道及辅助峒室所组成，是地下运输的枢纽站。其井底车场设计为折返式甩车场，

115、井底车场如示意图 44 所示 40 图 4-4 （1）甩车场结构 甩车场路线是由斜面上的甩车、提车线路和平面上的车储线路构成。 （2）斜井道床 根据沃溪坑口的斜井倾角可知， 选用简易整体道床，这种道床的优点较为明显，有施工简单，维修、管理方便，投资省，适用于倾角小于 30 度的斜井内。 建议道床的铺设方法是： 按一般的石渣道床铺设好以后，再用水泥砂浆浇入石渣表面上，用铁略加拍打和整平，使石渣缝隙里尽量多的充满砂浆，以便达到石渣与砂浆结合在一起的目的，砂浆标号不应低于 100mm。 3. 人行道的确定 （1）人行道的有关规定 a 为行人安全与方便，在斜井人行道上应设置人行台阶，在人行道侧应设行人

116、扶手； b 使用轨道运输时人行道的有效宽度不小于1.2m； c 胶带输送机斜井的人行道有效宽度不小于0.7m； d 对设有人车的斜井，在井口上部及下部应设乘车平台； （2）人行道设计 a 台阶一般做成踏步形式，可以用料石、预制混凝土和木材制成，也可以用混 凝土浇筑而成。 b 行人扶手 扶手一般用木材、钢管或硬质塑料管制成，也可用毛竹作原料，扶手安设 在人行道侧的井壁上。扶手中心线距井壁的距离为 80-100mm，它与人行台阶顶面的距离为 800-900mm。 扶手连接件有：将扁钢制成管卡，用螺栓拧紧后，将其焊接在井壁的预埋件上，预埋件间距根据扶手的强度和刚度的不同而异，一般取其间距为 23m。

117、井 41 壁的预埋件用圆钢14-16mm，总长 210mm，露头 60mm。扶手管材外径一般取50mm 左右即可。 4.8.3各种硐室的确定 1.各种硐室尺寸规格： （1） 井下炸药库（每 2 中段布置 1 个，共 8 个） ：布置形式及部分尺寸如图 45 所示。 99887564312211101213 图 45 两吨井下壁槽式爆破器材库示意图（单位：mm） 1炸药贮存壁槽，2雷管贮存壁槽，3雷管检选室，4消防材料室， 5发放室， 6放炮工具存放室， 7电器设备室， 8防火门， 9铁栅门， 10调节风门，11混凝土挡墙，12回风巷及天井，13行人运输巷道。 （2） 中央变电站（在 16 中段

118、） ：选取为硐室型，长 15m，宽 5.5m，高 3.5m。 （3）水泵房（在 16 中段） ：硐室型，长：20m，宽：8m，高：4m。 （4）水仓（在 16 中段） ：双侧布置，选取水仓长度为 15m，水深一般为 2m，净宽度为 3m；总有效断面 500m2。 （5）电机车修理硐室（共 8 个） ：长 15m ，宽 4.8m ，高 4.6m ；如图 43 示。 （6） 电机车库（共 8 个） ：长 10m，宽 3.5m，不设起重机高度为 4.0m； （7） 材料库（共 8 个） ：硐室型，长：10m，宽：3.3m，高：3m，如图 4-5 3. 全矿设计的井底车场和硐室的总容积：设计范围内共有

119、 5 个中段（有-110，-135，-160，-185，-210） ，共有 5 个井底车场，每个折返式井底车场容积约为 3500m3，则井底车场的总容积为：35005=175000m3；设计范围内共有 35个大小不一的硐室，其中井下炸药库（5 个）约为：2505=1250m3，中央变电站（1 个）为：290m3，水泵房（1 个）为：640m3，水仓（1 个）为：1000m3，电机车修理硐室（5 个）为：331.25=1670m3，电机车库（5 个）为：1405=700m3， 42 消防车及材料库（5 个）为：1985=990m3，则全矿设计范围内的硐室总容积为：2000+290+640+100

120、0+2650+1120+1584=9284（m3） 。 456312 1电机车修理硐室，2检修坑，3电机车进出巷道，4行人通风联络道，5运输巷道，6交叉点。 图 46 井下电机车修理硐室示意图（单位：mm） 33003460800115010503006200001345423 1运输巷道，2消防列车库硐室，3联络道，4栅栏门，5消防列车，6消防器材。 图 47 硐室型消防材料列车库（单位：mm） 4. 提升机硐室 根据矿山的年生产能力，设计产量为 18 万吨/年。选用的提升机型号为：JK-2.5/20A-2，根据提升机型号，我们就可以确定提升机硐室的规格和尺寸。 43 提升机硐室：长 12m

121、，宽 11m，高 6m。具体尺寸如下图所示： 图 4-8 斜井提升硐室（单位：mm） 5. 水泵硐室、中央变电硐室、水仓及排泥 水泵硐室应布置在靠近铺设排水管的井筒，并与中央变电硐室毗邻。 水泵硐室至少应设有两个出口。其中，一个出口通往井底车场，应安装密闭防火防水两用铁门一道； 另一出口采用斜井与井筒相通， 斜井与井筒连接平台处标高应高出水泵硐室地面 7m 以上。水泵硐室地面标高应高出井底车场巷道轨面0.5m；当为潜没式泵房时，其泵房地面应低于该处井底车场巷道轨面 4-5m；水泵硐室应采用混泥土地面，并向吸水井或排水井（沟）做散水坡。水泵硐室一般应采用光面爆破锚喷支护；水泵房人行道侧及与井底车

122、场连通通道应铺设轨道，采用转盘转向。通道的断面应满足最大设备或设备最大件的运输要求。当为潜没式水泵房时，其通道为斜巷道，应设置绞车硐室。水泵房与井筒、井底车场运输巷道之间应留有 6-8m 的安全岩柱；水泵硐室应设置便于安装、检修的起重梁或吊车等起重设施（示意图如下所示） 。 图 4-9 水泵房示意图 中央变电硐室应布置在井下主排水阶段， 并与水泵硐室毗邻。 地面应高于该处运输巷道轨面 0.5m，高于水泵房地面 0.3m；变电，配电硐室 的长度超过 10m 44 时，应在两端各设置安全出口，并安装外开的铁栅栏门。有爆炸、淹没、火灾危险的矿井中，机电硐室都应该设置防火门火防水门。从硐室出口防火门起

123、 5 米内的巷道应采用不燃性材料支护。变电、配电硐室装有带油的设备时，可不设置专用的集油坑，但要在门口加筑一个门栏，其高度不低于 100mm。井下永久性中央变、配电硐室或井底车场内的其他硐室的顶板和墙壁应不渗水，电缆沟无积水。变、配电硐室与水泵硐室之间均应设置防火墙、防火门；硐室通风良好，空气温度不超过 30 度；硐室一般采用混泥土地面。 图 4-10 中央变电硐室示意图 1-配电硐室；2-变电硐室；3-水泵硐室；4-电缆沟；5-高压开关柜；6-低压配电硐室；7-防火门；8-防水密闭门；9-安全隔栏；10-栅栏门。 水仓应由两个独立的巷道系统组成。 涌水量较大的矿井， 每条水仓的容积应能容纳

124、2-4h 的井下正常涌水量。 一般矿井主要水仓总容积、 应能容纳 6-8h 的正常涌水量。水仓水口要有篦子。水砂充填和水力采矿的矿井，在进入水仓之前，应设置沉淀池，沉淀池和水仓中的淤泥要定期清理。水仓的布置应与井底车场、水泵硐室等工程综合考虑。 水仓入口应设在车场排水沟坡度的最低处。 水仓巷道之间间距不小于8m，互不渗、漏水。水仓的坡度采用 2-3%，向吸水井方向上坡，水仓最低点应设在清理斜巷的倾角一般为 10o20o。水仓顶板标高应低于普通水泵硐室地面标高 1m 以上，且不高于水仓入口处水沟地板标高。 4.8.4开拓系统描述 1.概述 开拓方法名称：本设计采用的开拓方法为：盲斜井开拓。 特点

125、：该方案为现矿山采用的开拓方案，技术成熟，且基建和投产时间短，便于无轨设备运输矿石， 有利于深部矿体及盲矿体的开拓， 能充分利用原有开拓巷道和破碎、计量、装载系统，延长其服务年限。 优点：受地形及其他因素影响小，矿井布置简单； 运输方便，可同时运输矿石和人员、设备、材料； 45 施工方便，可进一步探明矿体； 方案灵活，运输集中，运输成本低； ； 井巷维护简单，费用低。充分发挥矿山现有的功能和作用。投资较省。 缺点：基建工程量大； 开拓深度受到影响； 深部开采地温较高，坑内通风条件较差，通风费用高； 一次性投资高，设备维修量大 2.开拓系统介绍 （1）中段连接关系：在-160m 标高，布置一条主

126、运输平巷，内设环行井底车场；在-110m 中段，该阶段为主要回采阶段，延伸-135m 中段，再开拓一条阶段运输平巷，并由该阶段向下开拓延伸掘进至-160m 中段，采用斜井运输，与每个中分段联接巷连接。每个中段都有放矿漏斗。 （2）运输与提升系统：本工程投产后年产矿石 18 万 t，采场由电耙搬运至采场漏斗， 从放矿漏斗放至阶段运输巷装入 0.7m3矿车， 由直流架线式电机车 ZK76/250 牵引经窄轨运输道运至井下矿仓。本设计采用以-160m 中段为主运输中段的运输系统。 用ZK76/250型直流架线式电机车双机牵引JF-0.7-600型0.7m3翻斗式矿车运输。轨道为 15kg/m 轻轨，

127、轨距为 600mm。根据需求对其进行适当的加固处理，以满足电机车和矿车超负荷运行的需要。 人员物料运输：本设计盲主斜井主要运输矿石和废石，是整个矿井生产的咽喉，起着至关重要的作用。盲副斜井主要用来运送人员和材料还兼作进风井，生产所需各种物资和生活物资，由竖井运送到 16 平，在通过开拓延伸的盲斜井运到各个中段再分运至各使用地点。矿部至运输线路完全能满足生产的需要，本设计中不予考虑。 （3）废石运输与提升：废石量很少，经-160m 水平以上井下生产废石集中于废石溜井， 在-160m水平装入矿车， 经-160m主斜井运至地表废石场排放， -160m水平所产废石则用装载机直接装入矿车，经主主斜井运至

128、地表废石场排放。 4.9 开拓基建工程进度计划编制 4.9.1根据井巷计算所需的开拓工程量 根据工程量表得： 1VK =1000 （4-9-1） 序 工程项目 支断面尺寸规格 工 程 量 成井速度 所需 46 3 .415133348375 =11.65（m3/kt） 式中，V开拓总工作量，(m3),从表上获得V=48375 (m3)； 全矿井的开拓储量（ t） ，=4151333.3（t） 。 表 45 井巷工程量表 长度 (m) 总体积 (m3) 在矿体中 (m) 在岩 体中 (m) 1 盲斜井 钢筋混泥土 三心拱（32.6） 1086 8470 0 8470 / 6.0 2 副竖井 混泥

129、土 圆（=4.0） 440 5351 0 5351 150 4.7 3 东风井 混泥土 圆（=2） 280 879 0 879 / 2.5 4 西风井 混泥土 圆（=2） 280 879 0 879 100 1.81 6 井底车场 砼 （计算 3 个中段） 653 10500 0 10500 / 2.5 7 运输平巷 锚喷 三心拱（2.32.5） 7754 17825 0 17825 200 12 8 石门 混泥土 半圆拱（3.02.4） 823 1711 0 1711 200 3.0 9 硐室 混泥土 （计算 4 个中段） / 2760 0 2760 / 1.5 10 合 计 / / 561

130、3 48375 0 48375 / 34.01 12 井巷基建总工程量 8470+5351+879+879+10500+17825+3888+1711+2760=48375（m3） 47 第 5 章 采矿方法 5.1 矿床开采技术条件 沃溪坑口矿井共有三条平行层间工业矿体，水平距离 1040m 以上。属中低温热液矿床，为金、锑、钨共生的石英脉，矿石较稳固，f=812，赋存于板溪群马底驿组的上部紫红色绢母板岩和含碳较高的黑色板岩中。蚀变以褪色为主， 断层节理发育， 较破碎， 中等稳固至不稳固， f=68。 矿体走向长 1002000m，平均倾角 30-45，厚度 0.82.0，平均 0.88m，

131、开采深度一般在 500m 以上，顶板允许崩落。深部采区地压增大，地质构造复杂，褶曲发育，矿脉分枝复合增多，分枝间间距减小，如 V3 棚、底脉相距仅 510m。 表 5-1 沃溪矿区矿脉(体)规模统计表 脉号 地表蚀变带长度(m) 矿柱 个数 单个矿体走向长度(m) 单个矿体倾斜 延深(m) 平均厚度(m) Au(g/t) Sb(%) WO3(%) V1 5300 11 35-220 180-2010 0.88 5.45 2.08 0.22 V3 1100 6 75-190 550-2500 0.88 8.73 3.01 0.24 V4 50 4 50-350 590-1420 0.88 9.1

132、3 3.55 0.55 矿体上、下盘围岩均为浅变质的紫红色板岩，岩性致密，为不透水层。矿脉近地表 40m 以内，矿脉上、下盘紫红色板岩单位涌水量为 0.00420.023L/s m，单位注水量为 0.0000020.00038L/sm，渗透系数为 0.0164m/d。 矿坑涌水，主要来自近地表浅部老窿开采区的渗流，地层和构造裂隙渗透，个别钻孔封孔不良引起的矿坑涌水 （如 zk/94 孔导通矿坑后， 涌水量达 1.51m3/h） 。矿区水文地质条件属简单型。 5.2 矿山现有的采矿方法评述 5.2.1矿山现行的采矿方法 矿山目前实际采用的采矿方法包括以下 、 水压支柱护顶壁式崩落采矿法，、竖分条

133、回采嗣后尾砂胶结充填采矿法，、普通浅孔房柱法，、扇形推进削壁充填采矿法， 竖分条间隔回采废石砂胶结充填采矿法。 根据矿体赋存条件，结合矿山采矿方法使用现状， 设计推荐鱼儿山坑口仍采用竖分条间隔回采废石砂胶结充填采矿法；沃溪坑口不稳固的薄矿脉采用水压支柱护顶壁式崩落采矿法。 48 5.2.2主要论述：水压支柱护顶壁式崩落法 矿块布置及结构参数 矿块高度为中段高度 25m，斜长 50；矿块沿走向长 40m60。 采准切割 下盘装矿平巷、中段运输平巷与装矿平巷间设联络平巷、通风安全斜巷、人行天井、切割平巷、采场矿石溜井。 回采 分两步回采，先采切割平巷以上部分，工作面长约 40m45m，工作面超前5

134、0m 以上，再回采切割平巷以下底柱，工作面长10m15m。 采用浅孔崩矿， 用 YT-27 或 7655 型凿岩机打孔， 孔径 42mm， 药卷直径 32mm。以切割平巷和切割上山为自由面， 炮眼水平布置， 向下崩矿， 眼深 1.8m2.2，根据脉幅不同分别采用“一字形” 、 “之字形” 、或“梅花形”排列。最小抵抗线0.8m，炮眼间距 a0.7m，装药系数0.65m，炸药单耗1.9kg/ m3。矿石松散系数为 1.67，靠近切巷的第一轮崩矿排数为 3 排孔，以后各轮根据采幅大小确定，一般为 57 排。当矿体倾角超过 30时，水平炮孔的施工会比较困难，可采用切割槽加倾斜炮孔布置的方式，但炮孔与

135、工作面的角度不小于 60，以保证仍然向下崩矿，避免崩落矿石直接碰撞水压支柱。 采用 2DJP-30型电耙绞车耙矿至漏斗井，再由中段运输平巷装车运至中段矿石溜井进入矿石提升运输系统。电耙安装在切割平巷内， 随着工作面的推进而移动。 表52 水压支柱护顶壁式崩落法工作循环图表 支护 采用水压支柱系统作为临时支护设备，随着壁式工作面的推进， 逐排安装水压支柱临时支撑采空区顶板， 当空区暴露面积达到设计值后，主动拆除远离工作面的支柱， 使顶板自然冒落或强制崩落，碎胀的岩石充填采空区并支承上部围岩。 水压支柱网度：水压支柱网度为排距 1.5m1.8m，间距1.2m1.5m。 49 放顶 当顶板暴露面积达

136、到设计悬顶距时，暂停回采作业，开始放顶。一般支柱到45 排时应开始撤柱放顶，此时悬顶距为 8m10，暴露面积达 350500 。撤柱步骤如下： a预先在切顶支柱外 0.5m 处顶板逆推进方向以 60倾角向上打一排 1.8以上的炮孔。当顶板不能自然冒然时，装药强制放顶。 b.由远而近、自下而上拆卸回收支柱。 c回收的支柱架设在距放顶最近的一排支柱中间，形成密集切顶支柱。沿切顶支柱每隔 4m5m 保留 0.7m 左右宽的出入口， 作为撤柱时的通路， 撤完放顶后及时补支。 d矿块的第一次放顶与以后的各次不同，第一次放要困难得多，放顶距要大 1.52 倍。 采场通风 新鲜风流自阶段平巷进入人行天井、

137、切割平巷到达采场工作面， 清洗污风后，从上中段平巷进入回风系统。 回采工作面布置一台 JK55-24.5 型局扇进行加强通风。 5.2.3矿柱回收及空区处理 (1)矿柱回收 沃溪矿区采用壁式崩落回采时，矿房回采结束后利用脉内平巷回采部分顶柱。采用尾砂充填留有少量底柱， 不再回收。 如矿石品位较高可采用混凝土假底取代底柱，以提高回采率。 (2)采空区处理 采用壁式崩落法开采， 随着回采的进行， 上、 下盘围岩自然崩落充填采空区。采用充填法回采， 利用充填料回填采空区， 防止空区围岩大面积突然冒落， 形成空气冲击波对井下人员、设备及构筑物造成危害。 5.2.4现有的采矿方法存在的问题及改进问题 1

138、. 存在的问题 （1）矿石贫化损失大 用崩落法开采薄矿体时，为了有适于回采的工作空间，要随矿石采下废石，增加了矿石的运输和选矿加工费用，因此，随着局部放矿和最终大量放矿时，造成废石二次混入，这是由于频繁的局部放矿，使暂留矿石处于松散状态，靠顶盘处经常出现空隙，最终大量放矿随留矿面下降，围岩暴露面积不断增大，发生的 50 废石二次混入是很大的，回采周期越长，造成的废石二次混入的机会就越多。 此外，最终大量放矿后，由于采场底部结构粗糙不平，许多高品位的粉矿石放不出来， 若不用高压水冲洗， 则造成的矿石损失是较大的， 如折合成金属损失，其比率更大。 （2）地压管理不善 随着开采深度的增加， 垂直应力

139、和采场周边切向应力明显增大，达较大采深时，水平应力较大，于是出现片帮冒顶，采不完整个中段，被迫中途停采，即使能采上去，采下的矿石也不能全部放出。 （3）采掘成本和采矿成本增加 随着开采深度的下降，地应力相应加大，有些采用低中段，有的开设副中段，有的设采场水平矿柱，进行二次切割，因而导致采切比增加，加之深部矿石品位下降，使采矿成本相应增高。 （4）水压支柱死柱的现象 矿山现采用的水压支柱护顶崩落法回采，回采过程中，需要大量水压支柱支撑采场顶板，维护采场的安全生产。由于在回采的过程中，水压支柱被卡死，拆除很困难，加大人力物力的投入，增加成本。 2. 改进设想 沃溪多金属采矿可持续发展的关键是寻求安

140、全、经济、合理、有效的地下连续开采方案及其采矿方法（包括矿柱回采与空区处理的方法） ，并降低矿石的损失和贫化。 （1）降低损失及贫化的技术措施 a.加强地质勘探及研究工作， 弄清矿床赋存规律及开采技术条件， 给矿山生产提供确切的矿体产状、形态、空间分布、品位变化规律的资料，以合理确定采矿工艺和参数。 b.结合开拓、探矿工程的布置，对矿体进行二次圈定，使采切工程布置尽可能合理。 c.根据矿山开采技术条件、装备水平等具体情况，合理确定采矿方法及其工艺参数。 d.加强生产管理工作，建立专门机构对矿石开采损失贫化进行经常性的监测、管理和分析研究。 e.开展采矿方法和矿柱回采与空区处理技术试验研究，为获

141、得最佳经济效益和可持续发展提供保障。 (2) 严格管理，并进行计算机控制放矿技术的研究、相关的的岩体力学和可崩性研究，为科学有效地放顶，处理采空区和回收矿柱提供理论依据，为连续地下开采创造条件。 51 (3) 进行爆破参数优化，研究合理的凿岩爆破参数、起爆顺序、微差间隔时间及装药结构等。 (4) 防止死柱的措施。 经常检查支柱的压力,发现漏水要及时补压。 撤下的柱子,加在邻近的一排,必要时架设木支柱。 严格按设计要求的规格和操作规程架设支柱,确保支柱质量。发现死柱,在其周围架设好支柱,确保顶板安全的情况下,再进行回收。 5.3 采矿方法选择 5.3.1采矿方法初选 根据矿床的地质条件：对深部（

142、16 中段以下）矿体，因地压增大，顶板稳固性更差，倾角 3045o，脉厚 0.82.0m。平均 0.88m，顶板允许崩落。开采技术条件和国家技术经济政策的要求， 初步拟出技术上可行的采矿方案， 进行初选。初选如表 51 所示： 表 51 采矿方法初选表 序号 主要采矿技术条件 按照各种条件可以采用的采矿方法 技术条件名称 技术条件特征 1 矿石稳固性 较稳固，f=812 水压支柱崩落法、留矿全面法、削壁充填法 2 围岩稳固性 较差，f=68 水压支柱崩落法、削壁充填法 3 矿体倾角 一般 3045 水压支柱崩落法、留矿全面法、削壁充填法 4 矿体厚度 0.8-2.0m 水压支柱崩落法、留矿全面

143、法、 5 矿石品位 WO3 0.34% 削壁充填法、水压支柱崩落法、 Au 7.77g/t Sb 2.88% 6 矿体连续性 连续稳定，分散较少 阶段矿房法、削壁充填法 7 矿石性质 矿石松散系数 1.63，平均自然安息角 37，无结块性 水压支柱崩落法，留矿全面法 8 地表是否允许崩落 地表允许崩落 水压支柱崩落法 9 矿岩接触情况 矿岩接触明显 削壁充填法 10 围岩品位及变化 中等品位，稳定且不易风化 水压支柱崩落法、削壁充填法 综合以上条件可以看出， 开采技术条件均适用于水压支柱崩落采矿法和削壁充填法。将在下文中进一步对两种采矿方法进行技术经济综合比较，并选出最佳的采矿方案作为最终的设

144、计采矿方法。 52 5.3.2采矿方法技术经济综合比较 由 5.3.1 采矿方法初选， 拟选定水压支柱护顶崩落法和浅孔房柱法作为矿山的主要采矿方法。 以下就两种采矿方法根据矿山资料可以得到具体的综合技术经济比较，如表 52 所示。 注：第一方案： “水压支柱护顶崩落法”方案； 第二方案： “削壁充填法”方案 表 5-2采矿主要技术经济指标 序号 项目 单位 第一方案：削壁充填法 第二方案： 水压支柱护顶壁式崩落法 第 一 方 案与 第 二 方案比较 备注 1 矿体厚度 m 0.8-2.0 0.8-2.0 2 矿体倾角 度 3045 3045 3 矿块综合生产能力 t/d 20 40 -20 4

145、 副产矿石率 % 5 20 -15 5 千吨采切比 m/kt 20 16 4 6 损失率 % 5 4 1 7 贫化率 % 35 5 30 8 同时工作矿块数 3 14 -11 其中:回采矿块数 个 1 8 备用所块数 个 1 8 采切矿块数 个 1 8 9 万吨掘进比 m/万 t 450 其中：开拓 m/万 t 150 采切 m/万 t 200 探矿 m/万 t 100 10 凿岩机台效 其中：采矿 t/ 台班 10 43 -33 掘进 m/ 台班 11 电耙台效 30 40 12 采矿工效 t/ 工班 4.2 10 -5.8 13 掘进工效 m 工班 0.3 0.3 0.3 14 充填能力

146、m3/ 工班 200 15 采矿方法比例 4 34 -30 由以上技术经济综合比较，从年效益角度考虑， “削壁充填法”方案较优，从整体效益和长远发展考虑， “水压支柱护顶崩落法”方案较优。所以，本设计 53 采用“水压支柱护顶崩落采矿法”方案作为沃溪坑口 16 平深部连续地下开采方案。采矿方法图 51 所示。 采矿方法图 5-1 5.4 矿块的构成要素 5.4.1矿块的布置 矿块沿走向布置。 5.4.2阶段高度和和矿块长度 矿块高度为中段高度 25m，斜长 50；矿块沿走向长 40m60。 5.4.3运输水平布置 本设计辰州矿业沃溪坑口矿石运输水平采用脉外布置，一般设为单轨双巷。巷道布置在底板

147、岩石中， 这样保证运输巷道平直、 巷道的稳固性和减少矿柱损失等。并架设井字形木框支护运输平巷上帮，维护平巷半边顶板，阻挡采空区冒落的岩石漏入平巷； 随着回采工作的进行， 维护后的平巷作为下阶段回风和安全出口。 54 5.4.4矿石漏斗 沿沿脉运输巷巷道每隔56m，向上掘进一条放矿漏斗，并与采场下部切割巷道贯通，断面为 1.51.5m2。暂时不用的矿石漏斗，可作临时通风道。 5.4.5安全道 每隔 10m 左右掘一条安全道，并与上部阶段平巷联通，它是上部行人、通风和运料的通道，断面规格为 1.51.8m2。为了保证工作面推进到任何位置，都能有一个安全出口，安全道之间的距离不应大于最大悬顶距。 5

148、.5 回采工作与设计 5.5.1采准切割 切割工作包括掘进切割平巷和切割天井。 1.切割平巷 切割平巷既作为崩矿自由面，同时也是安放电耙绞车和行人、通风的通道，它沿走向掘进在采场下部边界的矿体中，并与矿溜子贯通宽度为 2m，高度为矿层厚度。 2.切割天井 切割天井（又称切割上山） ，一般位于矿块的一侧，并联通下部矿溜子与上部安全道，宽度应保证开始所需的工作空间，一般为 22.4m，取 2m，高度为矿层厚度。 下盘装矿平巷、中段运输平巷与装矿平巷间设联络平巷、 通风安全斜巷、人行天井、切割平巷、采场矿石漏斗。 5.5.2回采方式、工作面形式和回采工艺 1. 回采方式 矿体自上而下分中段开采， 中

149、段内采用后退式回采， 采场内自下而上进行回采。 2. 工作面形式 采用直线式工作面布置，有利用顶板的管理。 3.回采工艺 分两步回采，先采切割平巷以上部分，工作面长约 40m45m，工作面超前 55 50m 以上，再回采切割平巷以下底柱，工作面长 10m15m。 采用浅孔崩矿， 用 YT-27 或 7655 型凿岩机打孔， 孔径 42mm， 药卷直径 32mm。以切割平巷和切割上山为自由面， 炮眼水平布置， 向下崩矿， 眼深 1.8m2.2，根据脉幅不同分别采用“一字形” 、 “之字形” 、或“梅花形”排列。最小抵抗线1.0m，炮眼间距 a0.7m，装药系数0.65m，炸药单耗1.9kg/ m

150、3。矿石松散系数为 1.67， 工作面炮孔布置为水平 1 排孔。 当矿体倾角超过 30时，水平炮孔的施工会比较困难， 可采用切割槽加倾斜炮孔布置的方式， 但炮孔与工作面的角度不小于 60，以保证仍然向下崩矿，避免崩落矿石直接碰撞水压支柱。 5.5.3凿岩爆破工作 1. 凿岩设备的选择 本设计采场回采采用浅孔凿岩崩矿， 巷道的掘进和落矿都选用YT-27 或7655型凿岩机打孔，孔径 42mm，药卷直径 32mm 铵松腊乳化炸药、导爆索、导火索、导爆管和非电毫秒延期雷管。 2. 炮孔布置及排列方式： 设计开采矿体较薄， 采用浅孔凿岩崩矿较有优势。 以沿脉平巷和切割上山为自由面， 炮眼水平布置， 向

151、下崩矿。 根据脉幅不同分别采用 “一” 字形、 “之” 或“梅花形”字形排列。炮眼呈“之”字形布置时，可适当加大孔距。各轮落矿和崩岩均布置为 1 排孔，先崩岩再落矿。当矿体倾角超过 30时，水平炮孔的施工会比较困难，可采用切割槽加倾斜炮孔布置的方式，但炮孔与工作面的角度不小于 60，以保证仍然向下崩矿，避免矿石飞溅直接碰撞水压支柱。 3.崩矿爆破工作参数的确定： （1）钎头直径 主要取决于钻机设备类型，因为本设计采用的是 7655 型凿岩机，因此钎头直径 d 取 38mm。 （2）炮孔深度 落矿的炮孔深度为 1.8m2.2；崩落围岩用 1.52.0m 深的浅孔 （3）最小抵抗线 根据矿岩特点，

152、最小抵抗线 W 按下式计算： W=(2330)d=(2330)42=0.9661.26m 式中，d 为炮孔直径。 取最小抵抗线为 1.0m。 (4)炮眼间距 孔口间距 a0.7m，孔底间距 a0.700.75m 56 （5）炮孔倾角 因为采用的是水平炮孔，所以炮孔倾角为 0。 （6）装药长度 装药系数0.65，水平浅孔长度在 1.8m2.2范围内，落矿时，相邻浅孔采用间隔装药，为充分利用炸药爆炸所释放的能量，装药长度取1.25m。 （7）装药量 炸药单耗1.9kg/m3，每个炮孔装药量 1.2kg。 （8）孔径 孔径为 42mm。 4.凿岩爆破主要材料消耗 凿岩爆破主要材料消耗如表 53 所示

153、： 表 53 回采主要材料消耗表 序号 材 料 名 称 单 位 数 量 备 注 1 炸药 kg/m3 0.642 2 38mm 钻头 个/t 0.0325 3 3m 导爆管雷管 发/t 0.040.06 4 钎杆 kg/t 0.0310 5 连接器 个/t 0.043 6 钎尾 个/t 0.0023 7 钢绳 m/t 0.015 8 合金 kg 0.0070.009 9 导爆管 个/t 0.036 10 导爆索 m/t 0.13 5.起爆方法 （1）起爆方法的选择 通过同类矿山比较，考虑到井下电器设备的杂散电流，采用导爆管非电起爆方法。具体比较如下： 表 54 起爆方法的比较 起爆方法 火雷管

154、起爆 导爆索起爆 导爆管非电起爆 57 优点 操作简单， 使用方便， 成本低廉，不受点的干扰，应用较广泛。 安全， 不受各种电的干扰， 起爆可靠， 操作简单， 使用方便， 可增大炸药的起爆力。 不受外界电源干扰， 较安全， 操作简单， 使用方便，成本低，导爆管噪音少，可用于多段微差爆破， 目前应用较少。 缺点 安全性差， 事故多， 起爆时间不易控制， 爆破规模小，有毒气体较多。 价格高， 网路不能用仪器检查， 多用导爆索作辅助起爆网络。 爆破网路不使用一起检查， 在高寒地区导爆管起爆，传爆管度较差。 通过上面的比较，导爆管非电起爆，无论在操作，安全，成本上都优于其他两种起爆方法，故采用导爆管非

155、电起爆方法。 （2) 导爆管起爆系统 导爆管起爆系统有激发器材，激发元件，连接元件和雷管所组成。 激发器材 采用火雷管作为激发器材。 激发元件 激发元件是一根一端封口的长导爆管，另一端可插入连接元件， 连接元件 连接元件是实现导爆管到导爆管之间的冲击波的传播，本次设计采用的连接元件为连接块。 连接方法是将主发导爆管所连接的一只6#传爆雷管插入连接块中并用连接上的活动的朔料卡将主发导爆管夹径。 这只传爆雷管四周可以紧贴四根被激发导爆管， 从主发导爆管传播过来的冲击波在连接块内引爆传爆雷管， 转而激发着四根被发导爆管。 传爆元件 导爆管非电起爆的一个显著优点就是利用非电毫秒雷管起爆，即可以实现孔内

156、延期爆破， 也可实现孔外延期爆破。 本次设计选用传爆元件为非电毫秒雷管，孔外延期爆破。 （3） 导爆管系统起爆网络 本次采矿方法导爆管系统起爆网络采用并联形式，这种形式操作简单安全可靠，比较适合浅孔爆破，连接方式如下图所示 1234 5传爆方向 1-毫秒雷管 2-导爆管 3-导爆索 4-火雷管 5-导火索 图 52 起爆方法图 操作方法：A 装药前先将起爆元件的起爆雷管装入药包送入孔底； B 堵塞完毕后，将各炮孔起爆元件另端的连接网络设计相互接； 58 C 起爆准备工作完成后，将激发元件的连接块接入网络； （4）起爆顺序 首先在凿岩出矿巷道钻凿以切割通风上山为自由面的浅孔， 以切割通风上山为自

157、由面，沿采场断面拉开。采场全断面拉开后即可进行逐步爆破，每次 1 排。 （5）装药、堵塞长度 本设计采用人工装药。 在浅孔爆破装填前， 应清理好工作面， 查清炮孔数目，清除炮孔内的积水和泥渣，才能进行装药，药卷直径为 32mm，长为 200mm ，药量为 0.15kg ，炮孔的装药量按设计要求装填，间隔装药，药卷之间放有间隔物。装药系数为 65， 。 填塞系数为 1015， 由于适当增加填塞物能相应减少炮孔装药量，只要药卷在炮孔中均匀分布，爆破能量就能充分地利用，能使块度均匀，减少粉矿，不至于破坏上盘围岩，减少一次贫化。 起爆药包放在孔底， 雷管的聚能穴朝外， 炮孔内全长布置导爆索并预留孔口0

158、.8m-1.0m，导爆索在炮孔装药前随起爆药包装入孔底。炮孔装入规定长度炸药后，用木棍压实药卷，然后用湿度为 18%20%黄泥进行堵塞。 装药时需要注意的是： 务必要清除炮眼中的岩石碎块和积水， 在用木棍压实药卷和炮泥时，应注意防止破坏导爆管和雷管的根线，在潮湿或积水的炮眼中，起爆药包外面应涂上一层黄油或绝缘套药包。 6.计算单位炸药消耗量和采矿台效 （1） 每米炮孔崩落矿石量： 平均崩矿量为 610t/d，每米炮孔崩矿量为 1.84t。 （2） 单位炸药消耗量：本设计单位炸药消耗量为0.600.64kg/t； （3） 采矿台班效率: 20t/台班； （4）采矿工班效率: 10t /工班； 5

159、.5.4采场生产能力 采场生产能力是采矿较重要的技术指标，其影响因素较多，涉及各工艺环节。采场生产能力与采矿方法、采矿设备、劳动组织、生产管理密切相关。 本设计根据矿山现有的资料和采矿方法的特殊性，规定一个采场的生产能力为 40 吨每天，由一三班循环完成，每班 2 小时，每班的生产能力为 20t/。 5.5.5矿石搬运 采用 2DJP-30 型电耙绞车耙矿至漏斗，再由运输平巷装岩机装车运至中段矿石溜井进入矿石提升运输系统。 电耙安装在切割平巷内， 随着工作面的推进而移动。小于 35时用电耙搬运,矿体倾角达 3540,矿石能自溜到平巷后,用装岩机出矿,少量粉矿用人工清扫至装矿平巷。 59 5.5

160、.6支护系统（采用水压支柱护顶） 水压支柱系统包括水压支柱和增压系统两部分,是利用一般井下风动工具所用的压缩空气为动力,以凿岩用水或其它普通用水为介质的金属组合支柱。 1.水压支柱结构和功能特点 水压支柱为柱体、加长件、承压顶架 3 部分组成的多体支撑结构。柱体外安装有保护套、具有抗爆破飞石冲击性能。支柱易损件如让压阀、单向阀均有抗打击保护装置,支柱可以任意放倒、滚动、倒立。支柱加载、卸载、回收都可在2m 之外进行。 支柱支撑力大,抗冲击载荷能力强,除起到支护作用外,还可以吊挂电耙葫芦、矿石防飞阻挡帘等动载荷设施;支承顶架为点线设计,稳定性能好,也可作为支柱底座承压板;单个部件质量轻,组合架设

161、简单方便,劳动强度小。柱体(包括保护套) 高度 768mm ,质量 39kg ,加长件有 280mm、450mm、600mm、1 000mm 等几种,质量在 1724kg。承压顶架 14kg。见图 5-5 水压支柱构成示意图 水压支柱结构原理示意图 图5-5 水压支柱示意图 1 加长件 2 支柱体 3 单向阀 4 保护套 5 汇水孔 6 活塞 7 支柱缸套 8 保护套 9 定位销 10 底座 2. 增压系统结构和功能特点 增压系统由原动机构、增压机构及附件组成。该设备以压缩空气为动力, 60 以普通水为介质形成增压系统,增压比 1(6880) 。该设备结构简单,易损件少,主要零部件均为防锈、抗

162、腐材料制作。输出压可达 35MPa 以上。用于水压支柱支护工作时的工作动力压缩空气压强为 0.29MPa 。该设备轻巧,对工作环境适应性强。外形规格:480mm 300mm 21 00mm ,质量 27kg ,附件总质量 5kg。 采用水压支柱系统作为临时支护设备，随着壁式工作面的推进，逐排安装水压支柱临时支撑采空区顶板， 当空区暴露面积达到设计值后， 主动拆除远离工作面的支柱， 使顶板自然冒落或强制崩落， 碎胀的岩石充填采空区并支承上部围岩。 水压支柱网度：水压支柱网度为排距 1.5m1.8m，间距 1.2m1.5m。 表56水压支柱护顶壁式崩落法工作循环图表 5.5.7采空区处理和矿柱回采

163、 1.当顶板暴露面积达到设计悬顶距时，暂停回采作业，开始放顶。一般支柱到 45 排时应开始撤柱放顶， 此时悬顶距为 8m10， 暴露面积达 350500。 撤柱步骤如下： a预先在切顶支柱外 0.5m 处顶板逆推进方向以 60倾角向上打一排 1.8以上的炮孔。当顶板不能自然冒然时，装药强制放顶。 b.由远而近、自下而上拆卸回收支柱。 c回收的支柱架设在距放顶最近的一排支柱中间，形成密集切顶支柱。沿切顶支柱每隔 4m5m 保留 0.7m 左右宽的出入口， 作为撤柱时的通路， 撤完放顶后及时补支。 d矿块的第一次放顶与以后的各次不同，第一次放要困难得多， 放顶距要大 1.52 倍。 2. 矿柱的回

164、采 （1）影响回采矿柱顺序和爆破规模的因素 61 影响回采矿柱顺序和爆破规模的因素有三个： a.矿岩稳固性。矿岩稳固性差，地质构造弱面发育又不及时回采，使上下盘围岩大片冒落， 矿柱严重变形破坏难于按要求进行凿岩爆破， 使一些矿山回收率特低的原因。 b.尽量减少崩落矿岩接触面，减少矿岩混合机会。当矿体不长，阶段布置矿块少，采用脉外采准时，可在矿房采完后随即回采矿柱，矿岩稳固性低时更应如此。在同一阶段中，间柱和顶底柱同次回采，间柱应超前起爆。多个矿块同时回采时，应按照先崩落中间所有间柱，一次崩落邻接已崩落区的间柱和顶底柱，最后崩落围岩的顺序。 c.尽量使矿石在空场下放矿，在矿岩足够稳固的条件下，根

165、据具体情况先抽采部分间柱或先抽采顶柱或抽采顶底柱使上下空矿房联通， 在未崩落矿柱掩护下放出矿石，然后崩落其余矿柱和围岩。 d.其他因素。如：为保护地表、井巷和有关设施而允许的最大一次爆破炸药量，矿山年产量，阶段长度，阶段采准方式，合理的矿房矿柱回采比例等。 （2）回采方法 辰州矿业是开采金锑钨三种矿石的企业，所以为了能更好地利用宝贵的资源，回采矿柱是必不可少的。矿柱留有顶柱，一般宽为 3m，矿柱的回采采用浅孔爆破崩落。 5.5.8采场通风 新鲜风流自阶段运输巷道进入放矿漏斗、切割平巷到达采场工作面，清洗工作面污风后从上一阶段回风巷道进入回风系统。回采工作面布置一台 JK55-24.5 型局扇进

166、行加强通风。 5.5.9采切回采计算 详见表57、58 表 5-7 水压支柱护顶壁式崩落采矿法采切工程计算表 工程名称 巷道长度 巷道断面 工程量 工 业 （m） （m2） （m3） 储 量 一条 总长 矿石中 岩石中 合计 矿石中 岩石中 合计 （t） 一、采准工作 脉外运输巷道 1 50 5.06 5.06 0.00 253 253.00 0.0 运输穿脉 1 20 5.06 5.06 0.00 50.6 50.60 0.0 探矿及运输平巷 1 50 5.06 5.06 253.00 253.00 700.8 小计 170 469 303.6 772.6 1299.13 二、切割工作 62

167、 切割平巷 1 50 2.88 2.88 144.00 144.00 398.9 漏斗井 6 7 2.25 2.25 126.00 126.00 349.0 小计 57 270 270 747.9 合计 227 739 303.6 1042.6 2047.03 表58矿块回采计算表 工作阶段 工业储量 回收率 贫化率 采出矿量 采出储量 占采出矿量比例 （t） （%） （%） （t） （t） （%） 采准工作 1299.00 95.00 5.00 1299 1234 7.40 切割工作 526.00 100.00 0.00 526 526 4.49 回采工作 13150.00 95.89 5.

168、24 15504 14691 88.11 其中：矿房 12361.00 98.00 3.00 11474 11130 66.75 矿柱 789.00 89.84 11.62 4030 3561 21.36 合 计 17368.00 96.00 5.00 17551 16673 100.00 5.6 水压支柱护顶壁式崩落采矿法的评价 (1) 水压支柱护顶壁式崩落采矿法具有显著的优点:贫化率损失率低,改善作业环境,安全性好;操作简单方便,提高劳动生产率,降低劳动强度;减少了木材消耗。不足之处是采场一次性投资大,有一定适应范围(倾角 35以下,脉厚 0. 82. 5m 以内的矿体) 。 (2) 水压

169、支柱护顶壁式崩落采矿法在回收底柱时效益更佳,因为底柱倾斜不长,投入水压支柱3040 根,增压泵 2 台即可。 作业面短,水压支柱搬运、 支、撤较方便。 (3) 沃溪矿区深部矿脉厚度在0.82.0m,具有广泛的应用前景。 (4) 水压支柱在沃溪矿区的成功推广,为其他同类金属矿山甚至煤矿开采的护顶方式提供了宝贵的经验。 63 第 6 章 矿井通风 6.1 矿山现有通风系统评述 6.1.1 矿山现有通风系统 井下采用连续通风工作制度。 其通风系统是 16 中段以上通风系统已经形成中央进风，两翼回风的对角抽出式通风系统， 16 中段以上矿井通风系统按“子域分区多级机站通风方式”经过优化改造后 ，东、西

170、主排风井各安装了一台K45-6-No13主扇通风机， 在中段局部循环降温净化站安装了一台 K45-6-No12主扇通风机，已形成了“子域分区多级机站通风系统”。 6.1.2 对矿山现有通风系统的评价 #通风系统自建矿以来，随着生产建设发展，不断的进行优化调整，以便能高效率的适应当时的生产需要，当前通风系统的主要特点有： 1.回风巷内设调节风门，对各中段用风量进行控制；当某一中段回采结束后，在进风段适当位置设置挡风墙；在人行通风天井内设调节风窗，以使各工作面风量及风速达到设计要求， 以此对进风区和回风区采取严格的隔离措施， 减少漏风，提高有效风量率； 2.采场采用贯穿风流通风，提高风速合格率；

171、3. 开采历年来残留了大量的低品位矿石，巷道较多，风量分散；回风巷有的尚未贯通，特别是深部，风路较长，阻力较大，通风不足，有的场所受污风影响较大； 4.采用对角抽出式通风系统进行通风； 5.上部采空区较多，漏风量大。 6.2 全矿通风系统设计 6.2.1 设计原则 1. 尽量利用现有巷道。作为主要回风路的民巷，一定要摸清支巷的穿通情况，避免污风倒贯。既节省投资，又要保证效果。 2. 系统有稳定的回风路和进风口。 进风口要保证进风的质量， 回风道要有 64 维护措施。 3. 选用大风量、高效率、低噪音的新型风机，保证在 60%以上。 4. 各采区有贯穿风流、掘进工作面选用局扇通风，确保采掘通风要

172、求。 6.2.2 进风井与排风井的位置及标高 （1）2#副盲斜井: X=4324.2，Y=5845.3，Z=-110 倾角 27.5； （2）东风井：X=5012.5，Y=5573.4，Z=170 倾角 90； （3）西风井：X=3400.2，Y=5915.4，Z=170 倾角 90。 6.2.3 通风系统 1.通风方式的选择 16 中段以上通风系统已经形成中央进风，两翼回风的对角抽出式通风系统，故本次设计 16 中段以上通风系统不再考虑。 因为沃溪坑口 16 中段（-110m）以下的矿体埋藏深，走向长度长，分布范围较广，其开拓系统为双盲斜井开拓，16 平以上采用的是原来矿山现有的中央进风，东

173、西两翼打回风井回风。作为深部矿体，在 16 平安装局部通风机，把风流导入双盲斜井，在进入各个中段，在从连接各个中段的天井回风到回风平巷。 深部 16m 中段以下通风系统自成一个相对独立分区子域，在该分区子域中采用“北翼进风，南翼回风”的单一对角抽出式通风系统。新鲜风流通过副盲斜井、主盲斜井进入作业区； 在 V3、 V4 南翼边界通过边界探矿天井形成各自的回风井，回风上到 36m 中段后，通过 36 中段总回风巷抽送到东部风井。 2. 通风网络描述 新鲜风流由 16 中段以上原有副竖井进风， 到达 16 中段后， 在通过盲主副斜井进风，分别经由石门，进入各掘进工作面，各采场巷道，或通过采场人行进

174、风天井进入到各凿岩巷道，废风通过回风道汇集阶段回风天井上到回风中段；采场废风通过采场回风天井汇集上到回风巷道 ,然后通过回风井集中排出地表。 独头掘进时用辅扇通风，风量不足时要用局扇加强通风。 3.主扇的安装地点与工作方式 根据本设计采用的开采方式及采用的抽出式通风的特点，主扇安装在与回采顺序方向相同的一侧，即在东、西两条回风井处各安装一台主扇。 6.2.4 全矿的需风量计算及分配 1.计算依据： （1） 工作制度：每年工作 300 天，每天三个工作班，每班 8 小时； （2） 矿井生产规模：600t/d，年产量为 18 万 t/a； 65 （3） 采矿方法： 采用水压支柱护顶壁式崩落法， 采

175、场综合生产能力 600t/d。 2.全矿总风量估算： 按矿井或坑口的年产量和年产万吨耗风量计算，有公式 621： AqQ （621） 式中,Q矿井或坑口所需总风量，（m3/s） ； A矿井或坑口年产量，A=18（万 t/a） ； q年产万吨耗风量，取q=4.0（m3/s） 。 将数值代入公式得到： AqQ /sm724183 3.全矿风量计算： 根据矿井生产特点， 全矿所需总风量为各个工作面需要的最大风量与需要独立通风的硐室风量之和， 同时还应考虑到矿井漏风、 生产不均衡系数以及风量调节不及时等因素，给予一定的备用风量。按照上述条件进行计算得到的结果为：同时作业的回采采场数为 14 个，备采采

176、场数 6 个，并考虑 4 个掘进工作面，4个需要独立通风的硐室。 根据矿井生产的特点， 全矿所需总风量应为各工作面需要的最大风量与需要独立通风的硐室的风量之和， 同时还应考虑到矿井漏风、 生产不均衡以及风量调节不及时等因素，给与一定的备用风量。 由公式 6-2-2计算全矿总风量： ）（tdjhqqqqkkQ21 （6-2-2） 式中，Q矿井总风量，3/s； hq回采工作面(包括备用采场)所需风量3/s； jq掘进工作面所需风量，3/s dq要求独立风流通风的硐室所需的风量，3/s； tq其他工作面所需风量，如装卸矿点、喷锚支护工作面需风量等，3/s； k1、k2矿井风量备用系数。风量备用系数是

177、考虑到矿井有难以避 66 免的漏风，同时也包含风量调整不及时和生产不均衡等因素而设立的大与 1 的系数。 (1)确定回采工作面所需风量 按排尘风量确定回采工作面需风量 凿岩机设备数量一般为 2 台，由此根据采矿手册第六卷 125 页排尘风量表,可取所需贯穿风流为 2.5 m3/s。 按排出粉尘计算工作面所需风量 按排尘风速计算巷道形状采场空间风量时，按公式 6-2-3 计算： SvQ （6-2-3） 式中，Q回采工作面需要的风量， m3/s； S采场内作业地点过风断面，S=4.5m2； v回采工作面要求的排尘风速，m/s，对于巷道型回采工作面，取v=0.15 0.5m/s ，本处取v=0.45

178、m/s 。 代入数据得到： Q=2.025m3/s 按爆破后排烟计算 本设计的采场空间为巷道形状，并利用贯穿风流通风的采矿方法， ，风量计算公式为： ASLtQ5 .25 （6-2-4） 式中，Q回采工作面需要的风量， m3/s； A回采工作面同时爆破炸药量，取A=68kg； t通风时间，浅孔爆破取t=1800s； S采场空间横断面面积，取S=4.5m2； L采场爆破中心至回风巷距离，取L=54m。 代入数据得： Q =1.821m3/s 比较以上计算的结果，取大值，则回采作业面的需风量为 2.5 m3/s，14 采场共需 35 m3/s。 (2)备采工作面的风量计算 备采工作面风量按照回采工

179、作面风量的一半选取。4 个采场共需风量 5m3/s。 (3)掘进工作面的风量计算 冶金矿山安全规程规定的最低排尘风速为 0.25 m3/s； ，所以掘进工作面 67 的断面积乘以 0.25 m3/s； 所得的积即是该掘进工作面的需风量： 0.254=1 m3/s；按采矿手册第六卷 125 页表可查得掘进巷道断面小于 5m 时，掘进工作面的计算风量，此处取 1.5 m3/s，故可知掘进工作面的风量为 1.5 m3/s。4 个掘进工作面，则需要风量 6 m3/s。 (4)硐室需风量计算 井下要求独立通风的硐室，必须进行风量计算，并计入矿井总风量中。本设计井下主要有炸药库、破碎硐室、装卸矿硐室、卷扬

180、机硐室需要供风，按采矿设计手册建议值，其需风量各为 2m3/s，4 个硐室共需风量 8 m3/s。 因此全矿需风量为 ）（tdjhqqqqkkQ21 （6-2-5） =1.5（2.514+5662+2） =1.559m3/s=88.5 m3/s 没有乘备用系数所需要的风量为： 59 m3/s 4.全矿风量分配 矿井总风量确定之后，按以下原则进行风量分配，以便进行系统的阻力计算： （1）井下各作业地点按照实际需要的风量进行风量分配。 （2） 矿井多井口进风时，各进风风路的风量应按风量自然分配的规律进行解算，求出各进风路自然分配的风量。 （3）按各中段的采矿量均衡分配的条件来分配风量。 （4）井下

181、炸药库应独立通风，排风流直接导入总排风道中，否则必须采取净化措施； （5）一切需风点和有风流通过的井巷中，其最高风速不得超过冶金矿山安全规程的以下规定： 专用风井和风硐的最高风速15m/s； 专用物料提升井的最高风速12m/s； 风桥的最高风速10m/s； 提升人员和物料的井筒、主要进风道、排风道、修理中的井筒的最高风速8m/s； 运输巷道、采区进风道的最高风速6m/s； （7）掘进巷道和巷道型采矿工作面最低风速不低于0.25m/s。 根据以上各种风量分配的原则，进行风量分配，其结果见通风系统分风示意图及各中段进回风量分配图表（表 6-1） 。 表 6-1 各中段进回风量分配表（单位：m3/s

182、） 68 中段名称 进、回风井 16中段 17中段 18中段 19中段 总进风量 总回风量 副竖井 26 24 26 24 100 东回风井 13 12 13 12 50 西回风井 13 12 13 12 50 6.2.5 矿井通风阻力和自然通风的计算 1.矿井通风总阻力是指风流由地面沿任一风路流动，清洗工作面，经回风井回到地面途中所产生的摩擦阻力和局部阻力之总和。 在进行矿井通风总摩擦阻力计算时，只要选择其中一条阻力最大的连续风路，并沿着这条风路，从矿井进风口直到矿井排风口，分别计算各段井巷的摩擦阻力，然后叠加起来，即为矿井通风总摩擦阻力。 至于网路中其它一些风路 （阻力较小者） 则需要进行

183、风量调节。 （1）通风摩擦阻力 巷道的通风摩擦阻力计算公式： 223iiiiPLhRqqS （6-2-6） 式中，ih巷道通风摩擦阻力，Pa； iR巷道的摩擦风阻，28Nsm； S巷道的通风断面，2m，平巷、竖井均为净断面，但竖井净断面包括井筒结构件，梯子间断面在内； P巷道通风断面的周边长度，m； L巷道长度，m； iq巷道的通风风量，3ms； 巷道的通风摩擦阻力系数，24Nsm。 （2）矿井局部阻力 风流经过井巷的某些局部区段时， 风流速度的大小和方向发生急剧变化， 引起空气微团相互间的激烈冲击和附加摩擦， 形成极为紊乱的涡流现象， 从而造成风流能量的损失。 这种能量损失称为局部损失。 风

184、流经过上述局部区段时所产生的附加阻力， 是造成局部损失的原因， 这种附加阻力成为局部阻力。 矿内产生局部阻力的地点有风硐、风桥、巷道拐弯与断面变化处、巷道分叉出、调节风窗、 69 扇风机扩散器等。 矿井局部阻力可根据总摩擦阻力进行估算。 一般情况下，总局部阻力不超过总摩擦阻力的 20%。因此，本设计局部阻力取摩擦阻力的 20%。 （3）矿井通风总阻力计算 矿井通风最困难时期总阻力计算 根据沃溪矿通风线路及本设计的特点， 取一条最长线路进行摩擦阻力计算的结果见表 6-4， 阻力计算路线见如图所示 （注： 表中摩擦阻力系数单位： Ns2/m4；风阻：Ns2/m8） 根据沃溪矿通风线路及本设计的特点

185、， 取一条最长线路进行摩擦阻力计算的结果见表 6-4， 阻力计算路线见如图所示 （注： 表中摩擦阻力系数单位： Ns2/m4；风阻：Ns2/m8） 表 6-2 最长线路摩擦阻力计算表 井巷名称 支护 摩擦阻力系数 长度 （m） 断面积 （m2） 周长 （m） 风 量（m3/s） 风阻 摩擦阻力 （pa） 累计风阻 （pa） A-B 喷射混泥土 0.011 440 12.56 12.56 80.23 0.0227 114.171 / B-C 喷射混泥土 0.011 745 7.2 10.8 75.75 0.00174 6.433 120.804 C-D 喷射混泥土 0.011 25 7.8 11

186、.2 25.12 0.00174 2.354 123.158 D-E 喷射混泥土 0.011 25 7.8 11.2 23.45 0.00174 2.354 125.499. E-F 喷射混泥土 0.011 25 7.8 11.2 20.32 0.00174 2.354 127.841 F-G 喷射混泥土 0.011 25 7.8 11.2 18.35 1.504 2.354 129.183 G-H 喷射混泥土 0.011 25 7.8 11.2 16.58 1.504 2.354 131.454 H-I 喷射混泥土 0.012 254 7.8 9 7 0.08829 375.262 507.

187、08 I-J 喷射混泥土 0.012 281 4 8 19.5 0.08829 413.572 920.652 J-K 喷射混泥土 0.012 294 3.14 6.2 32.25 0.08829 154.827 1045.479 70 通风系统示意图 6-1 本设计局部阻力取摩擦阻力的 20%，即 1hhhrt （6-2-7） 式中，ht矿井通风总阻力，Ns2/m4； hf矿井局部阻力，Ns2/m4； hi矿井摩擦阻力，Ns2/m4。 则矿井通风最困难时期总阻力 ht ht=（1+20%）hi=1045.4791.2=1290.472 Ns2/m4。 矿井通风最容易时期总阻力计算 根据沃溪矿

188、通风线路及本设计的特点， 取一条最短线路进行摩擦阻力计算的结果见表 6-5， 阻力计算路线见如图所示 （注： 表中摩擦阻力系数单位： Ns2/m4；风阻：Ns2/m8） 表 6-3 最短线路摩擦阻力计算表 井巷名称 支护 摩擦阻力系数 长度 （m） 断面积 （m2） 周长 （m） 风 量 （m3/s） 风阻 摩擦阻力 （pa） 累计风阻 （pa） A-B 喷射混泥土 0.011 440 12.56 12.56 80.23 0.0227 114.171 114.171 B-C 喷射混泥土 0.011 745 7.2 10.8 75.75 0.00174 6.433 120.804 C-D 喷射混

189、泥土 0.011 25 7.8 11.2 25.12 0.00174 2.354 123.158 D-M 喷射混泥土 0.012 276 7.8 11.2 18.45 0.008829 385.125 508.283 M-J 喷射混泥土 0.011 50 4 8 19.5 0.00174 4.354 512.637 J-K 喷射混泥土 0.012 294 3.14 6.2 32.25 0.08829 154.827 667.464 71 本设计局部阻力取摩擦阻力的 20%，即 ht=hf+hi （6-2-7） 式中，ht矿井通风总阻力，Ns2/m4； hf矿井局部阻力，Ns2/m4； hi矿井

190、摩擦阻力，Ns2/m4。 则矿井通风最容易时期总阻力 ht ht=（1+20%）hi=667.4641.2=809.561Ns2/m4。 2.自然风压 根据进风井与排风井深度和空气柱平均绝对温度计算自然风压， 按等容过程计算： )11(0341. 0210TTzkpHn （6-2-8） 式中，nH自然风压，Pa； k 校正系数，100001zk； 0p当地井口大气压力，Pa； 21TT、进风井、排风井空气柱平均绝对温度，K，tT 273；取t1=24，t2=26。 z井筒深度，取进、出风井筒的最大者，且进、出风井井底按同一标高计取 440m； nH=)29912971(44010101)100

191、001 (0341. 03z =38.83Pa。 6.2.6 选择主扇和电动机 1.扇风机的风量 tfQQ （6-2-9） 式中， fQ扇风机的风量（m3/s） ； 扇风机装置风量备用系数（包括井口、反风装置和绕道等处的漏风） ，一般取=1.1，当风井有提升任务时=1.2，本设计取=1.1； tQ整体通风时，为矿井要求的总风量（m3/s） ；当为分区通风时则为分区所需的风量（m3/s） ，根据风量分配表 63 可知，主要井巷风量分配为： (1)东风井：Qt1=50m3/s； 72 (2) 西风井：Qt2=50m3/s； 。 则各井口采用抽出式风机时，各自的扇风机风量 Qf如下： (3) 东风井

192、：55501 . 111tfQQ m3/s； (4) 西风井：55501 . 122tfQQ m3/s； 2.扇风机的全压及其选择 (1)扇风机产生的全压Ht 除了要克服矿井的通风阻力 ht外，还要克服反向的矿井自然风压 Hn、扇风装置的通风阻力 hr以及风流流到大气的出口动压损失 hv。扇风机的全压可按下式计算： vrntthhHhH （6-2-10） 式中, ht矿井总阻力，Pa，困难期 1290.472Pa，容易期 809.561Pa； Hn与扇风机通风方向相反的自然风压，Pa，40.63Pa； hr扇风机装置阻力之和，取 180Pa； hv风流流到大气的出口动压损失，Pa。 由于本次采

193、用的是特征曲线的风机是抽出式， 故计算风压中也应该计入扩散器的动压损失，扩散器的动压损失可由下式计算： hv =gv22 （6-2-11） 式中, 扩散器的损失系数，取 2.0； v通风机壳出口处风速，取 5.24m/s； g重力加速度，m/s2，取 9.81m/s2； 空气密度，kg/m3，取 1.29kg/m3； 代入数值求得 hv =0.362 Pa 由此可以计算扇风机产生的全压 Ht 的值为 Ht=1491.457Pa或 922.634Pa。 根据扇风机的风量、风压，结合通风机得静压特性曲线，选择设备，选择在东西回风井分别安装 1 台 K45-4-No14 抽出式离心式风机，并各备用一

194、台。 (2)根据各个数据，计算扇风机的功率为： ffffQHN1000 （6-2-12） 式中, fN扇风机功率，kw； fH风机的风压，1491.457Pa； fQ扇风机的风量，55m3/s； 73 f扇风机的效率，取为 80%； 将以上各个参数代入公式（6-2-12） ，计算得：fN102.534kw。 (3) 预选电动机 按下式计算出所需电动机的功率电N： efftQHKN1000电 （6-2-13） 式中, K电动机（功率）备用系数，离心式时 k=1.21.3,取 1.25; e电动机效率，取 0.9； Ht、fQ、f对应与通风困难时工况点的风压、风量和风机效率; 计算得： kwN73

195、1.968 . 09 . 01000375.37457.149125. 1电 根据以上计算，选择 Y315M4 型三相异步电动机。 6.2.7 选择局部通风系统 1. 局部通风方法：总风压通风，利用风筒导风。 2. 采场、独头掘进等地通风：局部辅助通风，采用抽出、压入混合式通风方式。 3. 局扇选择： 设计对采场爆破后、独头掘进工作面、通风不良采场及其它工作面均采用局扇加强通风，设计选用局扇型号为JK55-4.5 型。 4.风筒选择：聚脂风筒：300mm，400mm 等；塑料风筒：300mm（用于天井掘进时的通风风筒） 。 6.2.8 选择矿井的通风构筑物，反风设施及反风方法 为了更好的管理风

196、流， 设计回风巷内设调节风门， 对各中段用风量进行控制。当某一中段回采结束后， 应在进风段适当位置设置挡风墙。 在人行通风天井内设调节风窗，以使各工作面风量及风速达到设计要求。 设计采用湿式凿岩，爆破后对爆堆洒水降尘，采掘工作面及进风井巷经常喷雾洒水， 以净化风流。 在溜井装、 卸矿硐室等产尘点设置喷雾器， 控制粉尘外逸。接触粉尘人员戴防尘口罩。 1.主要通风构筑物有： （1）通过风流的构筑物：主扇风硐、反风装置、风桥、导风板、调节风窗和风障等 74 W 图 6-2 绕道式风桥图 图 6-2 挡风墙 （2）阻断风流的构筑物：挡风墙和风门等。 2.选择反风设施 有时当进风井筒或井底车场附近发生火

197、灾时，为防止火灾所产生的有毒，有害气体带到作业地点及配合救灾工作的进行，需要使风流反向，并且保证在10min以内达到反风要求。因此主扇必需配有能迅速实现反风的设施。本设计选取反风道为反风设施。 3.反风方法 利用专用反风道反风 6.2.9通风成本估算（或根据资料选取） 1.通风机设备费W1 购置主扇、局扇、电动机、风筒、通风测定仪器等估计资金180 万元。 回采每吨矿石的通风设备折旧费1W为 TGW 1 （6-2-14） 式中, G通风设备每年的折旧费，元，服务年限 26a，故 G=180/26=6.923万元； T矿山年产量，180000t/a 代入数据得 180000692301W =0.

198、4 元/t 2.通风动力费用 W2 （1）由以下公式估算主扇耗电量 I1 75 I1weNeDO1 （6-2-15） 式中, Ne电动机输出功率，Ne96.7KW； D每年通风天数，D300d； O每天通风小时数，O24h； we,1分别为电动机，变压器，电线的输出功率，一般取值为 0.90，0.8，0.92 代入数据得 I196.730024/（0.90.80.92） 1051086.957（KWh/a） （2）一年内局扇和辅扇得耗电量I2 根据矿山的生产实际及经验，局扇和辅扇的耗电量按主扇的 1来选取，则 I2=I11=10510.87（KWh/a） （6-2-16） （3）则回采每 t

199、矿石的通风动力费 W2 W2TBII)(21 （6-2-17） 式中，B每度电的费用，矿山生产用电取 B0.3 元/KWh T每年矿石量， T=18 万 t； 代入数据，得 2W（1051086.95710510.87）0.3/180000 1.77（元/t） 3. 通风人员工资 矿井通风人员，本设计为 10 人，每年工资为 A，通风工作人员工资总费用3W TAW 3 （6-2-18） 代入数据，得 3W12001012/180000 0.8（元/t） 4. 其他费用 其他费用包括矿井各种通风构筑物的材料、风机和电机润滑油费、 防尘设施费用、 通风仪表的购置费和维修费以及专为通风服务的井巷工程

200、折旧费和维护费分摊到每回采一吨矿石的费用4W=0.4 元/t 5.总通风单位成本 76 故总通风单位成本W可得： 321WWWW （6-2-19） 代入数据，得： W=0.41.770.80.4 3.37（元/t） 6.3 通风制度 全矿通风确保全天 24h 不间断，派专人看管，通风工作人员实行“三八”工作制；矿井局部通风机根据具体情况调用。尽量做到“定人、定时、定量”充分调动工作人员的积极性，实行岗位绩效制度，工作的成绩直接与工资水平和奖励挂钩。本设计矿山通风防尘业务由安全环保部门负责，另外开设通风防尘化验室，坑口设有通风防尘工区，矿山的通风防尘专职人员 50 人左右。矿山除必须执行矿山安全

201、条例和矿山安全规程外，建立如下各项制度： 1)计划和设计会审制度。 无论长远规划或近期生产计划， 都必须包括改善矿井通风防尘条件的内容。 计划和设计的会审都应邀请安全防尘部门参加， 在取得他们同意的情况下才能交付实施。 2)通风防尘检查测定制度。经常对通风系统状况、通风防尘设备状况、通风构筑物使用情况、 工作面通风防尘条件等进行检查， 并定期检查通风防尘措施的执行情况。通风系统改变前后，应进行矿井通风阻力的测量。 3)通风防尘设备管理制度。通风防尘设备应由通风部门管理，经常维护，保持设备完好。通风设备应按规定时间运转，不得随意停开或拆除。通风防尘设备应根据设备折旧年限及生产发展及时补充和更新。

202、 4)井下作业人员通风防尘守则。 凡矿山作业人员都有爱护通风防尘设备， 保持良好作业环境的义务； 要自觉遵守安全规程和岗位操作规程的有关规定， 配带好个人劳动保护用品。坚决制止和拒绝违章作业。 5)通风防尘奖惩制度。对执行通风防尘制度特别好，在改善矿井通风防尘条件有突出贡献或做出了显著成绩的单位和个人应给与奖励。 对那些一贯不认真执行通风防尘制度，或破坏通风防尘设施、设备以及严重违章者应给与严肃惩处。 77 第 7 章 矿山运输与提升 7.1 矿山现有的运输提升系统评述 7.1.1矿石与废石运输和提升系统简述 上部区段矿石、废石提升由主斜井、盲主斜井接力提升运输。其中主斜井从地表服务到 16

203、中段 （-110 m 标高） ， 卷扬机房地面标高 364m， 斜井倾角 2730，采用单轨+错车道，井筒断面(单道)3.02.6m2、(双道)5.83.3m2，6m3箕斗，井筒斜长 1089m，卷扬机 ZJK-3/20 型，电机（JR1512 型）功率 570kw，提升能力 430kt/a。2#主盲斜井从 16 中段（-110 m 标高）服务到 21m 中段（-385m 标高） ，井口标高-108m，倾角 2730，井筒断面 4.23.2m2，采用单箕斗+平衡锤，5.5 m3箕斗，井筒斜长 976m，卷扬机 ZJK-3/20 型，电机（JR1512 型）功率380kw，设计提升能力 285k

204、t/a。 副斜井系统：16m 中段以上，人员由 1#副井（竖井）提升，设备和材料由2#副斜井提升。1632m 中段由 3#盲副斜井和材料井提升。 7.1.2矿山现有的提升运输设备 矿井运输用蓄电池机车，机车粘着重量为 2.5 t，矿车选用容积为 0.75 t翻斗式矿车，轨距 600mm，钢轨在斜井、石门地面用 15kg/m 轨型，其余巷道均用 11kg/m，道岔选用 1/4 型，巷道曲率半径一般用 12m，巷道坡度用 35重车下坡。矿井提升用箕斗，其设备有卷扬机 ZJK-3/20 型，电机（JR1512 型）功率 380kw。 7.2 运输和提升设计 7.2.1运输和提升设计原始资料 1. 每

205、昼夜或每班的运输量及提升量： 日运输矿石：600t/d； 人员：人/班； 2. 工作制度 年工作天数：300d； 每天三班，每班运输工作时间：6.5h； 78 3. 电机车最大运输距离；775m 4. 矿石废石人员材料的运输与提升系统 7.2.2矿山井下运输设计 1. 运输设备选择、矿车和机车选择 （1）机车选型 目前国内金属矿山一般用于阶段运输出矿的电机车大多是使用架线式电机车，其优点是结构简单，维护容易，用电效率高，运输费用低，应用范围广；其缺点是须有整流和架线设施，不够灵活；架线对巷道尺寸和人员通行有一定的影响；受电器与架线之间容易产生火花，因此在煤矿矿山不允许使用。表 71 是运输量与

206、机车质量、矿车容积、轨距、轨型的一般关系。 表 71 运输量（t/a） 机 车质 量（t） 矿车容积（m3） 轨距（mm） 轨型 （kg/m） 1530 万 57 0.71.2 600 1522 根据本设计与沃溪坑口的原有运输量与机车质量、矿车容积、轨距、轨型等条件，设计选用型号为 ZK76/250 的架线式电机车，其主要技术参数如表 72所示。 表 72 矿用架线式电机车主要技术参数表 型号 ZK76/250 粘着质量（t） 7 轨距（mm） 600 供电电压（v） 250 小时制牵引力（N） 13040 电动机小时制功率（kw） 6.52 调速方式 电阻 制动方式 机械 最小弯道半径（m）

207、 7 外形尺寸（mm） 总长 4500 宽度 1060 轨面至顶棚高 1550 （2）车辆选型 沿井下轨道运输货物是用矿用车辆进行的。矿车的主要技术数据是容积、载重、轨距、外形尺寸、轴距和自重等，其选择主要根据运输矿物种类、矿石性质（块度、粉矿和泥水含量、粘结性等） ，运输量和运距、装卸矿方式、料流的落差、使用地点等条件来决定。各种矿车的特点及使用条件见表73 所示。 79 表 73 各种矿车的特点及使用条件 矿车性式 用 途 卸矿方式及设备 优点 缺点 适用条件 固 定 式 矿 车 主要用于运输矿石；当废石卸矿点固定或不需经 常 移 动时，也可用于运输废石 列车不摘钩用电动翻车机卸载，小型单

208、车可用无动力翻车架或无动力翻车机卸载 结构简单，车 皮 系 数小，坚固耐用、成本及经 营 费 用低、 不漏矿，不污积巷道 卸 车 设 备较复杂、地下卸矿 站 硐 室或地 面 卸 矿站工程量大，矿石易结底 对 粘 性 大的 矿 石 不大适用 翻 斗 式 矿 车 主要用于运输废石及井下充填料、巷道衬砌用料，对于小型矿山可同时用于运输矿石和废石 常 用 于 人 工 翻卸，当卸载点固定或不须经常移动时，可用无动力翻车架（固定式及移动式）卸车 结构简单，卸载方式灵活、卸车设备简单 用 于 人 工翻时，卸载效率不高，车皮系数叫大，维修量大 一 般 矿 山都可用 侧 卸 式 矿 车 用于运输矿石和废石 曲轨

209、卸载 连续卸载速度快，卸车效率高，卸车设备简单 结构复杂，维修量大、成本和 经 营 费较高，侧门漏粉矿和泥水，损失矿物，污积巷道，过曲轨卸 车 时 冲击大 对 矿 石 中含粉矿、含泥、含水量大 的 矿 山不适用，特别 是 对 于贵 重 金 属矿山，不宜采用 再根据 采矿设计手册中的地下矿用矿车规格及主要参数表， 如表 73所示，设计选用型号为 YFC0.76 式矿车，其参数如下表 74 所示： 表 74 矿车型号 车箱容积(m3) 最大载重(T) 轨 距(mm) 轴 距(mm) 外形尺寸(mm) 车 轮直 径(mm) 卸载倾角() 车 箱 长 度(mm) 长度 宽度 高度 JF-0.7-600

210、 0.7 1.8 600 600 1650 980 1200 300 40 1160 （3）辅助车辆选型 辅助车辆主要包括平板车、材料车、炸药车、水车等，其选择如表 76 所示。 80 表 75 辅助车辆选型表 类 别 型 号 平 板 车 YPC1（6） 材 料 车 3 米长木材车 炸 药 车 0.5t 水 车 1t 平 巷 人车 PRC2 2. 轨距、轨型、轨枕、道岔、曲率半径、线路坡度等的选择设计 （1）矿山运输轨道由上部建筑和下部建筑组成，上部建筑由以下几部分组成：钢轨、轨枕、道床和接轨零件；下部建筑就是巷道底板。 轨型 钢轨断面一般是工字形，断面不大，但具有足够的抗弯力矩，钢轨的型号是

211、以每米长度的质量（kg/m）表示；矿用标准钢轨的规格见表 77 所示。钢轨质量越大，强度越大，稳定性越好。其轨型为 15kg/m。 （2）轨枕 轨枕有木制的，金属的和钢筋混凝土的。木轨枕其优点是：有弹性，加工容易，价格便宜，安装方便；缺点是：易腐烂，维修工作量大。为了节省木材，目前矿山已经推广使用钢筋混凝土轨枕。 根据计算， 以钢筋混凝土轨枕代替木轨枕，每铺一公里单轨线路可节约木材 3040m3。这种轨枕其优点是：强度大，坚固耐用，稳定性好，使用时间长，维修费用少；不怕矿坑水的腐蚀，取材和制造均方便。其缺点是弹性差，但在轨底与轨枕之间放置橡胶块便可克服此缺点，其规格如表 76 所示。 表 76

212、 钢筋混凝土轨枕主要规格 轨 型 （kg/m） 轨枕厚 （mm） 顶面宽 （mm） 底面宽 （mm） 长 度（mm） 轨距 600 轨距 762 轨距 900 1115 130 120 140 1200 18 130 160 180 1200 18 150 180 200 1350 24 145 170 200 1700 38 145 170 200 1700 （3）道床 道床材料必须是坚固、不潮解、不存水的。最好的道床材料是碎石，碎石粒度为 2040mm，在水平及倾角 10o以下的巷道内，轨枕下面的道床厚度不小于150mm；在倾角大于 10o的巷道内，应在底板上挖轨枕沟，其深度改为轨枕厚的2

213、/3， 轨枕下面的道床厚度不小于 50mm， 道床上部的宽度应超出轨枕 50100mm. （4）轨距 直线轨道上两钢轨轨头内侧之间的距离称为轨距。 我国金属矿山井下的标准轨距为 600、762 和 900 毫米，新设计的矿山那必须采用标准轨距。采用标准轨 81 距对于矿车的统一， 提高矿车的制造质量以及巷道的标准化都有重大意义。 从表72 可知，采用 600mm 的轨距。 （5）道岔 为了使列车或单个车辆能有一条线路使向另一条线路， 须在线路交叉处敷设道岔， 常用的道岔型号有 1/3， 1/4， 1/5 等三种， 道岔的选择见表 77 所示, 选择为 4 号道岔。 表 77 道岔选择表 机车质

214、量 （t） 机车车辆最小转弯半径 （m） 平均运行速度 （m/s） 轨 距 （mm） 600 762 900 道 岔 型 号 2.5 以下 5 0.62.0 1/3 1/3 34 5.77 1.82.3 1/4 1/4 6.58.5 78 2.93.5 1/4 1/4 1012 10 33.5 1/4 1/4 1/4 1416 1015 3.53.9 1/5 1/5 1/5 (6) 曲率半径 车辆在弯道上运行时，由于离心力作用和轮缘与轨道之间的阻力作用，增加了车辆运行的困难。离心力和弯道阻力的大小与车辆运行速度、弯道半径和车辆轴距等因素有关。因此，最小弯道半径应根据车辆运行速度和轴距大小来确定

215、。 当转角小于 90o时，两轴车辆的运行速度小于 1.5m/s，最小弯道半径不得小于轴距的 7 倍；运行速度大于 3.5m/s，最小弯道半径不得小于轴距的 15 倍。当转角大于 90o时，最小弯道半径按大于轴距的 1015 倍考虑。因此取15600=9000mm。 （7）线路坡度 线路的坡度是线路纵断面上两点的高差与其间距之比，通常以千分数表示。 井下运输线路的坡度一般为310。 如果坡度小于 3， 巷道排水较困难；坡度过大，电机车将难以牵引车上坡运行，而且制动困难、不安全、轨道与车辆轮缘磨损严重。 在设计井下线路时，一般按 3的坡度考虑。 3. 机车牵引和列车组的计算 （1）电机车运输计算的

216、原始资料 a. 班设计生产率 班设计生产率 As 是按班平均生产率 Ab 乘以运输不均衡系数 c 来确定，即： 82 AbcAs 运输不均衡系数主要取决于矿井产量的不均衡和出矿量的不均衡， 同时还与装车方式、供矿条件、采矿方法等有很大关系。有些采矿方法班产量不大，溜井中没有储矿量，班前、班中、班末的出矿量都有很大的差别，这种情况下的不均衡系数应取 1.3。 b. 运输距离 当电机车同时服务于两个或多个装车站时，其运输距离应按加权平均运输距离计算。加权平均运输距离公式如下： AnLnAAAnLnLALAL.212211 （7-2-1） 式中， nLLL.,21各个出矿点至卸矿点的距离， m； n

217、AAA.2, 1各个出矿点的出矿量； 代入数据得 L=775m。 c. 线路平均坡度为 3，现假设装/卸车及调车等时间为 30 分钟，列车不在弯道启动，班工作时间为 6.5 小时，选用 ZK76/250 型机车，JF-0.7-600 的翻斗式矿车。 （2）电机车牵引的矿车数 选择电机车时应考虑运输量、采矿方法、装矿点的集中与分散情况、运输距离和车型等特殊要求， 因此应按电机车的起动条件和制动条件分别计算它的牵引重量，取最小值来计算它的牵引矿车数，然后用温升条件来校核是否合理。 a.按电机车的起动条件计算牵引重量 按电机车的起动条件计算牵引重量， 时， 必须考虑到井下运输中最困难的情况，即电机车

218、可能牵引重车组沿弯道上坡起动为标准进行计算。 为保证电机车起动时车轮不滑动， 电机车的牵引力不能超过最大粘着力， 得电机车的牵引重量公式： PWaiWzhPQpnzh11. 0 （7-2-2） 式中， zhQ重车组重量，即牵引重量，N； nP电机车的粘着重量，N，取 70000N； a列车的加速度或减速度，m/s2 Wzh重列车走动时的阻力系数，取0.009； P电机车重量，取 70000N ； 83 电机车起动时的粘着系数，取 0.2； 将数据代入公式得： PWaiWzhPQpnzh11. 0 =7000011. 004. 004. 011. 0003. 0009. 02 . 070000

219、KN076.603 b.按制动条件计算牵引重量 为安全起见，井下列车的制动距离不得超过 40m，送人员时制动距离为 20m，这是根据电机车的照明灯有效射程确定的，按制动条件确定电机车的牵引重量时，必须根据这个规定并按最不利情况即下坡制动来计算。 为使电机车车轮不被闸瓦抱死，电机车的最大制动力应小于或等于它的粘着力，由公式： PWaiPQzhzpzzh,11. 0 （7-2-3） 式中， 电机车制动时的粘着系数，取 0.17； zP电机车粘着质量，取 70000N； za制动减速度，m/s2； zhW,重列车的运行阻力系数，取 0.006； 其中， zchzLva22 4023600100016

220、2 2/247. 0sm 式中， chv电机车的长时速度，查矿山运输与提升知 chv=16Km/h 84 zL制动距离，zL=40m； 将数据代入公式有： PWaiPQzhzpzzh,11. 0 70000006. 0247. 011. 0003. 017. 070000 KN3459.422 两者相比较知，以较小的牵引重量zhQ=422.3459KN 来计算电机车牵的矿车数。 c.以较小的牵引重量zhQ=422.3459KN 来计算电机车牵引的矿车数。 电机车牵引的矿车数有公式（7-3）确定。 01GGQZzh （7-2-4） 式中， 1Z计算电机车牵引的矿车数，辆； G矿车的有效载重量，G

221、=14700N； 0G矿车自重，0G=6100N； 将数据代入公式得： 6100147004223461Z 5 .17 取 17 辆 列车的有效载重量： GZQ1 （7-2-5） 1470017 N249900 KN9 .249 d.按牵引电动机的温升条件对上述结果进行校核 电机车的牵引力： )()(01pzhzhiWGGZPF （7-2-6） 式中， zhF电机车的牵引力，N； 代入数据有：)003. 0006. 0()610014700(1870000zhF 85 N4 .1511 ).(01pkKiWGZPF 式中， KF电机车牵引空车组的牵引力， N； kW空列车运行的阻力系数，取0.

222、007； 代入数据有： )003. 0007. 0()61001770000(KF N1798 e. 由于矿山的电机车的牵引电机车是直流串激电动机，每台电机车由两台电动机组成，所以每台电动机的牵引力为： NFFZhZh7 .75524 .15112 （7-2-7） NFFKK899217982 f.电机车往返一次牵引电动机的等值电流： 122TtItIIkKzhzhd （7-2-8） 式中， 调车系数，运距为 1000m 左右时取 1.15； 1T总运行时间，即为重列车和空列车运行时间之和，min； 在井底车场和采取车场等时间（包括调车、装卸车作业、让车及意外的耽误时间） ，取 30min；

223、kzhzttT （7-2-9） kmzhmVLVL75. 06075. 060 12. 675. 060140095. 675. 0601400 55 . 45 . 9 式中， mL井下运输中最大运距，取775； zhV重列车运行速度，zhV=25 Km/h=6.95 m/s; kV空列车运行速度，kV=22 Km/h=6.12 m/s； 86 代入数据有： 305 . 97 . 3212 . 32015. 122dI A3 .11 牵引电动机的长时电流zhI=34A，长时速度chv=4.45m/s ，因为dI=11.3zhI=34，所以电动机温升正常，证明 ZK76/250 型电机车牵引 1

224、7 辆翻斗车箱式矿车在技术上是可行的。 （3）电机车总台数 a. 按平均运输距离和电机车长时速度计算一次循环时间。 chVLT75. 0602 （7-2-10） 3045. 475. 0607752 min38 b. 每台电机车每班可完成的循环次数 Ttnb601 （7-2-11） 式中，bt平均每班工作时间，h，取 6.5h； 代入数据有： 385 . 6601n 1n=10.2 取 10 次 c. 完成每班出矿量所需要的循环次数 GZCAmb1 （7-2-12） 式中，C运输的不均衡系数，一般C=1.21.3，此处取 1.2 代入数据得： 181725002 . 1m =9 次 d. 每班

225、运输废石、人员、材料设备等所需要的往返次数，按矿山具体情况取，在这里取 4 次。 f. 需要的工作电机车台数 111nmmN （7-2-13） 87 1049 3 . 1 台，取 2 台 g. 需要的电机车台数 21NNN （7-2-14） 式中， 2N备用电机车台数，工作电机车台数在 5 台以内时备用一台，6 以下备用 2 台，如电机车通过井筒不方便，最好在各主要生产中段分别考虑备用机车；将数据代入有： 12N 3台 （4）矿车总台数 1121ZNKKZ （7-2-15） 式中，21,KK分别为矿车检修和备用系数，1K=1.1，2K=1.3 代入数据有： 1723 . 11 . 1Z =48

226、.62 辆，取 49 辆 4. 井底车场类型选择和硐室布置 （1）井底车场类型选择 沃溪坑口采用的井底车场选用斜井井底车场且采用折返式甩车场。 斜井有轨提升的常见方式有矿车提升和箕斗提升，此矿选用串车提升，斜井轨道与中间中段轨道的连接形式利用甩车道连接。其特点是斜井的上下车场均可用，其次管理集中，一次提升循环时间也可缩短，其斜井与各中段连接形式的比较如表 79所示。 （2）斜井及甩车道钢轨和道岔的选择 有色金属矿山常用的钢轨型号是 1524 公斤/米， 斜井甩车道的轨型可以和平巷的轨型同级，甩车道道岔型号的选择见表 78 和 79，且调车场的之护采用喷射混凝土之护。 表 78 道岔型号表 用途

227、 第一组道岔 第二组道岔 最好 一般采用 最好 一般采用 提升矿石 1/6 1/5 1/5 1/5 提升材料 1/5 1/4 1/3 1/3 88 表 79 斜井与各中段连接形式比较图 项 目 斜 井 与 各 中 段 连 接 形 式 斜 井 甩 车 道 斜井中段吊桥 吊 桥 式 甩车道 应用条件 斜井坡度 30. 20. 20. 井型 中小型 小型 中小型 特点 斜井与车场轨道的连接方法 道岔 吊桥 重 车 线 用吊桥 空 车 线 用岔道 进出车方向 斜井侧帮 斜井顶板 重 车 由 顶板进 空 车 由 侧帮出 优缺点 开凿量 大 小 较小 生产 矿车易掉道，在甩车道出磨损钢丝 同左 施工 比较

228、困难 简单 比较困难 甩车时间 长 短 较短 车场自溜 能 不能 能 表 710 车场钢轨类型选用标准 阶段生产能力（*104t/a） 电机车重量（t） 矿车容积（m3） 轨距（mm） 钢 轨 类 型（Kg/m） 30 37 0.51.2 600 1215 7.3 提升系统设计 7.3.1本次设计提升说明 沃溪坑口 16 中段以上采用主斜井提升矿石，副竖井铺助运输，根据本矿的现有的资料可以知道，主斜井采用双箕斗提升，年提升能力可以达到 36 万 t,所以本次设计不在考虑主斜井的提升计算。 89 7.3.2 提升设计计算 1#盲主斜井提升为单钩串车提升， 主要提升矿石； 2#盲副斜井提升为单钩串

229、车提升，主要提升和下放人、材料等。 （1）提升容器为矿车，矿车型号为 JF-0.7-600 翻转式矿车（装载系数为 0.8） 。 矿车最大载重（t） 1.8 矿车有效载重（t） 1.47 （2）小时提升量（ht /）的计算： hdattACAh （7-3-1） 式中， hA小时提升量（ht /） C不均衡系数 aA年运输量（at /） dt年工作日数（d） ht日工作小时数（h） 式中根据此次设计的工作制度可知：aA=180000at /，dt=300d，ht=18，C=1.15 （当一个开拓系统内只有一套提升装置时， C=1.25； 设有两套提升装置时，C=1.15） 代入数值得： htAh

230、/4 .38 （3）一次提升近似时间计算 (s): 此次设计的斜井车场形式为甩车场，所以依据下式计算一次提升近似时间: 换甩甩车甩甩近22VL4VL4V2nLT （7-3-2） 式中， 近T一次提升近似时间（s） L井筒长度（m） ， 1086m 90 甩L 甩车道长，取 20m 甩甩车场休止时间，30 秒 甩 V车组通过甩车道及道岔及道岔时的速度，甩 V=0.5最大V但不大于 1.5m/s V平均速度，V=（0.750.9）maxV,当提升长度小于200m时取下限；大于600m时取上限，取4.5m/s 换电机车反转换向时间，秒 代入数据得： sT3 .592近 （4）一次需要提升矿车数： 3

231、600T近效时QAn （7-3-3） 代入数据得： n= 4 台 (5)选定钢丝绳： 钢丝绳提升最大静拉力计算： ）（）（绳车最大cosfsinLPcosfsin)Q(F21最大Qn （7-3-4） =6770.6 kg 钢丝绳直径：sd=34mm；绳长 1200mm，钢丝绳破断拉力总和pQ67100Kgf。钢丝总断面积 433.13mm2,参考重量 410Kg/100m，公称抗拉强度 155 Kgf/mm2。设计选取 6（19）-34-155 型钢丝绳。 (6)钢丝绳实际安全系数校验： m=Qp/Fj （7-3-5） =67100/6770.6 =9.91 7.2 故安全。 (7)电动机功率

232、及选型 120VFKjbN （7-3-6） 91 式中, N 电动机功率，wK； bK电动机备用系数，bK=1.2； jF最大静拉力，jF=6770.6kg； V最大提升速度， V=4.7m/s； 传动效率，=0.85。 代入数据，可以求得： 120VFKjbN WK37485. 01207 . 46 .67702 . 1 故选用电机型号： JRQ1410 7（380wK） 额定电压为 6000v ，满载电流 58A，效率为 93.2%，最大额定转矩 2.0，功率因素 0.84，转子电压胃 640v，转子电流为 470A，满载转速为 985 转/分。 (8)按最大异步转速计算最大绳速（初选卷筒

233、为2.5m） smRmV/81. 460225. 175.36602max （7-3-7） (9)提升机卷筒直径jD 井下：jD60ds=60 34=2040mm 地面：jD80ds=80 34=2720mm 根据矿山固定机械设计手册，矿井提升机械没有如上的卷筒直径的卷扬机。选定直径为 2.5m。 (10)钢绳缠绕层数 考虑到生产现场的实际需要，选定钢绳的总长度为 1200m，缠绕层数计算公式如下： BdsDn/1200 （7-3-8） 符号定义同前，计算如下： BdsDn/1200 圈8 . 22000/3345 . 2/1200 92 (11) 卷筒直径 根据以上计算结果，选卷扬机型号为

234、JK-2.5/20A-2。 卷筒直径为 2.5m，卷筒宽度为 2m，减速比为i=20,钢绳直径为=34mm，钢绳最大速度为 4.7m/s。 减速器型号为 ZHLR-130，电机型号为 JRQ1510-8（475wK） (12)钢绳安全角度计算 钢绳仰角 )(5 .2735393 .2700安全 arctg 钢绳偏角 14197.4510 arctg (13)提升量校核 0.7 m3矿车 4 辆按装载系数 0.8，矿石松散密度为 2.2t/ m3，每小时提升 8次，一年 300 天，每天 18 个小时计算。 )/(9 .2131830082 . 28 . 047 . 0akt 93 第 8 章

235、专题：湘西金矿沃溪矿区采矿方法述评 沃溪矿区系中低温热液充填， 金锑钨伴生的石英脉状矿床， 矿体倾角 2045o，一般为 26 度，走向长 5003500m，倾斜延深 8002000m，按形态可分为层间脉、网脉、节理脉三种类型，厚度自几厘米至十余米，平均 0.98m。矿体赋存条件复杂，属 IIIIV 勘探类型。 矿石为石英及石英脉，f=812,较稳固。围岩为板岩及蚀变板岩，f=46,允许暴露面积 50200m，属不稳固及中等稳固。地表有河溪及大量建、构筑物，不允许陷落。该区采用斜井开拓，阶段高 25m。年产矿石量为 18 万吨。 该区长期沿用削壁充填法，60 年代中期，开始在脉厚大于 1.5m

236、 的矿块中采用钢筋混泥土预制件垒砌人工矿柱的空场法，70 年代初逐步采用房柱法。混泥土矿柱充填法。崩落法、留矿法，1979 年起试验与应用了尾砂密接充填法。按采出矿石量算得之采矿方法比重如下表。 8.1 采矿方法发展现状 8.1.1 V 型削壁充填法 该法已有二十多年的历史，在实践中，得到了不断改进，诸如回采方式由水平分层相继改为倾斜分层。壁式推进、直至目前的 V 型推进，采准平巷由沿脉布置改为底盘布置；矿房结构由留设顶、底柱到不留、底柱； 作业方式由手工逐渐过渡到机械作业等。从而提高了劳动效率，降低了作业成本，各项技术经济指标均有所改善。现将削壁充填法的 V 型推进方案简介如下。 （1）矿块

237、布置、结构参数和采准切割 矿块沿走向布置，矿块高度为阶段高度25m，斜长 5069，矿块沿走向长 40m50， 不留间柱、 底柱和顶柱。工作面宽 2.53.0 m， 分层高 1.21.6m采准切割。底部结构采用电耙道出矿， 出矿结构采用漏斗式， 电耙绞车硐室位于 靠近漏斗的上盘岩石中。 运输巷道掘进在距沿脉探矿巷道 12m 的下盘岩石中；天井在采场两侧沿矿脉倾向掘进，沿脉巷道与天井贯通；电耙绞车硐室位于靠近漏斗的上盘岩石中。 采切工作应优先掘进兼有探矿作用的巷道,如天井、电耙道等,形成通风系统的巷道,如通风天井,最后是便于运输和出渣的巷道,如溜井、漏斗井、运输平巷等。 （2）回采工作 工作面呈

238、 V 型，以电耙漏斗为中心，V 型推进。采用 7655 钻机、一字形 94 合金钎头打眼，眼深 1.52.0m。先爆围岩，后爆矿石，这是因为围岩的凿岩爆破性好，可给矿石爆破开辟良好的自由面、使之采用大眼距低装药系数，保证矿石呈块状爆落，减少粉矿损失。炮眼在围岩中呈“之”字形排列，眼距 0.81.0m，采用 2 号岩石炸药、8 号火雷管、单个点火爆破，装药系数在围岩中为 5060%，矿石中为 3040%，每米炮孔崩矿量为 2.22.6 吨。为保持顶板的完整性，将矿脉置于工作面上部，削取底板围岩。只是在矿脉过薄或很破碎，爆破围岩会引起矿石随同崩落时，才将矿 脉放在底板。采幅高度一般控制在 1.21

239、.6 米。废石爆破后即进行充填工作，选用大块废石砌筑挡墙，并使墙面与水平保持 60夹角，小块废石则倒入墙内充实。充填工作自下而上逐段进行，碎石用电耙耙运至充填地点，接顶时用人工浇入。为防止冒顶，充填体至回采工作面的距离不应超过 3 米。根据不同脉厚及顶板稳固程度，采用间隔充填或全面充填。劳动组织及作业循环为，每个队组配风钻、爆破工 3 名，充填工 68 名。每天一班凿岩爆破，一班充填或出矿，一班进行通风、洒水。两天一个回采循环，一天爆破废石及充填、一天爆破矿石及出矿。一个采场的回采总时间为 818 个月。该法的主要技术经济指标为： 采场生产能力 750t/月 采场面效 20t/工班 损失率 1

240、043% 贫化率 46% 坑木消耗量 1011m3/kg 采矿直接成本 6.27 元/t （3）主要优缺点 其优点有：废石就地充填，减少了运输费用，提高了选矿回收率，选矿费用显著减少；采用选别回采，充分回收资源；废石充填采空区，不留矿柱，不需要其它支护提高了回采率，降低了支护费用。同时，对地面建筑有一定保护作用。 缺点是： 人力进行充填， 劳动量占回采总劳动量的 5060%， 充填效率低，速度慢，致使采矿工效低，生产能力低。粉矿丢失，充填损失率达 34%。采空区顶板暴露时间长，岩石松脱、垮落，不够安全。 8.1.2 房柱法 该法从 1970 年开始试用，1975 年后相继在贫厚网脉矿体中推广，

241、1981年又试验了杆术护顶、中深孔崩矿房柱法，浅孔房柱法效果良好。下面分别介绍三种采矿方法。 8.1.2.1 浅孔房柱法 采区构成要素及采准切割： 95 矿块沿矿体走向布置，阶段高度 25m，矿房长度 50m，矿房宽度 10m，矿柱为圆形矿柱直径为 5m，矿柱间距 8m，不留顶柱和底柱。鱼儿山矿的矿石和围岩中等稳固，采场生产能力一般，再加上采用电耙出矿。阶段运输巷布置在底板岩石中，向每个矿房中心线位置掘进放矿溜井，在矿房下部的矿柱（顶底柱）中掘进电耙硐室，沿矿房中心线并紧贴底板掘进上山，以利行人，通风和运搬设备和或材料，并作为回采时的自由面，各个矿房间掘进联络平巷，在矿房下部边界掘进切割平巷，

242、既可以作为起始回采时的自由面，又可作为相邻矿房的通道。 （2）回采工艺 矿房的回采方法，根据矿体的厚度不同而异：矿体厚度小于 2.53m 时，则一次采全厚；矿体厚度大于 2.53m 时，则应分层回采，由于鱼儿山矿区的矿体的平均厚度小于 2.5m3m，所以采取一次采全厚的方法进行回采。 当矿体厚度小于 810m，并采用电耙运搬时，一般使用浅孔先在矿房的下部进行拉底，然后用上向炮孔挑顶。拉底是从切割平巷与上山交口处开始，用气腿式凿岩机或柱式凿岩机打水平炮孔，自下而上逆倾斜推进。拉底高度为 2.53m，炮孔排距 0.60.8m，间距 1.2m，孔深 2.43m。随拉底工作面的推进，在矿房的两侧按规定

243、的尺寸和间距，将矿柱切开。 在整个拉底结束后，再用 7655 型凿岩机挑顶，回采上部矿石。炮孔排距0.81m，间距 1.21.4m，孔深 2m。由于矿体厚度小于 5m 时，挑顶一次完成。 用上述方式采下的矿石，用 30KW 的电耙绞车将矿石耙至放矿溜井中，放至运输巷道装车。 主要技术经济指标为： 采场生产能力 1050 t/月 采场面效 35t/工班 损失率 15% 贫化率 10% 坑木消耗量 1m3/kt 采矿直接成本 56 元/t （3）主要优缺点 其优点有：回采方案灵活，应用范围广；采准工程量小，采准时间短，矿房投入生产快；回采工艺简单，矿石贫化率小，成本低；如果机械化程度高，并采用锚杆

244、护顶，不但工人劳动强度低，劳动生产率高，而且作业安全。 缺点是：不稳固顶板的护顶工作量大；深部开采时矿石的回收率明显下降。 8.1.2.2 下分层切顶预锚中深孔房柱法 96 （1）采区构成要素及采准切割： 矿块沿矿体走向布置，阶段高度 25m，矿房长度 50m，矿房宽度 10m，矿柱为圆形矿柱直径为 5m，矿柱间距 8m，不留顶柱和底柱。沃溪坑口的矿石和围岩中等稳固，采场生产能力一般，再加上采用电耙出矿。阶段运输巷布置在底板岩石中，向每个矿房中心线位置掘进放矿溜井，在矿房下部的矿柱（顶底柱）中掘进电耙硐室，沿矿房中心线并紧贴底板掘进上山，以利行人，通风和运搬设备和或材料，并作为回采时的自由面，

245、各个矿房间掘进联络平巷，在矿房下部边界掘进切割平巷，既可以作为起始回采时的自由面，又可作为相邻矿房的通道。 （2）回采工艺 矿房的回采方法，根据矿体的厚度不同而异：矿体厚度小于 2.53m 时，则一次采全厚；矿体厚度大于 2.53m 时，则应分层回采，由于沃溪矿区的矿体的平均厚度小大于 2.5m3m，所以采取分层采的方法进行回采。 当矿体厚度大于 810m，并采用电耙运搬时，一般使用深孔先在矿房的下部进行拉底，然后用上向炮孔挑顶。拉底是从切割平巷与上山交口处开始，用气腿式凿岩机或柱式凿岩机打水平炮孔，自下而上逆倾斜推进。拉底高度为 2.53m，炮孔排距 0.60.8m，间距 1.2m，孔深 2

246、.43m。随拉底工作面的推进，在矿房的两侧按规定的尺寸和间距，将矿柱切开。 在整个拉底结束后，再用 7655 型凿岩机挑顶，回采上部矿石。炮孔排距0.81m，间距 1.21.4m，孔深 3m。由于矿体厚度小于 5m 时，挑顶一次完成。 用上述方式采下的矿石，用 30KW 的电耙绞车将矿石耙至放矿溜井中，放至运输巷道装车。 主要技术经济指标为： 采场生产能力 1180 t/月 采场面效 40t/工班 损失率 1043% 贫化率 35% 坑木消耗量 610m3/kg 采矿直接成本 4.87 元/t （3）主要优缺点 其优点有：回采方案灵活，应用范围广；采准工程量小，采准时间短，矿房投入生产快；回采

247、工艺简单，矿石贫化率小，成本低；如果机械化程度高，并采用锚杆护顶，不但工人劳动强度低，劳动生产率高，而且作业安全。 缺点是：不稳固顶板的护顶工作量大；深部开采时矿石的回收率明显下降。 97 8.1.2.3 长锚索预锚短钻杆联合护顶中深孔房柱法 长锚索预锚短钻杆联合护顶中深孔房柱法采用的是中深孔落矿，而且采空区不稳固，许多地方出现冒顶或塌陷等，因此决定采用长锚索结构之护。长锚索之护是在矿岩中钻凿深孔或中深孔，然后放入一根或多根钢绳，并向孔中注水泥砂浆，凝固后即可加固和支撑采场矿岩。 （1）采区构成要素及采准切割： 矿房的长轴方向可延走向布置、沿倾斜布置或沿伪倾斜布置，他主要取决于采用的运搬设备。

248、矿房的长度主要根据电耙设备的有效耙运距离决定，一般为 4060m。根据矿体厚度和围岩稳固性，矿房的宽度变化于 820m 之间。矿柱尺寸为 37m，间距 58m。 为了保证使用安全,与回采工作面联系方便,有利于其他巷道的施工,一般采区天井分为 2-3 格.在分格天井中,用于人行和通风的一格,其断面要根据梯子的布置情况和风量大小而定.一般情况下,梯子倾角不大于 80。上下两梯子平台间距不大于 6m,上下平台的梯子孔要错开布置,梯子 孔长不大于 0.7m,宽不小于 0.6m;梯子上端要高出 1m,下端距井壁不小于 0.6m.人行格与放矿格,材料格要用木板或其他坚固材料隔开,上口设覆盖板.其掘进方法采

249、用吊罐法,直径 1.5-2m,形状为圆形,倾角为 85.梯子间的断面尺寸不小于 1.21.3m,放矿格短边的长度应大于溜放矿石或废石最大块度的三倍,以免堵塞,通常以梯子间的长边尺寸作为矩形断面天井的短边尺寸,各格间短边尺寸之和作为矩形天井的长边尺寸其天井的断面尺寸为 2.02.0m. （2）回采工作 采用长锚索顶预锚短杆联合护顶中深孔房柱法作为主要采矿方法。水平布置工作面，工作面形状为水平巷道型。因此在回采前，要留房柱支撑顶板防止冒落，回采进行后可以利用废石代替房柱，以便完成房柱回采。浇铸废石支柱控制地压，而且废石支柱距离两侧不能大于 3m。完成废石支柱后即可以回采工作，同时向前采掘过程中每隔

250、 3m 完成废石支柱，以此循环工作。回采完成后，利用废石进行胶结充填采空区。这样一个矿房回采才算完成。 主要技术经济指标为： 采场生产能力 1200 t/月 采场面效 40t/工班 损失率 1023% 贫化率 5-8% 坑木消耗量 1011m3/kg 采矿直接成本 79 元/t （3）主要优缺点 其优点有：回采方案灵活，应用范围广；采准工程量小，采准时间短，矿房投入生产快；回采工艺简单，矿石贫化率小，成本低；如果机械化程度高，并采用锚杆护顶，不但工人劳动强度低，劳动生产率高， 98 而且作业安全。 缺点是： 不稳固顶板的护顶工作量大； 深部开采时矿石的回收率明显下降。 8.1.3 全面采矿法

251、（1）矿块结构参数及底部结构 表 5-4 全面采矿法矿块结构参数 矿块布置形式 沿走向布置 矿块尺寸（m） 长 50 宽 10 高 25 矿房宽（m） 50 矿柱宽（m） 2.2 底柱（m） 6.2 分层高（m） 0 底部结构采用电耙道漏斗式结构，为堑沟进路式（平底结构、双侧进路） 。电耙道布置在阶段运输平巷上部，与盘区运输平巷或采区运输平巷垂直，间距 1012m。 电耙道两端分别布置电耙联络平巷和回风平巷并与采区内各条电耙道相通。回风平巷与回风井相通，电耙联络平巷与分段联络平巷相通。每条电耙道内靠电耙联络平巷一侧设 1 条贮矿溜井，与阶段运输巷相通。出矿漏斗沿电耙道交错布置， 间距 1012

252、m。 回采前先形成斗穿、 斗颈和劈漏天井。劈漏斗与崩矿同步距同时进行，也可以提前进行。矿柱回采不作专门的底部结构。 （2）采准切割工作 采切工作主要包括：掘进阶段运输巷道，在阶段中掘 12 个上山，作为开切自由面，在底柱中每隔 57m 开漏口；在运输巷道另一侧，每隔 20m 布置一个电耙绞车硐室。 （3）回采工作 回采工作自切割上山开始，沿矿体走向两侧推进。开采方式为倒退式。一次采全高；采用电耙运搬矿石。先采矿柱用胶结充填，后采矿房，用尾砂充填。因采空区面积较大，应加强通风管理。可封闭离工作面较远的联络道，使新鲜风流集中进入工作面，污风从上部回风巷道排出。回采包括凿岩、装药、爆破、通风、撬毛、

253、出矿等主要工艺。顺序完成这些作业一次，叫做一个回采循环，回采循环一个接一个重复进行，当回采工作推进到设计规定的顶柱边界时，停止回采。 主要技术经济指标为： 采场生产能力 1200 t/月 采场面效 20t/工班 损失率 35% 贫化率 46% 99 坑木消耗量 0.51m3/kt 采矿直接成本 4.15.4 元/t （3）主要优缺点 优点：采准工程量小；回采工序简单；通风良好；能适用矿体形状不规则及倾角变化的条件，灵活性大。 缺点：顶板暴露面积较大；采高大于 3m 以上，检查顶板较困难；留矿柱多时，矿石损失较大。发展方向是：采用小型无轨设备出矿，每一个矿块只掘一个放矿溜井以减少采准工作量和减轻

254、体力劳动；采空区的采用尾砂充填，以预防或延缓岩层移动。 8.1.4 水压支柱壁式崩落法 （1）矿块构成要素及采准切割 矿块高度为中段高度 25m，斜长 50；矿块沿走向长 40m60。 切割工作包括掘进切割平巷和切割天井。切割平巷既作为崩矿自由面，同时也是安放电耙绞车和行人、通风的通道，它沿走向掘进在采场下部边界的矿体中，并与矿溜子贯通宽度为 2 米，高度为矿层厚度。 切割天井（又称切割上山） ，一般位于矿块的一侧，并联通下部矿溜子与上部安全道，宽度应保证开始所需的工作空间，一般为 22.4m，取 2m，高度为矿层厚度。 下盘装矿平巷、中段运输平巷与装矿平巷间设联络平巷、通风安全斜巷、人行天井

255、、切割平巷、采场矿石漏斗。 （2）回采工艺 分两步回采，先采切割平巷以上部分，工作面长约 40m45m，工作面超前 50m 以上，再回采切割平巷以下底柱，工作面长 10m15m。 采用浅孔崩矿，用 YT-27 或 7655 型凿岩机打孔，孔径 42mm，药卷直径32mm。 以切割平巷和切割上山为自由面， 炮眼水平布置， 向下崩矿， 眼深 1.8m2.2，根据脉幅不同分别采用“一字形” 、 “之字形” 、或“梅花形”排列。最小抵抗线1.0m，炮眼间距 a0.7m，装药系数0.65m，炸药单耗1.9kg/ m3。矿石松散系数为 1.67，工作面炮孔布置为水平 1 排孔。当矿体倾角超过 30时，水平

256、炮孔的施工会比较困难，可采用切割槽加倾斜炮孔布置的方式，但炮孔与工作面的角度不小于 60，以保证仍然向下崩矿，避免崩落矿石直接碰撞水压支柱。 主要技术经济指标为： 采场生产能力 1500 t/月 采场面效 20t/工班 损失率 4% 贫化率 46% 坑木消耗量 910m3/kt 100 采矿直接成本 46 元/t （3）主要优缺点 其优点：才准切割比较简单，矿块准备时间少；矿体赋存条件适宜时，用长壁式单层水压支柱护顶崩落法，矿石回收率可以达到 90%以上；贫化率低；采用水压支柱护顶时，作业安全，矿块生产能力可以大幅度提高。 缺点：采准工程量大，长壁式为 20 m/kt 以上，短壁式和进路式为

257、2640m/kt 以上；由于一些矿块要留顶柱、底柱、分段矿柱、上山矿柱和断层矿柱，采区矿石回收率一般只有 70%80%；用木柱支护顶板，劳动强度大，坑木消耗多；采矿难于实现机械化作业，矿块生产能力低；通风条件不好，采用单巷采准布置，长壁式工作面污风串联，影响矿块生产能力的提高，应用进路式工作面回采时，进路为独头工作面，作业条件更为恶劣。 8.1.5 尾砂密接充填法 该法是从 1979 年进行设计与试验的，它的特点是：利用尾砂充填体能在一定条件下保持自稳的特性，将尾砂紧接矿石壁充填，尔后，再沿着干凝尾砂充填体回采毗邻分条，按照一定顺序，逐条回采，逐条充填。充填料紧接工作面，整个采场的回采是连续的

258、，不添加胶结剂，也不进行物理手段加固。为了适应不同厚度的矿体，该法又分倾斜分条和垂直分条两种方案。 （1）采场构成要素及采准切割工程 采场沿走向长 4070m，沿倾斜长 5057m，不留顶柱，底柱由下中段采场回收（矿石贫则留 12m 不采，作为充填体护壁；矿石富则于底柱上方充以 4m 的 1：20 水泥胶结尾砂作为隔墙） 。天井两侧矿柱，待采场结束后自上而下全部回收。采准平巷布置在底盘。根据顶板稳固程度，分条宽度 612m。 （2）回采工作 采用倾斜分条回采时，分条沿假倾斜双翼布置，一翼回采，一翼充填，自下而上逐条回采。采用垂进分条；分条垂直走向布置自两翼向中央交替退采。每一分条回采前，需沿尾

259、砂面开掘一条切割坑道通达边缘天井或上中段平巷，以形成贯穿风路及保持两个安全出口。分条必须采成斜壁，以增大充填体的稳定性。用 7655 钻机凿岩，眼深 1.52.5m，台效 5070 吨。采用金属砂浆杆柱护顶，杆柱 1.82.3m，网度 11m，金属杆为16mm 螺纹钢。出完矿后，即可砌筑挡砂墙及安设过滤脱水装置，进行充填，为了充分接顶，必须自下而上逐段充满。分级尾砂浓度为 4070%，2 寸管输送，充填倍线 510，充填能力为 125m3/日，每班 2 人作业，充填工效为 16 m3/工班，充填体脱水干凝时间 1.52 个月，暴露后的尾砂体自稳角为 6080。每个采场配风钻、爆破工 3 人，电

260、耙及破碎工 4 人，每隔 37 天安装一次杆柱。一天一个循环， 一个分条的回采时间为 23个月， 一个采场的回采总时间为 14 101 20 个月。其技术经济指标为： 采场生产能力 1200t/月 采矿面效 20t/工班 贫化率 620% 损失率 26.5% 单位炸药消耗量 0.3kg/t 坑木消耗量 10m3/万 t 采矿直接成本 3.5 元/t （3）主要优缺点 优点：采场生产能力及效率高，损失率低，回采及充填作业成本低。 缺点：坑道污染严重，采场通风条件较差。 8.1.6 浅孔留矿法 （1）矿块构成要素及采准切割 一般采场沿走向布置，阶段高度 25m，矿块走向长为 50m，倾向长 50m

261、，矿体厚度为 0.20.73m。顶柱留 3m 宽；底柱高度在运输巷道顶板上留 3m；漏斗间距用木漏斗取 6m，不留间柱。 采准天井一般布置在间柱中，规格 1.52.02.2.5m2, 每隔 46m 开凿断面为 2.01.5 m2的人行联络巷通往采场，采场两端的人行联络巷应错开布置；采场采用漏斗放矿电耙耙矿底部结构，沿矿房的长度方向，在运输巷道上方约 34m 处，开凿规格为 2.02.0m2的电耙巷。电耙巷的一侧布置有长度为 34m、宽度为 23m，高度为 2m 的电耙绞车硐室。硐室一侧的电耙巷内掘凿一放矿小井接通运输平巷。 矿块的切割工作，其施工一般先由电耙巷水平掘进漏斗穿、漏斗颈，再掘进拉底

262、巷。漏斗颈联通拉底巷水平后，把漏斗颈扩帮刷大成漏斗。 （2）回采工艺 采用自下而上回采，在整层中进行崩矿、通风、局部放矿、平场及松石处理等作业。回采工作面采用梯段布置。回采凿岩采用水平凿岩方式。水平炮眼一般上仰 58。梯段长度一般为 24m。放矿分两步骤，即局部放矿和大量放矿。局部放矿一般放出每次崩落矿石的 30%左右，矿房内暂留矿石，使回采工作面保持在 2.02.5m 的空间。局部放矿以后，应立即检查矿房顶板和上下盘，同时处理浮石，平整场地。当矿房回采至顶柱时，即进行大量放矿。大量放矿时要均匀放矿。 主要技术经济指标为： 采场生产能力 1200 t/月 采场面效 40t/工班 102 损失率

263、 1043% 贫化率 46% 坑木消耗量 1011m3/kt 采矿直接成本 3.56 元/t （3）主要有优缺点 其优点是：结构简单，管理方便，采准工程量小，工艺技术容易掌握，所需要的设备比较简单，易于供应。 缺点：平场处理松石工作量大，而且至今未能实现机械化工人劳动强度很大；开采厚度较大和倾角较缓的矿体时，不但平场处理松石工作量随之增加，而且矿石损失加大，工人在大暴露面的顶板下作业，安全条件差；大量矿石积压于采场中不能及时放出，不但影响资金周转，有时还造成矿石的损失和贫化加大；天井要跟踪矿脉的变化起探矿作用，很难实现机械化掘进，掘进的难度大，效率低。 8.1.7 竖分条块石胶结充填法 （1）

264、矿块布置、结构参数和采准切割 沿矿体走向划分矿块，分条宽 4m，阶段高度 25m，倾斜长 4060m，矿体厚度大于 6m 时，则分层回采。不留顶柱和间柱，保留 3-5m 的底柱。 采准布置首先利用已有的脉内平巷和脉外运输平巷，补充一条运输联络巷。在脉内平巷内每间距 8m 设一出矿口，安装出矿装载台，与出矿口相对应脉内平巷的另一侧设置电耙硐室，采用电耙出矿，经放矿口的装载台装入矿车。 （2）回采工作 分条间隔回采，先采单号，后采双号分条，采场内可有 24 个分条同时回采，采场生产能力可以提高。同一分条按三步回采：第一步从出矿口开始，沿底板自下而上以 2.5m2.5m 断面规格按掘进方式进行，直至

265、 贯通上中段的脉内平巷，约 26t/台班。第二步在小断面进路中凿扇形炮眼，自下而上（或相反） ，进行扩帮挑顶崩矿，此时分条达到设计宽度 4m，保留约 1.7m 的护顶矿层， 部分落矿暂时存留在分条内， 以利下步作业。 此步回采效率为 80100t/台班。第三步则在矿石堆上作业，炮眼与矿体倾向平行，运用控制爆破技术，减轻爆破对顶板岩层的破坏，回采护顶矿层，部分矿石留在原地，随之进行锚杆护顶，再行出矿。分条全部采完，并经清扫底板后马上进行充填。 以上是对分条矿体厚度小于 6m 时的回采方式。若分条厚较大，超过 6m， 采用分层回采方式 。首先，按正常分条回采步回采底部矿段，采高 7m，尔后进行块石

266、胶结充填。上部矿段又分二层回采，分层高 3m 左右，第一分层回采是在块石胶结充填面上作业，第二分层回采则在充填体面上的矿石堆上作业。 采用 YT-27 或 7655 型凿岩机打孔，孔径 42mm，药卷直径 32mm。以切巷 103 和天井为自由面，炮眼水平布置，向下崩矿，眼深 1.8m2.2， 最小抵抗线0.8m， 炮眼间距 a0.7m， 装药系数0.65m， 炸药单耗0.69kg/t。 采用 2DJP-30 电耙将采场矿石耙至采场溜矿井，再由运输平巷装车运至中段矿仓溜井。 采后充填分两步进行，单号分条均以块石与水泥浆胶结充填。双号分条的回采是在左右胶结壁护顶条件下进行的 ，采空区只以块石充填

267、，但分条下部约 3m 需以块石胶结充填形成假底，以利下部中段的回采作业。 主要技术经济指标为： 采场生产能力 1050 t/月 采场面效 20t/工班 损失率 15% 贫化率 12% 坑木消耗量 1011m3/kg 采矿直接成本 89 元/t （3）主要优缺点 其优点是：采准切割工程量少；适应矿体形态变化的能力强，灵活性大，矿石损失、贫化率小；能够有效地维护围岩，减缓围岩的移动；对于极薄矿脉或多种矿石的矿体，可进行选别回采；等防止矿床开采时的内因火灾，有利于深热矿井工作面的降温。 缺点： 多一充填工序，回采工艺相对复杂，采矿成本较高；回采循环时间较长，生产能力相对较低，若采矿与充填配合不好，充

268、填工艺不成熟时，对矿块生产能力影响较大。 8.2 存在问题 8.2.1 采场生产能力偏低 根据矿山资料知 1982 年上半年统计，全矿区月平均采场生产能力 900t/月，由此导致四个方面的后果。 （1）生产战线过长，难于管理 （2）占用设备多，设备效率低，维修费用大。全坑大小设备 500 台，电机车、装岩机、电耙共 147 台，电耙效率为 22t/台班、装岩机为 18t/台班。年维修费用为 2834 万元，占窿原矿总费用的 810%。 （3）辅助作业量大，劳动效率低，作业成本高。井下工作面工人仅占总人数的 28.1%，全员实物劳动生产率只有 1922t/人月。出窿原矿成本为 2830 元/吨，

269、其中采掘费用仅 910 元/t，辅助作业费用为 1112 元/t，车 104 间经费达 78 元/t。 8.2.2 采空区未及时进行处理 该区累计采空区体积已达 93 万 m3，已充填体积为 56.23 万 m3，充填率达60.4%。其中 19511973 年主要是采用削壁充填法，充填率达到 74%。1974年后，由于房柱法增加，充填率只有 36%， 8.2.3 顶板管理方法尚不够完善 该区顶板不够稳固，因冒顶片邦造成的伤亡事故占井下伤亡事故的一半（其中采场占 73%，掘进占 27%） ，冒顶片邦造成的重伤亡事故占井下的 48.8%（其中采场占 62%，掘进占 38%） ，虽然近年来推广喷锚支

270、护取得了预防事故的明显效果，但由于种各原因尚未全面推广，冒顶片邦事故仍然是井下作业的重大隐患。 8.3 采矿方法的合理选择与改进途径 根据以上的描述可以看出，采矿方法比较合理的有以下几种以及改进途径： 8.3.1 削壁充填法适用范围及改进途径 该法适用于厚度大于 0.8m 的矿体，但必须加以改进并努力寻求新的采矿方法。削壁充填法的改进途径有： （1）研制充填犁和抛掷充填机，以提高充填效率； （2）研制低采副凿岩台车，改善劳动条件，提高凿岩效率； （3）采用深孔定向爆破技术将废石抛至采空区进行充填，以提高充填效率。与此同时，应积极寻求只采矿脉、不采围岩、人员不进入采空区的采矿方法，诸如自天井崩矿

271、的崩落法和连续采矿机回采等。 8.3.2 水压支柱崩落法适用条件及改进途径 1. 适用条件 对地压增大， 顶板稳固性更差， 倾角 30045o,脉厚0.82.0m， 平均 0.88m,顶板允许崩落。其适用条件为： （1）矿体倾角不大于 30o35o，倾角小对顶板管理有利。 （2）矿体厚度一般不超过 3m，合适厚度为 1.82.4m。 （3）直接顶板不稳固到中等稳固。 （4）一般要求底板岩石较坚硬、平整，对提高电耙运搬效率，降低矿石贫化有利。 （5）矿石松软到坚硬。 （6）矿体顶板岩石中不含易燃矿物和瓦斯；矿体断层少，且连续好；地 105 表允许崩落。 2.此采矿法也存在以下问题 （1）矿石贫化

272、损失大 用崩落法开采薄矿体时，为了有适于回采的工作空间，要随矿石采下废石，增加了矿石的运输和选矿加工费用，因此，随着局部放矿和最终大量放矿时，造成废石二次混入，这是由于频繁的局部放矿，使暂留矿石处于松散状态，靠顶盘处经常出现空隙，最终大量放矿随留矿面下降，围岩暴露面积不断增大，发生的废石二次混入是很大的，回采周期越长，造成的废石二次混入的机会就越多。 此外，最终大量放矿后，由于采场底部结构粗糙不平，许多高品位的粉矿石放不出来，若不用高压水冲洗，则造成的矿石损失是较大的，如折合成金属损失，其比率更大。 （2）地压管理不善 随着开采深度的增加，垂直应力和采场周边切向应力明显增大，达较大采深时，水平

273、应力较大，于是出现片帮冒顶，采不完整个中段，被迫中途停采，即使能采上去，采下的矿石也不能全部放出。 （3）采掘成本和采矿成本增加 随着开采深度的下降，地应力相应加大，有些采用低中段，有的开设副中段，有的设采场水平矿柱，进行二次切割，因而导致采切比增加，加之深部矿石品位下降，使采矿成本相应增高。 （4）水压支柱死柱的现象 矿山现采用的水压支柱护顶崩落法回采，回采过程中，需要大量水压支柱支撑采场顶板，维护采场的安全生产。由于在回采的过程中，水压支柱被卡死，拆除很困难，加大人力物力的投入，增加成本。 3. 改进设想 沃溪多金属采矿可持续发展的关键是寻求安全、经济、合理、有效的地下连续开采方案及其采矿

274、方法（包括矿柱回采与空区处理的方法） ，并降低矿石的损失和贫化。 （1）降低损失及贫化的技术措施 a.加强地质勘探及研究工作，弄清矿床赋存规律及开采技术条件，给矿山生产提供确切的矿体产状、形态、空间分布、品位变化规律的资料，以合理确定采矿工艺和参数。 b.结合开拓、探矿工程的布置，对矿体进行二次圈定，使采切工程布置尽可能合理。 c.根据矿山开采技术条件、装备水平等具体情况，合理确定采矿方法及 106 其工艺参数。 d.加强生产管理工作，建立专门机构对矿石开采损失贫化进行经常性的监测、管理和分析研究。 e.开展采矿方法和矿柱回采与空区处理技术试验研究，为获得最佳经济效益和可持续发展提供保障。 (

275、2) 严格管理，并进行计算机控制放矿技术的研究、相关的的岩体力学和可崩性研究，为科学有效地放顶，处理采空区和回收矿柱提供理论依据，为连续地下开采创造条件。 (3) 进行爆破参数优化，研究合理的凿岩爆破参数、起爆顺序、微差间隔时间及装药结构等。 (4) 防止死柱的措施。经常检查支柱的压力,发现漏水要及时补压。撤下的柱子,加在邻近的一排,必要时架设木支柱。严格按设计要求的规格和操作规程架设支柱,确保支柱质量。发现死柱,在其周围架设好支柱,确保顶板安全的情况下,再进行回收。 8.3.3 尾砂密接重太难法的适用范围及改进途径 对厚度为 0.8-2m 矿体应以尾砂密接充填法为主。为了降低贫化，必须严格控

276、制采副，并相应解决低采副的锚护工艺，如试制旁侧推进的锚杆打眼机，采用柔性的钢丝绳作为杆体等。但对深部 16 中段以下的矿体，因地压增大，顶板稳固性更差，可以试用强制放顶的壁式崩落法。 对厚度为 2 米以上的矿体，且系单一含金，品位又在 5 克/t 以下的，仍应沿用杆柱房柱法。但对于品位高，厚度大的网脉矿体则应采用尾砂密接倾斜分条充填方案。为了提高效率，应采用深孔爆破，大功率三卷筒电耙，建立正规的充填系统，增大充填能力。通过努力若能在二、三年内逐步推广并完善尾砂密接顶充填法，深部运用崩落法，减少削壁充填及房柱法的比重，不但能使采场生产能力、劳动效率、回采率获得明显提高，同时对改善安全条件、减轻劳

277、动强度和防止地压活动也有好处。此外，还应加强地压观测与管理工作，积极推广喷锚支护技术，不断改善劳动组织，做到在近期内使削壁充填法和房柱法、尾砂密接充填法。壁式崩落法的采场月出矿能力分别达到 500-800t 和 1500-2000t，使采场平均月出矿能力达 10001200t。 107 结 束 语 本次毕业设计从 2008 年 3 月中旬开始，为期三个多月。本次实习是到#沃溪坑口进行实地参观和收集资料，于 6 月初完成初稿，6 月中旬答辩。设计的主要内容是沃溪坑口深部井下开采设计，专题是沃溪矿区采矿方法述评。 在设计的过程中，我自己根据所学的专业知识解决了一些以前不能解决的问题，而且还学到了不

278、少的新知识，增长了自己的见识，同时也是对自己能力的一种提高和对采矿这个行业有一个更深的了解。毕业设计是很注重综合能力的训练和培养，对我来说不仅是对所学知识的整体运用和进一步的巩固，而且是将所学知识融会贯通的一种很好的方法。当然在此次设计过程中，我遇到了一些以前在课堂上没有遇见和发现的问题通过到图书馆查阅资料和文献以及请教老师和同学，学到了许多知识,使自己具备了一定的工程素质，为以后的工作打下了坚实的基础。 主要参考资料 1解世俊， 金属矿床地下开采 ，冶金工业出版社，1979 年； 2井巷工程 ，煤炭工业出版社，1980 年； 3陶松霖， 凿岩爆破 ，中南大学教材科； 4王英敏， 矿井通风与安

279、全 ，冶金工业出版社，1979 年； 5采矿设计手册（矿床开采卷） ，上、下册，中国建筑工业出版社，1986年； 6采矿手册 ，冶金工业出版社，1、2、3、4、5、6、7 册，1990 年； 7王文星， 岩体力学 ，中南大学出版社； 8高磊， 矿山岩体力学 ，冶金工业出版社，1979 年； 9宁恩渐， 采掘机械 ，冶金工业出版社，1990 年； 10李仪钰，矿山提升与运输机械，机械工业出版社， 1989 ； 11余仲芳，“采矿方法选择的多目标决策” ， 化工矿山技术 ， 1986 年， No.1； 12周昌达，井巷工程，冶金工业出版社，1994 年； 13周崇仁，矿柱回采与空区处理，冶金工业出版社，1989 年； 14徐永圻， 采矿学 ，中国矿业大学出版社，2003 年；