第三篇+回采工作主要过程PPT资料.pptx
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矿体厚度58m以下，不规则矿体；
工艺特点：
工作面大多有两个或以上的自由面。
一组浅孔在工作面崩落一层的矿石量,计算公式D=Slgkh/（1-p）式中：
S工作面面积，m2；
lg浅孔深度，m；
浅利用系数；
矿石容重，t/m3；
p矿石贫化率,落矿参数计算,每层矿的炸药总消耗量每层落下矿石量炸药单耗每层矿所需炮孔总长度每层矿炸药总消耗量/炮孔单位装药量一台凿岩机钻凿炮孔的时间炮孔总长度/凿岩机台班生产定额,炮孔布置,水平炮孔：
爆破后工作面顶板平整，但同时爆破炮孔数有限，在矿石稳固性较差用；
上向垂直炮孔：
凿岩工作线长，同时爆破孔数多，崩矿量大，但顶板不规整，易形成浮石，在较稳固矿体中适用。
炮孔布置，尽量与矿体层理和裂隙面垂直；
浅孔落矿,常用凿岩设备：
气腿式凿岩机7655、YT-25等,中深孔落矿,孔深在515米，孔径5080mm（接杆）炮孔布置：
上向扇形及水平扇形常用凿岩设备YG-80、YGZ-90、Simba1250系列装药器最小抵抗线W，钎头直径d的2330倍，扇形孔的孔底距为（0.851.2）W在分段巷道中凿岩扇形布孔，炸药分布不均，易出现大块。
Simba1250系列,深孔落矿,孔深在15米以上，但一般不超过2530米，孔径90110mm（动力在空底）布孔方式：
垂直、水平、倾斜，每种又可分扇形（应用较广）、平行或束状布孔（用于矿柱回收）；
各自的优缺点；
适用于矿体边界明显，形态规整，厚大矿体；
潜孔钻机；
采场深孔爆破最小抵抗线的计算公式,平行孔最小抵抗线,采场深孔爆破最小抵抗线的经验选取,坚硬岩石中等坚硬岩石较软岩石,W=2330dW=3035dW=3540d,采场深孔装药量计算,深孔挤压落矿,概念：
被爆矿石向已崩落的矿石方向挤压，而不事先预留补偿空间的一种爆破方法。
产生背景：
60年代在推广崩落采矿法中的新技术；
挤压落矿的实质：
在较小的补偿空间条件下落矿，崩落的矿石不能充分松散；
由于爆破的作用，矿石向相邻的松散介质碰撞和挤压，以获得补偿空间和辅助破碎。
爆破补偿空间：
一般为2030%;
挤压爆破为1220%,深孔挤压落矿工艺：
自由空间爆破的补偿空间，一般为20-30%，而挤压爆破只有12-20%；
小补偿空间挤压落矿：
切割巷道、切割井、切割槽，限定空间10-20%；
向相邻松散介质挤压落矿：
松动放矿15-20%，松动放矿范围不小于一次挤压崩矿的厚度；
第一排炮孔：
加大抵抗线；
0.40.6m后加强排；
挤压爆破评价：
低大块产出率；
减少切割工程量,矿石运搬概念：
将回采崩落的矿石，从工作面运搬到运输水平的过程。
运搬工作仅限于矿块（采场）内。
矿石运搬的生产率：
决定着回采强度的大小以及回采作业的集中程度。
矿石运搬是提高生产率、降低生产费用的重要环节。
矿石运搬概述,矿石运搬的方法,分重力运搬、机械运搬、爆力运搬和水力运搬。
其中，前两种用得较多，机械运搬又包括电耙运搬、振动给矿机和自行设备运搬三种。
矿石运搬方法和采矿方法的选择有关。
矿石运搬工艺通常，重力溜放到采准巷道，机械方法将矿石运搬到溜井（若长溜井，下部阶段集中运输）中，再靠重力装车。
矿石二次破碎,概念：
落矿产生的不合格大块，在搬运过程中需进行破碎，称为二次破碎。
费用：
浅孔落矿二次破碎费用占落矿费用的02030；
深孔一般大于50地点：
浅孔落矿在工作面和放矿闸门处或振动放矿机上；
深孔落矿时在二次破碎巷道和放矿漏斗中。
方法：
覆土爆破；
浅孔破碎；
风动或电动锤；
火箭弹。
重力运搬,回采崩落的矿石在重力作用下，沿采场溜至矿块底部，经放矿漏斗和闸门，装入运输水平的矿车中。
重力运搬矿石方法，在开采急倾斜薄和极薄矿脉，应用非常广泛，一般采用浅孔落矿，大块较少，不用设专门的二次破碎巷道。
采场矿石重力运搬方法的应用范围，主要受矿体倾角、矿石性质和回采工艺等因素的影响。
重力运搬的可靠程度主要取决于矿体倾角，此外，与矿石的溜放条件及采场底板（或下盘）面的平整程度有关。
应用条件：
空场法，矿体倾角一般不小于5055；
崩落法，矿体倾角一般不小于6580；
若小于5560，应用条件是厚度较大，可在底板岩石中开掘放矿漏斗。
机械运搬,电耙运搬矿石应用最广泛构造简单成本低缺点:
运矿工作间断钢绳磨损大耙距受限,采场搬运,专门电耙巷道中运搬,电耙运搬的使用条件:
运搬距离一般1060m;
一般在水平或微倾斜的平面上进行;
特殊需要时,可沿2530倾角的底板向下或按1015倾角向上耙运;
巷道或采场的高度不应小于1.51.8m;
在储量不大的缓倾斜矿体,其厚度小于1.52.0m,且矿石稳固性差,地压大,巷道维护困难等条件下,电耙运搬矿石更为合适;
电耙设备及运搬生产率,耙运距离：
3050m耙斗容积：
0.20.5m3电耙绞车功率：
1555kw生产率：
150500t/d,耙矿巷道和受矿巷道,漏斗式堑沟式平底式,用于运搬矿石的自行设备有装运机、铲运机、电铲及自卸卡车、装载机和自行矿车等。
自行设备运搬矿石,振动出矿机的应用,马坑实例:
采场运搬,矿石搬运：
铲运机铲装矿石经进路、分段平巷、矿岩溜井联络道，将矿岩卸入溜井，溜放至阶段水平，经振动给矿机装6m3底卸矿车，运至阶段主溜井。
生产能力:
厚及特厚矿体4m3铲运机生产能力4245万t/台.a，中厚矿体2m3铲运机生产能力1215万t/台.a，根据矿山开采规模300万t/a，同时工作4m3电动铲运机6台和2m3电动铲运机2台。
同时工作矿块数8个。
自行搬运设备优缺点评价,优点：
多用性；
机动灵活，调用方便；
生产率高，无需拆装等辅助时间；
安全性好缺点：
昂贵，使用期限短；
柴油驱动设备所需风量大，电耗大；
装矿巷道断面大，要求围岩稳固；
维修量大，操作水平要求高。
爆力运搬矿石,概念：
利用深孔爆破时,产生的动能,抛掷崩落矿石;
适用条件矿体倾角大于50-55，小于25-30，30-55矿体厚度3-30m,不小于5-6m为宜;
倾角为15-20,爆力运搬距离30-40m;
倾角为30-40,爆力运搬距离60-80m矿岩接触面平整，且较稳固；
扇形布置炮孔；
炸药单耗增加1525；
每次爆破12排；
下部受矿巷道应容纳每次崩下的矿石；
下次爆破前，漏斗或堑沟中的矿石放空；
底板积留矿石，应清除干净。
爆力运搬矿石的工艺特点,爆力运搬评价,节省采准工程量，提高劳动生产率和降低成本；
显著减少或不需要机械搬运，无需工人进入采空区，安全也有回采矿柱困难，损失大，单位炸药消耗大等缺点,水力运搬矿石,用于：
薄和中厚倾斜矿体，冲洗底板残留矿石或矿粉。
尤其是贵金属矿石。
斜坡；
34m的矿石过滤层。
水力运搬,矿石运搬：
矿块底部结构,概念:
指从阶段运输水平到拉拉底水平之间，所包括的受矿巷道，出矿巷道和放矿巷道的有机配合部分受矿部分:
从电耙巷道顶板拉底巷道底板出矿部分:
从阶段运输巷道顶板电耙道顶板放矿部分:
从阶段运输巷道底板运输巷道顶板,研究矿块底部结构的必要性,矿块底部结构占有相当一部分矿量，大约占16-20%（有的多达20-30%）大部分采准巷道都在底部结构中。
作为矿块回采中生产的一个重要组成部分是底部结构。
实践证明，矿块的底部结构，在很大程度上决定着采矿方法的生产能力，劳动生产率，采准工作量，矿石的损失和贫化，以及放矿工作的安全性质。
可见，底部结构在采矿方法中占有很重要的位置。
对底部结构的要求,满足稳固性要求。
在矿块整个放矿过程中，都应当保证底柱的稳固性，使采下的矿石按计划的矿量放出。
当矿石不稳定时，会出现底部垮落，如电耙道堵塞，耙道塌落等；
使底部结构简单，施工方便，出矿方便。
在保证底柱稳固的前提下，应当尽量减少底柱矿量，以提高矿块的总回收率。
能保证放矿，二次破碎和运搬工作的安全和良好的劳动条件。
放矿能力大，提高采矿方法的效率。
矿块底部结构的分类,根据是否采用机械运搬以及使用的运输机械设备类型不同，矿块底部结构的分类。
自重放矿的底部结构,格筛漏斗式底部结构:
有格筛,矿碎硐室的漏斗放矿底部结构尺寸底柱高12-18米，格筛略向二次破碎的硐室方倾斜23。
从漏斗溜出的矿石堆，不应超过格筛总面积的2/3。
优点放矿能力大；
出矿成本低。
缺点采准工作量大；
矿柱矿量大，约占矿块总矿量的20-30%；
放矿时，劳动条件恶劣。
使用现有格筛主要用于集中放矿的留开处，用以防止矿石块度太大，影响提运矿石。
普通直溜漏斗式底部结构:
无格筛硐室的漏斗自溜矿底部结构,使用这种底部结构多用于浅孔留矿法中，因为浅孔留矿法矿脉窄，不易产生大块，故这种方法多用。
尺寸这种底部结构底柱高较小，一般为58米，漏斗间距一般为为57米（变化在46至810米）。
优点：
结构简单，无需用机械设备，底柱矿量少。
缺点：
放矿能力低，放矿漏口闸门维修工作量大。
人工假底式：
人工木质底放矿底部结构,特点它是用坑木支护运输巷道和架设漏斗闸门，由此来代替矿石底栏。
优点由于采用人工假底，使矿石回收率提高，而且简化了回采工艺。
适用条件矿石和围岩均稳固的急倾斜度薄矿脉（厚矿体几乎不用）,电耙运搬矿石的底部结构,适用于开采中厚和厚矿体。
特点采下的矿石经受矿巷道溜到电耙道中，然后用电耙子把矿石耙到放矿溜井中经漏斗口闸门装入运输平巷的矿车中。
自采矿巷道溜下来的大块矿石，在电耙巷道中进行二次破碎。
电耙运搬矿石底部结构可分为三类漏斗式；
堑沟式；
平底式,漏斗电耙式底部结构,适用条件：
适用于各种矿石条件，应用很广泛。
对底部切割量较少，底柱的稳定性比较好。
漏斗结构及其尺寸,每个漏斗所担负的放矿面积：
一般情况下每个漏斗负担的放矿面积为3050m2，,底柱高度：
815米从运输水平到电耙道底板高度：
36米；
从电耙道底板到拉底水平底板：
59米,漏斗间距：
一般为57米；
电耙道中心线到漏斗颈中心线间距：
3.54.0米；
漏斗斜面倾角：
一般为4555；
要求所设计的漏斗颈与电耙相对位置关系是使溜放下来的矿石自然积成的斜面，能够占据电耙道宽1/22/3）。
即a=（1/22/3）B，这样对电耙道宽出矿有利。
漏斗颈宽度C=（2.53.0）合格块度。
漏斗颈高度取决于矿石的稳固性，在满足稳固性要求的前提下，尽量减小漏斗颈高度。
一般为1.52.0米漏斗口形状有方形和圆形的。
对于自重放矿来说，漏斗是什么形状，滑没有本质上的影响。
底柱所占矿量占全矿量的16-20%。
堑沟电耙式底部结构,特点：
各漏斗之间纵向连通形式一个V形槽，实际上是把拉底和漏斗群两项切割工作结合起来，用上向扇形中深孔同时开凿。
矿岩稳固的条件。
简化了底部结构，提高了切割工作效率，堵塞少。
对底柱切割的较多，影响稳定性。
堑沟结构尺寸,堑沟的放矿口尺寸一般为23.5米。
放矿口分为单侧和双侧两种分布形式。
堑沟施工方法,由电耙道向里打斗川，然后向上打斗颈，并继续上掘形成切割小井，斗颈与堑沟巷道贯通。
在堑沟巷道中向上打扇形中深孔或浅孔，以切割井为自由面，爆破后形成开堑沟的自由面（小立槽）最后这个切割小立槽为爆破自由面进行逐排爆破，把整个堑沟拉开,按电耙道与运输巷道的相对位置关系也可分为三类,电耙道在运输巷道上部3-6米电耙巷道位于运输巷道的顶板电耙巷道与运输巷道同水平（溜放至下阶段水平）,电耙道位于运输巷道上36米,矿石耙入溜矿,井中。
溜井的容易应不小于一列车的矿石量。
优点耙矿和运输工作互不干扰，可以提高矿块的出矿能力。
放矿溜井断面：
一般为22米2，这种形式在我国应用的较多,耙道位于运输巷道顶板处,耙矿和运输互相干扰，即耙矿要等矿车，或矿车要等耙矿。
这样降低了出矿效率。
适用在个别情况下使用，如：
矿块矿量不大，必须降低底柱高度；
存在电耙道塌落，在下部重开电耙道。
耙道和运输巷道同一水平,耙运的矿石经溜井放至下阶段运输巷道出矿。
优点把底柱降到最低高度，减少了底柱矿量，提高了矿块总回收率。
改善了电耙的施工条件和耙矿作业条件。
溜井容量大，解除了耙和运的互相影响。
缺点当矿体规模大时，会影响下阶段的采矿准备；
下阶段矿块通风井和凿岩天井通剖上阶段的位置难于选择（因与耙道相灵通不安全）。
向矿车内装矿：
放矿漏口闸门结构,漏口闸门类型选择，应满足以下要求：
简单，使用方便；
坚固耐用，生产安全；
规格适当（与选用的矿车相适应）影响选择漏口闸门的因素：
放矿数量和使用时间长短；
放矿强度；
矿石块度和形状；
矿车规格及容积；
运输巷道规格及支护方式等。
口构造示意图,放矿漏口闸门的组成及尺寸,漏口底板倾角=3050它由矿石块度决定。
矿石块度较大时=3040，矿石较小时，=4050。
干燥矿石，角可小些反之角可大些。
漏口顶板倾角（矿堆角）矿石自然安息角。
漏口底板的末端伸入矿车中150200mm，且高于矿车200mm。
（4）漏口宽度是由矿车长度，矿石块度来决定的。
应使矿车正对漏口，不移动位置，一次装满矿车，漏口宽度一般为合格块度的（34）倍。
漏口闸门的种类,木板漏口的闸门闸门的闸板可用木横板，园木或金属棍。
此种闸门结构简单，易制造，安装方便。
但生产能力不大，放矿量小，劳动强度大，劳动条件差，装车速度慢，安全性差。
扇形闸门：
适用范围广、闸门简单，构件标准化，易开闭,装车快，工作安全，不易漏矿（非金属矿多用）。
指状闸门大型金属矿山使用较多。
放矿能力大，操纵方便。
易漏粉矿。
链式闸门。
结构动作简单，工作可靠，坚固耐用，放矿能力大。
不易漏粉矿。
当水大时，易漏水跑矿。
应用较多。
振动放矿机放矿闸门主要用于溜井下口的放矿,底部结构的发展趋势,随着我国矿山机械化装备水平的不断提高，装运机、铲运机出矿的底部结构，将会很快推广应用。
减少底柱中巷道的层次，降低府柱高度是减少底柱的矿量的重要途径。
采用更先进的机械化放矿设备，提高矿块的放矿能力、缩短作业战线，实行高强度集中作业是一项迫切有待解决的问题。
采场地压管理,地压：
指矿石采出来以后，在地下形成采空区，经过一段时间后，矿柱和上、下盘围岩就发生变形、破坏、崩落等现象。
地压管理：
回采过程中，控制地压和管理地压，并且要清除地压产生的不良影响，以保证生产的安全性的工作。
覆岩总重假说：
在水平或缓倾斜矿体中，开采空间承受载荷P是其上部直达地表全部覆岩重量的总和。
即P=SH=bLH,拱形假说：
以松散体为理论基础，认为在上部覆岩的压力作用下，松散的岩石从开采顶板向下冒落，形成自然平衡拱。
作用在矿柱或支架上的载荷仅是冒落拱内岩块的重量，与开采深度无关。
自然平衡拱具有抛物线的形状，其方程式为,适用于采场塌落所引起的两壁暴露面跨度不大时,开采空间暴露面的稳定性条件,当暴露面长宽尺寸接近时，即l2a时，其稳固性就决定于宽度，长度或面积已经不是决定因素，此时，aau；
以上，Su暴露的极限跨度；
au极限暴露面积为保持开采空间暴露面的稳固性，开采空间的跨度不得超过极限跨度或其面积不得超过极限暴露面积。
缓倾斜矿体矿柱计算,按照覆岩压力计算矿柱宽度,急倾斜矿体矿柱计算,1、按照覆岩压力计算矿柱宽度,急倾斜矿体矿柱计算,2、按照滑动的棱柱体计算矿柱宽度,式中：
d为下滑棱体的宽度，ma矿房宽度，m；
c间柱宽度；
m；
上盘岩石移动角；
内摩擦角；
P棱体下滑力，0矿柱的需用应力,舍维亚科夫法：
矿柱尺寸近似计算方法,前苏联舍维亚科夫院士提出。
简化：
矿柱的载荷等于该矿柱支撑到地表的岩柱全部重量，载荷沿矿柱横断面均匀分布，矿柱工作于弹性界限内，矿体为水平或缓倾斜。
连续（带状）矿柱宽度可按下式确定：
式中：
A矿房宽度，mH覆盖岩层厚度，m压矿柱抗压极限强度，MPak矿柱安全系数，k23h矿柱高度（厚度），m覆盖岩石容重，t/m31矿柱内矿石容重，t/m3,非连续矿柱（孤立矿柱）宽度计算,式中：
L/a应事先给定，其他符号意义同前,例题,试用舍维压科夫方法计算带形矿柱宽度。
矿床条件如下：
矿体倾角5，上部岩层厚度H150m，上部岩层的平均容重2.3t/m3，矿体厚度（矿柱高度）h20m，矿石容重12.2t/m3；
矿石单轴抗压强度压20MPa，矿房宽度A=8m，取矿柱安全系数k2.5。
若考虑L/a之比（选该值4），计算非连续。
求解,采场地压管理的方法,利用矿岩本身的强度和留必要的支撑矿柱，以保持采场的稳定性采区各种支护方法，支撑回采工作面，以维持其稳定性充填采空区，支撑围岩并保持其稳定性崩落围岩，使采场围岩应力降低，并使其重新分布，达到新的应力平衡。
利用矿岩本身的强度和留有必要的支撑矿柱,空场法（自然支撑采矿法）回采矿房时，采场以敞空形式存在，仅靠矿岩本身的强度和矿柱来维护，地压管理方法要求矿体和围岩稳定，采空区在一定时间内，允许有较大的暴露面积。
因为不需要人工支护，矿房回采效率高，技术经济指标好，但回采矿柱条件差，矿石损失和贫化大。
用各种支护方法支撑回采工作面,采场支护：
指在回采过程中对采场顶板、围岩进行加固的作业，以保障回采顺利进行。
金属矿山的支护包括：
木材支护锚杆和锚杆桁架支护金属支架支护混凝土和喷射混凝土支护,木材支护,横撑支柱和立柱。
开采急倾斜薄矿脉时，用横撑支柱支护两帮围岩，并在其上架设木板或圆木，作为凿岩爆破的工作台。
开采缓倾斜薄矿体时，可用立柱支护不稳固顶板，根据顶板稳固程度，采用带帽立柱或立柱加背板。
木垛。
用于厚度不大而地压较大的缓倾斜矿体或在充填体上面支护顶板。
方框支架和木棚。
用于开采贵重且不稳固的厚矿体。
在不稳固的围岩和矿石中，在回采巷道回采时，常用间隔的或密集木棚支护。
由于我国木材较缺，且木支护有易发生火灾，易腐朽，强度不大，成本高等缺点，应用逐渐越少。
锚杆支护,锚杆支护区别于木材支护的主要特点是锚杆和围岩结合为一个整体，共同作用，因此人们将这种支护称为主动支护。
锚杆结合形式可分为点锚固和全长锚固形式。
前者在工作之初，先要拧紧螺帽，使其受到预应拉力，因此也称之为预应力锚杆；
后者载荷沿锚杆全长作用，属无预应力型。
相比较而言，全长锚固式锚杆锚固力大、变形小，适应范围广（尤其是松软岩层中）。
1927年，美国开始应用。
锚杆支护作用原理,悬吊作用：
采场顶板整体性较好的岩层组合梁作用：
沉积岩层状岩层挤压加固作用：
节理裂隙较发育的岩体,锚杆支护参数的确定,目前，国内外锚杆参数设计基本上采用工程类比法，有时用经验公式进行验算。
单体局部支护时锚杆参数确定1、锚杆长度：
l=l1+l2+l3,2、锚杆直径,3、锚杆根数,缝管式锚杆,1981年引入我国的缝管式锚杆（也称摩擦式），已在不少矿山的采场和巷道支护中使用。
其杆体是一根开缝可压缩的高强度空心钢管，杆体外径（38mm）稍大于孔径（35mm）。
当采用强制方法将钢管压入孔内时，锚杆壁即与孔壁紧密接触，而杆体为恢复原始状态，则对孔壁周围施加一种初始的径向荷载，从而产生抵抗岩层移动的摩擦力。
长锚索加固技术,长锚索加固技术是在矿体或围岩中，按照一定网度钻凿大直径深孔，在深孔中放13根钢丝绳，然后注入水泥砂浆，提高岩体强度，防止顶板围岩冒落。
我国凤凰山铜矿实验长锚索和锚杆联合支护方法，获得良好的加固顶板的效果。
长锚索支护原理及锚固力,锚杆桁架支护,锚杆桁架支护是用高强度钢杆（直径18mm，25mm）和两个涨壳式锚杆和拧紧装置组成。
施加预应力后，在支护范围内的顶板岩层种形成压缩带，类似结构力学中的桁架。
金属支架支护,金属支架因其具有强度大、使用期限长、可多次使用、容易安装以及耐火性好等优点在地下开采开拓和采准巷道支护中的应用逐渐增加，然而这种支架重量大、成本高、搬运和修理较困难，采场中应用较少,混凝土和喷射混凝土支护,这种支护方法主要用于巷道支护中，地下采矿中有时用于电耙巷道的支护和采矿巷道（喷射混凝土支护）,联合支护,联合支护：
对于顶板节理、裂隙比较发育以及地压比较大的采场，需要两种以上的支护形式。
常用形式：
锚杆与金属网：
采场顶板十分破碎时用喷射混凝土与锚杆：
矿岩破碎以及地压大的采场长锚索与锚杆：
顶板节理裂隙发育的采场,采场支护设计应注意的问题,加强岩体力学研究采场支护与采矿方法和回采方案密切相关提高回采强度，合理安排回采顺序选择经济实用的支护材料,充填采空区支撑围岩,在开采有色金属、金矿或稀有金属矿以及开采地表不允许塌陷的矿体时，常采用充填采空区的支护方法管理地压。
这种支护方法可以有效的减缓岩层移动和地表下沉，提高回采率降低损失和贫化，但这种方法比其它地压管理方法增加了充填系统，劳动消耗大，采矿成本高。
按照充填材料的成分和输送方式不同，可分为干式充填、水力充填和胶结充填。
崩落围岩卸压,随着崩落矿石，强制或自然崩落围岩充填采空区，以改变围岩应力分布状态，达到控制和管理地压的目的。
使用条件是地表允许塌陷，应用较广泛。
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