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，属缓倾斜矿体；
2.矿体的厚度为1.5～2.2m，属薄矿体；
3.矿体走向长度及沿倾斜长度;
矿体走向长1000m；
4.矿体不稳固f=4～6，围岩中等稳固f=8～10，矿石松散系数1.6；
5.地表陷落的可能性。
地表允许崩落。
二、采矿方法的选择
表2—2矿体厚度分类表
序
号
矿体厚度类别
矿体厚度范围（m）
《采矿设计手册》
《采矿手册》
《金属矿床地下开采》教材
1
极薄矿脉
<
0.8
<
2
薄矿脉
0.8~5
0.8~4
3
中厚矿床
5~15
4~（10—15）
5~（15—20）
4
厚矿床
15~50
（10—15）~40
15—20~50
5
极厚矿床
>
50
40
表2—3矿岩稳固性分类表
允许暴露面积
类别
允许暴露面积范围（m2）
极不稳定矿床
顶板不允许暴露
不允许有任何暴露要求及时支护
不允许暴露，需超前支护
不稳定矿床
10m2长时间暴露仍需支护
50m2
中等稳定矿床
200m2
200~250m2
50~200m2
稳定矿床
500m2
200~1000m2
200~800m2
很稳定矿床
500~1000m2
6
极稳定矿床
>
1000m2
800m2
根据矿岩稳固性、矿体厚度和倾角，可能采用的采矿方法，可参考表2—5选取。
根据矿岩稳固性、矿体厚度和倾角，可能采用的采矿方法。
表2—4采矿方法分类
矿
体
倾
角
厚
度
矿体稳固性
矿石稳固
围岩稳固
围岩不稳固
矿石不稳固
缓
斜
薄、
极
薄
全面法、房柱法
单层崩落法，垂直分条充填法
垂直分条充填法，全面法，单层崩落法
垂直分条充填法，单层崩落法
中
分段矿房法、房柱法、全面法
分段阶段矿房法，分层崩落法，有底柱分段崩落法，分层充填法，锚杆房柱法
分段矿房法，上向进路充填法，垂直分条充填法
有底柱分段崩落法，分层崩落法，垂直分条充填法
和
极厚
阶段矿房法，分段、阶段崩落法，上向分层充填法
分段、阶段崩落法，上向分层充填法
上向进路充填法，分段崩落法，阶段崩落法
分段、阶段崩落法，分层崩落法，下向充填法，上向进路充填法
全面法，房柱法
垂直分条充填法，上向分层充填法，单层崩落法
上向进路充填法，分段矿房法，分段崩落法，全面法
分层崩落法，上向进路充填法，下向分层充填法，分段崩落法
分段矿房法
有底柱分段崩落法，上向分层充填法
上向进路充填法，分段矿房法，有底柱分段崩落法
有底柱分段崩落法，下向分层充填法，上向进路充填法，分层崩落法
阶段矿房法，分段矿房法
上向进路充填法，分段矿房法，分段、阶段崩落法，下向分层充填法
分层崩落法，上向进路充填法，下向分层充填法，分段、阶段崩落法
急
削壁充填法，留矿法
削壁充填法
上向进路充填法，下向分层充填法
下向分层充填法，上向进路充填法
留矿法，分段、阶段矿房法
上向分层充填法，分层崩落法，分段崩落法
上向进路充填法，分层崩落法，分段崩落法，分段矿房法
上向进路充填法，下向分层充填法，分层崩落法，分段崩落法
分段矿房法，阶段矿房法，分段崩落法
分段矿房法，上向分层充填法，分段崩落法
上向进路充填法，下向分层充填法，分层崩落法，分段崩落法，分段矿房法
下向分层充填法，上向进路充填法，分层崩落法，分段、阶段崩落法
阶段矿房法，分段、阶段崩落法
分段矿房法，分段、阶段崩落法，上向分层充填法
上向进路充填法，下向分层充填法，分层崩落法，分段，阶段崩落法
分段，阶段崩落法，下向分层充填法，上向进路充填法，分层崩落法
根据表2-2矿体厚度分类表可知矿体属于薄矿体，2-1矿体倾角分类表缓倾斜矿体，表2-4采矿方法分类，矿体不稳固，围岩稳固，地表允许崩落，初步选择垂直分条充填法、全面采矿法和单层崩落法，因为地表允许崩落首先考虑崩落法，并且矿体不稳固，所以不留矿柱，只能用单层崩落法。
再从单层崩落法里面的三种方法选择，根据所具备条件，矿层的稳固性较好，则可排除短壁式崩落法和进路式崩落法，选择长臂式崩落法比较合适。
表1采矿方法初步技术经济分析表
顺序
指标名称
计算单位
垂直分条充填法
全面法
单层崩落法
1
采准比
m/kt
13~18
8~15
25~35
2
采场生产能力
t/d
30~40
90
100~150
3
工作面功效
t/工班
4
7
5~6
矿石损失率
％
4~9
13.7~21.4
15~25
5
矿石贫化率
％
6.7~10
7.7~13
5~8
三、矿块构成要素
1、阶段高度：
40~60m
2、矿块长度：
50~100m
3、矿块宽度：
30~40m
4、矿柱尺寸：
4~6m
5、矿块布置方式：
沿矿体走向布置
6、回采工作面形式：
阶梯式布置
第二章矿块采准切割工作
一、阶段运输巷道布置
1.选择运输设备（类型、型号）；
人推车，容重0.5~0.6m3YGC0.5固定矿车。
2.确定阶段运输巷道断面尺寸；
由已知条件，矿块设计生产能力为100t/d，年通过能力即为3.6万t，应该设计为单轨断面。
选择断面形状为圆弧拱形。
（1）巷道净宽度B0
据题中已知条件，选用运输设备为人推车，轨距为600mm；
YGC0.5固定矿车宽b=850mm、高h=1000mm。
取运输设备到支架间隙b1=300mm，人行道宽度b2=800mm，此时巷道净宽度为：
B0=b+b1+b2
=850+300+800
=1950mm
式中:
b——运输设备的宽度，mm；
b1——运输设备到支架的间隙，mm；
b2——人行道的宽度，mm;
（2）巷道拱高h0
圆弧拱形巷道，高跨比取1/3，拱高
h0=B0×
1/3
=1950×
=650mm
式中：
B0——巷道净宽度，mm。
圆弧拱半径R=0.5417×
B0
=0.5417×
1950
=1060mm
（3）巷道壁高h3
按行人要求确定，巷道墙高应保证行人避车靠壁站立时，距壁100mm处的巷道有效净高不小于1900mm。
式中：
h5——道渣厚度，经查表取160mm；
R——圆弧拱半径，mm；
B0——巷道净宽度，mm；
h0——巷道拱高，mm。
考虑一定的余量，确定本巷道壁高h3=1900mm。
则巷道高度H=h3+h0-h5
=1900+650-160
=2400mm
（4）确定巷道净断面积S
S=B0×
（0.24B0+h2）
（0.24×
1950+1740）
=4.3㎡
式中，h2为从道渣面算起墙高，h2=h3-h5=1900-160=1740mm
考虑一定的余量，确定巷道断面面积为5㎡。
3.确定阶段运输巷道布置形式。
阶段运输巷道的布置，首先要满足阶段生产能力的要求，该矿块设计生产能力为100t/d，阶段生产能力较小，可采用单一沿脉巷道布置。
又矿体厚度为1.5~2.2m，小于4~15m，也宜采用一条沿脉巷道。
崩落法一般需布置脉外巷道，又因为阶段生产力较小，属薄矿体，故其线路布置形式为单线会让式。
为保证运输巷道的平直、巷道的稳固性和减少矿柱损失等，经常将运输巷道布置在底板岩石中。
二、矿块底部结构
1.选择矿房底部结构形式；
（1）矿石溜井
沿装车巷道每隔5~6m，向上掘进一条矿石溜井，并与采场下部切割巷道贯通。
暂时不用的矿石溜井，可作临时通风道和人行道。
（2）安全道
采场每隔10m左右掘一条安全道，并与上部阶段巷道联通，它是上部行人、通风和运料的通道。
为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。
2.确定矿块底部结构各巷道施工设备（设备类型、型号）；
箕斗、罐笼、提升绞车、局部扇风机等
3.确定矿块底部结构尺寸。
矿石溜井断面为1.5m×
1.5m，安全道断面一般为1.5m×
1.8m。
三、切割工作
切割工作包括掘进切割巷道和切割上山。
（1）切割巷道。
切割巷道既作为崩矿自由面，同时也是安放电耙绞车和行人、通风的通道。
它位于采场下部边界的矿体中沿走向掘进，并与各个矿石溜井贯通，宽度为2m，高度为矿层厚度2m。
（2）切割上山。
切割上山，一般位于矿块的一侧，联通下部矿石溜井与上部安全道，宽度应保证开始回采所必需的工作空间，一般为2~2.4m，高度为矿层厚度2m。
四、采准巷道及切割巷道断面尺寸
1.选择采准巷道、切割巷道施工设备（掘进凿岩设备及出渣设备型号）；
根据矿岩的物理力学性质及矿体情况和采矿方法。
采用YT-26气腿式凿岩机;
功率为14kW或30kW的电耙绞车，耙斗容积采用0.2~0.3m3。
2.确定采准、切割巷道断面尺寸；
采准巷道断面尺寸根据其施工掘进凿岩设备的外形尺寸及工作尺寸设计。
YT-26气腿式凿岩机要求的凿岩巷道及硐室规格为宽2.2m、高2.2m。
切割巷道断面尺寸取决于在其内运行的耙斗规格。
其断面高度一般为2~2.5m，宽为耙斗宽度的2.2~2.3倍，约为2.2~2.5m。
取断面高度2.2m、宽度2.3m。
长度为矿块长50m。
3.确定采准巷道及切割巷道数量及位置。
采准巷道包括阶段沿脉运输巷道、溜矿井、联络巷道、设备井、安全道;
切割巷道包括切割横巷、切割井。
五、绘制采矿方法图
按1：
200或1：
500比例尺绘制以下图纸：
1.采矿方法草图（三视图）；
2.采准、切割巷道横剖面图（包括：
人行通风天井、溜矿井、回风天井、切割天井、设备井）。
3.采准、切割平面图（包括：
分段凿岩巷道、拉底巷道、电耙巷道或无轨设备出矿巷道、联络平巷及横巷、凿岩峒室及阶段运输巷道等）。
六、采准工程量及矿石损失贫化计算
1.采准工程量计算
表二采准工程量计算表
巷道名称
巷道数量
巷道长度（m）
巷道断面（㎡）
工程量（m3）
矿石中
岩石中
合计
矿石中
单长
总长
采准工程
沿脉运输巷道
脉内回风巷道
矿石溜井
人行通风材料井
脉外回风巷道
7
45
12
42
144
2.25
225
27
168
645
小计
14
切割工程
切割拉底巷道
切割上山
95
180
200
380
总计
16
140
239
1025
2.矿块工业储量、矿块采出矿石量计算
表三矿块采出矿石量计算表
工程项目
矿石工业储量（t）
回收率（％）
贫化率（％）
采出工业储量（t）
采出矿石量（t）
占矿块采出矿石量的比重（％）
一、采准工程
445
427.5
406
二、切割工程
760
722
686
三、回采
矿房回采
11700
90
10530
9477
1、补充切割
切割上山
400
361
初始拉底
360
342
324.9
2、大量回采
10136
10393
9873.4
注：
1、采准、切割巷道工业储量=采准、切割工程的总工程量×
矿石容重
2、采出工业储量=工业储量×
回收率
3、采出矿石量=采出工业储量/（1-贫化率）
4、回采率总计=采出工业储量总计/工业储量总计
5、贫化率总计=（采出矿石量总计-采出工业储量总计）/采出矿石量总计
6、缓倾斜矿体矿块工业储量=矿块斜长×
矿块宽×
矿体垂直厚度×
矿石比重
3.采准工作量计算
采准系数K1，是每一千吨采出矿石量所需掘进的采准、切割巷道米数。
它可用下式算：
=
=23.0m/kt
ΣL——指一个矿块中采切巷道的总长度，m；
T——采出矿石总量，t；
采准工作比重K2，是矿块中采准、切割巷道的采出矿石量与矿块采出矿石总量之比。
即：
=
=110.6
T1——矿块中由采准巷道和切割巷道中采出的矿石量，t；
T—----矿块中采出矿石总量，t;
七、采出矿石品位和金属回收率计算
1、计算采出矿石品位
%
=95%—10%
（95%—5%）%
=86%
a'
——采出矿石品位，％；
a——工业储量矿石品位，％；
a==11900.5÷
11397.25=95％；
a'
'
——混入的废石品位，％；
=（10902-10393）÷
10393=5％；
γ——岩石混入率，％；
γ=（11080-1039）÷
10393=10％。
2.计算金属回收率
E——金属回收率，％；
Q——矿块工业储量，％；
T——采出矿石总量，t;
第三章矿房回采工作
一、矿房回采工艺过程
回采工作包含落矿、运搬矿石、支护回采巷道、铺设垫板、和放顶等。
关系：
回采巷道正面或侧面落矿后，采用电耙运搬，并进行支护，采完巷道后，进行底板铺设垫板，最后随着回采工作的推进，进行放顶崩落回采巷道。
所以几者是递进关系。
二、矿房落矿工作
落矿：
采用浅孔凿岩爆破方法落矿，使用MSZ-12型电钻凿岩，爆破落矿；
在布置炮孔时应注意不要破坏顶板、底板和崩倒支柱，回采工作面采用阶梯式落
炮孔直径、最小抵抗线、孔底线、炮孔排距
表3-1落矿参数
参数
炮孔直径（mm）
炮孔深度（m）
炮孔间距（m）
炮孔排距（m）
最小抵抗线（m）
2.0
1.0
1.4
底盘抵抗线计算：
Wd=（20~50）d
围岩坚固性系数为8-10为中等坚硬矿岩参考经验公式，则有
Wd=（30~35）d
所以取Wd=35d=1.4m
孔距：
a=mWd=1.7m;
m---钻孔邻近密集系数,其值通常＞1.0,取1.2
Wd---底盘抵抗线，m;
排距：
b=asin60°
=1.7×
0.866=1.4m;
单位炸药消耗量q
岩石硬度f
6-8
8-10
10-12
12-16
16-20
单位炸药消耗量kg/m3
0.36-0.40
0.40-0.45
0.45-0.50
0.50-0.55
0.55-0.60
根据上表，围岩坚固性系数为8-10，单耗q取0.45kg/m³
;
3.确定炮孔布置形式，并绘制炮孔布置草图。
炮孔布置形式为“梅花形”炮孔排列。
炮孔堵塞长度l=（20~40）d
=（20~40）×
0.035
=（0.7~1.4）m
根据相关安全考虑，堵塞长度取值l=0.7m
d——炮孔直径，m。
炮孔装药长度L=h-l
=2.0-0.7
=1.3m
炮孔装药量Q'
=qaWL
=0.45×
1.0×
1.4×
1.3
=0.8kg
q——炸药单耗，kg/m3；
a——炮孔间距，m；
W——最小抵抗线，m；
L——炮孔装药长度，m。
按表3-1格式填写和计算一排炮孔的装药量。
炮孔编号
炮孔倾角
（度）
炮孔长度
（m）
炮孔装药长度
炮孔装药量
（kg）
1
60°
2m
1.3m
0.8kg
2
n
8
16m
14.4m
6.4kg
4.简述装药及起爆方法
根据矿岩的物理力学性质及矿体情况和采矿方法。
采用YT-28气腿式凿岩机，浅孔落矿，采用非电起爆，炸药采用2#硝铵炸药，火雷管和导火索起爆，采用串联方式。
5.计算一个循环落矿量（T）
=851.2t
V循环——每循环原矿体积，m3；
γ——矿石容重，t/m3；
K——矿房回采率，％；
ρ——矿房贫化率，％。
6.计算一个循环落矿消耗的炸药量（Q）
=400
0.45
=180kg
7.计算单位炸药消耗量（q1），
=180/851.2
Q——一个循环落矿消耗炸药量，kg；
T——一个循环落矿量，t。
三、采场选择
采场运搬。
采用14～30kw电耙绞车，容积为0.2～0.3m3的耙斗运搬矿石。
电耙绞车安置在切割巷道或铜室中，随回采工作面的推进，逐渐移动电耙车。
四、采场地压管理
为保证回采工作的安全，应随回采工作的进行及时架设支架对分层进行联络道、分层平巷和回采进路进行支护。
在对最上一个分层进行回采时，必须在放顶前于分层底板铺设木地梁金属网假顶。
在以下各分层的回采中，支架可直接对假顶进行支撑并在假顶的掩护下进行一系列作业，其支架的间距可视具体情况调整至0.7-1.5m。
在经过3-5个分层的回采后，为保证回采工作的安全，还应视具体情况于局部地段，特别是靠近矿体顶板处补充铺设部分人工假顶。
五、方框漏口闸门
选择扇形闸门，扇形闸门结构比较完善应用广泛，既可避免木板漏口闸门劳动强度大,装车速度慢，又不需指状闸门需大量放矿才能体现优势，而链式闸门排堵困难，综合使用扇形闸门最为合适。
六、采场通风
采场通风。
采用单巷道采准布置的矿山，两个阶段同时采矿时，采场内污风串联，作业环境恶化；
此外，由于崩落的岩石不能充满采空区，以及旧采区的放矿溜井和安全口封闭不严，漏风也严重，因此一般在运输巷道内增设局部扇风机，进行辅助通风。
七、回采工作组织及编制回采循环图表
1.计算回采凿岩、装药爆破、爆破后通风及出矿的时间（如是留矿法需分别计算出局及大量放矿所需的时间）。
矿石运搬：
运搬方法：
使用电耙将矿石从落矿点耙到底部小溜井
设备类型及数量：
电耙1个，电耙绞车1个
劳动力：
4人
动力：
矿用电缆
时间：
7小时
采空区支护：
利用支柱和密集支柱在长壁式工作面2推进一定距离进行支撑
规格：
7m3/t
支柱工2人
6小时3.编制回采循环图表
凿岩时间
装药爆破
通风
矿石运搬
采空区支护
7h
2h
0.5h
6h
表3-2回采循环图表
工作项目
工作时间（h）
第一班
第二班
第三班
凿岩
通风
0.5
升级会员 