徐州利国铁矿资源开发利用方案-1（大王庙）(7)

第五章 矿床开采

5.1 开采技术方案

矿山采用竖井开拓，主井坐标为X=5040.0、Y=6440.0，井筒净直径4m，井口标高38.0m，井底标高-360m,井深404m，敷设梯子间,采用2#标准罐笼，2JTP-1.6单绳提升机。在主井另一侧设臵风井,风井设梯子间作为矿井第二安全出口。矿井为单翼对角式通风系统。

矿井采用集中排水方案，在-360m水平设泵房和水仓，将坑内涌水由此经过主井排至地表。

矿体回采顺序为自上而下回采,阶段矿体后退式进行回采，即先采端部（通风竖井一侧），向主竖井方向推进。 5.2 设计生产能力、工作制度及服务年限 5.2.1设计生产能力

矿山设计生产能力为年产矿石10×104t/a。 5.2.2 矿山工作制度

矿山工作制度采用330天×3班×8小时的连续工作制度。 5.2.3 矿山服务年限

矿山计算服务年限=回采量÷?生产规模×（1－矿石贫化率）? =122.63÷?10×（1－8%）? =13.33年

矿山的计算服务年限为13.33a，考虑投产至达产及减产至矿山结束、矿山服务年限约为14a。 5.2.4矿山设计能力验证

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a 按年下降速度验算矿山规模

A?VSr?E20?2270?2.98?0.812?0.95??10万t/年 1??1?0.085式中：A一矿石年产量，万t/a；

V-回采工作年下降速度20m/a； S-平均开采面积2270m2； r-矿石体重2.98t/m； E-地质影响系数，0.95； α-矿石回采率81.2%； β-废石混入率 8%

b 按经济合理服务年限验证矿山生产能力

A?Q?E156.81?0.812?0.95??13.15万t/年

T(1??)10(1?0.08)式中：A—矿石年产量，万t/a

T—经济合理服务年限，10年； Q—设计储量，127.33万T β一废石混入率，8％：

α—矿石回采率81.2%

E一地质影响系数，0.95。 5.3 开采移动范围的确定

根据矿体的赋存形态、工程地质和水文地质条件以及地表地形、构造等情况，并参照类似矿山地表岩移实际资料，确定岩石移动角上下盘为65°，端部为70°进行圈定。圈定的岩石移动界线详见总平面布臵图. 5.4 采矿方法选择

5.4.1 采矿方法的选择

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该矿床的特点和采矿方法的要求：该矿床多数矿体为缓倾斜薄矿体，矿石平均品位比较低，产品方案为直接销售铁原矿方案，设计尽量选择贫化率低的采矿方法，地表也允许崩落。

经过慎重研究和比较，由于该矿矿石品位比较低，产品方案为直接销售铁原矿方案，所以不适合贫化率大的崩落采矿方法；特别是该矿原矿石价值比较低，更不适合采矿成本高的充填采矿方法。设计根据矿体产状特征和矿体顶底板围岩比较稳固等条件，认为比较合适的采矿方法有房柱法、分段留矿法。经过两种采矿方法的技术经济比较，本设计推荐的采矿方法为房柱法。该采矿方法回采工艺简单，开采成本低。（见采矿方法比较表）

房柱法、分段留矿法两种采矿方法技术经济比较表。

项目名称 采场生产能力 万吨采切比m/m 矿石回收率（％） 矿石贫化率（％） 3房柱法 小 125.8／573 81.2 8 工艺简单可靠，劳动强分段留矿法 大 50.9/ 435.4 74.0 5 备注 工艺复杂，通风条件差，采场 生产能力大 优缺点 度大，通风条件好 5.4.2 采矿方法简介

①适用条件：矿体倾角小于30°，厚度不大于4m。矿体围岩均稳固，矿岩接触明显，底板围岩平整。

②矿块布臵与构成要素

矿块（盘区）沿走向布臵，长度88m，分段高度13.3m，斜长50m，矿块

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与矿块之间留3m宽的连续矿柱，将两个矿块分隔开。矿块内划分4个采场（矿房），每个采场长度17～22m，采场之间有2m宽的矿柱将采场分开，采场净跨度为15～20m。

③采场布臵：在采场中央部位（或采场一侧）掘一条切割上山（上山高度不大于2m），将采场分为两部分；切割上山下部与出矿口连通，上部与安全出口连通，形成人行与通风的通道，每个采场下部布臵3个出矿口（放矿平台），出矿口中心距5m；采场的上部有一个安全出口，它位于副中段装矿巷道内；采场侧边留有一排矿石点柱，其规格2×2m，间隔5m；出矿口下部，装矿巷道内布臵电耙硐室。

④回采

切割工作：在出矿口上部掘一条切割平巷，切割平巷高度一般为矿体厚度（也可以小于矿体厚度，留下一层矿体，防止放矿口处顶板崩落），切割平巷长度以采场边界为准15～20m。

采场回采工作：沿切割平巷向上推进，即沿采场倾斜方向向上推进，回采到安全口处，采场全部回采结束。

回采工艺：采用YT-24凿岩机打眼，配用一字型镶YG-15硬质合金片，直径38mm钻头，炮眼呈平行排列布臵，每排3～4个炮眼（视矿体厚度布臵炮眼数目）炮眼最小抵抗线（排距）0.8m，炮眼长度2.5～3.0m，凿岩效率30～40m/台.班，落矿量为60t/台.班，每个炮眼落矿量为1.5～2t/m。

爆破采用2号岩石炸药，导火索、塑料导爆管组合雷管非电网路起爆。炸药单耗为0.4kg/t。矿石块度＜350mm。

运搬：采用2DPJ-30电耙，电机30KW，配0.3m3锄式耙斗，耙斗将矿石运至装矿平台直接装入0.7m3矿车内。

⑤顶板管理

工人作业前必须检撬顶板浮石；采场局部破碎可用木柱维护；局部地压较大，可留矿石点柱支撑，当两个相邻采场回采结束时，可采用人工强

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制放顶，当一个矿块采完必须人工强制放顶，以减轻相邻矿块回采时的顶板压力。

⑥采场通风

新鲜风流从装矿平台口上进入采场，污风通过上山排入到上分段水平巷道内。

⑦技术经济指标 采出矿石品位TFe40.54% 矿石块度350-0mm 矿石回收率81.2％ 废石混入率8％

万吨采切比125.8m／573.1m3 5.4.4 回采顺序

矿体回采顺序自上而下进行，即先开采上阶段, 再开采下阶段，逐渐向下回采。在矿体走向上的回采顺序以后退式推进即先采端部（通风竖井一侧），向主竖井方向推进。

5.4.5 矿井通风

矿井采用机械通风，新鲜空气从主竖井进入, 经石门、阶段沿脉巷道至采场人行通风井以及采场工作面后，污风由采场对侧人行通风井经上阶段回风巷道、由回风井口的主扇风机排至地表。独头巷道掘进以及通风困难的工作面采用局扇压入式通风。

采矿场爆破在班末进行，到下一班接班有足够时间排除炮烟、凿岩的粉尘能稀释到规定的浓度标准。

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