西部矿业集团上岭锌矿中深孔采矿施工设计西部矿业集团上岭锌矿采矿科2013年5月一、概况西部矿业集团上岭锌矿是经省、市有关部门批准的一个中型有色采选联合矿山企业。
主要生产主体分为采矿、选矿两大车间，目前每日以1300吨采选能力正常生产。
矿山建设是根据陕西省地质局第十三地质队2000年4月提交的《“陕西省山阳县上岭铅锌矿详查报告”的补充报告》为依据。
企业于2002委托西安有色冶金设计研究院对矿山建设做了《山阳县上岭铅锌矿矿山建设工程可行性研究》工作，设计推荐采用地下开采方式，阶段平硐开拓运输系统，其采矿方法主要为分段空场法和浅孔留矿法。
通过几年的矿井建设，企业施工了不少巷道工程，揭露的矿体型态及埋藏深度都与地质报告有很大出入，北部原无矿地段出现厚大矿体，该矿段适宜采用无底柱分段崩落采矿法，因此企业再次委托西安有色冶金设计研究院对厚大矿体做了《无底柱分段崩落采矿法》的方案设计及《中深孔回采设计方案》，但均为标准式的可行性设计和研究，如分段高度采用10米，进路宽度为8米进行的一系列计算和图纸设计。
但本矿实际因种种原因造成了矿块段高30--40米（高、低）不等的情况，加之目前在建地段已经将小分段高度掘成9--12--13米的高度，采矿进路间距为10米，在这样的现实情况下设计院的标准设计在当前地段则不能应用。
面对该地段的现实必需对《中深孔回采方案》的各参数（如最小抵抗线、孔底距、炮孔角度、炮空长度及装药深度等）重新计算，另行设计。
二.炮空布置及参数计算（一）、选用无底柱分段崩落法的矿体（块段）根据矿山实际和矿床开采技术条件，适宜本矿采用的几种采矿方法有分段空场法、浅孔留矿法和无底柱分段崩落法，在三种采矿方法适应条件进行比较下，确定本矿当矿体厚度小于12米时采用分段空场法和留矿法；当矿体厚度大于12米时采用无底柱分段崩落采矿法。
（二）、矿块参数的选取及采矿工程布置方式在地表允许崩落的情况下，现将最初开采中段（1530m--1570m）的北部大矿体设计为无底柱分段崩落采矿法的首采地段。
该段矿体厚度110米左右，走向长度410米左右，在矿段按厚度即矿体中心沿走向和下盘沿脉掘两条沿脉联络（运输）平巷，即一条在脉内，一条在脉外，将矿体分为两个厚约50米的矿块，矿块长度沿走向50米划分一个，即矿块长×宽×高（50×50×40m）沿走向每隔100米设溜矿井一个，将矿体划分为若干个矿块。
（三）、目前小分段施工情况因矿块高度在40米左右，因此将矿块划分为三个小分段，每个小分段高在13.3米左右，而现在实际已经掘进形成第一小分段段高(1535m---1548m)13米，第二小分段段高（1548m---1560m）12米，第三小分段段高(1560m---1569m) 9米。
这个高低不一的分段，给回采设计带来了诸多的嘛烦和问题，已成事实，只能按现在实际每个小分段设计一种落矿形式，各小中段炮空布置各异。
（四）、回采方法在分段回采进路中进行打眼、放炮落矿、出矿等回采作业，崩落矿石在崩落围岩的覆盖下放出，从进路端部用铲运机、装运机、装岩机等出矿设备将矿石运到放矿溜井中。
当上分段退采到一定距离后，便可开始下一分段的回采。
这种掘进回采进路、钻凿炮孔、出矿可以在同一矿块的不同分段进行。
这种采矿方法结构简单，灵活性大，回采工艺容易掌握，在巷道中凿岩比较安全，劳动生产率高，矿块生产能力大，在各厚大矿体矿山井下生产中多采用该采矿方法。
（五）、设计参数1、分段高度：一段高度13米，二段高度12米，三段高度9米。
2、进路间距：10米3、进路规格：3米×3米4、炮孔直径：51-65mm5、炮孔台架高度：1.2米6、装药密度：0.9ɡ/㎝³7、矿石体重：2.73ｔ/m³（六）、各种参数选择原则1、矿山现已将分段高度（1535-1569）已掘进为三个不同段高：一段（1535-1548）13米；二段（1548-1560）12米；三段（1560-1569）9米。
既成现实，只能在此基础上设计炮孔布置图，计算和选择各种参数。
2、在保证巷道顶板和眉线稳定的条件下，进路宽度尽可能增大些，以增加放矿宽度，提高矿石回收率和方便设备运行；进路高度在满足凿岩设备及通风管线布置的要求时尽可能低，以减少残留矿石在进路正面的矿石损失；为矿石能够均匀的在全宽度上放出，进路顶板确定为平顶。
3、炮孔采用扇形布置。
根据不同分段高度和进路间距确定孔深和炮孔数。
4、为整体崩落的矿石能自由流动而松散，不影响以后步距的爆破效果。
边孔确定45度为宜。
5、为获取较好的贫化损失指标，确定合理的崩矿步距。
每次爆破步距取两排炮孔为宜。
6、为防止炮孔之间贯通形成预裂面而使爆破能量过早释放，适当加大炮孔密度系数值，充分利用爆破能量，提高爆破质量。
7、孔口部分装药不宜过分集中，宜隔孔装药，以防止孔口部位矿岩过度粉碎。
8、为防止爆轰气体过早泻出，必须保证有足够的填塞长度和良好的填塞质量。
（七）、部分参数的确定1、最小抵抗线：W=（25-40）dW-----最小抵抗线d-----孔径计算后：W=(25-40)×60=1500-2400mm为降低大块产出率，最小抵抗线取值为W=1.7 2、孔底距：D=(1.0-1.2)WD=孔底距计算后：D=(1.0-1.2)×1.7=1.7-2.04m取D=1.8≈1.9m3、排距：Q=WQ=排距Q=1.7m4、孔口装药间距：a=(0.6-1.0)Wa=孔口装药间距a=（0.6-1.0）×1.7=1.02-1.75、每排炮孔长度及装药长度：根据炮孔布置图（一分段、二分段、三分段）一段炮孔长度：L1-1=76.12一段炮孔装药长度：L1-2=60.4二段炮孔长度：L2-1=74.14二段炮孔装药长度：L2-2=57.6三段炮孔长度：L3-1=67.56三段炮孔装药长度：L3-2=52.886、每米炮孔装药量：E=KXVE=每米炮孔装药量0.9×2826=2543.4ɡ/m=2.5434㎏/m K=装药密度0.9ɡ/㎝³V=装药体积3.14×（60/2）²×1=2826㎝³每排孔总装药量（E）E1=E×L1-2=2.5434×60.40=153.62㎏E2=E×L2-2=2.5434×57.60=146.50㎏E3=E×L3-2=2.5434×52.88=134.49㎏8、每米炮孔崩矿量：T1=H1×1×Q/L1-1 (一分段)T2= H2×1×Q/L2-1 （二分段）T3= H3×1×Q/L3-1 （三分段）T=每米炮孔崩矿量H1---一分段高H2---二分段高H3---三分段高1---进路间距L1-1---一分段炮孔长度L2-1---二分段炮孔长度L3-1---三分段炮孔长度则T1=13×10×1.7/76.12=2.90m³(7.92T)T2=12×10×1.7/74.14=2.75m³(7.50T)T3=9×10×1.7/67.56= 2.26m³(6.17T)9、炸药单耗（R）R1=E1/(H1×1×Q)=153.12/221=0.69㎏/ m³（0.253㎏/t）R2= E2/(H2×1×Q)=146.50/204=0.72㎏/ m³(0.264㎏/t) R3= E3/(H3×1×Q)=134.49/153=0.88㎏/ m³(0.320㎏/t)10、主要参数列表注：炮孔布置图见附图(八)、起爆方法为了获得较好的损失贫化指标，每次爆两排孔，用幵联网路，微差导爆管进行起爆。
两排炮孔分三到四段幵呈“V”字顺序起爆。
每段间隔时间25µs。
为防止先起爆的冲击波打断孔外延时网路，采用孔内延时爆破。
在每次起爆前，应将人员、设备撤离到安全地点后方可起爆。
在炮烟降至合格浓度以下后方可进入下步作业。
（九）、二次爆破在通常情况下，由于炸药性能、爆破参数、矿岩的物理性质以及岩体的节理、层理、裂隙等因素的影响，起爆后会产生一定量的不合格矿石大块，用人力无法破碎，只能采用二次爆破处理。
考虑到经济因素及现场的具体情况，一般二次爆破采用外敷爆破法，即将药包放置在大块矿石的上方进行起爆，起爆时药包上方一定要放置覆盖材料，覆盖材料由泥沙混合物制成，其厚度应大于药包厚度。
二次爆破炸药耗量及第一次装药损失量合计总量应是一次爆破炸药耗量总额的20-25％左右，计算采矿成本时在炸药单耗一项计算时应考虑此项消耗。
三、安全及注意事项1、必须具备有资质的爆破单位和有资质爆破人员进行作业。
2、必须按照《安全生产法》、《民用爆炸物品安全管理条例》、《爆炸危险场所安全规定》、《爆破安全规程》等法规、条例进行生产。
3、严格控制爆破后进入爆区时间，原则在炮烟浓度降至规程要求浓度以下，经排查确认后方可进入。
4、加强爆破材料的管理和检验，严禁使用不合格的爆破器材，是防止拒爆和误爆的重要措施。
5、谨慎操作，严防失误。
幵严格网路连接后的检查工作，减少瞎炮。
6、爆破后排查无瞎炮、残炮才准安排下步作业，严禁打残孔。
7、二次爆破时，要确定合理装药量，人员设备撤离至安全距离外方可进行。
8、回采落矿时应注意几点事项:1.提高炮孔钻凿质量，控制炮孔深度，防止炮孔偏斜。
孔深误差应小于±0.05米，炮孔偏斜误差应小于±0。
5°，孔底距应小于±0.05米。
要建立严格的炮孔验收制度及登记造册制度，不合格的炮孔及时补孔。
2.装药采用装药器。
控制好孔口部分装药量，对保护眉线有着重要的作用。
炮孔容易发生变形的地段，可采用预先装药的方法。
3.回采时如果放矿溜井有可能与崩落区相通，则在降段前要将放矿溜井口封好，以防止废石进入溜井（或大块卡住溜井）。
放矿溜井应与分段联络道保持一定距离，防止矿石冲入联络道。
各分段可以通过分支溜井上口倒矿，不许将联络道直通天井壁倒矿。
放矿井不许水进入，防止堵井及放矿条件恶化，难以放矿。
西部矿业集团山阳上岭铅锌矿2013年5月10。
