1、l减缓岩体应力集中程度，转移应力集中部位，或使围岩中的应变能得到释放，改变其应力分布转台，控制地压，保证矿山安全持续生产。l采空区处理方法：l 崩落围岩：深孔爆破和药室爆破l 充填采空区：废石或尾砂l 封闭采空区：一定厚度的隔墙l概述基本特征：随着崩落矿石，强制（或自然）崩落围岩充填采空区，以控制和管理地压。l单层崩落法 浅孔落矿l分层崩落法 浅孔落矿l有底柱分段崩落法 深孔落矿l无底柱分段崩落法 深孔落矿l阶段崩落法 深孔落矿l覆岩下放矿 理论基础l小结l概述：主要用来开采顶板岩石不稳固，厚度小于3m的缓倾斜矿层，如铁矿、锰矿、铝土矿、粘土矿等l根据顶板岩石稳固程度不同，采用不同形式的工作面
2、，即：长壁式崩落法、l 短壁式崩落法、l 进路式崩落法l工作面是壁式的,长度等于矿块斜长，所以称为长壁式崩落法。l特点：划分矿块，矿块回采工作按全厚沿走向推进，当回采工作面推进一顶距离后，出流回采所需的空间外，有计划的回收支柱，并崩落不需要保留的空区顶板，用崩落顶板的岩石充填采空区，以控制顶板压力。l以庞家堡铁矿为例：l开采条件：浅海沉积赤铁矿床，走向长8600m，2530 有三层矿组成，一层厚1-3.5m，二、三层厚各1m，l 1-2层间夹硅质板岩 厚1.2m；l 2-3层间夹硅质板岩 厚0.8m；l矿石稳固f=8-10,夹层片理发育，不稳、易片落l一层单采，三层合采l一层矿的顶板：黑色页岩
3、，厚6.5-8m 不稳f=4-6，页岩上为砂岩厚2-3m，在上为几十米厚的页岩。l三层矿底板：小白石英岩f=12-18，下部为粘板岩、大白石英岩，均稳固l阶段高：一般30m，受斜长（爬距）和稳固性的限制l矿块长：50-100m,最大可达200-300m。l阶段沿脉运输巷道：矿体中或底板岩石中，l一般多布置在岩石中；l 单轨双巷 能力大 断面小 污风串联 工程量大l 双轨单巷 一线装车，一线行车，污风不串联、工程量小、l矿溜子：5-6m一个,断面1.5 1.5,可临时通风行人。l安全道：10m一个，1.51.8 安全出口、行人、通风，运料l切割平巷l切割上山l回采工艺概述：支、出、打，l工作面形
4、式：直线：利于顶板管理、不能平行作业，l 梯段：不利于顶板管理、能平行作业l落矿：炮孔，一字、之字，孔深 1.2-1.8m，w=0.6-1.0ml出矿：电耙 耙斗0.2-0.3 14-30KWl顶板管理：最大悬顶距控顶距+放顶距l 10m 2-3排 1-5排l 控顶距 放顶距 悬顶距l最大悬顶距：工作面距崩落区的最大距离l放顶距：每次放顶的距离l控顶距：放顶后剩下的能维持回采工作的最小宽度l支护：作用是减缓顶板下沉 木支柱、金属支柱 l木支柱：带柱帽和削尖柱脚 以获得可缩性，180-200l 排距0.81.2m、间距0.81.2m、柱帽交错排列。l金属支柱：承载能力大，能重复用，重量大使用不便
5、l矿层顶板形态稳定和厚度变化小时可用液压掩护支架l放顶：推进到最大悬顶距时，由专业放顶队放顶l 步骤：加密支柱（不带柱帽）、向安全口处回柱l 方法：机械（绞车）、人工爆破、回柱后顶板不l 冒落的，需预先在密集支柱外0.6m处向外60度l 凿浅孔强制崩落。l 第一次放顶时，悬顶距应加大到1.5-2倍，必须放好。l直接顶板：放顶后及时冒落下来的顶板。l老顶：多次放顶后又冒落下来的岩层，l 直接顶后，二次顶压小；直接顶薄，二次顶压大。l通风：新鲜风流-没放矿的溜井-冲洗工作面-安全口-回风巷排走。l开采顺序：l 阶段：由上而下，上阶段超前下阶段，一般大于50ml矿块：与阶段回采顺序一致，由主断层的上
6、盘向下盘开采l多层开采：上层超前下层，上层采空区地压稳定后回采下层l劳动组织：综合工作队，个工种平行作业l 20-40人组成l当顶板稳固性差时，为了更好地控制顶板，在上下两阶段中间加 一分段平巷把工作面缩短。工作面小于2025m。l其它与长壁式崩落法相同l矿层稳定性更差，采用短壁法也无法采时，则采用进路式崩落法。l特点：将矿块用分段巷或上山分成沿走向的小分段或沿倾斜的条带，从分段巷或上山向两侧用进路进行回采（即用掘巷道的形式回采），效率低、成本高。l进路宽：顶板很坏 宽2.02.5ml 顶板稍好 宽可达5-7ml进路采完就放顶，为防止侧部贫化，可留临时矿柱l矿柱在放顶前回收l适用条件：顶板不稳
7、，厚3m 30 地表允许陷落。l优点：采准简单；生产能力大 100-150t/d 通风好，有贯穿风流l缺点：支柱消耗量大，支柱劳动强度大，顶板管理复杂，有用木材换矿石之说 发展方向：研究地压规律 改进顶板管理和支柱代用，新型金属支架l概述：按分层由上向下回采矿块，每分层矿石采出后，上面覆盖的崩落岩石下移充填采空区，l分层回采是在人工假顶的保护下进行的，将矿石和崩落的岩石隔开，保证得到最小的矿石损失与贫化。l矿块结构参数：阶段高：脉外天井 50-60ml 脉内天井 30-40ml 矿块长：小于60ml 矿块宽：等与矿体水平厚度l 分层高：2-2.5m 一般取3-3.2m 3.5ml采准工作：矿层
8、厚度小时，脉内采准l 矿层厚度大时 脉内外联合采准l矿块天井：分三格，放矿格、行人格和通风格l 矿块有两个以上天井时，可设一格 或两格l 脉内天井以密集框架支护l落矿：正面或侧面浅孔，L1520米时 进路走向布置控制矿体边界探采结合多工作面工作提高回采强度等。1520 进路沿走向布置 因为放面漏斗的边壁倾角70 进路两侧留有较高矿堆，下盘侧的将永久损失l概述 6、分段运输联络道的布置：作用：联络、进路、溜井、通风天井和设备井、运输联络道与进路断面相同。风井、设备井联络道，一般为22米2（风）2.52.7米2（设）l概述l概述1、切割平巷与切割天井联合拉槽法：沿矿体边界掘进一条切割平巷，贯通各回
9、采巷道端部，根据爆破需求，切割天井，在平巷凿孔，向切井崩矿，拉开槽简单，切割质量易保证，应用广泛，天井较短。2、割天井拉槽法：如图1635 此法的掘切割平巷，不在回采巷道端部掘1.52.5米2切井，切井短边与端部留12米防止台车，长边平行进路。切井两侧凿扇形孔（三排），以孔分段微差起爆。3、炮孔拉槽法：（无切井拉槽）图1636 楔形掏槽，一次爆破拉槽法：在切割平巷中，凿4排角度逐渐增大的扇形炮孔，然后用微差爆破一次形成切割槽，用于不便掘天井的地方。分次爆破拉槽法：在进路端部45米处，凿8排扇形炮孔，每排？孔，按排分次爆破成切井，另外布置三排切割孔，向爆成的切井中崩矿成槽，适用于矿石比较爆破的条
10、件下（用的不多）四、回采：1、落矿：落矿参数的确定，凿岩、爆破。（1）落矿参数：炮孔扇面倾角，扇形炮 孔边孔角，最小抵抗线，孔底距。1）炮孔扇面倾角：（端壁倾角）理论上，前倾：7085用复盖层块度小，延缓废石渗入，好装药垂直：90用复盖层块度大，椭球体发育正常后仰：95105椭球体发育很大，第一排孔装药困难 2)扇形炮孔的边孔角：边孔角小则爆破方向趋于矩形，炮孔长度变短，但脊部以下矿石无法松动，挤压炸破无法实现，45以下孔口易被矿堆埋住。清理装？困难且不安全。目前国内多用4555，随凿岩设备性能的改进有曾大趋势。国外70以上，同时增大进路宽度（56米）形成所谓“放矿槽”，放矿槽边壁不留残矿，指
11、标好。3)崩矿步距:指一次爆破崩落矿石层厚度，12排，分层高度H，进路间距B，崩矿步距L，这两个参数是每次崩矿矿体的三维参数，当矿岩上接触石、侧接触石、正前方接触石，同时进入贫化时，达到最优。这三个参数一般用模型实验或计算机模拟等确定。在H、B已定的情况下：L过大时，岩石从顶面先混入，而正面岩石混入晚。这样，顶面侧面混入的岩石使矿石达到截止品位时，正面还有很多矿石未放出，因此正面损失很大，L过小，上部还未贫化时正面先混入废石，上部矿石损失大，所以必须统筹考虑。4）孔径，最小抵抗线，孔底距：中深孔：d=5165mm w=1.52.0m w/d=30 左右计算确定w时要与最优崩矿步距相配合。孔底距
12、以一般等于w 缺点，孔口处炮孔密集。改进,增大孔底距a减少w使aw积不变，效果较好。（5）凿岩：C22700，配YG80 YGZ-90 40-60米/台班 国产CTC/400-2型，双臂采矿台车，配两台YZG-90 90100米/台班 有效深度可达20m中小矿山常用FJY-24型园盘台架配YG80炮孔为扇形，有扇形孔的通病，注意验收孔的质量，深15米、偏10、侧250mm一般允许误差角度12 （6）爆破：挤压爆破为避免孔口装药，过于集中，装药时除边孔和中心孔装药较满外，其余各孔的长短如图装到a/2处，提高炮孔装药密度是提高爆破效果的重要措施，使用装药口装药。2、出矿：从回采巷端部把矿石运至溜井
13、 装运机：T4G 最小工作断面 2.83.0米2操作灵活，拖风绳，运距60米，？50米时，效率显著降低 810万T/台年一台T4G配35条进路，以特征其工作效率 3、通风工作：独头巷，无贯穿风流，工作点多，巷道纵横交错易形成复杂得？联网络，风量调节困难，溜井多，各分段串 要求 进路 有设备时0.3米/s 其他0.25米/s 尽量采用分区通风 回采工作面，只能用局扇通风如1640所示 通风天井进风，风筒从进路中抽污风，经通风井至上回风巷设回风天井，将污风抽至回风天井，用密闭墙隔开。l概述l概述 无底柱分段崩落法的优缺点和使用条件l 无底柱分段崩落法在我国金属矿山广泛应用，有四十余个矿山采用该法。
14、铁矿山采用的最多。l 1适用条件由于该法结构简单，可用范围是很大的。实践表明，该法适用条件为：l （l）地表与围岩允许崩落。l （2）矿石稳固性在中等以上，回采巷道不需要大量支护。随着支护技术的发展，近年来广泛应用喷锚支护后，对矿石稳固性要求有所降低，但必须保证回采巷道的稳固性，否则，由l于回采巷道被破坏，将造成大量矿石损失。下盘围岩应在中稳以上，以利于在其中开掘各种采准巷道;上盘侧岩石稳固性不限，当上盘岩石不稳固时，与其它大量崩落法方案比较，使用该法更为有利。l （3）急倾斜的厚矿体或缓倾斜的极厚矿体。l （4）由于该法的矿石损失率与岩石混入率较大，矿石价值不应很高，矿石可选性好或围岩含有品
15、位。1分l （5）需要剔除矿石中夹石或分级出矿的条件，采用该法较为有利。（1）安全性好，各项回采作业都在回采巷道中进行；在回采巷道端部出矿，一般大块都可流进回采巷道中，二次破碎工作比较安全。（2）采矿方法结构简单，回采工艺简单，容易标准化，适于使用高效率的大型无轨设备。（3）机械化程度高。（4）由于崩矿与出矿以每个步距为最小单元，当地质条件合适时有可能剔除夹石和进行分级出矿。3无底柱分段崩落法的主要缺点 （1）回采巷道通风困难。这是由于回采巷道独头作业，无法形成贯穿风流造成的，这个问题从采矿方法本身不改变结构是无法解决的。必须建立良好的通风系统，同时采用局部通风和消尘设施。（2）矿石损失贫化较
16、大。在正常生产情况下，除去矿体赋存条件原因之外，采矿方法本身原因是，每次崩矿量小，放矿时矿岩接触面积大，因此岩石混入率高。有当矿体倾角比较陡急、矿体厚度大，上面残留下面回收的条件极为有利时，可在多个分段回采之后，形成较厚的矿岩混杂层，矿石损失贫化有所好转，取得较好指标。否则，残留的矿石很快进入下盘残留区转为下盘损失而损失于地下，难于形成较厚的矿岩混杂层，使每次放矿时混入大量岩石。这就是该法适用条件中第三条的依据。（3）此法采矿强度（tm 的不如有底柱分段崩落法大。这是由于目前广泛使用的装运机（ZYQ14）生产能力低和每台设备占用工作面积（矿体）大两个原因造成的。从提高矿块生产能力看，当前主要是改用铲运机出矿。
