《铀矿床开采》课程设计.doc

铀矿床开采课程设计任务书一、 矿体赋存条件某矿床赋存于紫红色的层间断裂中，矿脉走向长300m，平均厚度为0.45m，矿体倾角65°，矿石品味Au：30g/t，矿石体重4.5m³/t，围岩稳固，f=1012，顶、上下盘岩石欠稳固，f=57。矿石与围岩接触明显，容易分离，地面有建筑物，不允许崩落。二、 设计矿块生产能力矿块生产能力为30t/d。三、 设计内容和要求1、设计内容(1) 采矿方法选择。进行采矿方法的初选和分析比较，选择出最优采矿方法，确定采矿方法的结构参数，并设计矿柱回采与采空区处理方案。(2) 矿块采准切割设计。进行采切巷道的布置和断面形状、规格设计，计算采切工程量及成本，安排采准切割工程施工顺序和进度。(3) 回采设计。进行爆破落矿、矿石运搬和放矿、采场地压管理、矿块通风、充填工艺、回采工作组织的设计，计算矿房生产能力和回采时间。2、设计要求(1) 根据设计任务进行采矿方法设计，并编写设计说明书和绘制采矿方法设计图。(2) 采矿方法合理选择，程序规范，设计内容系统完整。(3) 采矿方法大图要求用电脑绘制；说明书要求简洁扼要通顺整洁，插图（示意图）12-15张。(4) 设计时间为2010年12月27日至2011年1月9日。 指导老师： 日 期：- 19 -目录1 采矿地质条件- 1 -2 采矿方法的选择- 1 -2.1 选择采矿方法的原则- 1 -2.2 采矿方法初选- 1 -2.2.1 浅孔留矿法- 2 -2.2.2削壁充填采矿法- 3 -2.3 采矿方法的比较- 6 -2.3.1浅孔留矿法主要优缺点- 6 -2.3.2 削壁充填采矿法主要优缺点- 6 -2.3.4 采矿方法的确定- 7 -2.4 采矿方法的结构参数- 7 -2.5 采矿方法图- 8 -2.6 矿柱回采与采空区处理- 8 -3 矿块的采准和切割- 8 -3.1 采准巷道的布置- 8 -3.2 采准巷道的断面形状和规格- 8 -3.2.1 运输平巷的断面形状和规格- 8 -3.2.2 主要天井规格- 10 -3.2.3 拉底空间、拉底平巷及切割上山- 10 -3.2.4 溜矿井- 10 -3.3 采准切割工程量- 10 -3.4 矿块中采准切割工程施工顺序和时间- 11 -3.5 采准切割成本- 11 -4 回采计算- 12 -4.1 凿岩爆破- 12 -4.1.1 凿岩设备和工具选择- 12 -4.1.2 炮孔布置与崩矿参数的选择和设计- 12 -4.1.3 凿岩工作的组织和施工要求- 13 -4.1.4 爆破材料的选择及起爆方法- 13 -4.1.5 爆破网络的设计及计算- 13 -4.1.6 单孔装药量及一次爆破所需要的炸药量- 13 -4.1.7 计算每米炮孔崩矿量- 14 -4.2 矿石运搬和放矿- 14 -4.2.1 出矿和矿石运搬设备选择- 14 -4.2.2放矿制度和放矿管理- 14 -4.2.3 二次破碎- 15 -4.3 采场地压管理- 15 -4.4 矿块通风- 15 -4.4.1通风系统- 15 -4.4.2通风方式- 16 -4.4.3通风时间- 16 -4.5 充填工艺设计- 16 -4.5.1充填系统- 16 -4.5.2充填材料和设备- 16 -4.5.3 采场充填工艺- 16 -4.6 回采工作组织- 16 -4.6.1 回采工作组织的人员、设备安排- 16 -4.6.2 一个回采作业循环时间和崩矿量- 16 -4.7 矿房回采时间- 17 -5. 采矿方法技术经济汇编- 17 -参考文献- 18 -1 采矿地质条件根据本次采矿方法课程设计任务书所提供的原始地质条件包括：(1) 金矿床。矿石等级在之间，属于很坚实的砂岩。；(2) 围岩等级在aa之间，属于砂岩。(3) 矿脉走向长300m,平均厚度为0.45m，矿体倾角65°。(4) 矿石体重4.5t/m3：矿石稳固，f=1012，顶、上下盘岩石欠稳固，f=57。 (5) 金的品位：30g/t。(6) 矿床赋存于片岩的层间断裂中。(7) 地面有建筑物，不允许崩落。2 采矿方法的选择2.1 选择采矿方法的原则(1) 首要条件是工作条件满足安全生产的要求；(2) 满足矿山产量要求，要求生产能力大，劳动效率高；(3) 满足选矿工艺要求，并要求贫化损失小；(4) 合理利用矿产资源，坚持“贫富兼采、厚薄兼采、大小兼采”的原则；(5) 良好的经济效果，尽量采用高效率、低成本的采矿方法；(6) 良好的社会效益，满足环保、安全等要求。2.2 采矿方法初选根据矿山地质条件和采矿技术条件要求对采矿方法进行初选。见表21。表2-1 采矿方法初选主要地质及开采技术条件较适合的采矿方法可排除的采矿方法主要考虑因素该矿床特征特征地表允许崩落的可能性不允许崩落充填法、空场法崩落法矿石和围岩的稳固性矿石稳固围岩欠稳固充填法、房柱法（顶板采用人工加固）、浅孔留矿法（适当减小顶板暴露面积）其它空场法矿体的厚度平均厚度0.45m,属极薄矿体浅孔留矿法、削壁充填采矿法、房柱法其它充填采矿法矿体的倾角倾角65°,属急倾斜矿体浅孔留矿法（适当减小顶板暴露面积）、削壁充填采矿法房柱法根据本次课程设计提供的采矿地质条件，结合采矿方法选择的原则及各种采矿方法的适用范围，初步选择：浅孔留矿法（适当减小顶板暴露面积），削壁充填采矿法。2.2.1 浅孔留矿法留矿法属于空场采矿法。它的特点是将矿块划分成矿房和矿柱两步骤回采，在采场中由下向上逐层进行回采矿石，工人直接在暴露面下的留矿堆上面作业，每次采出的矿石放出约1/3的矿量，其余采下的矿石暂留采场(矿房)中作为继续上采的工作台及支护两帮围岩，待整个采场(也即矿房)的矿石落矿完毕后，再将存留在采场中的矿石全部放出。(1) 方案示意图，见图21。 图 21 留矿法示意图1回风巷 2未采矿石 3天井 4存留矿石 5运输巷道 6漏斗 7人工假底 8回采空间(2) 结构参数阶段高度为30m，矿块长度为40m，顶柱厚3m，底柱高度，在运输巷道顶柱上留3m。由于是极薄矿体，不留间柱，矿块之间靠天井的横撑支柱隔开，并对围岩起支撑作用。(3)采准工作采准工程主要有：阶段运输平巷，通风人行天井，等。由于是极薄矿脉，所以矿脉布置于巷道的中央。这样有利于探矿，不易丢失矿脉。在矿块一侧掘先进天井，另一侧架设顺路天井。(4)切割工作切割工程主要有：拉底和辟漏。开掘拉底巷道，形成拉底空间，开掘漏斗颈，在开好斗径的基础上，把漏斗劈开，形成喇叭状，以利出矿。漏斗一般沿走向每隔57m开凿一个。开采薄矿脉用坑木做假底，从运输巷道顶板向上挑顶高约3m，架好假巷和漏斗即形成底部结构。(5)回采工作浅孔留矿法的回采工作包括有：凿岩、装药爆破、通风、局部放矿、撬顶平场和大量放矿等。矿房回采是自下而上分层进行的，每一分层的高度一般为23m左右，回采工作面多为梯段布置，但梯段数目不宜过多，一般为12个，采场的最小工作宽度为0.91.0m。凿岩采用上向凿岩机打上向炮眼，孔深1.51.8m。采用电耙出矿的底部结构。由沿脉巷道一侧直接向上回采，在该侧架设栅栏，以控制矿流。在沿脉巷道中安设电耙，溜放到巷道中的矿石由电耙耙入转运天井，溜放到下一个阶段装车运出。2.2.2削壁充填采矿法当开采厚度很小的极薄矿脉时，由于矿脉厚度很小，采下矿脉之后的采空区也很小，工人不能在其中工作。如果将围岩一块采下来，则贫化过大，增加运输和加工费用，在经济上不合理。其实质是在工作面中，将矿石和围岩分别开采，矿石运搬出来，而废石则留在矿房中作为充填料。在这种情况下，可以运用分采充填法或叫削壁充填采矿法。削壁充填采矿法的特点：这种方法是在阶段中工作面连续推进。矿块天井多为顺路天井。由于矿体很薄，故不留间柱，有时留很小的底柱，但也有时不留底柱，而是架设人工底柱（木梁的或是混凝土的）。回采时先采矿石，后采岩石。在落矿之前，要在充填料上铺好垫层，（胶皮带或草袋子，铺钢板等铺1520合分厚的混凝土），将矿石用1.0m深的炮眼崩下来后，用人工或用电耙出矿，然后再崩落围岩充填采空区，形成人员可以工作的最小空间，如此循环作业，将一个矿块采完为止。(1)方案示意图，见图22。(2)结构参数阶段高度：一般小于3045m；天井间距：一般为50m，采用尺寸不大的采区其主要原因是：在极薄矿脉中有用成份一般分布不均匀，矿体沿走向和沿倾斜常常有膨大缩小的情况，采区尺寸不大，则有利于在采准时更好的探清矿脉情况。一般不留顶柱、底柱和间柱，底柱多用人工底柱（木结构的或混凝土的）采矿中矿石留于间距约10m左右（用人工运搬时间距小，若用电耙运搬间距可增大）。1运输平巷 2人工假底 3溜矿井 4天井 5混凝土垫板 6回风巷道 7电耙 8顺路天井 图 22 削壁式充填采矿法示意图(3) 采准工作掘进运输平巷掘进人行通风天井这种采矿方法一般采区宽度不大，如果是开采贵重金属，则一般不留平巷顶部的矿柱，而是加强运输平巷的支护。(4) 切割工作对于削壁充填法、切割工作主要是拉底工作，通常在掘进运输平巷时，即同时进行拉底工作。(5) 回采工作这种方法的回采工作是向上水平分层进行回采。先采矿石，还是先采围岩，应当根据具体情况而定。如果围岩比矿石较固，矿石易于采掘，矿体有足够的厚度，矿石易于脱邦，以后有用成份易于震落，此时可先开采矿石后开采围岩，反之先采用围岩，后采矿石。（总之，若矿石围岩软，则在分层上超前崩矿，反之情况时，则先崩围岩）。当先采矿石时，则将矿石崩落在产生铺好的热层上，按照这种工作循环，重复工作。如果是先采围岩，则应将充填所用的崩落下来的围岩加以平整，铺好垫层，然后再崩落矿石。凿岩工作用上向式凿岩机打浅眼，炮眼间距一般为0.30.6m，炮眼深度一般为1.2m。炮眼多布置在矿脉中间。一个炮眼所担负的面积为0.10.25m2。回采分层高度一般为1.0m。当矿脉厚度很小时，最好用小直径炮眼（30mm左右），这样可以将炮眼之间的距离缩短一些，这样有利于减少，矿石损失和节省人工。（虽然炮眼数目增加了，可是凿岩速度随着炮眼直径的减小而加大了）。装药爆破工作炮眼打完之后，即可进行装药爆破工作。一般用人工装药包的办法装药。在崩矿之前，先要在采场内的充填料上铺设好垫层。垫层的种类很多，可用下面铺一层草袋、麻袋或油布之后再铺一层木板；有的铺钢板。前面的方法垫层易损坏，复用次数少，且易出矿，同时也不利于采矿内矿石运搬，不便于电耙耙矿。选择的垫层应当是材料可就地取材、廉价，坚固耐用，复用次数多，便于运搬。铺钢板就具有这些优点。目前有的矿山采用运输皮带作为垫层材料，经实践证明，效果良好，这种皮带经久耐用，复用次数多，使用方便。如果开采贵重金属且品位高，为了提高回收率，比较有效的方法是在充填料上的铺设一层0.10.15m厚的混凝土。采场通风工作这种方法晃利用全矿的总负压，新鲜空气自运输平巷，经采区天井进入工作面，清洗工作面，由另一天井进入通风平巷中。平场运搬工作崩落下来的矿石，可以人工运搬，也可以用机械运搬，如小型电耙子为了减轻工人体力劳动尽量采用小型机械运搬。这样也可以提高采场运搬效率。崩落围岩工作当采矿中的矿石运搬完毕之后，拆除垫层（混凝土底板除斜）在围岩中打眼装药并起爆，爆破后崩下的岩石填入采空区。如果崩下的岩石过多，则可通过高先在下部砌筑的废石放矿漏口放出多余的矿石，用的调节充填层高度。然后加充填工作面进行平整。当铺设垫层后，即可进行下一个工作循环。注意安全不论是崩落矿石还是岩石，都应当注意生产安全所。要随时注意检查顶板稳固性，及时撬除浮石。2.3 采矿方法的比较2.3.1浅孔留矿法主要优缺点(1) 主要优点浅孔留矿法结构简单，管理方便，工艺简单，生产技术易掌握。采切工程量比较小，厚矿体712m/kt，薄矿体1020m/kt。利用重力放矿，采场运搬矿石不需要其他机械设备。此处指普通漏斗的留矿法。(2)主要缺点所留矿柱的矿量占的比重较大（约占4050%，有的达60%）。而回采这些矿柱时，损失比较大，有的损失达50%；当围岩不够稳固时，特别是开采薄矿脉时，贫化率大；平场工作量比较繁重，又不容易实现平场工作的机械化；工人直接在暴露的矿石下工作，安全性较差；对矿石的块度要求均匀，否则容易卡漏（要求浅孔的合格块度不大于350mm）；出矿受到薄矿等作业的限制，使日出矿能力低；暂时积累大量矿石，影响资金周转。2.3.2 削壁充填采矿法主要优缺点(1) 主要优点采出矿石贫化率低；当垫板材料选择的适当，且铺设的严密时，矿石损失率小；能利用分采所得到的废石的运输和加工费用，提高了有用组份的回收率；由于矿石品位高，故一吨精矿所需的矿石少，所以选矿的基建投资也少。(2) 主要缺点工作组织复杂；劳动生产率低；凿岩工作量大，炸药消耗量多；要铺设严密的垫层；单位矿石成本高。(3) 采矿方法详细比较见表22。表 2-2 采矿方法详细比较项目名称方案一浅孔留矿法方案二削壁充填采矿法采矿成本和主要材料消耗采场内需存留60%左右的矿石，不利于提高经济效益，坑木消耗量0.050.06 m3 / m3 ，炸药消耗量3.0kg/ m3 ，采矿成本较低采矿成本较高矿块生产能力1020m3/d810m3/d 劳动生产率69 m3/工班712 m3/工班矿石损失率和贫化率损失率从23%到 710%贫化率5080%（采用手选之后可降到2050%）损失率58%，贫化率 710采切比1020m3/103t采切比大施工技术难易程度结构简单，管理方便，工艺简单，生产技术易掌握工艺环节多，工作组织复杂，效率低，劳动强度大采掘设备条件难于实现机械化难于实现机械化安全条件工作面通风条件差；工人直接在暴露的矿石下工作，安全性较差生产安全可靠其中：削壁充填采矿法劳动生产率包括：凿岩工为47 m3/工班 围岩；23 m3/工班 矿石；工作面工人为11.5 m3/工班 围岩；0.31 m3/工班 矿石。2.3.4 采矿方法的确定由上述各方案的比较知，尽管削壁充填采矿法存在工艺复杂，效率低，劳动强度大，但其贫化率比浅孔留矿法低得多，对于开采极薄的贵金属矿脉，在经济上仍比浅孔留矿法优越；而在安全方面削壁充填采矿法同样也高于浅孔留矿法，因此最终采矿方法方案选择削壁充填采矿法。2.4 采矿方法的结构参数(1) 矿块布置：矿块沿走向布置。(2) 阶段高度：40m。(3) 分层高度：1.0m(4) 矿房的长度和宽度：长45m，宽1.0m。(5) 不留矿柱、顶柱和底柱。底柱用充填料作假底的混凝土底部结构，人工假底位置将矿石运出后，在底层铺0.3米厚的钢筋混凝土底板，在此底板上人工浇注运输平巷，其他空间用充填料充填满，再浇0.2米厚的底板即可。 (6) 底部结构采用人工混凝土假底自重放矿。(7) 开掘的围岩，正好够矿块充填。因此，根据矿块充填条件，确定合适的开掘宽度，是这种采矿法回采中的重要问题，要使崩落下的围岩，刚好充满采空区，则必须符合下列条件：My Ky=（Mq +My）R 式中， My采掘围岩的厚度，m； Mq矿脉厚度； Ky围岩崩落厚的松散系数（1.41.5）； R采空区需要的充填系数（0.750.8）。 于是可解得My=0.55m。2.5 采矿方法图见附图。2.6 矿柱回采与采空区处理本设计不留间柱，故不需进行间柱回采；对于顶住，该矿床在回采上阶段矿房时构筑人工假底，所以在顶底柱回采时只需控制好顶板暴露面积，用削壁式充填法就可顺利完成顶柱的回采工作。采用的是削壁式充填法，先采围岩，后采矿石，利用采下的围岩作为充填料处理采空区。3 矿块的采准和切割3.1 采准巷道的布置(1) 利用沿脉巷道做运输平巷。(2) 在矿块的一端设一个人行通风天井，在另一端设顺路天井作人行通风井。(3) 在矿块内的两端设两个溜矿井，采用混凝土浇灌其壁厚为300mm。 (4) 拉底巷道的拉底方法是从运输平巷开始，在矿房范围内，将平巷开帮，扩大到矿房边界，再往上挑顶，使总高度达到6m。3.2 采准巷道的断面形状和规格3.2.1 运输平巷的断面形状和规格运输平巷的断面形状为直墙拱形，考虑运输设备的尺寸规格，布置形式见图31。(1) 巷道净宽度（B0）的确定ZK10/550型轨距为600mm，架线电机车的宽为1060mm，高为1550mm，YCC2(6)型单侧曲轨侧卸式矿车宽为1250mm，高为1300mm，两者比较，取其最大值，故通过巷道运输设备的宽b=1250mm，高h=1550mm。拱形巷道净宽度（B0）指巷道直墙内侧的水平距离。B0=b+b1+b2 b运输设备或矿车的宽度，1250mm；b1运输设备到支架的间隙，250mm；b2人行道的宽度，800mm，则B0=2300mm。图31 运输平巷的断面图(2)三心拱计算三心拱拱高f0=B0/3=2300/3=767mm；大圆弧半径R=0.692B0=0.692×2300=1592mm；小圆弧半径r=0.262B0=603mm。(3)轨道、轨枕和道渣铺设轨道型号按通过该巷道的运输量、电机车类型及矿车容积而定， ZK10/550型电机车选用每米18公斤的钢轨，采用钢筋混凝土轨枕，查资料得，轨道铺设结构尺寸：巷道底板到轨面的高度h6=350mm，道渣厚度h5=200mm，道渣面到轨面的高度h4=150mm。(4) 墙高的确定按电机车架线要求确定：设架线导电弓子宽度之半K=400mm；架线到轨面高度取H1=2000mm；a=b/2+b1=875；轨道中心线与巷道中心线距离Z=B0/2-a=2300/2-875=275mm。由于（r-a+K）/(r-250)=(603-875+400)/(603-250)=0.362<0.554故导电弓子在大圆弧断面内，应按下公式计算巷道墙高，即： 按人行要求确定，即： 以上两种情况的最大值为2015mm，已能满足架线、和人行安全距离的要求。且运输设备的最大高度为1900 mm（h+ h4 +h5），比墙高低，则墙高最终取2100mm（以0.1m为进级）。即运输巷道规格（断面宽×高=2.3m×2.1m）。3.2.2 主要天井规格人行通风天井（断面宽×长=1.0m×1.0 m），顺路天井（断面宽×长=1.0m×1.0m）。3.2.3 拉底空间、拉底平巷及切割上山采用不留底柱拉底见图32，假底空间（断面宽×高=4m×4m），见图33；拉底平巷（断面宽×高=1m×2m）；切割上山（断面宽×长=1.0m×1.0m）。 图32 不留底柱拉底 图33 充填料作假底的混凝土底部结构3.2.4 溜矿井溜矿井为方形，断面宽×长=1.0m×1.0m，倾角为65o。3.3 采准切割工程量见表31。 表31 采切工程量表工作阶段及项目名称巷道长度巷道断面m2体积（m3）矿石体 积工业矿量（t）采出矿量（t）标准掘进米数（m）占矿块采出矿量的比例（%）矿石中单长总长 采准与切割假底空间454516 72081364.5364.5180拉底平巷（归于回采）45452.09040.5182.25182.2522.5人行通风天井36361.0 3616.2 72.972.99切割上山（归于回采）34341.0 347.6534.42534.4258.5掘进工程量220采切合计 437.4437.418912回采回采工作3207.6 3207.688总计矿块36453645100备注：假底空间中架设人工运输平巷，切割上山形成的补偿空间架设成顺路天井，拉底平巷亦作补偿空间。由表31可计算采切比为189/0.437.4=432m/103t，采掘比为220/3.645=60.36 m/103t3.4 矿块中采准切割工程施工顺序和时间表32 矿块采准切割工程进行图表工程项目工程量m（或m2）掘进速度（m掘/月）完成时间进行顺序（月）12假底空间围岩部分45381.18矿石部分451500.3拉底平巷围岩部分454890.092矿石部分453000.15人行通风天井围岩部分369730.037矿石部分36 6000.06切割上山围岩部分346940.049矿石部分3412140.0283.5 采准切割成本见表33。表33 矿块采准切割工程进行图表工程项目工程量m3单价金额（元）假底空间围岩部分639矿石部分81拉底平巷围岩部分49.5矿石部分40.5人行通风天井围岩部分19.8 矿石部分16.2 切割上山围岩部分26.35 矿石部分7.65 4 回采计算4.1 凿岩爆破4.1.1 凿岩设备和工具选择采场凿岩主要用7655或YSP45型凿岩机。4.1.2 炮孔布置与崩矿参数的选择和设计崩落层的厚度H为1.0m。(1) 围岩爆破参数围岩打上向垂直炮孔，按三角形布置，采用2#岩石炸药。炮眼直径d1：34mm；药卷直径d2：27mm；眼深1.2m；最小抵抗线：W=（2530）d1，取1.0m；孔距a=（11.5）W，取1.4 m；排距b：0.4m；炮泥填塞长度0.2m。炮孔布置见图41。图41 围岩部分的炮孔布置图注：图中单位为cm(2) 矿石爆破参数围岩打上向倾斜炮孔，按多排孔平行布置，采用2#岩石炸药。炮眼直径d1：34mm；药卷直径d2：27mm；眼深1.2m；最小抵抗线：W=（2530）d1，取0.85m；孔距a=（11.5）W，取1.0 m；排距b：0.35m；炮孔倾角60o；炮泥填塞长度0.2m。炮孔布置见图42。图42 矿石部分的炮孔布置图4.1.3 凿岩工作的组织和施工要求由矿块的生产能力为30t/d，凿岩工为47 m3/工班 矿岩；23 m3/工班 矿石，可计算出每采场配备4台凿岩机。每台凿岩机配备1人，工作时间约为8小时，采用三班制。4.1.4 爆破材料的选择及起爆方法采用2#岩石炸药，同排同段来实现微差控制爆破，采用导爆管雷管起爆7。4.1.5 爆破网络的设计及计算连线方式为闭合起爆网络，雷管80个。爆破网络见图43。 图4-3 闭合起爆网路连接示意图4.1.6 单孔装药量及一次爆破所需要的炸药量单孔装药量Q1=q×a×W×H （kg）；一次爆破所需要的炸药量Q=q×Bm×Lj×L。式中：q 单位炸药消耗量，kg/ m3； B 矿体厚度（0.45m）；围岩厚度（0.55m）； Lj 一次落矿总长度，22m； L 平均炮眼深度，1.2m。(1)围岩部分根据围岩的坚固性系数，可取q为0.6 kg/m3，则Q1 =0.84 kg，Q=11.48kg，爆破的围岩量=22×1×0.55×2.7=32.67t。（2.7为围岩密度）(2)矿石部分根据围岩的坚固性系数，可取q为2.0 kg/m3，则Q1 =1.70 kg，Q=31.3kg，爆破的围岩量=22×1×0.45×4.5=44.55t。（4.5为矿石密度）4.1.7 计算每米炮孔崩矿量每米炮孔崩矿量：q=Wa0（1K）/（11）式中： W 炮孔最小抵抗线，0.85m； a 炮孔间距，1.0m； 0 炮孔利用率，%，一般利用率为80%95%，取为85%； 矿石体重，4.5t/m3； K 矿石损失率，5%； 1 矿石贫化率，10%。于是：q=3.43t。4.2 矿石运搬和放矿4.2.1 出矿和矿石运搬设备选择利用矿石自身重力以溜井出矿。用7.5KW电耙运搬矿石，辅以耙子、簸子和独轮小推车等工具。4.2.2放矿制度和放矿管理(1) 放矿制度严格控制矿石中的粉矿量及含水量。保证经常放矿，防止溜井中的矿石压的过紧，年终停产时溜井不许有矿石。选择合理的放矿闸门，减少漏口的溜井的堵塞。严格控制地表水和地下水流入溜井，溜井中有漏水时及时疏水或堵水。每次放矿后，闸门口必须留有垫底矿层。(2) 放矿管理放矿方式：采用人工假底自重放矿。放矿计划：根据采场的产量、溜井容纳能力确定合理的放矿时间。放矿的控制和调整：防止溜井堵塞。4.2.3 二次破碎 通常采用覆土爆破法，浅孔（20-30cm）爆破法；机械，人工破碎。4.3 采场地压管理本设计的矿体由于采用削壁式采矿法，边采边充的工艺可避免大面积采空区地压的显现，不需要对采场地压进行特别管理。 4.4 矿块通风4.4.1通风系统按工作面进回风巷道的布置方式和数量，工作面通风系统为Z型通风系统。（工作面通风系统只有一条进风巷道和一条回风巷道）通风系统见图44。1运输平巷 2顺路天井 3回采工作面4人行通风天井 5回风井 6风门图44 矿块通风示意图4.4.2通风方式矿井通风方式有上向式与下向式通风。本设计选用下向式式通风。4.4.3通风时间一次爆破后，排烟与排尘的集中通风时间为15min。4.5 充填工艺设计4.5.1充填系统充填系统直接在矿块内，进行边采边充。4.5.2充填材料和设备用削壁采下的围岩进行采场充填，小型电耙运输充填料。4.5.3 采场充填工艺先采围岩，将采下的围岩直接进行充填，然后将充填工作面进行平整，再在充填料上的铺设一层0.10.15m厚的混凝土，其后就进行崩落矿石。 4.6 回采工作组织4.6.1 回采工作组织的人员、设备安排(1) 凿岩：四台YSP45型凿岩机，凿岩工为47 m3/工班（1人），选4人 围岩；23 m3/工班（1人） 矿石，围岩工作时间：22×1×0.55/6/40.5班=4小时；矿石工作时间：22×1×0.45/3/40.825班=6.6小时。 (2)装药：人工装药，2人工作1小时。(3)通风：15min0.25小时。(4)放矿：2 m3/工班（1人），部分工作利用了小型电耙，选4人；放矿时间：22×0.45×1/2/41.24班=10小时。(5)充填：8小时回采循环的工作时间为29.85小时，每一循环的采矿量为44.55 t，所以矿块的生产能力为44.55/29.85×2435.82t/d。 4.6.2 一个回采作业循环时间和崩矿量回采循环的工作时间为27.99小时，每一循环的采矿量为37.73 t。回采作业循环见表41。4.7 矿房回采时间矿房储量：（45-1）m×0.45m×（40-4）m×4.5t/m3=3207.6t矿房回采时间：2994.975/37.73/×27.99=2222小时=3.086月。表41 回采作业循环表回采作业名称工作量定额完成时间（h)凿岩围岩4.48t凿岩机4台；凿岩工4人4矿石44.5t6.6装药爆破2人1通风 0.25放矿44.55t 4人10充填4.48t85. 采矿方法技术经济汇编(1) 矿块的生产能力：35.82t/d (2) 矿块的损失率和贫化率：损失率5%，贫化率：10%。(3) 原矿品位：30g/t。(4) 采掘比：60.36 m/103t(5) 矿块房劳动生产率指标台班效率：围岩：16.2 t/工班，矿石：13.5 t/工班。工班效率：矿石35.82/3=11.94t/工班。(6) 主要材料消耗指标炸药：围岩，11.48/32.67=0.35kg/t；矿石，31.3/44.55=0.70 kg/t，雷管80个。(7) 矿石直接成本包括采切、回采、材料、人工、机械、能源等多方面。参考文献1 王昌汉铀矿床开采M北京：原子能出版社1997；2 王青采矿学M. 北京：冶金工业出版社.2001；3 采矿手册编辑委员会采矿手册第4卷M北京：冶金工业出版社19994 苏B·A舍斯塔科夫矿山设计M 北京：原子能出版社1992；5 金属矿床地下开采东北工学院 解世俊 主编 冶金工业出版社 1986；6 采矿手册编辑委员会采矿手册第2卷M北京：冶金工业出版社1999；7 龙维祺爆破工程上册M北京：冶金工业出版社1992；8 龙维祺爆破工程下册M北京：冶金工业出版社1992；9 王昌汉铀矿床开采M北京：原子能出版社2009；10 采矿设计手册编写组编采矿设计手册M北京：中国建筑工业出版社1989；11 采矿手册编辑委员会采矿手册第7卷M 北京：冶金工业出版社1999；12 吴超.矿井同风与空气调节 M 长沙：中南大学出版社2008；13 张富民采矿设计手册·技术经济参考指标 M 北京：中国建筑工业出版社1989；