VCR法、无底柱分段崩落法

一、球状药包爆破。（1）一般爆破使用的是柱状药包，经过试验发现，当爆药的类型及药量相同的情况下，球状药包的爆破漏斗体积是柱状药包的四倍。球形药包起爆后应力波从药包中心向各个方向均匀传播，因而能量的利用比较充分。而柱状药包起爆后，爆轰压力主要是沿轴线方向传播，在能量利用上，不如球状药包。因而球状药包爆破比柱状药包爆破效果好得多。（V球=4V柱）二、VCR法的应用加拿大的什么矿在回采矿柱时，采用了这种方法，并且取得了良好效果。后来加拿大的森特纳来铜矿，用VCR法回采矿房。回采矿柱时（矿房已充填完毕），钻凿了炮孔直径为165mm，它是在矿柱上部开开掘平巷，然后在切割平巷中打下向平行深孔。炮孔呈梅花形布置。爆破时先把每个炮孔的孔底塞好，然后装上砂子，之后再装上球状药包，进行爆破。每次爆破约4米的水平层矿石，每次爆破的药量一般控制在90-160kg以下。这样在爆破时不会导致采矿巷道和其他设施。三、VCR结的优点：（1）节省了采准切割工程量。由于VCR结是在矿房全高度上钻凿深孔，不需要掘进分段凿岩巷道及切割槽工程。（2）钻孔、装药、爆破等项工作都集中在同一空间进行，工作人员和工人不必进入采场或掘进工作面，故工作安全可靠。（3）爆破效果好，工程质量高，由于爆药的能量利用充分。因而崩矿效果好，例如直径为165mm的深孔，每米孔崩矿量为30吨以上，矿石块度均匀，二次破碎工作量少。四、使用VCR结前提条件（1）必须有高效率，高质量的钻机，要求钻速快，偏斜度小的钻机。而提高风压是很重要的。森特纳来矿将风压，由4.556.7kg/cm2,提高到17.5 kg/cm2，大大地加快了钻孔速度。（2）对于开采中厚的急倾斜矿体且矿石和围岩中的稳固矿体，采用VCR法是有效的。总之，VCR法虽然只有十多年的历史，但事实说明，这种方法是有前途的一种方法。五 VCR法在美国霍姆斯太克金矿的推广与应用情况。美国南达科他州霍姆斯太克（Homestake）金矿推广VCR法获得了较好效果。该矿是美国唯一的大型地下金矿，有105年的开采历史，现有职工1700人，矿石生产能力C200吨/日，黄金产量1200盎司/日。霍姆斯太克矿床沿背斜褶皱和向斜褶皱赋存。矿体为脉状和透镜状，倾角一般为70，厚330米，含黄铁矿、黄铁矿、金和银。该矿试用VCR法落矿的矿块高60米，走向长61米，厚11米。落矿炮孔直径为165mm，从矿块顶部水平平行凿岩巷道按2.42.4米孔网间距向底部切割面钻凿，炮孔深孔根据矿体倾角情况，一般为50米。待整个矿块全部炮孔钻好后，将各炮孔的下口堵好，装药。每次按4.27米垂直高度向底部切割空间爆破一水平层。爆破后同留矿法一样，将矿石的膨胀部分从底部的空间，作为计算下次应爆破层厚度的依据。矿块深孔凿岩的精度很重要。炮孔偏斜会造成爆破不规格，此外应用该方法的矿体最好倾角大于70，否则钻进斜孔将大大降低钻杆压力。1980年7月，该矿已有三个全VCR法的采场，平均工效达 28.7吨/工班，远高于空场法的20.7吨/工班，和水平分层充填法的13.7吨/工班。目前该矿仅限于在低品位矿块中应用。尽管应用这种方法的采矿平均含金品位为5.11克/吨，但其经济收益远高于含金品位7.58克/吨应用分层充填法开采的平均。因此该方法可能推广到高品位区。按矿山计算，在下一个5年期间，将有35%50%的矿石产量来自VCR法采矿。3 无底柱分段崩落法一、无底柱分段崩落法概述 (一) 无底柱分段崩落法的产生 前面讲述了空场法、充填法和有底柱崩落法，它们共同的一点是都留有保护出矿巷道的底柱（大部分）、因而这就带来一些问题，即： 回采底柱时矿石损失贫化大，个别情况下超过4050%。 采准巷道的布置复杂，采准工作量大，一般达到1025米/千吨。 掘进采准巷道时劳动条件差。 由于底部结构上的复杂化，这样给实现机械化采矿增加了困难。 当矿石稳定性比较差时，还能引起底柱的破坏，电耙道维护困难。因而降低了有底柱类型的采矿方法的回采率和强度。 为了解决上述问题，人们逐渐研究，并推广使用无底柱分段崩落法。这样可以简化矿块结构。由于无底柱分段崩落法可以采用凿岩台车和装运机、铲运机等大型采掘设备，因而大大提高了凿岩、出矿效率。从总体看，这是一种高效率的采矿方法。 (二) 无底柱崩落法的发展现状 这种采矿方法，采场结构简单，机械化程度高、效率高，而又安全性好的采矿方法。因而这种采矿方法在我国使用得到了推广应用（60年开始），至今已有多年历史。 据不完全统计，1925年以前，仅黑色金属矿山，设计全部或部分使用无底柱方法的就有三十多个，占坑采矿山总数的45%。 近年来，矿山数目已增加到40多个。从产量来看，地下黑色矿山，现在产量占地下矿山总产量的60%。 目前矿山使用的采装运设备，基本上是60年代定型生产的，品种少，能力小，效率低。近年来虽也研制和引进了一些高效率的柴油无轨自行设备，但还处于试验研究阶段，尚未推广。参考资料： 目前使用无底柱分段崩落法的矿山有不少，如：含岭铁矿。河北大庙铁矿、弓长岭铁矿、向山硫铁矿、板不沟铁矿、筑子沟铜矿、程潮铁矿等等。 苏地下矿山使用我底柱崩医治法的比重占3%，予计到1990年将达到20。 (三) 无底醉分段崩落法特点 这种方法在回采过程中，随着矿石的崩落，同时崩落上部围岩及时充填采空区；它也是在复岩下放矿，它是单步骤回采，不分矿房和矿柱，即不再设底柱，音柱和顶柱等。一般是集中凿岩，然后分次爆破，每次爆破12排孔。二、无底柱分段崩落法典型方案 (一) 构成要素及阶段采准巷道布置 1) 阶段高度无底柱崩落法多用来回采矿石稳固的极倾斜厚矿体，因此，阶段高度都比较大，一般为6070米。当矿体倾角较缓，赋存不规则，矿岩不够稳固时，阶段高度可以小一些。因为当矿岩不太稳固时，将会增加溜矿井，设备井和通风井的维护费用。当矿体倾斜较缓时，下部各分段通往溜井，设备井的联络道相应增长，运距也相应增加，对于易碎矿石、溜井若过了，将会增加粉矿量。因此，在开采条件不利时，阶段高度低一些好。 (2) 阶段运输巷道布置对于无底柱方法、阶段运输巷道多数布置在脉外，其目的是便于下一阶段回采时，可作为回风巷道用。目前、国外也有采用一种管路通风的方法，即用管路一直通到工作面，解决了回风问题，在这种情况下，也可以把运输巷道布置在脉内。 (3) 分段高度分段高度与运搬设备、凿岩设备和放矿要求多种因素有关。分段高度大，可以减少采准工作量，降低采准费用。但是它又受到凿岩设备、凿岩爆破技术工作量，以及放矿时损失贫化指标的限制，这样又使得分段高度不能太高。 根据我国现有的凿岩设备情况，当孔深大于1215米时，凿岩效率急剧下降，且此时易发生夹钎、断钎等事故，使深孔报废。（大庙铁矿实践证明这个问题）分段高度大，还增加了拉切割槽的困难（不易拉开），同时易产生爆破立槽或易留下顶盖。 分段巷道也不能过低，过低时，不仅增加了采准工作量，而且还影响回采巷道的稳固性。当矿体不规则时，若分段过低，在矿体边部，上下分段难以按菱形布置，分段高度也不宜过高。（为了减少采准工作量，降低损失贫化，解决独头巷道通风问题，和适应高效率的出矿设备的需要，目前国内已开始试验用高分段双进路的方案。） 根据我国使用无底柱分段崩落法的具体情况，一般为分段高可在915米之间，实际使用的有912米的，但认为10米更好一些。（大庙、金岭都有10米）。 对于分段高度究竟多高为宜，实际 上还是有待研究总结的问题。 图阶段运输巷道选：放在此位置没什么好处，布置靠上盘边界的地方优点多： 可探矿； 采最下一个分段时，可代替切割巷道用。弓长岭铁矿是把两条沿脉平巷都开在下盘脉，也呈环形运输。当矿体厚度不很大时，也可只开一条沿脉巷道，布于下盘脉外。 (4) 设备井的布置设备井并非是每个采场都开一个，而一般是一个阶段内按实际需要布置12个。一般是沿走向方向每隔150300米长度，在下盘的崩落界限之外，布置设备井。 如果把设备井布置在上盘围岩中，虽然有利于提高矿石回收率，但是，为了避免因上盘围岩移动崩落而影响巷道的安全，要增加巷道的掘进量。因此，只有当下盘围岩不稳固，而上盘岩石稳固，且矿体倾角较大时，才把设备井布置在上盘围岩中。 设备井断面根据运送的设备大小而定，如大庙铁矿的设备井断面为2.8*2.8米2（掘进断面）。 设备井的用途无底柱方法机械化程度，为了便于运送设备、材料、人员到各分段方便，有必要掘设备井。另外，设备井一般兼作进风井（大庙铁矿24#、26#矿体各开一个设备井，24#矿体走向长为200300米，26#走向长为100320米。） 设备井内的装备目前有两种装备形式，一种是利用设备井同一中心，安装两套提升设备，运送人员及不大的材料时，用电梯轿箱。当运大设备时，将电梯轿箱的钢绳靠一侧，轿箱停在最下一个分段水平放着，用慢动绞车提升。这种形式掘进量小，操纵的工人数少。另一种形式是分别设置设备井和电梯、设备井安装大功率绞车，运送正体设备，另外再开掘一个电梯井，专门提升人员和材料。在运送设备繁忙的大型矿山可采用这种布置形式。 (5) 溜井布置及矿块尺寸 1) 溜井间距及矿块的划分 对于无底柱分段崩落法，没有明显的划分矿块的标志。为了生产管理上的方便，一般以一个溜井服务的范围来划分为一个矿块。 溜井间距的大小，平均距离为4050米，（指用装运机时），一般可达5060米。最大不得超过6080米。（个别情况下）。如果采用铲运机，则道距一般可达150200米，（个别可达300米），因而溜井间距一般可为150200米。通常溜井间距可按45条进路布置。溜井间距不宜过大，否则会影响到运搬效率。ZYQ-14型装运机，拖着长风绳，行走不方便，运距长，反而降低了装运效率。 2) 溜井的位置 溜井布置在矿体中，损失的矿量多。溜井一般布置在脉外。这样生产上灵活、方便且减少溜井封口工作量。若把溜井布置在脉外时，则应离开矿体边界15米以上，否则会影响安全性。 当矿体厚度很大，又使用ZYQ-14型装运机出矿时，则溜井不得不布置在脉内。溜井布置在脉内时，应注意井的磨损，扩大程度，要控制溜井所担负的放矿量，以及在分段下降时，溜井口的封闭问题。 3) 溜井的形式 溜井有直溜井和斜溜井两种。当矿体倾角较缓时，应当尽量用斜溜井，它的优点是： 可以减少掘进工程量； 另外它不因下部分段运搬距离的增加而影响装运机生产能力。 4) 对溜井的其他要求 溜井下部装矿口，应当位于运输水平穿脉巷道的直线段上，以便于装车。 如果需要分级出矿或按不同品种分别出矿时，则可以适当增加溜井。 如果矿体中有大量夹石，或脉外工程量大时，还需要开掘专门的废石溜井。 在决定溜井间距时，还应当考虑溜井的通过能力，以免因溜井磨损过大提前报废而影响生产。 5）关于溜井的封闭 当开采厚大矿体时，大部分溜井都布置在矿体内。当回采工作后退到溜井附近，本分段不再使用此溜井时，应将溜井口封闭，防止上部崩落下来的覆岩跑入溜井中。封闭溜井的方法有很多，具体举例如下： 首先将溜井口扩大成一个平台，以便卡住封井用的材料，便于在受到外力作用后，不致产生移动。封溜井口时，最下一层用废钢轨安装成格筛状，上部再一层园木，在园木的上面再压一层废石。封闭工作要保证质量，否则爆破时一震动，会冲击坏封井材料。同时上部的废石将混入溜井中，不仅给生产带来严重影响，甚至使溜井提前报废。因此，在条件允许的情况下应当使溜井尽可能布置在脉外，以减少封闭溜井口的工作量。 双层园木封闭溜井方法。 同一样，也将井口修成平台，只是在平台上放两层园木，最上面放废石，起到缓冲作用。 这种施工方法快，简单。适用于溜井断面较小的条件。当井口大，易被震坏。这种方法可靠性差。 斜排园木封闭溜井方法 当上分段因某种原因，封闭不住溜井时，（上部井口扩大，无法封闭）。而下水平还要用此溜井出矿时，可用这种方法封闭。即用园木斜排在溜井中。（参图示） 横、斜混合排园木封闭溜井方法若第种情况，怕不可靠，为了保险起见，将下水平溜井口进行锁口，留一出矿口即可。 用钢筋混凝土封闭溜井方法 为了封闭的更结实，可用这种方法。即在溜井壁四周因上若干个0.8米深的眼，并插入钢筋，在钢筋上放置钢丝网，网下架好模板托住。然后浇注混凝土。等湿凝土养生好以后，即可使用。这种封闭溜井方法可提高矿石回收率。但混凝土养生时间长（如果加入速凝剂，也要半个月之后才能使用。另外作业时不安全。但是一旦养生好以后比较可靠。 混凝土封闭法 当某个溜井不用了，可封闭时，先不要把溜井的矿石放出，要求溜井内装满矿石，上面只留下设计要浇注混凝土层的高度即可。用留下的矿石作支撑物，所搅拌好的混凝土浇注进去。等养生好以后，再把溜井中的矿石全部放出。 这种方法简单，施工安全性好，节省了钢筋，同时对下分段放矿有利，不会因上面的钢筋、木头等卡住。 (6) 无底柱崩落法放矿时矿岩移动的特点 1) 基本上与有底柱崩落法放矿差不多。但也有不同之处。对于无底柱崩落法放矿时，崩落的矿不是从回采巷道的端部放出，因而使放出椭球体，松动椭球体和废石漏斗的发育不完全（它受到垂直采矿工作面矿壁的影响）椭球体略多于6个的一半。而且轴心有所偏斜，和矿壁成一不大的夹角。而在垂直于回采巷道的剖面上，放出椭球体的形状没有什么变化。（轴心偏斜角度可取4） 矿壁上，(90)，此时除截切椭球体外，椭球体长轴略向前倾斜，与矿壁面斜交成一个不大的角度。 矿壁前倾，椭球体被矿壁截切，且发生前倾。 矿壁后倾。椭球体被截切部分减少。松动椭球体与放出废石漏斗也随着相应变化。 在垂直回采巷道的剖面上，放出椭球形状，没有什么变化。 参考轴线偏斜的原因是：矿石的内摩擦角小于外摩擦角，阻力大的地方，矿石运动的速度就慢。 2) 两个相邻回采巷道之间，存在着脊部损失。 在两条回采进路之间，所存在的矿石损失称为脊部损失。脊部损失的矿石可以在下分段回采时收回。 但如果回采进路（上下分段）不是呈菱形布置，则脊部损失就很难以回收。图中1放出废石漏斗，漏斗中充满了废石。 2相邻回采巷道放矿后留下的脊部损失。 3已被回采过的回采巷道。 3) 关于正面损失 在回采巷道的正面，由于崩落矿石层厚度大于出矿设备铲入深度，出矿后留下一斜条崩落的矿石，我们把这些损失称为正面损失。 正面损失的矿石很难回收，因为在下分段回采时，正面损失的矿石混杂在一起了。如果能回收出来一部分的话，那也是贫化了的矿石。 注意问题：正面损失的矿石和脊部损失的矿石，实际是连成一体的。 (7) 回采巷道布置 1) 回采巷道间距在矿山生产中，回采巷间距一般取用812米，略小于或等于一个分段的高度。有不少矿山（如大庙铁矿）采用10米间距。回采巷道的间距过大，过小都不合适。 从放矿角度看，当回采巷道间距增大时，则相邻两条回采巷道的放出椭球体不相切，因而矿石损失加大。（两个椭球体分离）进路间距巷道掘进工程量巷道稳固性矿石损失。 两个椭球体相交。当椭球体B和C相交时，当椭球体矿石放出后，再放椭球体C的矿石，而A已是废石，因而贫化增加了。进路间路巷道掘进工程量巷道稳固性矿石贫化率。 两个椭球体相切时，也正是两条回采巷道间距选择的合适时，损失、贫化指标都比较好。由此可见，在确定回采巷道间距时，应当考虑到放出椭球形态，与贫损指标的相互关系。 当矿石稳固时，回巷巷道间距主要取决于矿石的损失贫化指标。 另外，当崩落矿石的粉矿多、潮湿、流动性差时，回采巷道间距应取得小一些。 2) 回采巷道断面尺寸 回采巷道断面尺寸大小取决于矿石和稳固性，及选用的装矿、凿岩设备等。如选用ZYQ-14装运机和CEE-700型凿岩台车时，则进路断面可为，宽高=33或43米2。 回采巷道断面与放矿时矿石流动规律有关。 (i) 进路宽度从降低矿石损失贫化的角度看，进路宽一些好。进路宽、装矿设备可以在巷道的全宽上装矿，使矿岩呈水平接触面下降，这样就可改善矿石回收指标。因此，当矿石稳固条件允许条件下，使进路宽些好。 (ii) 回采进路高度从放矿角度看，进路高度小一些好。因为巷道高度大时，将导致上部废石提前混入到进路中的矿石中，使进路内正面损失加大。而正面损失难以回收。（何况正面损失又占有相当大比重） 一般情况进路高度为33.5米左右。 3) 回采巷道断面形状 回采巷道断面形状可有矩形和拱形断面两种。从放矿角度来看，矩形断面比拱形断面好。因为拱形巷道的拱越高，则矿石流动面越窄，越易发生堵塞，并且使放出椭球体变得瘦长，而增大了矿石损失。 从巷道的稳固性来看，拱形的比矩形的好。因而当矿石的稳固性差，要采用拱形断面时，就应使回采巷道间距适当缩小。 4) 回采巷道的布置 可分为沿走向和切走向两种布置方式。当矿体厚度较大，(1520米)可切走向布置进路，反之可沿走向布置。（大庙铁矿是20米就切走向布置。） 沿走向布置时，回采巷道尽量靠近下盘布置，这样可以使矿层呈菱形崩落。从而减少矿石损失。 回采巷道布置时应注意： 坡度要求为了使回采巷道便于排水，装运设备重载下坡。故巷道应有35%0的坡度。 转弯半径要求回采巷道有转弯的地方，为了装矿设备行走和装矿的方便，应有较大的曲率半径。 一般转弯半径R12米。 上、下分段的回采巷道应呈菱形布置。 (8) 分段运输联络道 1) 分段运输联络道的作用 它是用来联结回采巷道与溜井，通风天井和设备井的巷道。使之形成完整的运送系统，它的主要作用是运输，因而又叫运输联络道。 2) 运输联络道的断面尺寸 基本上与回采进路相同，因为设备要同样的行走，当运输联络道布置在脉内时，实际上它的一部分是一条回采巷道。 3) 运输联络道的布置 可分为脉内和脉外两种布置形式。 脉内布置 优点：(a) 可以得到付产矿石；(b) 减少岩石掘进量；(c) 当围岩不稳固而矿石稳固时，可以提高联络道的稳固性；(d) 布在脉内，联络道可兼作回采巷道，可以减少采准工程量。 缺点：(a) 当矿体赋存不规则时，往往影响上，下分段严格呈菱形布置；(b) 联络道布置在脉内时，往往是最后回采这条巷道，它承受的压力大，易被压坏，这样有时不得不一次崩落多排，造成矿石损失大。（即不能安正常的崩矿步距落矿，正面损失大，且安全性不好。回采联络道与进路交叉口处也不得不加大崩矿步距，一次45排，也使损失加大；(c) 通风条件差（联络道变成了独头巷道）。 脉外布置 从脉内布置存在的缺点来看，分段联络道还是布置在脉外好，虽然增加了岩石掘进量，但其他方面的条件都较好。但是，当矿体厚度大，而又选有ETQ-14型这类装运机时，由于受到设备有效运输距离的限制。此时，不得不把运输联络道布置在脉内。 4) 分段运输联络道对转弯半径的要求为了转弯顺利，要求转弯半径R6.58米。（指ZYQ-14型）若用铲运机R还应回大。分段运输联络道与回采巷道之间的交角，应有一定的限制。一般90，目的是运行方便。 (9) 通风天井 通风天井一般多布置在下盘围岩中。(二) 切割工作 切割工作包括：掘进切割平巷，切割天井和形成切割立槽。即在回采之前，必须在回采巷道的端部形成切割立槽，作为最初崩矿的自由面及补偿空间。切割立槽的面积和形状要与崩矿的面积和形状相适应。 切割立槽的宽度一般不小于2米。保证切割立槽的质量很重要，它将影响回采工作能力否顺利进行及矿石回收指标的好坏。形成切割立槽的方法有如下几种： (1) 切割巷道和切割天井联合拉槽法 1) 当矿体边界比较规正时，往往采用沿回采巷道端部矿体边界处，掘进切割巷道，根据切割平巷的长度，及爆破的需要在适当的位置掘进一个或几个切割天井。在切割巷道内，向上打平行的或扇形孔，以切割天井为自由面后退逐排爆破，形成切割槽。 一般每排布置35个炮孔，在拉槽过程中，应装运出部分矿石，使崩落的矿石松散，防止回采落矿时，发生过挤压现象。 优点：切割井少，使用广泛。 缺点：凿岩爆破质量不好时，易形成悬顶，为此可适当增加拉槽宽度，加密炮孔。 2) 当矿体不规则时，或回采巷道沿走向布置时，则在每个回采巷道的端部都要掘进切割巷道和切割天井。这种拉切割槽的方法质量好。但掘进工程量较多。 2) 切割天井和扇形炮孔拉槽法这种拉槽方法是不掘进切割巷道，而是在每个回采巷道的端部掘进切割天井的方法。 切割天井位于回采巷道的端部中间，天井的长边与回采巷道的方向一致（切割天井的断面可为1.52.5米2）。 在切割天井的两侧用台车打三排扇形深孔，用微差爆破一次成槽。 优点： 这种拉槽方法只要保证切割天井有足够的高度，就能保证顺利的形成切割槽。 不用掘进切割平巷。 切割炮孔与回采炮孔一致，都可以用台车钻成，工艺简单。 各条回巷道可以在合理的位置上独立形成切割槽，灵活性大，适应性强。故这种方法使用的也较广泛。尤其当矿体边界变化大时，用这种方法更宜。 缺点：切割天井数量多，采准工作量大。 (3 ) 无切割井拉槽法 无切井拉槽法，其实质是在回采巷道或切割巷道中，钻凿若干排角度不同的扇形炮孔，分次（或一次）爆破形成切割槽的方法。 1) 无切井分次爆破拉槽方法这种拉槽方法是在回采巷道中钻凿若干排角度不同的扇形孔，以回采巷道为自由面而分次爆破，爆破后放出部分矿石，为下次爆破创造条件。全部炮孔爆破后，便形成切割槽。 具体作法是在回采巷道端部45米处，凿8排扇形炮孔，每排7个孔，按排分次爆破。这相当于形成切割天井。此外为了保证切割，槽的面积和形状，还布置9、10、11三排切割炮孔。其布置方式相于切割天井拉槽方法。 缺点：拉槽效果差，不能一次成槽，打眼覆杂，岩工不易掌握。 优点：不必打切割天井和切割平巷，凿岩也安全。 这种方法大庙铁矿24#矿体使用过，用9米高的分段，他们认为高分段不宜用这种方法，因不易保证质量。 2) 楔形掏槽一次爆破拉槽法。 这种方法是在切割平巷中，凿四排角度逐渐增大的扇形炮孔。用微差电雷管一次爆破形成切割槽方法。 这种拉槽方法适用于矿石不稳固或不便于打切割天井的地方。如我国程潮铁矿在破碎和夹黄泥的矿段成功地使用了这种拉槽方法。 参数 程潮铁矿，由于矿石稳定性较差，切割巷道经常发生局部冒顶很高的现象，造成应用其它切割方法的困难。根据这一特点，该矿采用了在切割巷道中用YQ100钻机或台车凿楔形掏槽扇形孔的方法拉切割槽，并取得了良好的效果。目前程潮铁矿也不用了，仍然用打切巷，切井的方法开拉槽。 (三) 回采工作。回采工作主要包括落矿，出矿和通风等工作组成。 (1) 落矿工作 落矿工作包括有：凿岩、装药、炸破 1) 凿岩工作： 炮孔布置无底柱分段崩落法是在分段回采巷道内打向上扇形炮孔。扇形炮孔排面倾角有三种布置方式。 (a) 前倾布置排面倾角70三种。 (a) 边孔角为515这种布置方式，炮孔深度最小。在覆岩下放矿时，一般倾角在70以下时，矿石放不出来，也得不到松动，因此，这种布置随着爆破的进行，势必产生过挤压，及边孔拒爆等现象。影响下分段矿石的回收。同时45以下的炮孔孔口容易被矿堆堵住，爆破前清理矿堆的工作量大，且不安全。因此，生产中只有个别矿山因凿岩设备生产能力差，又不愿意降低分段高度，采用这种布置方式。 (b) 边孔角为4550这种布置方式，炮孔的深度中等，45左右的炮孔孔口，虽然有时被埋住，但清理工作量不大。当分段高度为10米时，最大炮孔深度为15米左右，这与目前国内所有使用的凿岩设备能力相适应。因而，国内外矿山大多采用这种布置方式。 (c) 边孔角为70这种布置方式，边孔角与极限放出废石漏斗大致相符，爆破后的矿石在未爆破矿石面上流动，能得到较好的回收率，崩落矿石不会将炮孔埋住，装药方便，但炮孔深度最大。当凿岩技术能在宽度较大的巷道中顺利的凿17米以上的深孔时，这种布置方式效果较好。 但根据我国目前矿山所使用的YG-80型凿岩机，孔深大于15米，效率显著降低。国外有些矿山使用宽回采进路(56米宽)，此时打垂直平行孔及70以上的斜孔。收到了较好的效果。当矿石稳固性允许的条件下，增加回采进路的宽度，应当认为是合理的。 凿岩设备 国内主采用CZZ-700型胶轮自行单机凿岩台车，配YG-80型凿岩机，BBC-120F和YZ-90型凿岩机。 这种台车可打扇形孔，也可打平行孔，移动灵活，操作方便，凿岩效率高，平均生产能力为3050米/台.班。 中型矿山使用凿岩台架，配YG-80型凿岩机。这种台架结构简单，易制造，维修量小，但凿岩效率比台车低。 爆破参数。(d.w.a底) 常用的合金钎头直径为：5165mm。 最小抵抗线w=1.52.0米之间。一般可按W=30d来计算。（d孔径）。若太小时，前排孔爆破时，易破坏后排孔，易带炮。W太大时，易产生大块和爆破立槽，影响爆破效果。 孔底距a底布置扇形孔时，一般使a底W。但此时孔口炮孔过密，为了使矿石破碎均匀，可以考虑适当减小W值，同时加大a底值，保持a底W积不变。这样可以获得较好的效果。 2) 爆破工作 1) 崩矿步距在回采巷道中，一次爆破的矿层厚度叫崩矿步距。一般每次爆破12排孔。在生产中常用的崩矿步距为1.83.0米。最优的崩矿步距要通过生产实践和试验来确定。过大过小都不好，都会使矿石损失贫化加大。 当崩矿步距过大时，放出椭球体很快伸入上部废石中，即上部的废石很快就会流到回采巷道中，堵住前面大量矿石，使这一部分矿石放不出来，结果造成矿石损失。（如图(b)） 当崩矿步距过小时，放出椭球体很快伸入正面的废石中，回采巷道正面的废石提前出现，增加了矿石的贫化指标。（如图(c)） 参考如果采用振动放矿机时，可以增大矿石活动带的深度，使椭球体的偏心率变小，从而可以增大崩矿步距。 二) 装药工作 可用人工装药包，也可用压气装药。用压气装药可以提高装药密度，达以0.91.0克/厘米3以上，而人工装药只能达到0.6克/厘米3左右。 当使用压气装药时，可用FZY-10型、ZYZ-150型、FZY-1型、WZ-200型等装药。（多用前两种）。装入装药器的炸药必须事先过筛，防止堵管。 三) 起爆方法对于无底柱分段崩落法，由于爆破次数多，因此，一般都采用导爆线和火雷管起爆的方法。使用这种方法是将每个炮孔中的导爆线并联在一起，第一排炮孔的导爆线用普通火雷管起爆，第二排则是用继爆管起爆。即用火雷管引爆继外管和导爆线起爆。用这种方法起爆，安全性好。 (2) 通风工作 无底柱分段崩落法的通风条件差，主要是因为分段回采巷道都是独头巷道，数量多、断面大，而且互相贯通，每个回采巷道又都通过崩落区与地表相通。因此，这种采矿方法很难形成贯通风流，管理起来与很困难。 通风问题，目前国内外均未很好解决。随着开采深度的增加和柴油设备的使用，这一问题将更加突出。目前国外矿山都采用加大送风量办法来改善通风条件。国内矿山主要是回采工作面用局扇通风（见讲义P183图4-71）这种方法按装比较困难，管理也很困难，所以效果也不大好。 现在有不少人在研究如何形成贯穿风流通风的办法，比如采用高分段双进路开采的办法，这样可以在上部凿岩分段中设置局扇增大压差，进行矿堆通风，用以改善装矿进路的通风条件。 另外有的人还在研究采用“地沟通风”、“钻孔通风”都存在一些问题，不成熟。有待于研究。 (3) 出矿工作 1) 出矿就是用出矿设备把回采进路端部的矿石装运到溜井。目前使用的出矿设备主要是：ZYQ-14型装动机（车箱容积1.8m3左右，台班效率120150T/台.班，台年效率8万吨左右。）铲运机（柴油驱动，短距离生产能力为300400T/台.班。） 影响出矿效率的因素是矿石块度、运距、弯道半径、路面平正程度。 使用铲运机虽然行走速度快，生产力大，效率高，但要解决废气净化问题。 2) 出矿管理问题 出矿管理的目的是为了获得较好的矿石损失贫化指标，因而严格的控制放矿截止品位就显得很重要。而目前国内对出矿品位的获得，主要是依靠取样进行化学分析，这种方法速度慢，而放矿周期又短，出矿品位变化大。这样，取样化验满足不了现场生产的要求。所以，在实际生产中，通常不得不依靠出矿工人和工程技术人员的经验，根据放出矿石的颜色、比重和块度等情况的变化，用肉眼或感觉来识别矿石的贫化程度。因而这是不准确的。目前，国外一些金属矿山利用矿石的物理化学特性，制成一些仪器，例如：携带式同位素荧光分析仪，它可以在工作面对矿石进行快速分析。这样就有可能很好的控制放矿截止品位，也就有可能获得较好的损失贫化指标。 (4)回采顺序如下： 阶段内上、下部分段之间的回采顺序按自上而下的顺序回采。上分段的回采应超前下分段一定距离(一般为大于一个分段高度的距离)。同一分段内各矿块的回采顺序。当地压大，或者矿石够稳固时，应当尽量避免采用由两翼向中央的回采顺序，防止如下图所示情况。 同一分段内各矿块的回采巷道，应当保持在一条直线上，以减少矿石与废石的接触面，这样有利于降低矿石的损失和贫化，有利于对回采巷道的维护和增加它的稳固性。一般地35条进路尽量成一条直线。如果不能呈一直线，有超前的话，也应当不大于一个分段高的尺寸。 (四) 覆盖岩层的形成 (1) 覆盖岩层的作用采用无底柱分段崩落法回采矿体时，在其上部一定要形成一定厚度的覆盖岩层，其覆盖岩层的作用是： 利用覆盖岩层形成挤压解破条件，用以改善矿石回收和贫化指标。因为没有覆盖岩层的话，崩落下来的矿石都崩落到空区，在本分段中大部分不能放出来。 利用覆盖岩层，形成安全缓冲垫层。如果没有缓冲垫层时，一旦围岩大量塌落下来，将造成严重的安全事故，不仅不能进行生产，而且直接威胁人身安全。 (2) 覆盖岩层的厚度覆岩厚度应以尽量减少崩落围岩的总量，并满足回采工艺的要求和作业时的安全为原则，目前国内普遍采用的覆盖岩层厚度为：不小于两倍的分层高度，但是这个厚度是否合理，还有待于今后的实践和不断总结经验，加以调整。参考资料 大庙铁矿由实测得知，覆盖岩层厚度，最小25米，最大50米左右。 (3) 覆盖岩层的块度。 要求覆盖层的块度比崩落的矿石块度要大，否则，在放矿过程中，岩石将穿过矿石的空隙，流到回采巷道，造成过早的贫化。 因此，崩落围岩一般多有YA-100型浅孔钻机打深孔。炮孔的最小抵抗线和孔底距都取较大的值，(一般在45米)，将废石崩成大块，以便减少贫化。 (4) 形成覆盖层的方法： 1) 理想条件下形成覆盖岩层的方法 矿体上部已用其它方法回采，并已处理了空区，后改用无底柱分段崩落法开采。这时已自然形成了覆盖岩层。 (如大庙铁矿、上部用小中段法开采，下面用无底柱开采) 上部用露天开采，之后输入地下开采时，则可以利用处理露天边坡或者是剥离的废石形成覆盖岩层，(如板石沟铁矿等)。 围岩不稳定的盲矿体，随着矿石回采，围岩可以自然崩落形成覆盖层。 2) 强制崩落顶板围岩，形成覆盖岩层方法。上述的理想条件并不是很多的，我国大部分使用无底柱分段崩落法的矿山，都是从第一分段起，就用无底柱方法开采。这就需要强制崩落顶板围岩来形成覆盖岩层。形成覆盖岩层的方法大致有两种，一种是随回采崩落顶板围岩，另一种是大面积崩落顶板围岩，（即集中放顶） 随采矿随崩落顶板的方法这种方法是在第一分段上部掘进放顶巷道和回采一样形成切割槽，随着下部回采工作的进行，逐渐崩落上部的放顶炮孔。 用这种方法在第一分段回采中，就能形成覆盖层，并可在挤压、爆破条件下，崩落矿石，并且可以正常出矿。 目前采用这种方法的矿山比较多。 大面积崩落放顶方法（集中放顶） 这种方法，当回采形成一定暴露面积后，自放顶区侧部的凿岩巷道或天井中打深孔或中深孔。一次大面积崩落顶板。（优点）这种方法，工艺简单，放顶工作集中，容易组织，放顶工作和回采工作互相不干扰，放顶工作不需要切割。也不需要放出废石。放顶爆破条件好。（缺点）第一分段的矿石大部分崩到空区中放不出来，即第一分段是在无覆盖条件下进行的，出矿工作的安全性差。矿石损失较大，放顶炮孔是布置在大的暴露面积的围岩上，如果在放顶前围岩局部冒落就会破坏，放顶炮孔，因而放顶工作可靠性较差。 对倾角较缓矿体，当上盘围岩不能自然崩落时，则需要强制崩落围岩，不断补充废石覆盖层，它是把形成回采切割槽与放顶结合进行的方法。集中形成覆盖岩层的方法这种方法是在第一分段回采后，所形成的采空区作补偿空间，强制崩落上部围岩形成覆盖层，这种方法的优点是；放顶工作集中，放顶工艺简单，容易组织放顶工作和回采工作互不干扰放顶工作不需要切割。缺点是工作可靠性较差。 边回有边放顶形成覆盖岩层的方法： (A) 这旨在第一分段上部掘进放顶巷边，在其中钻凿与回采炮孔排队面大体相一致的扇形深孔，并与回采一样形成切割槽。以矿块作为放顶单元，边回采边放顶，矿块中各回采巷道先崩落几排炮孔，并装出部分使上部矿石和废石松动。 优点工作安全可靠、矿石损伯人， 缺点放顶工艺覆杂，要求矿志中各回采巷边同时回采，而且保持在一条直线上，有利于放顶工作。 (B) 另一种如图4-77所示，放顶和回采共一条巷边。使放顶和回采合为一边工序，它不需要在上部围岩中开掘大量的放顶凿岩巷边，只需要在上部围岩中与回采切割相应的位置控入顶切割槽，在回采巷边中钻凿相同隔排例的深孔和中深孔。用深化控制放顶高度(可达20米)用中深孔控制崩矿山块度和高度。 先放顶后回采形成覆盖层： 这旨在回采之前，在矿体顶板围岩中，掘进一层或两层放顶凿岩巷边，并在其中打扇到炮孔，(W放 W回)，在端部掘进切割巷边形成切割槽。用崩落矿石方法崩落围岩，形成覆盖岩层。优点第一分段的因采就在覆岩下进行回有工作安全可靠矿损失。缺点放顶工作量大，上运出一部分座石。 三、对无底柱分段崩落法的评价(一) 适用条件 (1) 地表和围岩允许崩落；(2) 矿石稳固，不需要大量支护，但随着支护技术的发展，对矿石稳固性的要求有所降低，围岩的稳固性不限，但上盘围岩易于崩落对采有这种方法更有利。 (3) 矿石不很贵重，可选性好，或围岩含有品位，允许有较大的贫化率。(一般不宜用于开采贵重金属或高品位的矿体) (4) 急倾斜厚矿体或缓倾斜的极厚矿体。 (5) 矿石需要剔出夹石或分级出矿。 (我国大庙铁矿、符山铁矿，桦树沟铁矿等大体符合使用无底柱分段崩落)。 (二) 主要优点： 这种方法属高效率的采矿方法。它是随着无轨自行采、装运设备的出现而发展起来的。 (1) 安全性好，各项回采工作都在回采巷边中进行，没有大暴露面的工作空间，出矿口断面大，不易堵塞，减少了处理堵塞的困难和危险，有利于提高出矿强度。(2) 结耕简单，不留矿柱，一步回采，没有回收矿柱的工序，也没有复杂的底部结构。(3) 采准和回采工艺简单，而且可以标准化，便于采用高效率的机械化设备，采准出碴及回采可以使用同一类型设备。(4) 采准工作量小，采准系数为510米/千吨左右，(由于回采巷道断面大，且开在脉内，采准的付产矿石多，付产矿量约为1020%，同时付产矿石的品位高)。 (5) 回采工作面多，生产集中，回采强度大，管理方便。 (6) 采准，凿岩及出矿可以在不同的分段上同时进行不干扰。 (7) 这种方法灵活性大，易剔除夹石，或分级出矿， (8) 探采易于结合。 (三) 主要缺点： 1、通风条件差。我国大部分矿山的矿块内未设局扇通风，主要靠主风流扩散通风，系统不完整，措施不得力空气质量差，粉尘浓度大，生产技术管理又差。 2、出矿落后于落矿，原因是切心出矿效率低，低的原因是司机操作技术水平低，量件损耗大，开动率低等。设备本身能力也不很高，(国外用大铲斗的铲运机，电动蟹爪式装载机配柴油驱动的自御汽车，出矿)。 3、矿石损失，贫化大，采用此方法矿石损失率一般达20-30%，贫化15-20%，损失率有的高达43%而贫化高达42.9%.贫损大的原因主要是： 无底柱崩落法本身的原因； 对这种方法使用不当；(有的矿山本来是缓倾斜矿体也用无底柱方法开采)。 方法结构和结构参数选择的不够合理，及生产管理不善。 (四) 改进方向 (1) 研究新的采场结构形式及其合理的采矿方法结构参数，提高采矿强度，降低矿石损失和贫化，从根本上改变通风条件。 参考资料如马鞍山研究院提出采用高分段双进路开采方法。使每次崩矿高度等于两个分段的高度，崩矿步距也巨大。大压差，进行矿堆通风，用来改善装矿进路的通风条件。即既增加了一次崩矿量，又增加了矿量，又增加了崩矿层高度，使采矿强度提高，矿扣失分化比一般无底柱的小。 河北铜矿在2#矿体作过试验，取得了较好的效果。该矿采用的分段高为40米，上、下分段各20米，回采巷道间距12.5米。回采主90.93%贫化率13.25%。这种方法能改善贫损指标的原因在于： 高端壁方案解破堆积体，5纯矿石放出体，吻合较好； 增大了一次崩矿量，降低了单位放出矿石量与废石接触面积的比例，减少了废石混入的机会，相应地减少了贫化率。 () 采用振动放矿机放矿。 (2) 研究降低损失贫化的一些辅助机械设备。 参考 例如白银有色金属公司研究了利用掩护支架出矿，用以达到降低矿石损失的目的。因为崩矿步距与匀装深度有关，如何利用现有：铲铁装运设备，能把原来铲运不出来的矿石能铲运出来，是值得研究的问题，该公司认为利用掩护支架可以深入炸堆中，然后不断地“脱离”炸堆，作后退式出矿，把原先放不出来的矿石和最后放出的矿石，变压器放得出和能先放出的矿石。 利用掩护支架来不断改变炸破时的最小抵抗线尺寸，利用现有设备，分2-3步骤，把一次炸破量装完，对于每一个单步骤来说，放矿步距离缩小了。 采用掩护支架进行端部出矿方案，有可能将目前3%的损失降到15%，同时作业安全。但是掩护支架，要移动，对出矿效率稍有影响。(3) 研究先进的检测手段，(如化验出矿截上品位的仪器等)。(4) 研究制造适合我国实际的采用无底柱分段崩落法矿山的高效率低污染或无污染的采，装运机械设备和辅助作业设备，并使这些设备配套，使之得到却实的经济效果。参考资料(1) 几个采用无底柱分段崩落法矿山的结构参数。(1980年调查资料)比较项目矿山名称阶段高度溜井间距分段间距进路间距进路断面(高度)崩矿步距端壁倾角边孔倾角大庙铁矿63-735010-13104339050板石沟铁矿6060101033 1.5-39045符山铁矿4#矿体5050108431.68545梅山铁矿606010，12，101043 331.8 ,1.69050河北铜矿6030-404012，54.5368550程潮铁矿70508，13103.32.82-2.2855060向山硫铁矿25-307，1472.63.71.8-2.5 3.-3.575-803540李珍铁矿50508，1082.42.51.8904545张岭铁矿6050 3010，121043.2375-8850多数矿使用范围60-7050-6010-138-1043 331.5-3.59045-50(2)几个矿山使用无底柱分段崩落法历年损失，贫化指标80年资料年代大庙铁矿符山铁矿4#矿体符山6#矿体桦树沟矿梅山铁矿损失率贫化率损失率贫化率损失率贫化率损失率贫化率损失率贫化率197510.6424.6947.3211.7-16.3919.543318187615.2621.627.418.8-14.3217.734819197714.6421.6222.419.821.59.019.8417.854423197810.4422.0822.618.439.27.68.7612.3023.622.8197910.4122.7529.115.6115.615.6-22.722.8损失率最大48%，最小7.4%；贫化率最大24.69%，最小7.6%