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第四章 采矿方法设计4.1 开采范围及开采技术条件4.1.1 矿山开采现状夏甸金矿1981年建矿，1984年正式投产，设计生产能力为采选100t/d的生产规模，后经几次扩建现生产规模已达2000t/d。现有主斜井、七号、北耩三个主要生产矿区，三个矿区在-230m中断贯通，七号矿区所生产矿石经-230m贯通巷道运送到北耩矿区提升到地表，目前这几个矿区的提升能力已经满负荷，再扩大的可能性不大。七号矿区采用明竖井-盲竖井-盲竖井联合开拓方式，明竖井筒断面3.2m，井口标高为+165m，井底标高为+5m，井深160m，下设五个中段，中段高度30m。采用2.0m双筒卷扬机，2#双层罐笼配平衡锤提升。目前该井只负担人员、材料等提升任务。三期盲竖井井筒断面为3.2m，井口标高-230m，井底标高-658m，井深428m。下设12个中段，中段高度为3540m.采用2.5m双筒提升机，箕斗和罐笼互为平衡提升。提升能力为800t/d。该井负责230m以下的矿石、废事、人员、材料等提放任务。排水系统：在+5m。、-230m、-455m、-600m各设一个水泵房、水仓、井下涌水接力排到地表。通风系统：采用多级基站通风系统。新鲜风流从北耩竖井、七号竖井进入-230m中断石门、运输巷道、三期明竖井、各中断平巷、采场、各用风地点后。污风由回风巷道。回风井排到地表。采矿方法主要为上向水平分层尾砂水里充填法、低贫损分段崩落法两种，回采时可针对具体矿段的矿体赋存条件选用合适的采矿方法。4.1.2 设计开采范围本次设计范围为七号矿区526-547勘探线间、-525m-660m范围的矿体，设计范围内现查明金矿资源储量和推测资源储量共2733893t，金品位4.79g/t，金金属量13085kg。-525m水平以上保有矿石量2341214t 4.82g/t 11293kg，满足基建期（约三年，生产规模为全矿2000t/d）的生产消耗，基建期满后上部中段剩余矿量（1351214t 4.82g/t 6513kg，全部在-525m水平以上）可在新竖井达产期由旧系统陆续采出；故本次设计资源量（含上部中段剩余矿量）为4085107t，品味4.81g/t，金金属量19645.8kg。4.1.3 开采技术条件区内发现4个较大工业矿体，其编号分别、-1、-2、-3，其中、-1、-2均分布在主裂面下盘的黄铁绢英岩中，-3号矿体位于黄铁绢英岩和黄铁绢英化花岗质破碎岩之过渡带中。-1号矿体连续分布于529-547线之间，为该矿床的主要矿体之一，矿体赋存于断裂蚀变带主裂面以下蚀变闪长玢岩之下盘。矿体走向45-50，倾向南东，倾角在45，平均水平厚度为3.70m。-2矿体连续分布在526-547线之间为该矿区的主要工业矿体，赋存与主裂面下盘，526线-547线之间，矿体走向长度450m，走向45-50，倾向南东，倾角在45左右，金矿体形态呈脉状、透镜状、沿走向倾向变化不大，具膨缩分支复合尖灭现象。水平厚度0.87m-49.45m。-3矿体走向长度245m，呈脉状，走向45-48，倾向南东，分支复合较明显。矿体平均水平厚度5.80m。矿区地表为荒山，无村庄，农田，地表允许陷落。4.2 采矿方法的选择VII-2号主矿体赋存在主裂面以下5-55m，分布于526线-547线间，详查控制矿体标高-525m-660m，斜深389m，走向长450m，矿体深部向下尚未封闭，尚有一定资源潜力。矿体总体走向NE45左右，倾向SE，倾角45-50，金矿体形态呈脉透镜状，沿走向变化较大，具有膨缩分支复合尖灭现象，矿体由15个钻孔控制，水平厚度0.87m-49.45m，平均水平厚度为13.04m，平均真厚度为9.22m。VII-3矿体分布于526-538线之间，赋存于VII-2矿体下盘3-12m，矿体走向长度245m，呈脉状，走向45-48，倾向南东，倾角47，矿体分布于黄铁绢英岩化花冈质碎裂岩中，矿体品均水平厚度5.80m。矿区地表为荒山，无村庄、农田，地表允许陷落。根据矿岩较稳固，矿体为倾斜矿体，厚度属中厚矿体，可选分段矿房法，矿石价值高，可选充填采矿法，地表允许陷落可选崩落采矿法，分段崩落法中有底柱分段崩落采矿采准切割工作量大，底部结构复杂，矿石损失量大，无底柱分段崩落法结构与回采工艺简单，安全，机械化程度高，损失贫化有可能小于有底柱方法，无底柱方法的通风条件较差，但在完善通风系统和加强通风的情况下，该缺点是可以克服的。根据条件可选方案有1 分段矿房法 2低贫损无底柱分段崩落法 3 上向水平分层充填采矿法4.2.1 采矿方法初选 方案一简述： 低贫损无底柱分段崩落法.方案特点：优点 1）采矿方法结构简单，灵活性较大，不需留矿柱。 2）与有底柱分段崩落法比采切比小。 3）回采工艺简单，便于使用高效的自行凿岩、装运设备实现采掘综合机械化。 4）在巷道中作业安全。 5）劳动生产率较高，矿块生产能力大。缺点 1）在独立巷道内作业通风条件较差，需设计局扇通风。 2）大中型设备维护工作量大，一般矿山自行解决备品备件有一定困难。采场的构成要素：阶段高度溜井间距分段高度进路间距进路断面50150883.53采准布置：阶段运输沿脉平巷、天井、溜井、斜坡道，布设在下盘岩石中。阶段运输平巷应布置在其下阶段矿体回采错动界限外。每个矿块设一个溜井。溜井个数根据矿石产品种类而定，单一矿石产品时，设一溜井，采用铲运机出矿。如果回采顺序是从矿体中间拉切割槽向上、下盘两个方向推进时，应分别在上、下盘岩石中布设溜井。应尽量避免在矿体中布置溜井及其它井巷工程，以减少矿石损失和降段封井工程量。将每个阶段划分为分段，各分段用斜坡道通过联络道连接，布置在脉外下盘。回采进路具体布置根据矿体厚度、倾角、出矿设备和合理运距、地压管理、通风及安全因素等确定。上下相邻的分段，回采进路呈菱形布置。为形成切割槽，可在回采进路的顶端，需开凿切割平巷和切割天井。切割工作为形成切割槽，可在回采进路的顶端，需开凿切割平巷和切割天井，作为最初的崩矿自由面及补偿空间。回采工艺：回采金进路垂直于走向布置，回采是由上盘往下盘方向推进。在一个矿块内有2个分段采准，一个分段进行凿岩，2个分段进行崩矿。为了减少贫化，在同一分段中各进路的回采尽可能保持在一条直线上。采用采矿台车凿上向中深孔。炮孔为扇形布置，炮孔采用装药机进行装药，也可采用装药车。出矿设备采用电动铲运机出矿。为了减少矿石损失，出矿采用低贫损出矿方式。主要技术经济指标：矿块生产能力采切比矿石贫化率矿石损失率采矿直接成本安全程度施工难易程度400t/d7.55m/kt4%6%5%安全易方案二简述： 分段矿房法-分段凿岩 分段出矿方案特点：分段回采，可使用高效率的无轨装运设备，应用时灵活性大，回采强度高。同时分段矿房采完后，允许立即回采矿柱和处理采空区，即提高了矿柱的矿石回采率，又处理了采空区，为下分段回采创造了良好的条件。主要缺点是采准工作量大，每个分段都要掘分段运输平巷、切割巷道、凿岩平巷等。采场构成要素：采场构成要素的选择，应根据矿体类型、厚度、产状、矿岩稳固性及出矿方式等因素来选择采场尺寸。矿房长度矿房宽度阶段高度分段高度顶柱高度间柱宽度40m矿体宽45m15m5m5m采准布置：每一个分段有一个出矿系统底部结构的堑沟及拉底巷道布置在底盘岩石中，具体布置形式根据矿石的采出方式和装运设备而定。底盘脉外运输巷道采用斜坡道与各分段平巷相连接各分段的矿石由沿走向每隔80100m溜矿井下放到运输大巷。分段平巷起运转矿石，输送材料，来往人员，通风等作用，每隔10m掘一装矿平巷。堑沟拉底平巷布置在装矿横巷的另一端起拉底和形成堑沟的作用，当岩体不厚时，有时也起凿岩平巷的作用。切割工作：切割天井布置在矿房端部靠矿房矿柱处，从剖面上有堑沟平巷直至分段矿房最高处，作为扩大切割槽爆破自由面。切割横巷和堑沟拉底平巷用中深孔拉开切割立槽，然后即可进行分段回采。用堑沟拉底平巷进行拉底，一般随着回采推进，逐步把拉底层拉开。回采工艺：从切割槽向矿房另一侧进行回采，深孔凿岩，崩下的矿石，从装运巷道用铲运机运到分段运输平巷最近的溜井，溜到阶段运输巷道装车运出。当一个矿房回采结束后，立即回采一侧的间柱和斜顶柱，回采斜顶柱的深孔凿岩硐室，开在矿柱回采平巷的一侧，对应于矿房的中央部位。回采顺序是：先爆间柱并将崩下的矿石放出，然后再爆破顶柱，受爆力抛掷作用，顶柱崩落的大部分矿石溜到堑沟内放出。主要技术经济指标：矿块生产能力采切比矿石贫化率矿石损失率采矿直接成本安全程度施工难易程度400t/d17.14m/kt9.5%13.8%安全较难方案三简述： 上向水平分层充填法 方案特点：工作面向上分层推进，每层又以采、出、充形式循环作业，工艺循环多，矿块生产能力随着生产管理水平和机械化程度而异分层回采，分层充填，采空区高度较小，两帮维护较容易，能适应矿体的变化，不容易丢边和超采，还可以进行选别回采，贫损指标容易控制。人在采场内作业，直接顶板需进行护顶和加固，否则安全性差，采准切割工程量小。 采场构成要素：沿走向布置采场，中断高度矿房长度间柱宽度顶柱厚度底柱厚度60m60m矿体水平宽度56 采准切割布置：采准工作包括运输平巷、充填井、人行天井及放矿溜井的掘进和构筑。采用无轨设备脉外采准还包括采区斜坡道、分段平巷、分段联络道等。充填井设在矿房中央，只设一个，当矿房很长时应设2个，人行天井和溜矿井一般采用顺路架设，人行天井厂兼做虑水井, 溜矿井用混凝土浇灌壁厚300mm，圆形内径为1.5m，人行虑水井用预知钢筋混凝土构件砌筑或浇灌混凝土（预留泄水小孔），充填天井断面为22.4，内设充填管路和人行梯子等，且矿房安全出口，其倾角为80-90。采用矿石底柱时，先掘进运输巷道，然后掘充填井及放矿溜井和人行天井，并在底柱的顶部水平进行切割工作。 回采工艺：国内采用浅眼落矿设备凿岩，根据矿石稳固程度采用全分层一次落矿或分次落矿。可采用二采一充的回采顺序，上向凿岩时一般用YT-45钻机，一些引进和采用无轨液压台车凿岩。为了减少粉矿损失和矿石贫化，采用水砂充填料时，常铺设垫板，凿岩爆破前，需对采场顶板进行严格的检查处理。当采场面积小，顶板稳固性好时，只做撬毛或局部锚杆加固，当采场面积较大或采场顶板脱层，局部冒落，稳固性较差时，应采用锚杆金属网支护，以保证回采的安全。 主要技术经济指标：矿块生产能力采切比矿石贫化率矿石损失率采矿直接成本安全程度施工难易程度200t/d3m/kt9.70%1.2%安全难4.2.3 采矿方法选择综合比较三种方案，分段矿房法采准工作量大，施工较难，上向水平充填法虽然矿石损失贫化小，但效率低，劳动强度大，并且充填成本高，充填系统复杂，间柱回采困难，无底柱分段崩落法虽然损失贫化大，但采场结构简单，可以采用无轨运输设备，机械化程度高，生产效率大，并且采用低贫损放矿后可以明显降低矿石的贫化，所以采用无底柱分段崩落法。4.3 采矿方法设计4.3.1采准工作概述采准是在已开拓完毕的矿床里，掘进采掘巷道，将阶段划分为矿块作为回采的独立单元，并在矿块内形成行人、凿岩、放矿、通风等条件。矿块采准包括采准巷道和切割巷道。按主要采准巷道与矿体位置关系分为脉内采准、脉外采准和联合采准三类。考虑到巷道的支护级生产的安全等因素，采用脉外采准。4.3.2采准巷道布置一阶段高度 根据矿岩稳固性及矿体倾角和赋存形态，取阶段高度为50m,阶段运输巷道布置在下盘脉外。二斜坡道分段与阶段运输巷道之间以斜坡道连接，斜坡道采用折返式，斜坡道间距为250m500m,坡度为10%，路面用碎石铺设，斜坡道断面尺寸根据铲运机外形尺寸和通风量确定，巷道宽度等于设备宽再加0.91.2m，巷道高度等于设备高再加0.60.75，因此取斜坡道断面尺寸为3.53.0。三矿块尺寸及溜井位置这种采矿方法划分矿块的标志不明显，为了管理上的方便，一般以一个溜井所服务的范围作为一个矿块。因此矿块长度等于溜井间的距离。溜井间的间距根据装运设备类型确定的，夏甸金矿采用国产2m铲运机，溜井间距设为150米，同时为了生产上灵活、方便，溜井布置在脉外连接各分段。溜井应尽量避免与卸矿巷道相通，可用小的分支溜井与巷道相通，这样在上下分段同时卸矿时，互相干扰小，也有利于通风管理。溜井断面采用圆形，断面尺寸为直径2m。四分段高度 采用中深孔爆破，取分段高度为8m。五回采巷道 回采巷道的间距对矿石的损失贫化、采准工作量和回采工作量的稳固性都有一定的影响 ，取回采巷道间距为8m， 回采巷道的断面形状以矩形为好，有利于在全宽上均匀出矿，拱形巷道不利于巷道边部矿石流动，使矿石的流动面变窄，并已发省堵塞，增大矿石损失。由于采用铲运机出矿，回采巷道尺寸为3.53.0。为了使重载下坡和便于排水，回采巷道应有3的坡度。六回采巷道的布置回采巷道的布置是否合理，将直接影响损失贫化。上下分段回采巷道应严格交错布置，使回采分间呈菱形，以便将上一分段回采巷道间的脊部残留矿石尽量回收。在同一分段内回采巷道之间应互相平行。回采巷道垂直走向布置。七分段运输联络道的布置分段运输联络道用来联络回采巷道、溜井及各分段运输巷道，以形成各分段的运输、行人和通风系统。断面2.52.5。分段运输联络道采用下盘脉外布置。4.3.3 切割工作回采前必需在回采巷道的末端形成切割槽，作为最初的崩矿自由面及补偿空间。开掘切割槽采用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采巷道端部，切割平巷规格为3.53.0。然后每四个回采巷道掘一条切割天井，切割天井规格为3.5*2.0。在切割天井两侧，从切割平巷钻凿若干排平行或扇形炮孔每排58个炮孔，以切割天井为自由面，一侧或两侧逐排爆破爆破炮孔形成切割槽。4.3.4 采准切割工程量表4-1 标准矿块采准切割工程量表序号工程名称断面（）长度（m）数量（条）总长（m）工程量 （m）一采准工程1斜坡道3.53.080.46482.45065.22联络道2.52.55630187.53分段巷道2.32.8150690057964回采巷道3.53.018781404147425 分段切割平巷3.53.0150690094506切割天井3.52.062414410087矿石溜井3.14501501570二 切割工程1拉槽300150690010800合计4810.448447.74.3.5回采工作一采场爆破凿岩工作（1）采场爆破参数扇形炮孔的边孔角：边孔角决定着分间的具体形状，边孔角越小分间越接近方形，因而可以减小炮孔长度。但边孔角过小，会使很多靠边界的矿石处于放矿移动带之外，在爆破时这里以产生过挤压而使边孔达不到爆破效果。根据覆岩下放矿散体移动范围确定边孔角为55。边部炮孔的爆破条件取决于崩落矿石在空场条件下被放出时所形成的坡面角，为减少第二分段炮孔的最大深度第一分段进路的边孔角取30。炮孔扇面倾角：炮孔扇面倾角指的是扇形炮孔排面与水平面的夹角，采用前倾布置常用7085，取80，这种布置方式可以延迟上部废石细块提前渗入，装药较方便。崩矿步距：崩矿步距指一次爆破崩落矿石层厚度。崩矿步距取1.2m。孔 径： 60mm最小抵抗线：根据W/d=30计算，W为最小抵抗线d为炮孔直径，取W为1.8m。表4-2 爆破参数孔深孔径孔底距排距最小抵抗线8.0m60mm1.8m1.2m1.8m（2）炸药类型选择及单耗确定炸药选择铵锑炸药，装药工作采用气动装药器，根据岩石稳固性系数确定炸药单耗为0.85kg/m。（3） 凿岩工作采用的凿岩工具为YGZ-90重型凿岩机，凿岩机的基本参数如表42所示，每台搭配工人两名。凿岩机采用三班作业，年作业率为70%。平均工作效率为50m/台班，炮孔直径为60mm。为保证爆破效果要特别注意炮眼质量。炮孔的深度和角度都应严格按设计施工。凿岩机所需台数计算如下：每米炮孔崩矿量： （4-1）式中：； ；采场配置凿岩机台数： n式中：； ； ； ；表43 YGZ-90技术参数 质量冲击功冲击频率扭矩耗气量气管内径水管内径95kg796J33Hz118H/m183L/s38mm19mm凿岩直径最大孔深钎尾尺寸长宽高5080mm30m13897mm876mm355mm303mm（4）装药方式及爆破无底柱分段崩落法的爆破只有很小的补偿空间，属于挤压爆破，爆破的块度关系到装运设备的效率和二次破碎工作量。为了避免扇形炮孔孔口装药的过于密集，装药是采用交错装药的形式。爆破采用铵锑炸药，半秒延期导爆管与导爆索联合起爆，雷管引爆，装药使用BQ-100装药机装药,装药密度为1.05g/cm3，共需两台（一台备用），每台搭配工人3名。每排炮孔装药量： （4-2）式中：； ； ；表4-4 爆破计算数据矿块工业储量（t）280686每米崩矿量（t/m）8.41炮孔直径（mm）60需炮孔长度（m）33375装药量（kg）83130二二次破碎在出矿过程中，对块度大于10001000mm的矿块在采场内进行二次破碎。采用浅眼爆破，单孔单药包，装于孔底，口部堵塞，同时起爆，二次爆破炸药消耗量为0.10kg/t。 三出矿采切工程和崩落矿体均采用国产2m铲运机进行装运，将崩下矿石运至分段运输巷道内的溜井。通风结束后进行撬毛排险，将工作面附近的定帮浮石处理干净，因出矿作业在覆盖岩下进行，作业工程安全性好，采场运输采用无轨设备运搬方式，主要设备为2m电动铲运机,每台配置两名工人。表4-5 电动铲运机主要技术参数型号DLK-1额定斗容m2额定载重量t4机重t12.6电机型号JO-93-4功率KW101.5最大行走速度/h36外形尺寸（长宽高）875022001800采场配置铲运机的台数计算：1. 小时生产能力确定：1) 装运卸一次作业循环时间： （4-3）式中： ； ； ； ；2) 小时装运卸作业循环次数： （4-4）3) 小时生产能力： （4-5） =0.83021.8 =86.4t式中：； ； 2. 台班生产能力的确定：1）班内的设备完好率： （4-6） =73%式中：； ；2)工时利用率： （4-7） =50%式中： ； ；3）班有效时间：=4h （4-8）4）台班生产能力： （4-9） =86.44 =345.6t/台班3. 台年生产能力：1）年工作班数为550台班。2）台年生产能力： （4-10） =550345.6 =190080t设备的台数： （4-11）1台采场配置铲运机的台数为2台，其中一台为备用。无底柱分段崩落法的矿岩接触面较大，应该加强出矿管理。表4-6 采场出矿主要指标出矿台班效率345.6t/台班出矿工班效率52t/工班采场出矿能力484t/d四回采工作计算（1）回采工作循环计算无底柱分段崩落法使用的是一次性凿岩、装药，分段爆破、出矿。凿岩与装药时间： （4-12） 一次崩矿量：2（88-3.53.0）1.82.87=552.8t （4-13） 出矿时间： （4-14）一个循环爆破时间：Tb=30min一个循环通风时间：Tt=30min表4-7 回采工作循环图表作业名称时间IIIIII246824682468凿岩及装药127d爆破0.5h通风0.5h出矿12.8h五覆盖岩层形成为了形成崩落法正常回采条件和防止围岩大量崩落造成安全事故，在崩落矿石层上面必须覆以岩石层。岩石层厚度要满足两点要求：第一，放矿后岩石能够埋没分段矿石，否则形不成挤压爆破的条件，使崩下的矿石将有一部分落在岩石层之上，增大矿石损失贫化；第二，一旦大量围岩突然冒落时，确实能起到缓冲的作用，以保证安全。根据这一要求，一般覆岩厚度约取为两个分段高度。根据矿体的赋存条件和岩石性质，采取边回采边放顶形成覆盖岩层的方法。在第一分段上部掘进放顶巷道，在其中钻凿与回采炮孔排面一致的扇形深孔，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，逐步形成覆盖岩层。六采场通风无底柱分段崩落法回采工作面为独头巷道，无法形成贯穿风流；工作地点多，巷道纵横交错很容易形成复杂的的角联网络，风量调节困难；溜井多而且溜井与各分段联通，卸矿时扬出大量粉尘，严重污染风源。采区用局扇进行通风，用分段平巷和进路中的局扇进风，风筒和采场回风天井回风。通风方式属于角联通风网路，采用压入式通风，压入式通风的优点是风流有效射程较长，可减少爆破冲击波对风筒的破坏。局部通风辅助设备为JK58-1NO.4型风扇，其中采矿作业面两台，掘进作业面10台。风筒采用直径500mm柔性风筒高强度塑料薄膜，长度700m七主要技术经济指标（1）矿块生产能力计算矿块储量: 矿块采出矿石量可根据公式 T=(1-)/(1-) Q （4-15）计算： T=0.9050.862280686=294687t式中、分别为矿块的损失率和贫化率。出矿天数： （4-16）矿块生产能力： （4-17）矿块回采时间： （4-18）(2) 采切比：用长度表示千吨采切比 （4-19）用体积表示千吨采切比 （4-20）(3) 采场回收率：90.5%采场贫化率：13.8%采场损失率：9.5%表4-8 采区的主要技术经济指标汇总序号指标名称单位指标备注1矿块生产能力t/d7172采矿凿岩台效m/台*班453装运机台效t/台*班345.64凿岩工工效m/台*班525采场掌子面工效t166采矿损失率%9.57采矿贫化率%13.88采切比m/kt17.149主要材料消耗（1）炸药Kg/t0.46（2）雷管个/t0.03（3）导爆线m/t0.20（4）钎子钢Kg/t0.04（5）木材M3/t0.0002（6）轮胎个/t0.001表4-9 回采作业成本计算表（单个矿块）序号陈本项目单位单消单价单位成本总用量总成本一辅助材料1炸药Kg0.857.56.37583130529953.752雷管个0.031.50.0454470201153导爆管m0.203.00.629805178834钎子钢Kg0.046.50.2659611549.866钢材Kg1.055.05.25156475821493.757轮胎个0.0001150001.52.9844707.58润滑油Kg0.00768.50.0646226.51925.49中深孔柱齿钎头个0.00251500.37574.511177二动力消耗电度电费Kw*h/t60.63.6178830107298三工人工资元30000四职工福利基金元4500作业成本元/t年作业量t4.4 矿井通风4.4.1 矿井通风方式矿井通风方式有压入式、抽出式和混合式三种。（1）压入式压入式通风是使整个通风系统在压入式主扇的作用下，形成高于当地大气压的正压状态。在入风段，由于风流集中，风量大，造成较高的压力梯度，在需风段和回风段则相反，压力梯度较小。由于在入风侧存在较高的压力梯度，可使新鲜风流沿指定的通风线路迅速送入井下，避免受其他作业污染，风质好。但由于压入式通风的风门等风流控制设施，均安设在入风段，运输、行人频繁，不易管理和控制，井底车场漏风大，而在回风段主扇形成较低的压力梯度，不利于快速排烟，不能及时地按指定路线将污风排出风井，烟尘乱窜，使井下风流紊乱，加上自然风流的影响，甚至会发生风流反向，使新鲜风流受到污染。（2）抽出式 抽出式通风是使整个通风系统在主扇作用下形成低于当地大气压力的负压状态。抽出式通风在回风侧形成较高的负压，在入风侧形成低气压。从压力损失的大小看，由于排风集中，排风量大，在排风侧造成高压力梯度，入风侧由于风流分散，压力梯度也较小。回风侧形成高负压和较高的压力梯度，使各作业面的污风迅速向回风道集中，排风系统的烟尘不易向其他巷道扩散，具有排烟快的优点。此外由于集中回风，风流的调节控制设施均按设在回风道中，既不妨碍行人与运输，又便于管理，控制可靠。我国冶金矿山多采用此种通风方式。（3）压抽混合式 压抽混合式通风，在入风侧和排风侧都利用主扇控制，使整个通风系统都在较高的风压和较高的压力梯度作用下，风流按指定的路线流动，排烟快、漏风少，也不容易受自然风流的干扰而造成风流反向。此种通风方式兼有压入式和抽出式的优点，有利于提高矿井通风效果，但压抽混合式通风所需通风设备较多，通风动力也大一些。单一抽出式具有通风系统简单、便于管理和控制、基建投资省、营运费用低、综合效益好等方面的优点，选择抽出式作为通风方式。根据开拓工程布置和已有开拓工程的施工现状，深部通风方式为主混合井进风、七号竖井回风的两翼对角式通风系统。新鲜风流经混合井进入，经中段石门、中段运输巷道、辅助风井或斜坡道进入分段巷道，采场等用风地点，冲洗工作面后，污风由本中段回风巷道或经回风井回到上中段回风巷道，最后由七号竖井倒段排放到地面。混合井装载、排水及粉矿回收系统的新鲜风流由混合井进入，经装载皮带道、粉矿回收道等用风地点后，经粉矿回收井到达上中段，在粉矿回收井上口设一除尘净化装置，污风经净化后重新加入通风系统内，作为新鲜风流参与通风。新风通过北耩竖井和七号竖井流入12中段石门、大巷、三期工程竖井、中段巷道、采场，污风则有采场回风井、11中段回风巷、回风井排到地表。4.4.2 风量计算1、根据矿井年产量和万吨耗风量，估算矿井总风量，计算式是： 矿井设计年生产能力为33万t/a，则需风量 Q=Aq=331.5=49.5m/s （4-21） 式中：Q矿井总风量，m/s；A矿井年产量，万t/a；q年产万吨耗风量，m/s。2、按工作面爆破作业炸药消耗量计算q=NLS/t=1215010.5/2400=7.87m/s （4-22）同时工作面为8个，总需风量=7.878=62.96 m/s式中：q采场排烟需风量， m/s；L采场长度，150m；S采场通风断面积，10.5m；t爆破后排烟通风时间，对采场一般取1200-2400s；N采场中炮烟达到浓度时，风流交换倍数，12。3、按工作面防尘进行计算1）回采工作面风量 按排尘风速确定回采工作面风量： （4-23）式中： 按排除炮眼计算回采工作面需风量： （4-24）式中：采场爆破后炮烟中心至采场回风巷道的距离取采场长度一半，mN风流交换倍数，取25.5T爆破后排烟通风时间，取1200s由上述计算结果可知，排尘所需供风量大于排烟所需的风量，因此排尘计算所得的风量4.20m3/s作为采场工作面所需供风量。2） 掘进工作面需风量掘进工作面包括开拓、采准、切割工作面按排出炮烟计算： （4-25）式中： 按排尘风速计算：由上述计算结果可知，排尘所需供风量大于排烟所需的风量，因此排尘计算所得的风量3.05m3/s作为掘进工作面所需供风量。3） 服务性硐室风量 硐室所需风量为2 m/s设计同时工作面8个，6个掘进工作面，2个回采工作面，8个辅助通风硐室。按排尘风量计算， Q=24.2+63.05+82= 42.7m/s （4-26）式中：Q矿井总风量，m/s；回采工作面需风量，3.1m/s；q掘进工作面需风量，2.1 m/s；q硐室所需风量，2 m/s。考虑到可能有漏风等影响因素，取1.2的风量备用系数，需风量为51.24 m/s表4-10 矿井总风量工作面每个作业面的需风量，同时工作作业面个数，个总风量，采区掘进面硐室4.203.0522688.4018.3016.00总计42.704）综上所述取排尘风量51.24m/s为矿井设计风量4.4.3 局部通风采准、切割独头巷道时，以及采场爆破后要加强通风，采用局部抽出通风，根据采准、切割工作面数，设计选用JK55-2NO.405型局部排风扇。4.4.4 通风阻力计算矿井通风总阻力，对于机械抽出式通风而言，是指风流由进风井口到扇风机风硐，沿任一风路流动，沿途所产生的摩擦阻力与局部阻力之和。在扇风机整个服务年限内，矿井总阻力随着开采深度以及生产规模的变化而变化。为了使扇风机在整个设计服务年限内，高效运转，在选择风机时必须考虑到可能出现的最大总阻力和最小总阻力。两者分别对应着扇风机服务年限内通风最困难时期与通风最容易时期的矿井总阻力，此外还需考虑到反向的自然风压。新鲜风流进入矿井后分很多分支，流经各作业中段和工作面，然后又在另一处汇合，形成并联、角联或复杂通风网路。在进行矿井通风阻力计算时，首先在众多的分支中选取一条阻力最大的路线，一般可在通风系统图上，根据采掘作业布置情况找出风流线路最长、风量最大的一条做为阻力最大的风路，然后沿着这条风流路线一一计算各段井巷摩擦阻力，然后叠加起来即为矿井通风总阻力。1.矿井总摩擦阻力公式为： （4-27）式中：、各段摩擦阻力通风摩擦阻力计算：式中：； ； ； ； ； ；2.自然风压计算 （4-28） 式中：； ； ； 计算得自然风压值为：通风阻力计算见表表4-11 生产前期通风阻力计算表序号巷道名称摩擦阻力系数巷道长度（m）巷道周长（m）净断面面积风阻R=APL/S3风量摩擦阻力(h=Rq2(Pa)S（m2）S3q(m3/s)q21混合井4590019.7823.7613413.410.06042.71823.29108.902-660m混合井车场1015312.911.51520.880.01342.71823.2923.663-660m混合井石门10137912.911.51520.880.11725.1630.0173.694-660m中段沿脉巷道1045012.911.51520.880.03825.1630.0123.945辅助风井3513514.0012.251838.270.03618.9357.2112.866分段巷道104509.35.9205.380.20318.9357.2172.787分段联络道10159.35.9205.380.0073.19.610.0678-570m七号井石门102209.205.28147.200.13851.242625.54362.329七号三期石门4533010.058.04519.720.28751.242625.54753.5310-230m七号井石门101909.205.28147.200.11951.242625.54312.4411七号二期石门4523511.088.64644.970.19351.242625.54506.7312+5m七号井石门101509.205.28147.200.09451.242625.54246.8013七号明竖井4516010.058.04519.720.13951.242625.54364.95小计2862.67局部阻力系数15%429.40合计3292.07表4-12 生产后期通风阻力计算表序号巷道名称摩擦阻力系数a(10-3)巷道长度（m）巷道周长（m）净断面面积风阻R=APL/S3风量摩擦阻力（h=Rq2（pa）S（m2）S3q（m3/s）q21混合井4590019.7823.7613413.410.06042.71823.29108.902-660m混合井车场1015312.911.51520.880.01342.71823.2923.663-660m混合井石门10137912.911.51520.880.11725.1630.0173.694-660m中段沿脉巷道1045012.911.51520.880.03825.1630.0123.945-660m中段穿脉巷道1013912.911.51520.880.01251.242625.5431.516-570m穿脉沿脉1045012.911.51520.880.03851.242625.5499.777-570m七号井石门102209.205.28147.200.13851.242625.54361.018七号三期石门4533010.058.04519.720.28751.242625.54753.959-230m七号井石门101909.205.28147.200.11951.242625.54311.7810七号二期石门4523511.808.64644.970.19351.242625.54506.7311+5m七号井石门101509.205.28147.200.09451.242625.54246.8012七号明竖井4516010.058.04519.720.13951.242625.54365.56小计2907.30局部阻力系数15%436.10合计3343.403.等积孔计算A=1.191.19 m （4-32）可知矿井通风难易程度为中等。4.4.5 通风设备选型计算矿井通风采用两翼对角式通风，混合井进风，侧翼风井回风，进风量51.24 m/s，通风容易时期负压6561Pa，通风困难时期负压6953Pa。采区和分段每隔一定间距布置一条通风天井，采区作业面和掘进面采用局扇辅助通风。矿井通风设备是指主力扇风机和电动机。选择扇风机必须首先知道矿井通风系统要求扇风机提供的风量和风压。（1）扇风机的风量 （4-33）（2）扇风机的风压 （4-34）与扇风机通风方向相反的自然风压则：H(3) 根据设计工况选取通风机 选取1K53NO18轴流式风机两台，两台串联工作。(4) 通风构筑物和通风管理采用机械式通风，为了使各采区获得所需风量，需要设置风门、调节风门、风桥、风窗等通风构筑物，进入工作面前的风量采用自然调节方式，采区回风结束后应封闭好采空区，以防漏风
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