开采方式和范围.doc

4 采矿 4.1 开采方式和范围 4.1.1 开采范围 根据合同要求、矿床地质勘探情况和工业矿体分布特征，结合矿山目前简易生产现状（60m以上），为降低初期投资和加快建设速度，本设计确定 第一期开采范围为下告矿段1～8号勘探线60～-180m标高。该范围保有地质储量1659.04104t，平均品位TFe28.84，占全部开采范围地质总矿量的57.4。该范围即为本次设计的开采范围。 第二期开采范围为1～8线-180m标高以下，保有地质储量1233.46104t，平均品位TFe30.55，占全部开采范围地质总储量的42.6。 4.1.2 开采方式 开采范围内矿体上部除在0～2线接近地表外（距地表约20～40m），其余地段矿体上部距地表约达90～170m；此外，矿体延展一般较深、埋深多达400～500m，且下盘为高山，若用露采、剥岩量太大。故矿床开采只适宜采用地下开采方式。 4.2 开采技术条件 下告磁铁矿属中型“接触交代热液”型中低品位盲矿床。矿床勘探类型为ⅡⅢ类。矿床开采技术条件属ⅢⅠ类，即属以水文地质问题为主的矿床。 矿区地形为一山间盆地，地势总体为四周高，中间低（属侵蚀堆积构造，矿床多埋于其下）及东、西端丫口低。设计范围及附近地形为北端及西南端较高（北端帽子栋最高海拔标高531.90m），坡度20～30；西端及南端渐低（南端最低处约170m），坡度15～25；中间盆地地形平缓，标高为160～170m；矿床附近侵蚀基准面标高约为160m。由于盆地及周边山体汇水面积较大，需尽量对矿区地表河流、公路改道和民房拆迁，地表亦应控制塌陷的速度和范围。 本设计范围1～8线间从上到下、从南东到北西共圈定16个由矽卡岩控制的工业盲矿体。该矿床在北东部以F5断裂为界，南西以F4断裂为界，东部以F2断裂为界，顶、底部则分别以大理岩和花岗岩为界；总体分布在550m240m480m的空间范围内。矿群总体走向北西，倾向南西，矿体中有益组分分布较为均匀、矿化基本连续。各矿体以10号矿体规模最大，其地质矿量约占地质总矿量的51。 1号矿体主要呈倾斜急倾斜较规整的单斜产状单独产于-100m以上，沿走向自1线至6线，矿体长约350～450m，平均厚度35～40m，水平投影宽度100m。10号及其余矿体则多呈倾斜缓倾斜似层状或巨厚状（10号矿体部分地段）沿倾斜叠加分布于-100～-330m之间，沿走向、倾向产状均变化较大，分枝复合频繁，各矿体间均有厚薄不等的弱矿化夹层，矿体形态较为复杂；矿体沿走向自3线至8线，矿群平均叠加长度约450～550m，平均叠加厚度200m，水平投影宽度200m。 矿床工程地质条件属坚硬半坚硬完整稳固岩类为主的简单类型。矿体主要产于基岩弱风化带之下的矽卡岩中，矿石自然类型主要为原生矿，除矿体周边有F4、F5、F6等断裂外，矿体中断层裂隙一般不发育，矿体尚属稳固，f≥7～8，体重3.612t/m3，不结块，不自燃。矿群顶部岩体及矿体间的顶、底板围岩（及夹层）主要为矽卡岩化大理岩和白云质大理岩（Ra33.6～132Mpa、RQD33～77、主要属完整半坚硬岩类）；底部岩体为花岗岩及浅变质细砂岩（Ra101Mpa，RQD≥75、主要属完整坚硬岩类）。顶底板岩石一般均较完整稳固，f≥6～7，体重2.72t/m3。现有井巷除局部因围岩受断层影响发生错动、节理裂隙较发育需要支护外，其余一般均未支护。但未来矿山疏干排水及规模化生产后将会使局部岩体受到破坏、并引起地面沉降、开裂和塌陷；生产中需予以高度的重视。 矿区水文地质条件属岩溶充水为主的第Ⅳ类复杂矿床。地形地貌有利于地表水和地下水的聚集。地表河流由北西向南东流经矿床上部。矿坑充水来源除降水与地表水渗入补给外、主要来自富水性强的第四系坡积孔隙含水层及隐伏可溶岩岩溶含水层。上述孔隙水含水岩组分布于盆地底部平缓地带，其第四系坡堆积层为强含水层和强透水层；地下水来源主要由降水和地表水直接补给，其次为裂隙含水岩组中浅循环地下水补给；排泄以各含水岩组间的内循环和蒸发为主。可溶岩含水岩组受F5、F4、F14、F2等断裂夹持控制；该岩组上部第二岩性段为强含水层（下部第一岩性段为弱含水层和相对隔水层），主要隐伏于盆地中部孔隙水含水岩组的强含水层和强透水层之下，二者呈直接接触关系，水力联系良好；其充水来源一为孔隙及裂隙含水岩组中的地下水，二可能还由宝山盆地孔隙地下水补给；并形成各含水岩组间的内循环排泄关系。除上述含水岩组外，区内裂隙含水岩组则构成盆地周边北、东部山体；充水来源主要由降水直接补给；成泉排泄、并形成地表水或形成孔隙水和岩溶水的局部补给源。该含水岩组的富水性与岩组风化程度有关，在弱风化带之下富水性极差、属相对隔水层。以上各含水层经构造破碎带直接或间接接触矿体，但矿群多处于第二岩性段的基岩风化带之下，矿体内裂隙又多数被方解石等紧密充填，使矿层本身主要与下部第一岩性段一样属富水性微弱的隔水层。据地质部门预测垂高48m以上属强岩溶含水带，40～-61.96m为较弱岩溶含水带，-61.96m以下为弱含水带。需要指出未来开采随采空区的不断扩大和大降深的长期排水，除产生塌陷区外，还可能导致塌陷区外附近地面的沉降和开裂，地表水也将大量渗入井下。为防止矿床开采时产生水害，需在矿山建设前补充投入专门的水文地质勘查工作，以进一步查明可溶岩溶的发育规律和深部的富水性，查明有关断裂含水带的发育程度及其浅、深部的富水性以及水力联系。此外，还应在矿群上部与强含水层接触部位预备适量矿柱，并尽量选用减少地表塌陷的采矿方法，以及对坑内外采取河床和公路改道、疏排水和超前探水等综合措施。 4.3 开采顺序和首采地段 4.3.1 开采顺序 开采顺序总体要求为垂深方向先上中段后下中段。相邻两个中段同时回采时，上中段的超前距离应大于下中段1～2个矿块的长度。同一中段内，上盘超前下盘，先采矿房，后采矿柱，沿走向为由东向西后退式开采。 4.3.2 首采地段 矿山对60m以上矿体正在适量进行小规模开采。本次设计为满足设计范围内矿体合理的开采顺序和规模化开采时投达产所需三级矿量的要求，确定首采0m和-60m两个中段。 4.4 采矿方法 4.4.1 采矿方法选择 根据下告铁矿矿岩稳固、矿体厚大、品位较低以及近矿围岩（或夹石）含有一定铁品位等特点；为寻求矿山规模效益，应尽量选用高效率、低成本的采矿方法；故可供选择的采矿方法主要有崩落法和空场法。 对崩落类采矿方法设计针对该矿属水文地质条件复杂的大水矿山这一特定条件；同时考虑矿体又多埋于侵蚀堆积构造山间盆地之下、盆地及周边山体汇水面积较大，以及规模化生产必须在部分地段安排双中段同时回采等不利因素；参照国内外类似矿山开采经验，本次设计暂不推荐崩落类采矿方法；以大幅减少地表塌陷和受破坏的程度（尤其生产前期），以及大幅减少地表泥水涌浆直接渗入采场出矿工作面引起突发灾害的可能（尤其生产前期和暴雨期），使之既利于确保井下安全生产，又同时避免采用该类采矿方法不能实现双中段同时回采的缺陷。 但鉴于无底柱分段崩落法也具有工艺简单及成本较低和效率较高的特点，同时利于分采分运部分夹石，可适当弥补该采矿方法贫化损失较大的不足；故生产中对此采矿方法可以适时进行采矿试验，若地表泥水入渗采矿作业面程度较预计明显减少、以及在取得有效防治经验后，便可对-120m以下矿体夹石较多地段，适当采用无底柱分段崩落采矿法回采。 对空场类采矿方法设计经对矿床开采技术条件的主要特点，以及对生产规模要求和效率、成本等因素进一步研究后，本设计仍推荐采用分矿房矿柱两步骤回采的高分段空场采矿法（主要对-120m以上矿体）和大直径深孔阶段采矿法（主要对-120m以下矿体）作为该矿主要的采矿方法（占矿量比例85）。 以上两种主要推荐采矿方法不仅适合本矿床开采技术条件和矿山规模化生产要求，且工艺相对简单、凿岩出矿安全高效、成本低和采场能力大（后者能力更大和成本更低），加之该矿近矿围岩（或夹层）含有品位，能部分弥补该两种采矿方法因矿体夹层较多而增大损失贫化的不足。此外、推荐的采矿方法尤其能以暂留的矿块间柱、顶底柱及嗣后废石充填措施等一起有效支撑采空区围岩，可避免（或减少）大量泥水突然涌入采场作业面产生突发灾害（尤其暴雨期）；同时也为矿山在矿柱适量回收和地表逐渐塌陷时期，积累到有关泥水入渗量等实际资料和防治经验。 设计对厚度（或叠加厚度）小于20～30m的部分另星缓项斜矿体拟采用中深孔切顶房柱法回采，该方法因所占比例较少（占15），并属常规工艺，设计对此不作专门论述。 综上述，本设计仅对主要推荐高分段空场采矿法和大直径深孔阶段采矿方法进行综述。 4.4.2 垂直走向布置高分段空场采矿法（主要对-120m以上矿体） （1）矿块结构和采切工程 1）矿块结构 矿块一般垂直走向布置。矿块长即为矿体水平厚度，宽35m，高60m；其中矿房宽为25m；间柱宽10m；分段凿岩水平距中段水平高差为42m；顶底柱高合为21m。 2）采切工程 采准自中段运输水平上掘采区溜井分别连通上部无轨出矿和凿岩水平。在无轨出矿水平掘一条无轨出矿联络道，自该联络道沿矿房、矿柱的两侧向采场长轴方向各掘一条铲运机出矿巷道，并约隔10～12m以45角掘一条装矿进路。在无轨凿岩水平掘一条分段凿岩联络道，自该联络道沿矿房、矿柱中央向采场长轴方向各掘一条凿岩巷道。 切割在拉底水平沿矿房中部及矿柱一侧分别掘进一条拉底凿岩巷道，并在拉底和分段凿岩巷道端部掘进切割巷道和切割天井，再以中深孔爆破即形成切割槽和拉底空间及集矿暂沟。 采切工程布置详见采矿方法图N2533CS2-16； 矿块采切工程量及进度见表4-1； 矿块采出矿量分配见表4-2。 453 表4-1 矿块采切工程量及进度表（高分段空场采矿法） 序号 工程名称 断面 m2 数目条 单长m 总长m 工程量m3 合计 矿石中 岩石中 矿石中 岩石中 矿石中 岩石中 一 采准切割工程 1 采准 3486 1321 4807 1 出矿巷道 11.89 2 40.00 29.00 80.00 58.00 951 690 1641 2 装矿进路 11.89 4 35.00 140.00 1665 1665 3 凿岩巷道 10.88 2 40.00 29.00 80.00 58.00 870 631 1501 2 切割 6304 631 6935 1 切割天井 11.42 1 42.20 42.20 482 482 2 切割巷道 11.42 1 28.40 28.40 324 324 3 切割槽 109.68 1 42.20 42.20 4628 4628 4 拉底巷道 10.88 2 40.00 29.00 80.00 58.00 870 631 1501 合计 9790 1952 11742 2936标m 二 切采 13000 13000 1 拉底堑沟 13000 13000 总计 22790 1952 24742 进度 按3个面平行作业、平均掘进台效3标m、1个面1天完成两个作业循环；1个矿块的采切时间为6.4个月（其中矿房为4.3个月） 表4-2 矿块采出矿量分配表（高分段空场采矿法） 地点 地质矿量t 回采率 废石混入率 采出矿量t 采出矿量各占比例 纯矿石 混入废石 合计 矿块 303222 76.69取76 13.66取14 232533 36804 269337 100 其中采切副产 35342 95.00 5.00 33575 1767 35342 13.12 切采 46930 86.00 12.00 40360 5503 45863 17.03 矿房 151719 84.00 14.00 127444 20747 148191 55.02 矿柱 69231 45.00 22.00 31154 8787 39941 14.83 备注 采切比1.22936标m/26.93万t130.83标m/万t（取130标m/万t） 式中1.20为地质条件变化影响采切比的系数。 （2）回采工艺和设备选择 矿房回采凿岩采用simbaH1354型中深孔凿岩台车，在分段凿岩巷道中平行切割槽钻凿360扇形中深孔。孔径Φ65mm，排距1.5～1.8m，孔底距1.5～2m。中深孔凿岩台车台班效率取650～800t。爆破用新2号岩石炸药、非电毫秒雷管及导爆管，人工或装药器装药，分次爆破。采下矿石借自重落到采场底部堑沟内，用TORO-400或WJD-2型铲运机（出矿效率分别为500t/台班和250t/台班）装运矿石入采区溜井，再下放到主运输水平。 矿柱回收本中段间柱以及采场上部的顶底柱回收，可在两边矿房大量回采结束后，分别在间柱分段凿岩巷道和上部出矿巷道内采用中深孔一次凿岩和分段控制爆破顺序等措施一次集中爆破，在履盖岩层下尽量回收矿石。 新风主要经中段运输巷道和中段联络井进入采场各凿岩和出矿工作面；清洗工作面后、污风经采场空区由局扇引入中段回风平巷，再经中段回风联络井和风井排出地表。 按照回采作业循环计算，在凿岩与出矿部分平行作业时，矿块生产能力可达400～450t/d；本设计取定矿块生产能力为400t/d。 4.4.3 大直径深孔阶段采矿法（主要对-120m以下矿体） （1）矿块结构和采切工程 1）矿块结构 矿块一般为垂直走向布置。矿块尺寸为长（40～60）m宽35m高60m。矿块分矿房、矿柱二步回采，矿房长（40～60）m宽15m高60m、矿柱长（40～60）m宽20m高60m，其中顶底柱高合为（含三角底柱）15～17m。 2）采切工程 采准自中段运输水平设采区溜井分别连通上部无轨出矿和凿岩水平。再由出矿水平无轨运输道沿矿房、矿柱的两侧向采场长轴方向各掘一条铲运机出矿巷道连通出矿水平回风道，并约隔10～12m以45掘一条装矿进路。在矿块上部凿岩水平无轨巷道中沿矿房、矿柱中央向采场长轴方向各掘一条凿岩巷道通达凿岩硐室端界后、并掘通凿岩水平回风道；再以凿岩巷道为自由面扩邦切采后分别形成矿房、矿柱的凿岩硐室（硐室高4.1m）。为确保安全，硐室除一般采用光面爆破和锚喷支护外，还需对矿房、矿柱硐室长轴的两侧分别留设Φ3～4m的点柱（间距8～12m）和宽为2～3m的条柱支撑硐室顶板；以减少硐室暴露面积并创造矿柱回采时更安全的凿岩条件。 切割沿矿房、矿柱中部的拉底水平分别掘进拉底凿岩巷道及切割小井，再以中深孔爆破即形成拉底空间和集矿暂沟。 采切工程布置详见采矿方法图N2533CS2-17； 矿块采切工程量及进度见表4-3； 矿块采出矿量分配见表4-4。 表4-3 矿块采切工程量及进度表（大直径深孔阶段采矿法） 序号 工 程 名 称 断面m2 矿房一步回采 矿柱二步回采 矿块合计 数目 条 单长m 总长m 工程量m3 数目 条 单长m 总长m 工程量m3 工程量m3 矿石中 岩石中 矿石中 岩石中 矿石中 岩石中 合计 矿石中 岩石中 矿石中 岩石中 矿石中 岩石中 合计 矿石中 岩石中 合计 一 采准切割工程 1 采准 1736 2821 4557 1736 3292 5028 3472 6113 9585 1 出矿巷道 11.89 1 46.00 54.00 46.00 54.00 547 642 1189 1 46.00 54.00 46.00 54.00 547 642 1189 1094 1284 2378 2 装矿进路 11.89 4 13.50 54.00 642 642 4 13.50 54.00 642 642 1284 1284 3 凿岩联络道 10.88 1 23.00 23.00 250 250 1 23.00 23.00 250 250 500 500 4 凿岩巷道 11.89 1 46.00 23.00 46.00 23.00 547 273 820 1 46.00 23.00 46.00 23.00 547 273 820 1094 546 1640 5 凿岩硐室岩体中 1068 1068 1539 1539 2607 2607 6 拉底联络道 10.88 1 54.00 54.00 588 588 1 54.00 54.00 588 588 1176 1176 2 切割 606 606 606 606 1212 1212 1 拉底巷道及切割小井 11.89 1 51.00 51.00 606 606 1 51.00 51.00 606 606 1212 1212 合 计 2342 2821 5163 2342 3292 5634 4684 6113 10797 2699标m 二 切采 4601 4601 6349 6349 10950 10950 1 凿岩硐室矿体中 1987 1987 2930 2930 4917 4917 2 拉底暂沟 2614 2614 2614 3419 3419 6033 6033 总 计 6943 2821 9764 2821 9764 8691 3292 11983 15634 6113 21747 5437标m 进 度 按2个面平行作业，平均掘进台效3标m、1个面1天完成两个作业循环；每个矿房、矿柱的采切时间分别为4.2和4.6个月 表4-4 矿块采出矿量分配表（大直径深孔阶段采矿法） 序号 地 点 地质矿量t 回采率 废石混入率 采出矿量t 采出矿量各占比例 纯矿石 混入废石 合计 1 矿块 348726 81.96取82 21.62取22 285799 78827 364626 100 1 矿房一步回采 121224 87.25 19.92 105763 26301 132064 36.22 其中采切 8454 96 4 8116 338 8454 2.32 切采 16610 90 15 14949 2638 17587 4.82 回采 96160 86 22 82698 23325 106023 29.08 2 矿柱（二步回采） 227502 79.14 22.59 180036 52526 232562 63.78 其中采切 8454 96 4 8116 338 8454 2.32 切采 22920 90 15 20628 3640 24268 6.66 回采 129289 86 22 111189 31361 142550 39.09 矿块顶底柱 66839 60 30 40103 17187 57290 15.71 2 备 注 采切比1.22699标m/36.46万t88.83标m/万t，取90标m/万t。式中1.2为地质条件变化影响采切比的系数。 （2）回采工艺和设备选择 回采分两步进行，第一步回采矿房、第二步回采矿柱，视爆破对相邻采场稳定的影响程度及结合规模要求，采用隔一采一或隔二采一的回采方式。 回采凿岩选用simba261型（或T-150型、650t/台班）高风压潜孔钻孔，在凿岩硐室内以2.7～3m2.5～3m的网度凿下向垂直深孔。炮孔直径Φ165mm，采场炮孔一次凿完，凿岩效率40m/台班（1000～1100t/台班）。采用乳化油炸药和非电雷管起爆，间隔装药，VCR深孔掏槽，由下而上梯段式分段侧向崩矿。 一、二步采场（即矿房、矿柱采场）回采工艺基本相同，但为在回采凿岩中不破坏二步采场凿岩硐室的条柱，拟对靠近条柱两侧的第1～2排边孔凿成斜孔，以确保回采凿岩的安全。此外、对矿块顶底柱回收拟采用simbaH1354型凿岩台车（或局部辅以YGZ-90型凿岩机）在上中段出矿水平凿中深孔，并在二步采场上段最后一次回采爆破时由控制爆破顺序的措施连同硐室条柱一起一次爆破回收。 出矿采用底部堑沟集矿、进路装矿形式。爆下矿石集中在采场底部装矿进路口用TORO400型或辅以WJD2型铲运机装运矿石入采区溜井。铲运机出矿效率分别为500t/台班和250t/t台班。矿块生产能力取900t/d。 新风主要经中段运输巷道和中段联络井进入采场各凿岩和出矿工作面；污风由局扇引入回风平巷后经中段回风联络井和风井排出地表。 4.4.4 采空区处理 采空区最终处理方式应在获取岩石力学、采矿方法试验参数以及实际生产地压显现规律后确定。本设计对厚大矿体回采地段的矿房采空区按矿岩较坚硬稳固的有利条件、暂考虑保留适当厚度采下矿石做缓冲垫层以及采取控制爆破顺序措施、一次集中爆破矿柱（或残余矿柱），强制或自然崩落围岩等措施处理采空区。对中厚以下矿体回采地段的采空区，除可采用上述采空区处理方式外，也可采用崩落顶板围岩或回填废石方式来处理采空区。此外，各类采空区处理后均应及时封闭采空区通道，以确保作业人员安全。 4.4.5 采矿方法主要技术经济指标 采矿方法主要技术经济指标见表4-5。 表4-5 采矿方法主要技术经济指标表 序号 指 标 名 称 单 位 大直径深孔 阶段采矿法 高分段空 场采矿法 切顶房 柱法 综 合 1 占矿量比例 55 30 15 2 采场综合生产能力 t/d 900 400 200 3 万吨掘进比 标m/万t 150 4 万吨采切比 标m/万t 90 130 145 110 5 采矿损失率 18 24 20 20 6 采矿废石混入率 废石含品位 22 14 14 18 7 采矿综合工班效率 t/Ⅰ班 65 26 18 8 主要设备台班效率 高风压潜孔钻机simba261 t/台班 1000～1100 中深孔凿岩台车 SimbaH1354 t/台班 650～800 高风压潜孔钻机 T-100 t/台班 200 中深孔凿岩机 TGZ-90 t/台班 150 4.5m3铲运机 TORO-400 t/台班 500 500 2m3铲运机WJD-2 t/台班 250 电耙ZDPJ-30 t/台班 70 9 主要材料吨矿单耗回采 炸药 0.337 非电雷管 发 0.18 火雷管 发 0.046 非电导爆管 m 1.735 导火线 m 0.1455 坑木 m3 0.000425 钻头 个 0.000132 钎钢 Kg 0.02515 合金片 G 1.09 轮胎 套 0.000204 液压油 Kg 0.00845 机油 Kg 0.0062 柴油 Kg 0.306 黄油 kg 0.0078 4.5 矿山生产能力 4.5.1 矿山工作制度 矿山采用连续工作制，每年工作330d，每天工作3P，每班工作8h。 4.5.2 矿山生产能力 “可研报告”论证并经专家审查确认矿山建设规模80104t/a比较适当。本设计根据矿床开采技术条件、可采矿石量以及推荐的采矿方法；对矿山建设规模经按中段可布有效矿块数计算、开采年下降速度、合理服务年限和新中段准备条件进行了详细的验证，验证过程分述如下 （1）按中段可布置的有效矿块数验证 ANKq/（1Z） 式中A中段日生产能力,t/d； N中段可布有效块数， 个； K矿块利用系数； q矿块生产能力，t/d； Z副产矿石率， 。 计算结果见表4-6。 表4-6 按中段可布有效矿块数计算生产能力表 中段 有效矿块数个 同时回采矿块数个 矿块生产能力t/d 副产矿石率 中段生产能力计算值t/d 大直径深孔阶段采矿法 高分段空场采矿法 切顶房柱 法 大直径深孔阶段采矿法 高分段空场采矿法 切顶房柱 法 大直径深孔阶段采矿法 高分段空场采矿法 切顶房柱 法 0m 7 2 2 1 400 200 10 1111 -60m 8 4 3 2 400 200 10 1777 -120m 5 3 2 2 1 1 900 400 200 10 2667 -180m 7 2 3 2 1 1 900 400 200 10 2667 -240m 7 3 3 2 1 1 900 400 200 10 2667 -300m 6 1 2 2 0 1 900 200 10 2222 由表可见，除0m和-60m中段需要双中段同时排产达产外，其余中段按单中段排产可满足（或基本满足）80104t/a（2424t/d）的建设规模要求。 （2）按年下降速度验证 按80104t/a建设规模计、全矿开采年平均下降速度约为10.2m；接近类似较先进矿山的开采指标；说明生产规模80104t是合理范围之内。 各中段年下降速度见表4-7。 表4-7 各中段年下降速度表 中段 段高 m 采出矿量 104t 服务年限 a 年下降速度 m/a 说明 0m 60 286.66 ①0m中段按单中段排产时，年下降速度偏大。 ②0m和-60m按双中段排产时，年下降速度见括号内数值。 -60m 60 409.79 -120m 60 426.38 5.33 11.3 -180m 60 495.74 6.20 9.7 -180m以上 240 1618.57 20.23 11.9 -180～-300m 120 1203.38 15.04 8.0 全矿平均 10.2 （3）按新中段准备时间验证 为了保证矿山正常持续生产，必须在回采的下部中段提前完成开拓探矿及采切等新中段准备工程。投产时，矿区提升、运输、通风、排水等主要系统已经形成；0m、-60m和-120m中段已被开拓或被部分开拓，其余新中段准备工程量按断面14m2折算，一般均小于7500自然m。由于-120m以下各中段的开拓及采切工程具备多头多面平行掘进的条件，平均按3个工作面同时作业，每个工作面平均月进尺110～130自然m，即可使新中段准备时间控制在1.6～1.9a之内。新中段准备时间远分别小于上述各中段的回采时间，故足可满足新中段衡接要求。 （4）按经济合理服务年限验证 按本设计范围内保有工业矿量及80104t/a的建设规模，矿山一期可服务20.23a，二期15.04a。符合同类矿山经济合理服务年限的要求。 综上计算和验证表明，80104t/a的建设规模在技术上可以达到，经济上也是合理的。 4.5.3 矿山服务年限 本设计一期开采60～-180m标高范围内保有地质矿量为1659.04104t；按80104t的矿山规模，并考虑采矿损失、贫化后矿山一期共可服务20.23a；其中投产期1a，达产期19a，过滤期1a（也即二期投产年）。 二期开采-180m标高以下，保有地质矿量1233.46104t,按80104t/a的矿山规模、并考虑采矿损失、贫化后矿山二期共可服务15.04a；其中过渡期1a达产14a，减产1a。 4.6 开拓运输 4.6.1 岩体错动范围 根据矿床开采技术条件和推荐采矿方法的特点，矿床开采后的地表错动范围按下列岩体错动角圈定上盘55、下盘60、侧翼70。 按开采到-120m和最终水平圈定的地表错动范围见矿区总体布置图N2533CS2-2。 本设计布置的主要开拓井筒出口均设在地表错动范围之外。 4.6.2 开拓方案选择 （1）开拓方式的确定 根据矿床具有理藏较深、储量较大、走向不长的特点，结合采矿方法和生产规模要求，设计确定采用分期开拓（见4.1节）和主、副竖井（箕斗主井、罐笼副井）集中布置和辅助斜坡道的开拓方式。 （2）主、副竖井位置选择 依据主井和选厂厂址合理的配合关系；可研中结合厂址对竖井布置主要进行了东、西部两个位置方案的比较 方案Ⅰ（西部竖井开拓方案）将主井和副井集中布置在矿区西端12线附近错动带之外，两井间距约100m。风井布置在矿区东端3线以东错动带之外。各井井口座标为主井Z井口202m、X井心611416m、Y井心596990m；副井Z井口180m、X井心611326m、Y井心597020m。风井Z井口205m、X井心610764.142m、 Y井心597845.858m。 方案Ⅱ（东部竖井开拓方案）将主井和副井集中布置在矿区东端7线附近错动带之外，两井间距约80余m。风井布置在矿区西端12线以西错动带之外。各井井口座标为主井Z井口290m、X井心10840m、Y井心98014m；副井Z井口290m、X井心10876m、Y井心98096m；风井Z井口190m、X井心11395m、Y井心97022m。 本设计根据可研对厂址及竖井位置方案的综合分析比较结果，进一步分析认为Ⅰ方案（西部方案）虽然存在坑内废石向地表陷坑排弃高差小和需要二次倒运、安全性较差，且主、副井地处砂岩和灰岩交汇区，掘井和建厂的工程、水文地质条件可能较Ⅱ方案差，以及与该方案相配套的西部尾矿库位于采选工业场地上方、安全隐患大等主要缺点；但该方案却具有开拓工程量较少和基建时间较短（约短3个月），以及具有结合厂址布置后其总投入较少和总费用现值较高等突出优点（配套西部尾矿库时、Ⅰ方案前期总投入和总费用现值分别较Ⅱ方案少2739.9104元和659.07104元；推荐配套尾矿库改用东部尾矿库时、前期总投入较Ⅱ方案少947.62104元、总费用现值较Ⅱ方案高776.37104元）。而Ⅱ方案则相反。鉴于矿山为加快基建，已将Ⅰ方案风井掘砌达45m标高，其主、副井井口也已平场。权衡利弊并结合业主要求，本设计对主、副井井位仍推荐采用Ⅰ方案（西部方案）。 需要指出该方案实施前、应进一步由工勘证实其厂址及井筒所处地段的工程和水文地质条件能适后建厂和掘井。此外，对配套尾矿库拟推荐东部尾矿库，否则，必须采取技经可行且更为可靠的安全措施。 （3）主、副井基建深度的确定 依据主、副井集中布置形式以及主、副井拟采用的提升方式（箕斗主井和罐笼副井）和各自担负的功能；结合分期开拓标高和-180m以下溜破系统的布置以及箕斗供矿和粉矿回收系统配置等要求，主井基建拟确定一次掘至-300m中段。据此，副井基建深度则有二种方案可供选择 方案Ⅰ（副井一次基建至-300m中段）该方案的主要特点是副井基建不分期，一次掘至-300m中段。从而能充分利用主、副井及主溜井集中布置的便利条件，使副井能就近连通-180m以下破碎硐室、箕斗供矿和粉矿回收道，联系方便。尤其是能就近利用副井提升主井井底的粉矿，使一期工程不需另设粉矿回收井及车场系统；也同时使-180m和-300m中段井底车场更为简单可靠。 方案Ⅱ（副井一期先基建至-180m中段）该方案主要特点是，副井分期基建，一期基建至-180m中段，后期续建至-300m中段。一期基建 时，需在井底车场重车道延长线适当部位从-180m～-300m标高另掘粉矿回收井和车场系统；并由粉矿回收井和联络道联系破碎硐室、箕斗供矿道及主井井底粉矿回收道，从而使联系距离加长。也使-180m和-300m中段（即粉矿井井口和井底标高）井底车场受到一定的干扰；系统布置也相对复杂。 两方案技术经济比较结果详见表4-8。 表4-8 副井基建深度比较表 序号 方案 可比项目 Ⅰ方案 副井一次基建至-300m中段 Ⅱ方案 副井一期先基建至-180m中段 ⅠⅡ 备注 1 方案主要特征 1无粉矿井和硐室及车场系统。联络道短。少粉矿提升。 2副井基建多掘120m从-210～-330m。 1基建期需掘粉矿井、硐室及车场系统。联络道长。多粉矿提升。2基建期少掘副井120m，但二期需续建副井120m。 （1）本表仅就主要可比项目进行比较。 2 可比投资 346104元4078m3 695104元（8493m3） -349104元 1 一期基建投资 346104元