2.2 地下开采设计

2.2.1 开拓系统选择

学习目标

比较竖井、斜坡道、平硐及组合开拓在深度、倾角、地形条件下的适用性
估算各方案开拓工程量与资本成本
选择使全矿运输与通风复杂度最小的开拓坐标

核心概念

术语	定义
竖井开拓	垂直或近垂直提升，通常 >400 m 深度经济性好，能力大、资本集中
斜坡道（Ramp）	倾斜巷道，卡车或胶带运输，倾角一般 <15%，深部运能受限
平硐	地表高于矿体最低点的水平洞口，可自流排水、部分自流运输
组合开拓	平硐+盲竖井等，降低主井深度与排水扬程
开拓强度	资本开拓米数/可采储量，衡量投资效率

参数与指标

参数	典型值	单位	说明
竖井经济深度	>400	m	更深通常优于卡车斜坡道
斜坡道最大纵坡	12–15	%	卡车爬坡极限
斜坡道宽度（40 t 车）	5.5–6.0	m	含排水沟
生产竖井直径	5.5–7.0	m	罐笼箕斗配置决定
开拓单价	3000–8000	元/m	围岩、支护、地区差异
提升能力	2000–6000	t/d	匹配峰值产量

公式

开拓成本： $C_{dev} = L \times A \times c_{m}$ （L 长度，A 断面，c_m 单位造价）
竖井提升能力： $Q = n \times P_{skip} \times (3600 / t_{cycle})$ t/h
斜坡道平均速度： $v_{avg} = f(grade\%)$ ，随纵坡递减

工具与标准

常用软件/仪器：Deswik、MineSched、Ventilation 网络初算表
相关标准：GB 16423（金属非金属地下矿山安全规程）；提升设备设计规范

操作步骤

标定矿体重心、倾角与地表设施约束
按深度与产量筛选竖井/斜坡道/平硐
布置候选井口/洞口坐标，最小化矿石水平运距
估算开拓工程量、工期、资本；计入通风与排水
NPV 比较含运营运输与能耗
确定主开拓与安全出口（法规双通道）

开拓系统比选流程

flowchart TD A[矿体几何与产量目标] --> B{地表高程条件} B -->|矿体最低点低于洞口| C[平硐可行] B -->|否| D{设计深度} D -->|小于350m且产量小| E[斜坡道开拓] D -->|大于400m或高产量| F[竖井开拓] C --> G[评估自流排水与运输] E --> H[校核纵坡与运能] F --> I[配置提升系统能力] G --> J[组合方案NPV比较] H --> J I --> J J --> K[选定主开拓与安全出口] K --> L[估算通风排水网络]

开拓方案适用边界

方案	深度	产量	地形	资本	运营特点
平硐	不限	中	洞口高于矿体	低	自流排水、自然通风
斜坡道	<350 m	<2000 t/d	灵活	中	卡车运输、灵活扩产
竖井	>400 m	>2000 t/d	灵活	高	大运能、低吨公里成本
平硐+盲竖井	深部	大	洞口高于矿体	中—高	缩短竖井深度

知识延伸

开拓方案一旦确定，全矿运营轨迹即被锁定，返工成本极高。浅部 <350 m、产量 <1500 t/d 的矿体，斜坡道常因资本灵活、无需大型提升系统而受中小矿山青睐；深部大产量矿体竖井在吨·公里成本与能力上占优。平硐不仅降低排水电费，还改善通风（自然通风压头），但受地形严格约束——矿体最低点必须低于洞口高程。

组合开拓体现系统思维：盲竖井+平硐可缩短竖井掘进深度 30–50%，缩短投资回收期。决策须同步考虑围岩渗透性与涌水量：1.2.3 CSAMT/ERT 低阻断层带预示竖井井颈涌水风险。与 2.2.4 通风耦合：单竖井进风、另一出口回风的网络拓扑影响风机选型。

方法比选勿仅用资本支出：卡车斜坡道深部爬坡油耗、轮胎与道路维护在 20 年 LOM 中可超越竖井电费。Whittle 地下模块或 Deswik 经济比较应含吨·公里、提升电费、通风与排水运营项。

常见误区

井口远离矿体 → 大量石门开拓
斜坡道纵坡过陡 → 长期运输瓶颈
平硐洞口低于潜水面无泵站设计
竖井方案低估马头门、水仓工程量

关联章节

1.2.3 大地电磁与电阻率 — 涌水与断层
2.2.4 通风设计 — 网络拓扑
2.3.2 岩体分级 — 围岩支护成本

自测要点

竖井与斜坡道开拓在深度与产量上的大致分界条件是什么？
平硐开拓除节省排水成本外，还有哪些系统级优势？

2.2.2 采矿方法选择

学习目标

用结构化决策树在空场法、充填法、崩落法间比选
定义各方法设计参数与标准作业程序（SOP）
计算截止品位与贫化敏感性，支撑方法经济比较

核心概念

术语	定义
空场采矿法	采后留下采空区，依赖围岩暂时自稳，包括全面法、房柱法、留矿法
留矿法	爆落矿石部分留存采场支撑围岩，待矿房稳定后自下而上放出
充填法	分步采矿并及时充填，控制地表沉陷与围岩变形
崩落法	强制或自然崩落顶板，底部放矿口出矿，产能大、贫化高
贫化	废石混入矿石流，直接降低入选品位与回收

参数与指标

参数	留矿法	充填法	崩落法
倾角要求	>55°	>40°（灵活）	>45°（优选）
RMR	>60	>40（有充填）	40–60
产能	中	低–中	很高
贫化	10–20%	5–15%	15–30%
地表沉陷	可能	很小	显著
运营成本	低	高（充填）	中

公式

采场体积： $V = L \times W \times H$
截止品位： $COG = (C_{m} + C_{p}) / (P_{m} \times \gamma_{\mathrm{m}})$
贫化率： $D = (W_{drawn} - W_{ore}) / W_{ore}$
崩落法产能： $Q = n_{points} \times q_{point}$

工具与标准

常用软件/仪器：Deswik Stope Optimizer、Mine24D、GEMCOM 经济比较表
相关标准：GB 50771（有色金属采矿设计规范）；企业采矿方法设计准则

操作步骤

输入矿体几何、品位、围岩 RMR、地表建筑物约束
按决策树初筛 1–2 种方法
对候选方法做采场尺寸、贫化、产能与成本模型
NPV/IRR 比较含充填、地表赔偿、选冶差异
确定方法并编写 SOP 与监测要求
与设计 CP/采矿工程师签字备案

方法选择决策树

flowchart TD A[矿体几何品位围岩RMR] --> B{地表沉陷约束?} B -->|禁止沉陷| C[充填法候选] B -->|允许沉陷| D{矿体倾角} B -->|中等约束| E[综合比选] D -->|大于55度| F{围岩RMR大于60?} D -->|40至55度| G[充填法或崩落法] D -->|小于40度| H[崩落法或房柱法] F -->|是| I[留矿法候选] F -->|否| C C --> J[校核充填强度与循环时间] I --> K[校核放矿控制与贫化] G --> L[NPV比较充填与崩落] H --> M[校核放矿点布置] J --> N[确定采矿方法] K --> N L --> N M --> N E --> N

知识延伸

采矿方法选择是地质—经济—安全的综合决策，而非单纯倾角查表。留矿法适用于陡倾厚大矿体、围岩中等以上稳定，但放矿控制决定成败：放矿过快围岩过早暴露，贫化骤升；过慢则产能不足。留矿率 30–40% 提供侧向约束，最终放矿阶段应在线品位监测，与 1.4.3 QA/QC 类似的品位跟踪文化至关重要。

充填法资本与运营成本最高，但在城市下方、重要水体或高价值脉矿中往往是唯一合规选择。胶结充填强度 0.5–1.5 MPa（28 d）即可作下一分层底板，但弱充填会导致隔月垮塌。充填材料来源（尾矿、废石、河砂）受环保约束，须与 5.7 尾矿统筹。循环时间（爆破—出矿—充填—养护）决定产能上限，常被管理层低估。

崩落法以规模换品位：大量低品位矿石经贫化后仍可能经济，前提是放矿点均匀、崩落体连续扩展。孤立放矿椭球体（IDZ）重叠不足导致「悬挂」与空气隙，存在空气冲击风险。首层崩落需足够废石覆盖层（5–8 m）以诱导连续崩落。地表沉陷盆地可预测但难消除，农地补偿与基础设施迁改须纳入 9.2 项目经济。

方法比选最终应回到边际品位与 NPV：同一矿体 RMR 45、Au 5 g/t 可能强制充填；RMR 65、Cu 0.4% 陡倾厚矿体可能优选留矿；大面积低品位铁矿则崩落。切勿因施工习惯排斥技术上更优方案。

常见误区

倾角够陡即用留矿，忽略围岩结构与矿体厚度
充填强度不足仍加快分层推进
崩落法放矿不均导致局部贫化不可挽回
方法比选不算全成本充填与沉陷赔偿

关联章节

2.3.2 岩体分级 — RMR 输入
2.2.3 支护设计 — 巷道与采场稳定
9.2.1 项目经济评价 — NPV 比选

自测要点

留矿法与崩落法在贫化机理与控制手段上有何本质区别？
何种场地约束几乎必然排除崩落法而转向充填法？

2.2.3 支护设计

学习目标

将 RMR 分级映射到巷道、交叉口、采场邦的支护体系
规定锚杆长度、间距、喷砼厚度与钢支架参数
制定拉拔试验与巡检频率，满足质量保证

核心概念

术语	定义
岩石加固	锚杆将表层岩块载荷传至深部稳定岩体
岩石支护	喷砼、网、钢架在锚杆间提供面支护
系统锚杆	按 RMR 与跨度确定的网格布置
拉拔试验	验证锚固力，通常 5% 数量，≥80% 设计承载力合格
交叉口加强	应力集中区加密锚杆或加厚喷砼

参数与指标

RMR 级别	RMR 范围	支护类型
I	81–100	局部锚杆或无衬砌
II	61–80	系统锚杆 Ø20 mm×2.4 m，1.5–2.0 m 网格，50 mm 喷砼
III	41–60	加密锚杆+网+100 mm 喷砼
IV–V	<40	钢支架（H 型钢/TH）+满喷+注浆

参数	典型值	单位	说明
锚杆直径	20–25	mm	树脂或水泥锚固
锚杆长度	2.4–3.0	m	随跨度与 RMR 调整
喷砼强度（28 d）	25–35	MPa	湿喷优先
钢架间距（IV 级）	0.8–1.2	m	交叉口加密
拉拔试验比例	5	%	记录粘结应力

公式

RMR：UCS、RQD、间距、条件、地下水五项评分 ± 结构面方位修正
锚杆所需承载力： $T_{bolt} \geq (\gamma \times H_{s} \times A_{tributary}) / n_{bolts}$
喷砼厚度：由 RMR—跨度图（Grimstad & Barton 等）查取

工具与标准

常用软件/仪器：RS2、Phase2、现场拉拔仪、超声波锚杆检测仪
相关标准：GB/T 50218；GB 50086（锚杆喷射混凝土支护规范）

操作步骤

每 50 m 及地质变化处测 RMR
查表确定支护类；细化锚杆、网、喷砼或钢架参数
工作面推进不得超过最后支护位置 2 m（企业标准）
一循环内完成支护；记录竣工图
5% 拉拔试验；不合格则补打或加长
重大构造或涌水点重新分级

巷道支护设计与实施流程

flowchart TD A[掘进揭露围岩] --> B[每50m测RMR] B --> C[查RMR支护表] C --> D{RMR级别} D -->|I至II| E[系统锚杆+喷砼] D -->|III| F[加密锚杆+钢筋网+厚喷砼] D -->|IV至V| G[钢支架+满喷+注浆] E --> H[一循环内完成支护] F --> H G --> H H --> I[5%锚杆拉拔试验] I --> J{合格?} J -->|否| K[补打或加长锚杆] K --> I J -->|是| L[更新支护竣工图] L --> M[地压监测反馈] M -->|RMR恶化| B

支护类型与适用条件

支护体系	RMR	锚杆	喷砼	钢架	服务年限
喷锚	II–III	Ø20×2.4 m	50–100 mm	无	巷道≥10 a
喷锚+网	III	加密	100 mm	无	主运输巷
钢架+喷砼	IV–V	辅助	150–200 mm	H型钢	交叉口/涌水区
可缩性支架	V	—	满喷	可缩 U 型钢	高应力区

知识延伸

支护设计是动态过程而非一次性图纸。RMR 在矿体接触带可能短距离跌落 20 分，必须触发支护升级而非「按设计图纸继续」。喷砼与围岩粘结在潮湿孔壁显著下降，应要求清孔、速凝剂与厚度分层喷射。钢架间距过稀会导致喷砼板屈曲，过密则缩小净断面、增加通风阻力。

采场邦与巷道支护需求不同：采场暴露面积大、服务时间短，可采用喷锚+监测；主运输巷道服务年限长，宜提高支护等级。与 2.3.4 地压监测联动：收敛计、应力计数据应反馈至支护参数，形成闭环。

拉拔试验失败处置须标准化：单点失败可补打；成片失败应停止掘进、复核 RMR 与锚固剂批次。地下涌水软化蚀变岩时，锚杆承载力时间衰减，应考虑可膨胀锚杆或注浆加固。

常见误区

宽采场邦直接套用巷道支护表
喷砼厚度达标但粘结试验未做
跳过拉拔试验直至冒顶
交叉口未加强支护

关联章节

2.3.2 岩体分级 — RMR/Q 计算
1.4.2 岩芯编录 — RQD 输入
2.3.4 地压监测 — 反馈支护设计

自测要点

RMR II 与 III 级巷道在锚杆密度与喷砼厚度上有何典型差异？
为何交叉口是支护设计必须单独加强的位置？

2.2.4 通风设计

学习目标

按爆破排烟、柴油设备、人员需求计算需风量
选择主风机工况点，效率目标 >70%
设计掘进工作面局部通风

核心概念

术语	定义
需风量	法规与作业需求的最大值，非平均值
通风网络	节点与分支，串联、并联与角联结构
风机工况点	风机特性曲线与网络阻力曲线交点
局部通风机	压入式或抽出式配合风筒服务于掘进面
爆破通风	爆破后稀释有害气体至安全浓度所需风量与时间

参数与指标

参数	典型值	单位	说明
炸药排烟风量	0.067	m³/s per kg	ANFO 炸药
柴油动力风量	0.063	m³/s per kW	运行设备装机功率
人员风量	3	m³/min·人	最低卫生要求
采场风速	0.25–4	m/s	粉尘与瓦斯稀释
主巷风速	0.5–6	m/s	过高增尘
风机效率目标	>70	%	设计工况点
局部风筒直径	600–800	mm	掘进面

公式

爆破风量： $Q_{b} = 0.067 \times W_{explosive}$ （kg）
柴油风量： $Q_{d} = 0.063 \times P_{diesel}$ （kW）
人员风量： $Q_{p} = n \times 3 / 60$ （m³/s）
设计风量： $Q_{design} = \max(Q_{b}, Q_{d}, Q_{p}, Q_{dust}, Q_{thermal})$
Atkinson 阻力： $R = (K \times S \times L) / A^{3}$ （网络模拟）

工具与标准

常用软件/仪器：Ventsim、MFIRE、风速仪、CO 监测仪
相关标准：GB 16423（地下矿山通风）；金属非金属矿通风安全标准

操作步骤

统计各中段柴油 kW、最大炸药量、峰值人数
分别计算风量需求，取最大值
建立网络模型，赋阻力与自然通风压头
选主风机，确认工况点位于稳定高效区
各掘进面配置局部风机与风筒，爆破后 30 min 内稀释达标
季度测风，调节风门与风窗

通风系统设计流程

flowchart TD A[统计各中段作业参数] --> B[计算爆破排烟风量] A --> C[计算柴油设备风量] A --> D[计算人员卫生风量] B --> E[取各准则最大值] C --> E D --> E E --> F[建立通风网络模型] F --> G[赋分支阻力与自然风压] G --> H[选择主风机] H --> I{工况点在高效区?} I -->|否| J[调整风门或风机型号] J --> H I -->|是| K[配置掘进面局部通风] K --> L[爆破后30min稀释验证] L --> M[季度测风与调节]

风量准则对照

准则	计算公式	控制场景
爆破排烟	$Q = 0.067 \times W（kg）$	爆破后有害气体稀释
柴油动力	$Q = 0.063 \times P（kW）$	柴油铲运机/卡车主导
人员卫生	Q = 3 m³/min·人	人员密集检修
粉尘稀释	按产尘强度	凿岩/破碎点
热害	按散热计算	深部高温矿床

知识延伸

地下通风是「生命线系统」，设计错误会导致慢性 CO 中毒或爆破后通风不足。现代矿山柴油设备占比高时，人员风量准则往往不再是控制因素，柴油 kW 准则主导。忽略角联分支会导致部分工作面「抢风」——网络解算应识别并设置调节设施。

海拔与气温改变空气密度，风机性能需换算；高原矿山常需加大风机转速或口径。与 2.2.1 开拓关联：进回风井布置决定网络复杂度；单进风井+多出口可有效分区通风。崩落法采场漏风严重，需密闭挡墙与监测 CO₂。

节能方向：变频主风机、需求侧管理（减少同时运行柴油设备）、余热回收。通风成本可占地下矿电费 30–40%，在设计阶段做多方案比较，而非仅满足最低法规风量。

常见误区

按人员风量设计而柴油 fleet 主导实际需求
角联分支无调节风门 → 工作面欠风
局部风机过大但风筒漏风严重 → 有效风量不足
高海拔未校正风机密度

关联章节

2.2.1 开拓系统选择 — 进回风井布置
3.1 炸药与起爆 — 爆破有害气体
7.2 安全管理 — 通风安全规程

自测要点

为何设计风量取各准则最大值而非加和？
角联通风为何容易导致部分巷道风量不稳定？