1资源高效开采综合技术总报告.docx

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1资源高效开采综合技术总报告

鉴定报告之一

阿舍勒铜矿资源高效开采综合技术

研究总报告

1前言

新疆阿舍勒铜业股份有限公司地处新疆阿勒泰地区哈巴河县境内，距哈巴河县城28公里，距乌鲁木齐721公里。

阿舍勒铜矿位于阿尔泰山（中国境内段）南麓低山丘陵区，交通便利，环境优美。

公司于1999年8月经新疆维吾尔自治区人民政府批准设立，注册资金2.5亿元，是由福建省的紫金矿业集团股份公司（控股）、新疆有色金属工业（集团）公司、新疆地矿局等五家公司共同设立的股份有限公司，目前主要从事阿舍勒铜矿开发。

公司现有员工480人（2006年），其中大专及以上学历员工约占20%，中级以上职称56人。

阿舍勒铜矿是由新疆地矿局第四地质大队于1986年发现、1992年详细探明的一座大型有色金属矿床，该矿床属火山喷发——沉积成因的黄铁矿型铜、锌多金属矿床。

1998年8月经国土资源部审查批准的地质储量为：

铜金属量91.94万t，平均品位2.43%，伴生锌金属量40.83万t，平均品位1.08%，金18吨，银1174吨。

阿舍勒铜矿采选项目设计总投资5.48亿元。

矿山采矿以大直径深孔和中深孔阶段空场嗣后充填采矿法为主，部分不稳固的矿体采用分段分条和下向胶结充填采矿法，采用戈壁集料配少部分尾砂充填井下空区。

选矿工艺流程为：

两段全闭路破碎，两段闭路磨矿，铜、锌混合浮选，粗精矿再磨，经铜、锌分离浮选，锌、硫分离浮选后得铜精矿和锌精矿两种产品。

设计达产后年产铜精矿12.11万吨（含铜3.04万吨，锌精矿2.89万吨（含锌1.45万吨））。

矿山设计服务年限为29年。

阿舍勒铜矿项目于2002年4月份全面开工建设，同年8月被列入“自治区重点项目”，经过两年半时间的建设，矿山于2004年9月份建成并开始少量出矿，2005年生产铜金属量15000吨，锌金属量529吨，实现产值4.5亿元，利税总额超亿元。

矿山一期工程建设也基本完成。

矿山于2006年四季度基本达到4000t/d采选规模。

2006年共采出矿量116万t，生产铜金属量30018吨，锌金属量9400吨，实现销售收入产值13.8亿元，利税总额9.3亿元，全面超额完成董事会下达的生产经营目标任务。

公司已经成为阿勒泰地区企业的龙头，公司的优异业绩和良好的外部形象得到了各级党政和公司股东的高度赞誉和充分肯定，得到了社会各界的广泛认可。

阿舍勒铜矿的成功开发得到了各级领导和有关部门的高度重视和关心支持。

2002年6月和2005年6月，中央政治局常委、自治区党委书记王乐泉先后两次到矿区考察，对矿山建设进展和取得的成绩给予充分肯定，并欣然为公司题词“千周百折都过去，大干快上争朝夕。

”自治区领导司马义•铁力瓦尔地、艾思海提•克里木拜、刘怡、胡伟、符强，著名经济学家吴敬琏，中国地质科学院陈毓川院士等专家也先后到公司考察调研，对矿山开发进展和企业规范的运作管理机制予以高度赞赏。

公司始终奉行“企业、员工、社会协调发展”的价值观，坚持“以人为本、追求卓越”的经营理念。

公司的发展战略是立足阿舍勒铜矿开发，面向全疆矿产资源，依靠科技、管理与创新，把公司建成疆内著名的以矿业开发为主的、高技术含量、效益型、环保型矿业企业集团。

现在这一目标已基本实现。

2试验研究内容

2.1矿山地质及开采技术条件

2.1.1地质概况

阿舍勒铜矿是一座火山喷气沉积——变质热液叠加改造而形成的块状硫化物铜锌矿床。

矿区初步划分为9个矿化蚀变带，Ⅰ号蚀变带为矿区最主要的蚀变带，一号铜矿床即赋存于其中。

目前，除对Ⅰ号蚀变带进行过地质勘探工作外，其它蚀变矿化带地质工作程度很低。

一号铜矿床由两个矿体组成,并以Ⅰ号矿体为主，其铜金属量占矿床总储量的97.43%，是矿床中最主要的工业矿体。

Ⅰ号矿体赋存于阿舍勒组第二岩性中亚段的英安质沉凝灰岩、含砾沉凝灰岩上部。

矿体分布于18~17线间，总体形态为透镜状，呈隐伏~半隐伏状产出，地表有铁帽覆盖。

矿体形态严格受地层及向斜构造控制，与地层同步褶皱，为一东翼倒转，向北倾伏的紧密向斜。

其横断面呈“鱼钓”状，水平断面呈“镰刀”状；矿体总体呈南北向展布，走向长853m，枢纽倾伏长1260m，已控制长700m，埋深18~930m，最大垂深900m。

矿体西翼为正常翼，倾向东，倾角45º~55º；东翼倒转，亦倾向东，倾角较西翼陡，55~75º；向斜枢纽总体向北倾伏，倾伏角45~65º。

东翼平均厚度45m，西翼平均厚度20m，回转端厚度膨大，最厚可达80m。

矿体厚度变化系数77.87%，品位变化系数73.88%。

矿体未褶皱前顶板主要为下亚段的玄武熔岩层，底板为上亚段的英安质沉凝灰岩、含砾沉凝灰岩。

褶皱后，东翼顶板以英安质沉凝灰岩、含砾沉凝灰岩为主（多数地段已发生硫铁矿化，故硫铁矿层构成铜锌矿层的直接顶板）。

底板为玄武岩；西翼矿体和转折端附近矿体顶板仍以玄武岩为主。

底板则以英安质沉凝灰岩、含砾沉凝灰岩为主。

Ⅱ号矿体也产于中亚段的中上部，位于Ⅰ号矿体上盘并与倒转翼回转端部斜交，为次要矿体。

分布于1~20线间，控制长425m，倾向延深160~405m，矿体形态简单，呈板状，倾向东，倾角65º，矿体厚4~25m，以硫铁矿石为主，铜矿石少。

矿区断裂构造发育，蚀变破碎带及软弱夹层多见，多分布于矿床东西两侧，对一号矿床矿体影响不大。

初步设计首采地段之一的650~700m中段，有一糜棱岩带靠近矿体，且局部厚度较大，应注意其对采矿工程的影响。

一号矿床主要受层破碎带、构造裂隙密集带、蚀变破碎带及软弱夹层的影响。

矿区水文地质条件简单，正常涌水量为600m3/d左右，最大涌水量约1800m3/d。

已探明获批的矿床储量为：

铜：

B+C+D级：

矿石量3777.05万t，金属量919454,平均品位2.43%，其中：

共生锌：

B+C+D级，矿石量1468.49万t，金属量408333t，平均品位2.78%。

共生硫：

B+C+D级，矿石量：

3777.05万t，平均品位33.3%。

此外还伴生有金、银等金属，金品位0.48g/t，银31.08g/t。

单一硫：

B+C+D级：

矿石量3007.73万t，平均品位23.97%。

2.1.2矿床开采技术难点

1、开采的主要矿体为1#矿体，该矿体总体形态为透镜状，其横断面呈“鱼钩”状，水平断面呈“镰刀”状。

该矿体上部厚度较薄，走向长，往下延深，矿体厚度增大，走向长度变短。

在首采的550m中段，可供布置采场的矿体走向长度不到300m，在首采650m中段可供布置采场的矿体走向长度不到350m。

各中段可供布置的采场数量非常有限，使作业非常集中。

550m中段要求达到2500t/d生产能力，650m中段要求达到1500t/d生产能力，并且要使生产能力持续稳定，无论是技术上，还是生产组织管理上，难度都非常大。

2、矿体从稳固到极不稳固。

1#矿体在767m水平部分为粉矿，矿体极不稳固；在650m水平中段，矿体的稳固性极不均匀。

部分表现为相对稳固，巷道需要支护，部分为不稳固，局部极不稳固。

在上采区的700m和650m中段回风石门靠近矿体部位采用砼拱支护，因岩石破碎，砼拱压裂破坏现象较为严重，700、650中段和684、667分段的下盘沿脉，上盘回风巷超过2000m开拓成型巷道，全部都进行了锚网喷支护，并且在施工过程中还多次发生过塌方事故。

在550中段矿体稳固性相对较好，但节理发育，巷道工程需支护，局部存在软弱结构面。

因此，对于稳固性程度不同的矿体必须采用不同的采矿方法才能解决问题。

3、650~700m中段，在倒转翼上盘有一宽窄不一的糜棱岩带，该带破碎，其产状较矿体产状稍缓，向上延伸到750m标高附近逐渐与矿体相交，向下逐渐远离矿体并尖灭在600m标高以下。

尤其在700m标高最厚（在2线）可达50多米，且离矿体较近，因此对矿体和上盘围岩的稳定性影响较大。

由于该糜棱岩带的存在，对该带的矿体开采造成很大影响。

2.2岩石力学研究

2.2.1岩体稳定性分析的地层背景

矿山在一期工程完工后，将一期工程范围内的矿体划分为二个采区，即650m以上为上采区，650m~500m为下采区。

下采区以大直径深孔采矿法为主。

试验只针对下采区大直径深孔采场进行了岩石力学研究。

2.2.2采场的稳定性分析及结构参数优化

1）分析方法

采场的稳定性分析采用弹塑性有限元法。

为分析深孔采矿嗣后充填法矿体开采后，其围岩的受力状况，作了一个垂直矿体走向的计算剖面，其采场高度为100m，宽度为矿体平均厚度35m，矿体倾角70º；为进行采场结构参数的优化，沿矿体走向作了一个计算剖面，取一个矿段长度为105m，高100m，按采矿设计的回采步骤分三种情况（15m矿房，15m矿柱；18m矿房，12m矿柱；12m矿房，18m矿柱）模拟了开采过程，其中一步回采即矿房回采后采用胶结充填，二步回采即矿柱回采后用戈壁集料充填，每步同时开采两个采场，见模拟开挖示意图1-1。

计算中采用的岩体力学参数见表1-1。

地应力的大小及方向按垂直应力为上覆岩体的重量、水平应力为垂直应力的2.0倍考虑。

表1-1岩体强度参数表

岩石名称

容重

（t/m3）

单轴抗压

（MPa）

抗拉

（MPa）

E×104

（MPa）

µ

C

（MPa）

Φ

度

硫铁矿S

4.5

78.0

7.2

0.89

0.26

7~10

35~38

单铜矿CuS

4.62

81.0

7.8

0.95

0.25

8~11

36~38

铜锌矿ZnCu

4.59

120.0

11.8

1.1

0.21

8.5~13

38~41

玄武岩

2.9

77.0

10.6

0.7

0.31

9~11

37~39

英安斑岩

2.7

65.0

6.9

0.45

0.31

8~10

36~38

凝灰岩

2.6

79.4

7.5

0.70

0.30

8~10

36~38

胶结充填体

0.01

0.3

0.05

26

戈壁集料

0.009

0.35

0.02

20

2）计算结果

各种采场结构参数计算结果综合比较见表1-2。

表1-2三种采场参数位移应力比较表

矿房、矿柱尺寸（m）

15，15

18，12

12，18

矿柱塑性区

6个单元

4个单元

4个单元

矿柱拉应力区

3个单元

5个单元

3个单元

矿柱最大拉应力（MPa）

4.46

4.49

4.47

采场周边塑性区

相同

相同

较小

采场周边拉应力区

相同

相同

相同

采场周边最大拉应力（MPa）

2.58

2.53

2.65

计算结果表明：

①由于采场上盘的暴露面积较大，因矿体开采而引起的上盘塑性区较大，上盘约20m范围内出现拉应力，最大拉应力为0.61MPa，但未超过岩体的抗拉强度。

②三种条件下开采的最终结果相差不大。

其中，18m矿房、12m矿柱开采，矿柱内产生的拉应力最大，而且由于矿房的增大，需要的胶结充填量增加，造成采矿成本增高。

因此，此方案不作为推荐方案。

12m矿房、18m矿柱方案，矿体开采后矿柱及围岩的塑性区相对较小，但拉应力区均与15m矿房、15m矿柱的方案相同，但矿柱及围岩的拉应力值均较15m矿房、15m矿柱的方案大些。

结合采矿要求，在初步设计中将矿房、矿柱尺寸均缩小为12m，这对采场的稳定性更好。

③三种采场结构参数的方案，其矿房开采后，形成的临时矿柱的拉应力值均在4.5MPa左右，尽管没有超过表1-1中给出的岩体抗拉强度，但矿柱的受拉应力状态也应引起采矿的重视。

有限元的计算结果都是在现有的岩体力学参数及原岩应力场条件下得到的。

由于岩石力学性质试验取样的局限性和岩体结构面的复杂性，加上计算所需的岩体力学参数难以准确确定，因此，有限元计算得到的绝对数值（如位移等）可能与实际工程有出入，但相对的方案比较对设计有一定的参考价值。

2.3大直径深孔采矿综合技术研究

2.3.1首采中段矿体赋存特点及开采难点

2.3.1.1首采中段矿体赋存特点

下采区首采中段定为500m~550m中段，该中段矿体赋存特点为：

500m水平矿体厚30~75m，一般50~60m，矿体走向长260m。

550m水平矿体厚25~55m，一般50m左右，矿体走向长300m，矿体倾角55º~75º。

矿岩的稳固性中等偏强，但在下盘近矿软弱夹层和节理裂隙发育的局部地段不太稳固，在采用支护等措施后，对矿体开采影响不大。

2.3.1.2首采中段矿体开采的难点

由于矿体集中，走向短，又是采用充填采矿法，开采的难点主要表现为可供布置的采场数量、采矿强度和要达到的生产能力之间的矛盾。

为此，要求采矿技术先进，采矿强度高，生产组织管理科学合理。

该采区只有做到强采、强出、强充才能实现2500t/d生产能力的目的，且保持生产持续稳定。

2.3.2大直径深孔采矿矿房回采

2.3.2.1采场结构参数

根据矿体的赋存条件和岩石力学的研究结果，采场垂直矿体走向布置，采场宽为12m，高为中段高，一般为50m。

采场的长为矿体厚度。

2.3.2.2凿岩硐室的布置形式与支护

为了探索凿岩硐室的最佳布置形式，试生产初期在几个采场采用不同的布置形式。

50013#采场凿岩硐室的布置形式是：

在东端采场中央留矿柱，在西端沿采场长度方向在采场中央留1.8m宽条柱；50017#采场凿岩硐室的布置形式是：

留4~5×4~5m2的点柱；5009采场凿岩硐室的布置形式是在硐室两边留2×4.5m2的梳形矿柱。

凿岩设备为铜陵产T-150高风压环形潜孔钻机，外型尺寸长×宽×高为4350mm×1580mm×2360mm，工作高度3400mm，大孔直径165mm。

以上布置形式普遍存在的问题是采场炮孔布置不均匀。

由于凿岩设备宽约1.6m，凿岩时靠近矿柱或条柱的炮孔离矿壁至少在0.8m以上，而打偏斜孔时，又很难控制偏斜度，实际上，采场的凿岩爆破参数与设计的参数有很大出入。

留点柱的最大孔网参数达到5~6m，留条柱的排距也在3.4m以上，如果考虑施工误差和偏斜，则孔网参数更大。

这是造成采场大块和粉矿产生的主要原因之一。

另外，留点柱和沿长度方向留条柱的采场，会随着回采的进行，采场的安全性会越来越差，给装药爆破造成诸多不便。

综上所述，有必要对凿岩硐室的布置形式和矿柱尺寸大小进行规划，以便于生产管理，提高生产效率和安全性。

因此，在随后的生产中全部改用如图（图1-2）所示的凿岩硐室布置形式，凿岩硐室宽为13.6m，高为3.8m，长为采场的长度。

在硐室的两边留梳形矿柱，每6.4m留一条，矿柱大小为1.6~1.8m×5~5.3m。

凿岩硐室一般采用长锚索支护控制顶板，网度为2×2~3×3m2,锚固深度为12~15m，硐室的条柱周围采用亚光面爆破，并喷砼支

护。

该种硐室布置形式的优点是：

硐室内凿岩、装药爆破安全性好，凿岩时设备平行条柱，便于设备移动，炮孔布置均匀，由于采用垂直炮孔，便于控制炮孔的偏斜率，从而达到矿石破碎均匀，出矿效率提高，生产能力提高，生产成本降低的目的。

其缺点是凿岩硐室掘进时，开口多，测量放点多，条柱位置和大小控制严格，条柱要求采用亚光面爆破，技术要求较高。

优点是主要的，在生产中全面使用。

2.3.2.3切割槽的形成

由于矿体上盘带一定倾角，一般在60º~85º之间，因此，一般在采场靠上盘边界1/3左右处开始拉切割槽。

一方面有利于控制采场地压，另一方面，有利于减少采场的贫化。

尽量避免在破碎带附近拉切割槽。

在生产中打一个2×2m2的切割天井，以天井为自由面进行侧向爆破拉槽。

2.3.2.4大直径深孔凿岩爆破参数的优化

1）大直径深孔凿岩爆破参数的优化

由于矿体的稳固性属于中等，开凿的凿岩硐室必须要留条柱进行支撑，凿岩爆破参数除考虑矿岩的爆破性能外，还需要和怎样留条柱有机地结合起来进行考虑。

由于矿山规定爆破时单响药量要控制在500kg以内，目前，侧向崩矿单孔装药量在300kg以上，采场内没办法实行V型群孔联合爆破，这会对爆破效果产生不利影响。

因此，在设计采场爆破参数时，只能按单孔药包漏斗爆破机理来进行考虑。

每个炮孔爆破后形成的自由面在不断变化，每个炮孔爆破时动态抵抗线就会不同，尽量控制动态抵抗线在2.4~2.8m之间,这样就能基本保证破碎效果。

综上所述，结合考虑施工方面的因素：

参见图1-2（大直径深孔凿岩硐室与炮孔布置图）孔网参数设计为：

沿采场长度方向，每3.4m布置一排，中间一排炮孔向切割槽方向移动，超出其它炮孔1m，沿采场宽度方向布置5行炮孔，靠两侧的行间距为2.7m，中间2行的行间距为3.3m。

2）装药

孔内装双导爆索，孔口用双导爆管雷管起爆，起爆雷管分别装在两个不同的药包上，每孔装药量为360kg,设计炸药单耗为0.36kg/t。

3）该凿岩爆破参数的优点是：

（1）在施工过程中可操作性增强。

矿柱宽1.6~1.8m，凿岩设备宽1.58m，边孔距矿柱的最小间距0.8m，3.4m左右的排距在实践操作中是可行的。

实践操作中排间距尽量要控制在3.5m以内。

另外排距增大，可适当增加装药量来调整爆破效果。

（2）通过调整中间三行炮孔的布置，使得爆破时动态抵抗线和爆破方向发生了明显改善。

动态抵抗线一般在2.4~2.8之间，有利于改善矿石的破碎效果。

（3）所有炮孔为垂直炮孔，没有斜孔，便于凿岩时控制方位，减少炮孔偏斜，控制大块。

（4）如果以统一使用同样的工艺，则可以简化生产管理，提高生产效率。

（5）降低大块产出率，可减少二次炸药单耗。

同时，提高出矿效率，降低出矿成本和破矿费用。

缺点是硐室施工难度较大。

2.3.2.5采场底部结构

矿山初步设计推荐了平底底部结构形式，并在生产初期试用了这种结构形式。

在生产中发现这种布置形式存在如下缺点：

①装矿进路短，进路之间矿柱较小，矿柱破坏较多，装矿进路维护工作量大，给出矿工作造成安全威胁，降低了出矿效率。

②由于矿山没有遥控铲运机，矿房内残矿不能回收。

造成了残矿损失。

采场的底部结构设计需要考虑如下问题：

①矿山试生产期间出矿设备有2m3铲运机、装载机等多种装矿设备。

另外，考虑要购进6m3铲运机；

②矿山生产能力较大，下采区要达到2500t/d；

③矿体可供布置的采场数量有限，机动采场少；

④采场的矿岩稳固性为中等。

各种因素要求采场集中采矿，做到强采、强出、强充。

综合考虑以上因素，采场底部结构设计为中央平底堑沟、双侧装矿进路交错布置形式，见图1-3（采场底部结构布置方案图）。

出矿巷道和装矿进路的大小依所选出矿设备而定。

生产中下部采区出矿设备尽量选用6m3大型铲运机为主出矿，2m3铲运机辅助出矿。

下采区出矿能力要求达到2500t/d，采场平均出矿能力要求达到900t/d以上。

全部采用6m3铲运机，需要3台，其中一台备用。

双侧装矿进路交错布置形式的优点是：

①装矿进路间距较宽，达12~15m，有利于进路间矿柱稳定；

②有利于采场内2台出矿设备平行出矿，达到集中出矿，提高采场综合生产能力的目的。

③由于能实现集中出矿，有利于减少采场的回采时间，对提高采场的稳定性非常重要。

④采场内残矿少，矿石损失少，残矿损失一般少于1.5%。

2.3.3.大直径深孔采矿矿柱回采方案的研究

2.3.3.1采场结构参数

采场垂直矿体走向布置，采场宽为12m，高为中段高，一般为50m。

采场的长定为矿体厚度，一般为50m左右。

2.3.3.2矿柱凿岩硐室的布置形式及支护

1）凿岩硐室的布置原则

凿岩硐室的布置主要受矿岩稳固性、凿岩设备、炮孔的布置形式以及爆破方式与爆破参数的约束。

和矿房回采一样，爆破方式为单孔爆破，孔网参数为3m×3m~4m×4m。

由于矿柱的两边（或一边）为充填体，为保护充填体不受爆破破坏而造成充填体垮落，边孔距充填体需要有一定的距离，并且装药量要适当减少。

2）凿岩硐室布置形式Ⅰ

根据上述原则和要求，凿岩硐室的布置形式可采用如图1-4布置形式（矿柱回采凿岩硐室与炮孔布置图）。

在硐室的中央留矿柱，矿柱宽2~2.4m。

该种硐室布置的优点是：

硐室布置形式简单，施工方便，凿岩时设备移动方便，炮孔布置灵活，有利于控制爆破大块，提高出矿效率和生产能力，降低生产成本。

需要特别强调的是：

矿房充填时一定要接顶，要求接顶率达60%以上。

3）凿岩硐室布置形式Ⅱ

矿柱的凿岩硐室布置形式亦可采用矿房回采时凿岩硐室的布置形式，如图1-5所示。

在硐室的两边或一边留梳形条柱，硐室两边的充填体刷掉0.5m左右，便于凿岩。

4）凿岩硐室的支护

凿岩硐室的支护和矿房硐室支护形式相同。

2.3.3.切割槽的形成

拉槽方式和矿房回采的拉槽方式相同。

2.3.3.4矿柱大直径深孔凿岩爆破参数

1）孔网参数与炮孔布置

在设计采场爆破参数时，只能按单孔药包漏斗爆破机理来进行考虑。

每个炮孔爆破后形成的自由面在不断变化，每个炮孔爆破时动态抵抗线就会不同，尽量控制动态抵抗线在合理范围之内，这样就能基本保证破碎效果。

综上所述，结合考虑施工方面的因素，炮孔布置参见图1-4、图1-5（矿柱回采凿岩硐室与炮孔布置图）。

图1-4硐室布置形式的炮孔参数设计为：

沿采场长度走向，每3.2m布置一排，中间2排炮孔向切割方向移动，超出同排边孔1m，沿采场宽度方向布置4行炮孔，其行间距分别为2.3~3.4m（采场上部2.3m,底部3.4m）、4.2m和2.3m~3.4m（采场上部2.3m,底部3.4m）。

靠两边充填体的炮孔往充填体偏斜1~2º。

图1-5孔网参数设计为：

沿采场长度方向，每3.2~3.4m布置一排，沿采场宽度方向布置4行炮孔，其行间距分别为2.7m、3.4m和2.7m。

边孔距采场边界1.2m，所有炮孔为垂直孔。

2）装药结构

由于相对矿房来说，减少了一行炮孔，装药结构需要进行调整，装药量要适当增加。

中间两行炮孔单孔装药量为460kg左右。

两边炮孔单孔装药量在390kg左右。

孔内装两导爆索，孔口用双导爆管雷管起爆，起爆雷管分别装在两个不同的药包上。

炸药单耗为0.34kg/t左右。

2.3.3.5采场底部结构

矿柱回采的底部结构仍然设计为中央平底堑沟、双侧装矿进路交错布置形式，见图1-6（矿柱回采底部结构布置方案图）。

利用相邻矿房的凿岩巷道作为出矿穿脉，凿岩巷道内的残留矿石可回收利用。

利用相邻矿房的装矿进路作为矿柱的装矿进路，局部

位置可增加出矿进路。

出矿设备为2m3和6m3铲运机联合出矿，尽量集中出矿，提高采场综合生产能力，达到强采、强出、强充的目的。

采场内残矿少，矿石损失少，残矿损失一般小于1.5%。

2.3.4采空区充填

2.3.4.1矿房采空区充填

采场下部为下中段采场的直接顶板，因此，采空区底部8~10m，充填体强度要求达到4MPa以上，充填体灰砂比为1∶4；中下部采用灰砂比为1∶6的充填体充填10m高；中间13m左右采用灰砂比为1∶8的充填体充填，对应充填体强度R28为0.8~0.9MPa；中上部继续采用灰砂比为1∶6的充填体充填10m高；采场顶部是上中段的出矿底板，因此，采场顶部6m左右，充填体强度要求达到4MPa以上，充填体灰砂比为1∶4左右。

采场开始充填时，一次充填量不宜过大，分2~3次充填过充填挡墙，防止因压力过大造成充填挡墙垮落。

矿房空区在采场的一端悬挂一根Φ150mm左右波纹滤水管进行脱水。

2.3.4.2矿柱采空区充填

采场下部为下中段采场的直接顶板；因此，采空区底部8~10m，充填体强度要求达到4MPa以上；采场顶部是上中段的出矿底板，因此，采场顶板6m左右，充填体强度要达到4MPa以上，采区中间部分，采用非胶结充填。

对应的胶结充填灰砂比为1∶4，在采空区的上下盘各悬挂1根Φ150mm左右的波纹滤水管进行脱水。

2.3.4.3深孔采场强