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采矿方法课程设计样本

采矿办法课程设计

学院：

专业：

姓名：

学号：

指引教师：

总论

一、目和规定

本课程设计是采矿与岩土工程专业教学工作中重要环节之一，目是使学生将本专业关于课程融会贯通，全面掌握采矿办法单体设计内容、环节和办法；学会查阅设计手册、定额手册、设计规范、安全规程和其她文献资料；培养学生运用所学知识分析和解决问题能力，并提高设计、计算和绘图能力。

本教学环节是将来毕业设计和论文工作预演。

学生应依照“课程设计命题书”所规定条件和“采矿办法课程设计大纲”所规定内容和规定进行设计。

课程设计由阐明书、大图、小图和表格等某些构成。

课程设计阐明书涉及采矿地质条件、采矿办法选取、矿块采准工作、回采计算、矿柱回采和采空区解决、采矿办法技术经济指标等章内容。

设计阐明书应用统一规定阐明书纸用钢笔腾写，腾写后装订成册。

封面采用学校统一设计（论文）封面，设计任务书装在第一页，另一方面为目录、正文、参照文献和道谢。

文字应精简、扼要、通顺，抄写整洁。

阐明书应附有必要插图（3-4张）。

采矿办法大图应用一号图纸按比例绘制，并应符合工程制图各项规定，图纸清晰、对的和美观。

学生应在规定期间内完毕设计所有内容，并参加答辩，指引教师依照设计者所作设计内容、质量、态度和答辩状况，按优、良、中、及格和不及格五级分制评估成绩。

二、设计任务书

由指引教师签字设计任务书是学生进行课程设计根据，每人一份，且不能雷同，设计任务书涉及如下内容：

1、矿石和矿床名称，矿床成因和类型；

2、设计生产能力；

3、矿体产状、厚度、倾角及其变化状况与规律，走向长度和埋藏深度；

4、矿石和围岩物理力学性质：

重要有稳固性、硬度、体重、松散系数、粘结性、自燃性、游离SiO2含量等；

5、品位，重要有用成分，伴生有用成分，矿石和围岩中品位含量；

6、水文地质条件；

6、地质构造和破坏、断层、节理和裂缝状况等；

7、地表价值和与否容许破坏等；

8、其她与设计关于资料；

9、参照书目。

三、课程设计题目

依照下列地质条件进行采矿办法课程设计

矿井年产量：

30万吨；

矿石名称：

铜矿；

矿床成因和类型：

中低温热液充填矿床；

矿体平均厚度：

15m；

矿体平均倾角：

80°；

矿体走向长度：

500；

矿体埋藏深度：

160~600m；

矿石围岩物理力学性质：

1．品位：

1.8~2.2%；

2．容重：

矿石3.14t/m3；围岩2.7t/m3；

3．围岩名称：

上盘：

灰岩；下盘：

白云岩；

4．稳固性：

矿石：

稳固；上盘围岩：

稳固；下盘围岩：

稳固；

5．结实性系数：

矿石10~12；上盘围岩：

12~14；下盘围岩：

12~14；

6．松散系数：

矿石1.53；上盘围岩：

1.6；下盘围岩：

1.6；

7．自燃性：

无；

8．粘结性：

无；

9．地质破坏及水文条件：

简朴；

10．其他附加条件：

无。

参照文献：

1．凿眼爆破；

2．矿井通风；

3．井巷工程；

4．金属矿山地下开采；

5．采矿设计手册。

设计学生：

班级：

；姓名：

；学号：

指引教师：

第一章矿床地质条件

某矿设计年产量为30万吨，属于小型地下矿山。

矿体为含铜矿，矿床类型和成由于中低温热液充填矿床。

矿体属于厚急倾斜矿体，平均厚度20m，倾角80°。

矿体沿走向较长，长度500m，埋藏深度160-600ｍ。

矿区水文地质条件简朴，地表陷落与否无规定。

矿石和围岩物理力学性质：

矿石品位高，价值大，其中Cu品位为1.8-2.2%，矿石容重为3.14t/m³，围岩容重为2.7t/m³。

矿体上盘围岩为灰岩，稳固，结实性系数f=12~14，松散系数1.6；下盘围岩为白云岩，稳固，结实性系数f=12~14，松散系数1.6；矿石稳固，结实性系数f=10~12，松散系数1.53。

矿石无自然性和无粘结性。

第二章采矿办法选取

2.1采矿办法初选

采矿办法选取合理、对的与否，将直接关系到公司经济效果及其成败。

矿床地质条件对采矿办法选取起控制作用，普通矿山依照矿体产状、矿石和围岩物理学力学条件就可以优选出2～3种采矿办法。

矿石和围岩f=10-15,属于稳定，可用采矿办法:

充填法、崩落法、空场法。

矿体倾角80°，属于急倾斜矿体，可用采矿办法：

分段崩落法、阶段崩落法、留矿采矿法、分段矿房法、阶段矿房法、上向分层充填法、分采充填采矿法。

矿体平均厚度15m，属于厚大矿体，可用采矿办法：

留矿采矿法、分段矿房法、上向分层充填法。

普通环保部门不容许地表被毁坏以及提高矿石回收率，充填法较适合，其她崩落采矿办法可以排除。

虽然地质资料有限，要尽量排除也许存在不利因素，不适当采用易引起地表塌陷办法；随着采矿对采矿工艺研究和更广泛应用，对矿山安全和环境更高规定，应注重对充填采矿办法推广，故采矿空区尽量予以充填。

充填法使用范畴广，但要注意考虑成本承受能力，综合考虑矿山效益。

通过采矿工艺和采矿机械进步，充填法工艺趋于成熟，成本可控性加强。

表2-1采矿办法初选表

项目

编号

重要采矿技术条件

按各种条件可以采用采矿办法

技术条件名称

技术条件特性

1

矿石稳固性

稳固（f=10~12）

充填法、空场法、崩落法

2

围岩稳固性

稳固（f=12~14）

充填法、空场法、崩落法

3

矿体倾角

80°

充填法、分段矿房法、留矿采矿法

4

矿体厚度

厚大矿体

充填法、全面法、房柱法

5

矿石比重

3.14t/m3

充填法、空场法、崩落法

综上所述，可以考虑较优采矿办法有：

分段矿房法、向上水平分层充填法。

2.2采矿办法比较

采矿办法对的合理选取与否，直接关系到矿体能否安全采出及矿山公司经济效益。

分段矿房法以分段为独立回采单元，灵活性大，围岩暴露较小，回采时间较小短。

充填采矿法最突出长处是矿石损失贫化小，并且应用水力充填和胶结充填技术，以及回采工作使用大功率无轨自行设备后，机械化上向分层充填法已进入高效率采矿办法行列，其合用范畴不断扩大，已由矿石品位高、价值高贵金属和稀有金属矿体扩大到品位较高、价值较大普通金属矿体，并且有进一步扩展趋势。

2.2.1分段矿办法

分段矿房法是在矿体垂直方向，在划分为若干段，在每个分段水平上布置矿房和矿柱，各分段采下矿石分别从各段出矿巷道运出。

分段矿房回采结束后，可及时回采本分段矿柱，并同步解决采空区。

（1）重要采准工程

如图2-1所示，从阶段运送巷道掘进斜坡道连接各个下盘分段运送平巷1，以便行驶无轨设备、无轨车辆（运送人员、设备和材料）；沿矿体走向每隔100米，掘进一条放矿溜井，通往各分段运送平巷。

在每个分段水平上，掘进下盘分段运送平巷1，在此巷道沿走向每隔10~12m，掘进运送横巷2，通到接近下盘堑沟平巷3，靠上盘接触面掘进凿岩平巷4。

图2-1分段矿房法

（2）重要切割工程

在矿房一侧掘进切割横巷6，联系凿岩平巷4和矿柱回采平巷5，从堑沟平巷3到分段矿房最高处，掘进切割天井9。

在切割巷道钻环形深孔，以切割天井为自由面，爆破后便形成切割槽（图2-1中Ⅰ-Ⅰ）。

（3）回采工作

从切割槽向矿房另一侧，进行回采。

在凿岩平巷中钻环形深孔，崩下矿石从装运巷道用铲运机运到分段运送平巷近来溜井，溜到阶段运送平巷装车运出（图2-1中Ⅱ-Ⅱ）。

当一种矿房回采完过后，及时回采间柱和斜顶住。

回采间柱深孔凿岩硐室，布置在切割巷道接近下盘侧部（图2-1中7）；回采斜顶住深孔凿岩硐室，开在矿柱回采平巷一侧（图2-1中8），相应于矿房中央部位。

间柱和斜顶住深孔布置如图2-1中Ⅲ-Ⅲ剖面所示。

回采矿柱顺序是：

先爆间柱并将崩下矿石放出，然后再爆顶柱，因受爆力抛掷作用，顶柱崩下矿石溜到堑沟放出。

矿石总回采率80%以上，贫化率不大。

沿走向每隔200m划为一种回采区段，每个区段有一种矿房正在进行回采，一种回采矿柱，一种切割。

使用铲运机出矿时，矿房日产量均为800t，矿房月产量达到2.5×10

t。

2.2.2上向分层充填采矿法

上向分层充填采矿法普通将矿块划分为矿房和矿柱，第一步回采矿房，第二步回采矿柱。

回采矿房时，自下向上水平分层，随工作面向上推动，逐渐充填采空区，并留出继续上采工作空间。

充填体维护两帮围岩，并作为上采工作平台。

崩落矿石落在充填体表面上，用机械办法将矿石运至溜井。

矿房回采到最上面分层时，进行接顶充填。

矿柱则在采完若干矿房或全阶段采完后，在进行回采。

图2-2上向分层间隔回采充填法

（1）重要采准工程

如图2-2所示，1斜坡道是凿岩台车和铲运机在不同分层间实现自由迅速移动重要通道，因需要布设必要管线电缆，且要考虑行人需要，因而，斜坡道应有一定规格规定，坡度应满足无轨设备最大爬坡能力规定。

5分段平巷布置是影响采准工程量和采准比重要因素，也是采准优化设计最值得研究探讨核心问题之一。

分段平巷到采场距离，应保证采场联系道坡度规定；采场联系道与分段平巷之间保证6m以上转弯半径，并使铲运机有一定直线铲装距离，在此前提下，尽量缩短采场联系道长度。

6采场联系道，每个分层均布置一条采场联系道，沟通采场和分段平巷。

其中，下向采场联系道从分段平巷用普通掘进办法形成，水平采场联系道则在向下采场联系道顶板上挑顶形成，而上向联系道则由水平联系道上挑形成。

挑顶崩落废石，可用来充填该采场联系道。

采场联系道布置在采场中央，以利于台车和铲运机作业，且采场开口阶段作业效率高，采场两侧边界易于控制。

采场充填时，用木板封闭采场联系道。

7充填井，为减少采准工程量，每两个采场共用一条通风充填上山。

充填井布置在两采场交界处、第二步回采矿房内。

在保证上盘岩体稳定、顶板安全条件下，通风充填上山尽量接近上盘布置，以改进采场通风效果。

9溜矿井，采用电耙出矿时，普通每个采场都要布置1~2个溜矿井，其溜矿井普通布置在脉内，随回采、充填工作进行，顺路架设。

采用铲运机出矿时，溜矿井普通布置在脉外，且几种采场共用一套溜矿井系统。

溜井底部由装矿平巷与主运送平巷相连。

8人行脱水井，为减少充填成本，提高分层充填效率，越来越多矿山使用PVC塑料脱水管滤水。

在塑料管上钻凿泄水孔，周边包裹两层砂布。

脱水管采用迅速活动接头，每分层充填前一方面接长脱水管。

脱滤水通过布置在采场底部水平管导入底盘沿脉平巷水沟。

（2）重要切割工程

在采场底部掘进切割巷道，向两侧扩帮形成拉底空间；为提高爆破效果，除拉底外，还应形成垂直方向上切割槽。

当整个拉底空间形成后，再砌筑钢筋混凝土底板，底板厚度为0.8～1.2米（如图2-3）。

到此切割工作室完毕，可进行正式，回采工作了。

图2-3钢筋混凝土底板构造

（3）回采工作

在凿岩爆破方面，上向分层充填法在大型机械化作业时得到较好应用，因此凿岩爆破普通采用台车爆破。

在通风通风方面，新鲜风流经斜坡道、分段平巷及采场联系道进入采场，经充填回风井，排入上阶段回风巷。

每次爆破，必要经充分通风（通风时间不少于40min）后，人员方能进入采场。

在采场顶板地压管理方面，采场爆破并通过有效通风排除炮烟后，安全人员操作采场服务台车，清理顶帮松石，如顶板矿岩异常破碎，经撬毛解决后，仍无法保证正常作业，可考虑其他顶板支护方式，如悬挂金属网，布置锚杆等。

第二步矿房回采，由于受相邻充填采场充填接顶不充分、充填质量难以保证、充填渗水等影响，矿岩稳固性比第一步矿柱采场要差，顶板安全管理任务更加繁重。

在出矿方面，普通采用铲运机，将崩落矿石卸入溜矿井，装车运出，提高出矿效率。

在充填方面，每分层出矿结束后，及时进行充填。

充填前应做好如下准备工作：

一是延长脱水管道，充填之前，一方面运用活动接头，延长脱水塑料管；

二是构筑与采场联系道间密闭墙；

三是接通采场充填管路，在延长脱水管道与构筑密闭墙同步，从上中段充填回风平巷，通过通风充填上山，往采场接通充填塑料管，并将充填塑料管用木质三脚架固定在恰本地方，以便采场均匀充填；

四是检查地表充填制备站与充填采场之间通讯系统；

五是检查充填线路，保证线路安全畅通，保证充填正常进行。

2.3两种方案重要经济技术指标比较

依照类似矿山经验和关于研究，可以作出如下经济方案比较：

表2-2采矿方案技术经济指标比较

项目名称

第一方案

上向水平充填法

第二方案

分段矿办法

1

矿块生产能力（t/d）

80~90

120

2

矿石损失率（%）

3~5

5.5

3

矿石贫化率（%）

4-7

10.7

4

安全条件

暴露在顶板下作业

暴露面积不大，

安全性较好

暴露面积较大，回采矿柱困难

5

采切比（%）

17.25

22

6

采矿设备与难易限度

需要大型机械

简朴

7

采准工作量

小

小

8

采矿成本

略高

低

9

材料消耗

水泥量大

人工矿柱

10

资料来源

某铜矿

某铜矿

11

回采安全性

安全

较安全

12

对地表影响

基本上无影响

也许塌陷

由以上分析可知，上向分层水平充填法和分段矿房法采矿总成本相差无几，回采进程都是小分层向上推动，安全性较好。

但是分段矿房法间柱回采困难，矿石贫化、损失大，底部漏斗采切工作复杂，矿块生产能力相对较小，且平场工作量大，积压矿量太大，影响资金周转。

上向分层水平充填法矿石贫化、损失小，故选用上向分层水平充填法作为本矿山采矿办法。

2.4构造和参数

沿矿体走向在同一阶段，将矿体划分50m长一块矿块，再将其分为20m和30m宽度矿房、矿柱相间布置。

采用两环节回采方式，即先采20m宽矿房，用尾砂进行胶结充填，作为矿柱回采保护体；在胶结充填体保护下再回采矿柱，用尾砂和废石进行非胶结充填。

相邻矿块间，亦先采矿房后采矿柱。

同步，相邻矿块间不留间柱，只在回采过程中用砼灌溉隔墙，以隔离矿体和充填料。

同步，为了充分地回收矿量，不留底柱，只在阶段运送平巷上浇1m~2m厚钢筋砼人工底柱。

重要构造参数如表2-3所示：

表2-3重要构造参数

项目

阶段高（m）

矿块长（m）

矿块厚（m）

分层高（m）

假底高（m）

参数

40

50

15

3

2

在充填时候，应预先在胶结充填体内构筑溜井、人行泄水井；非胶充填时，在矿柱两端顺路架设双格顺路天井，兼作放矿、人行及通风使用。

第三章矿块采准和切割工作

3.1采准巷道布置及断面规格

由于矿体上下盘都稳固，且矿体厚度15m，故将阶段运送平巷沿矿体走向布置在矿体下盘。

一方面，增强了运送平巷稳定性；另一方面，加强探矿工作。

充填井布置在矿体中部，兼顾采场两端充填工作。

在胶结充填矿房中央掘进双格先行人行充填天井，并接近下盘岩石边界，有助于探采结合；一格作为人行，另一格下放充填料。

在充填时候，在充填体内向上架设双格人行泄水井及放矿溜井。

在非胶充填矿柱两端布置两条双格顺路天井，供人行、出矿及通风使用。

以上天井布置方式满足一种采场至少有两个人行和通风安全出口规定。

采准巷道断面形状及规格尺寸，依照采矿办法、矿山生产能力以及通风规定进行选用。

阶段运送平巷布置在下盘，而围岩稳固，故采用三心拱断面以增大巷道断面运用率；由于围岩及矿石都稳固因此普通不支护以节约成本，只在破碎带、断层地带等不稳固地带加以支护，将充填井、顺路天井布置为矩形，溜井布置为圆形。

由于放矿时，矿石对充填体冲击很大，故采用厚度为300mm~500mm钢筋砼预制件进行支护。

详细规格见表3-1。

表3-1采准巷道断面形状及规格

采准巷道名称

尺寸（m×m）

形状

支护形式

阶段运送平巷

3.0×2.7

三心拱

不稳定地带支护

人行充填井

2.0×2.0

矩形

无

双格顺路天井

2.0×2.0

矩形

不稳定地带支护

人行泄水天井

1.5×1.5

矩形

不稳定地带支护

溜井

φ2.0

圆形

钢筋砼预制件

3.2采准与切割工作

采准工作有掘进阶段运送平巷、人行充填井、双格顺路天井、人行泄水井及溜井。

切割工作重要有掘进拉底巷道。

矿体厚度是15米，属于厚矿体，则沿矿体走向掘进阶段运送平巷。

掘进办法为普通凿岩爆破办法，掘进过程中，破碎地带虽然应用喷射机进行喷射砼支护，且在有必要地方进行用锚杆支护。

然后，掘进充填、行人双格天井。

其是采用吊罐法掘进，即由上阶段运送平巷，在矿块中间接近下盘，用潜孔钻机打下向深孔达本阶段拉底空间；再在上水平安设绞车，绞车上钢绳沿中心孔下放，钢绳下端吊挂一种吊罐；工人在吊罐上用普通气腿式凿岩机打上向孔掘进天井。

切割拉底工作比较复杂，关系着整个矿块回采安全性。

由于矿体很薄，故直接在阶段运送平巷内打上向浅孔，以运送平巷为自由面扩大到矿块底全断面，并在其上形成3m高拉底空间。

拉底空间形成后，在阶段运送平巷顶铺设2m厚钢筋砼作为人工假底。

假底中钢筋网度为300mm×300mm，主筋φ12mm，副筋φ8mm，设为双层，层距为1m。

同步，为了增长假底承载力，还在上下盘围岩中打2m长锚杆，将假底钢筋扎在锚杆上。

其他巷道均是在回采、充填时顺路架设。

3.3采准与切割工程量

由于本采准巷道都是布置在脉内，故副产矿量比较大，为3491.6t。

详细采准切害工程量如下表：

表3-2矿块采准切割工程量

工作项目

断面规格

（m×m）

数量

m

m3

1．阶段运送平巷

9

50

450

2．人行充填井

2.0×2.0

34×2

272

3、拉底空间

3.0×3.5

50

525

共计

168

1247

矿块矿量（kt）

Q=3.14×50×40×15/1000=94.2

长度采切比（m/kt）

1.8

体积采切比（m3/kt）

13.2

其中，采切比按长度计算公式为：

式中

——采切巷道长度，m；

——矿块采出量，kt;

代入数据得自然采切比：

取系数为1.15后得，采切比为1.8m/kt。

采切比按体积计算公式为

式中

——采切巷道体积，m；

——矿块采出量,kt；

代入数据得，

取系数为1.15后，得体积采切比为13.2m3/kt。

3.4采准与切割循环图表

依照采矿办法构成要素和各种采准切割巷道布置，选取各种巷道掘进平均先进水平速度编制了矿块采准切割进行表如下：

表3-3矿块采准切割工作进行图表

工作项目

工程量（米）

掘进速度（米/月）

完毕时间（月）

进行顺序（月）

0.20.40.60.8

运送平巷

50

200

0.25

人行充填井

74

400

0.20

拉底空间

50

200

0.25

由此表，可以看出矿块采切工程量较小，采切时间短。

采准与切割共耗时0.70个月

3.5采准切割成本

用下表形式计算一种矿块所需采准切割费用，并算出每吨矿石采准切割费用。

其中掘进单价是从关于手册和类似矿山选用。

表3-4矿块采准切割费用表

工程项目

工程量，m3

单价，元/m3

金额，元

1、阶段运送平巷

450

40

18000

2、人行充填井

272

60

16320

3、拉底空间

525

30

15750

共计

50070

采切成本（元/t）

0.53

第四章回采计算

4.1凿岩爆破

矿体和围岩f=10~12，属于结实岩石，凿岩爆破对的合理与否，将直接关系矿体能否成功采出，关系到矿山公司经济效益问题。

4.1.1凿岩设备及能力

依照矿体和围岩结实性系数、矿体厚度以及经济效益，选取选用YSP-45型凿岩机打上向浅孔，详细参数如下表4-1。

凿岩机台数：

式中n——凿岩机台数；

A——一工作循环内崩矿量，t；

q——每米炮孔崩落矿量，t/m；

P——凿岩机台班效率，m；

因此一种采场选用三台凿岩机，每台凿岩机配凿岩工人2名。

凿岩机钎头直径选取40mm，钎头形式选取一字柱齿，凿岩机年作业率为70%，台班效率为50m。

表4-1凿岩机械设备工作参数

项目

凿岩机数（台）

钎头直径（m）

钎头形式

凿岩机作业率（％）

台班效率（m）

炮孔深度（m）

参数

3

0.04

一字柱齿

70

50

0.5

4.1.2炸药及崩矿参数

用普通二号岩石炸药进行崩矿，采用半秒电雷管起爆方式。

爆破时注意：

炸药应妥善保管，最佳能保证在10℃～30℃温度范畴内，注意防火和灭火问题；存储期不超过8个月；保证爆破安全，电雷管起爆应特别注意防止早暴事件，防止静电、杂散电流、雷电激辐射电流等影响。

采用上向平行浅孔进行崩矿，为提高一次崩矿量，采用一次崩落整个矿房长度矿量。

同步，因上下盘围岩不稳固，故用一采一充方式，即一次崩矿石所有出完，及时进行充填。

崩落大块矿石在采场矿堆上及时进行破碎，增长放矿速度。

炮孔方式选取上向平行浅孔交错布置。

表4-2井下炮孔爆破单位炸药消耗量参照值

矿石结实性系数f

3～5

5～8

8～12

12～16

>16

单位炸药消耗量kg/m3

0.2～0.35

0.35～0.5

0.5～0.8

0.8～1.1

1.1～1．5

由于此矿石结实性系数f=10~12，则由表4-1取单位炸药消耗量q=0.8kg/m3，，代入数据后得Qh=6.912kg/m；

一次爆破装药量：

331.78kg；一次崩矿量：

2.8×3×18×3.5=529.2t。

预测装药爆破时间达4小时，即0.5个班。

4.2通风

全矿通风保证全天24小时不断，派专人看守，通风工作人员“三·八”制工作，矿井局部通风机依照详细状况调用。

由于采用上向水平分层充填法进行采矿属于无耙道型或硐室型采场，凿岩、充填、出矿等作业都在采场内进行，普通采用贯穿风流通风即可满足安全生产需要。

同步，本采矿办法满足一种采场有两个通风及安全出口，且采空区及时充填，通风效果比较好。

新鲜风流从本阶段运送平巷，经顺路架设放矿人行双格天井（干充矿房内）及泄水井（胶充矿柱内）到达采场清洗工作面，污风从充填人行井到达上阶段运送平巷，最后排到地表。

设一种回采进路需风量为qhrm3/s，则按排除炮烟计算工作面风量，依照“中南工业大学公式”：

式中：

L——采场长度，m；

S——采场过风断面积，m2；；

t——爆破后排烟通风时间，s，对采场普通取1200s-2400s；

N——采场中炮烟达到容许浓度时，风流互换倍数，实验得N=10-12，建议取大值。

依照上式，取N=10；t=1800s；又整个采场都为过风断面，则S=60平方米，L=30m ,代入得：

一种采场风量为10m3/s。

4.3出矿

回采崩落矿石，要从工作面搬运到运送水平，矿石运搬生产率决定着回采大小以及回采作业集中限度，因此尽量提高生产效率，减少生产费用。

依照矿体倾角80°，属于急倾斜矿体，可采用重力运搬和机械运搬，其中机械运搬分为电耙运搬、振动给矿机和输送机运搬与自行设备运搬。

4.3.1出矿设备

选用2DPJ-55型电耙出矿，该设备耙斗容积为0.5～0.6m3，耙运矿岩块度应不大于650mm，耙运距离不大于40m，台班生产能力达80～100t。

4.3.2出矿方式及能力

采用上述电耙在采场内多点不固定耙运矿石，设备随回采工作面得上升，不断变更，灵活轻便。

耙落矿石经布设在胶