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1、矿井通风设计原始材料 矿山工作制度和生产能力4.1 矿山工作制度年工作330天，每天3班，每班8小时的工作制4.2 矿山生产能力确定本次设计的矿山出矿能力为1350t/d。4.3 东西部产量分配矿体在走向上虽然连续，但形状呈一哑铃状，由于矿体赋存西高东低，品位分布东高西低，为满足产量要求有必要也有可能分东西两部分进行开采。按公式：A/QAe/QeAw/Qw （41）进行估算取值得：东部产量Ae为24.75万t/a，西部产量AW为19.8万t/d式中：A总和年生产能力，44.55万t/a；Q-东西部可采矿量，684.63万t;Ae东部年生产能力；Aw西部年生产能力;Qe东部可采矿量374.83万
2、t；Qw西部可采矿量;309.81万t.4.4 矿山服务年限按上述产量安排可供地下开条的工业矿量可服务16年，投产到达时间为1年，达产时间为14年，减产时间为1年，尚有D级储量364.98万t经升级后可延长矿山服务年限，对一个中型矿山，上述服务年限仍在合理范围。4.5 矿山生产能力验证1、根据矿山开采年下降速度验证矿山生产能力按公式：A=k1k2E， （42）式中：A中段生产能力，t/a；v下降速度m/a；s中段矿体面积，m2；矿石体重，2.97t/m2；a 回收率，80%；贫化率，西部20%，东部15%；k1倾角影响系数，1；k2厚度影响系数，1.1；E地质影响系数，0.9，计算结果见表41
3、。表4-1 计算结果开采地段中段SVaK1K2EA中段设计生产能力设计下降速度mm2m/am3%t/at/am/a西部21241928202.97802011.10.91133789900017.4620644181202.97802011.10.924586619800016.1020045985202.97802011.10.935195319800011.2519444605202.97802011.10.927080219800014.6220045798202.97801511.10.932090124750015.43东部194412289202.97801511.10.96801
4、572475007.282、根据可布矿块数验证矿山生产能力按选定的分段凿岩阶段崩落采矿法的电耙底部结构方案（详见四种采矿方法图）,并结合东西部同时开采布置，在中段上由中央向两端退采的开采顺序，设计时根据东西部各中段的矿体赋存条件进行了矿块划分，并按下式计算各中段生产能力：A=， （43）式中：A中段生产能力，万t/a；N可布有效电耙道数；q电耙道的生产能力；k电耙通利用系数；E地质利用系数；T年工作天数；Z副产矿石百分比；m可布矿块数。计算结果见表42。表4-2 计算结果开采地段中段标高mNqkEtZA设计能力m个条t/a天%t/at/a西部2124491500.250.93308.96110
5、03099900020646191500.250.93308.9623228519800020046181500.250.93308.9622006019800019446171500.250.93308.96207835198000东部20047261500.250.93308.9631786524750019446211500.250.93308.962567372475003、按开采强度系数验证生产能力， （44）式中：中段生产能力，t/a；S中段矿体水平面积；开采强度系数，t/m2a；E地质影响系数.计算结果见表43表4-3 计算结果开采地段中段标高SEA设计能力mm2t/m2at/a
6、t/a西部21241928600.91041129900020644181600.922577419800020045985600.932319019800019444605600.9248670198000东部20045987600.9313092247500194412289600.96636062475004、按下中段开拓，采准时间验证生产能力矿山投产后西部2064m中段、东部2004m中段都只剩采准工程，1944m中段只剩开拓和采准工程，各中段允许的准备时间按下式计算：T=， （45）式中：T允许的准备时间;Q同采中段地质储量；回收率；E地质影响系数；K超前系数；贫化率；A2-日采中段
7、年产量。计算结果见表4-4 表4-4 计算结果开采地段中段标高QaEKAzTzmt%tA西部2064745049800.91.2201980002.8220041066525800.91.2201980004.0419441149085800.91.2201980004.35东部20041120298800.91.2152447503.2319942627883800.91.2152447507.58由计算结果看出留给下中段作准备的时间是较长的，按设计配备的设备和定员只要认真组织，完全有充足的时间完成下中段的开拓采准工作，持续生产是有保障的。5、按经济合理的矿山服务年限计算矿石年产量。A=t/
8、a， （46）式中： kz工业矿石总回收率取为80%;z工业矿石总贫化率，取为18.5%；Q矿工业储量，Q=684.63万t；T经济合理的矿山服务年限，年。矿山实际服务年限:T=t1+t2+t3计算矿山服务年限：T=t2+(t1+t3)，式中：t1矿山以投产到达产年限，t1=1年；矿山实际服务年限：T=t1+t2+t3，年;Y2矿山达产持续年限，t2=14年；t矿山末期减产至关闭年限，t3=1年.因此，矿山实际服务年T=16年，计算的矿山服务年限T=15年，所以矿石年产量A=44.802万t，即满足设计年产量44.55万t的要求。综上，矿山生产规模44.55万t/a，1350t/a（其中东部7
9、50t/d，西部600t/d）是可能的也是合理的。但由于坑内第一中段矿量比较少，矿体面积也较小，加之露天生产向坑内生产的过渡期也有一个适应过程，故在生产的第一年难以达到设计规模。因此建议：露天生产结束前加速开采，堆存储备一部分矿量，或外购一部分精矿以补充坑内生产初期量的不足。第五章 矿床开拓5.1 井田划分及地表移动范围的圈定5.1.1 井田划分该矿体走向长约500m，深度约为300m，从方便生产管理出发，并考虑到该矿现阶段勘探程度较为完备，设计用一个井田开采。该矿体没有河流、湖泊影响，也没有铁路干线穿过，划分为一个井田开采，基建时期投资相对较节省，在生产时期的经营费用相对较低。5.2 开拓方
10、法选择5.2.1 选择开拓方案时考虑的因素设计时所依据的地质条件、地表地形条件，开采的技术经济条件等在第三章已有较为详细的说明，因本采矿工程为露天接替工程，露天开采的边坡对地下开采会有影响，现作如下说明。该矿露天采场南西北三面环山，地形陡峻，采场处于谷坡之中。采场西边坡最高，最大采深达375m，采场边坡范围内出露五个工程地质岩组，南北东三边为碳酸盐岩坚硬岩组，岩组较完整。西部岩性组合复杂，岩体结构以软硬岩互层结构为主，扭裂带断裂如F5、F6等呈北西向贯穿西部边坡，加上有F32、F33北东组平移一逆断层切割F5、F6断层，还有R1“黑色破碎带”的插入，使其各体松散破碎，抗滑力弱，易坍塌，是造成西
11、边坡不稳定的主导因素。矿山在基建和生产中于1973年7月和1987年7月发生过两次滑坡。1991年至1998年对西边坡进行了加固，并采取疏干排水和减震爆破等措施，通过现场监测，露天边坡已基本稳定，对露天开采无大的影响。但二期地下开采，东西部同时进行，东部延伸到1884m水平，崩落范围增大，如不采取措施（崩落或制造缓冲层），将会严重影响地下开采。在露天开采阶段，最好既能够维持生产又能够进行地下开采的基建工作。东部采区地下开采的首采区段与露天开采应错开布置；西部首采区段2124m要在保证露天生产的前提下尽快投产，形成崩落漏斗，解放下部中段的矿体。因生产而产生的崩落滚石将危及地表公路运行，虽然将来坑
12、内生产将不再需要该条公路，但也需重新建一条矿山外部公路，以解决当地居民交通。5.2.2 开拓方法初选及期初步分析比较矿山开拓是矿山基本建设工程，其投资及施工期均占有相当大的比重，它是对矿山生产具有长远影响的矿山总体布置。考虑矿床开拓时必需符合这些原则：生产安全、开拓工程量少、投资省、经营费低、投产快、管理集中方便。平硐开拓适用于开采赋存在地表以上的矿体，它具有能充分利用矿石的自重溜放、便于通风、排水的优点，其多阶段出矿（岩），施工简单易行，而且建设速度快、投资省、成本低、管理方便。该矿根据体赋存的标高及原露天开采形成的交通运输系统及工业场地的位置，具有采用平硐溜井开拓的条件。根据开拓设计的一般
13、经验，当矿床有条件利用平硐开拓时，应优先采用；又据矿山要求，井下开采不使用无轨设备，不使用胶带运输机，因此排除了使用斜坡道开拓和使用斜井开拓的可能性；同时该矿体为露天开采，矿体赋存在地平面以上，也不宜采用竖井开拓法。经以上分析，本次设计采用平硐溜井开拓，矿石的运输是采用溜井下放，充分利用矿石自重，且溜井易于施工，投资者，成本较低。在辅助提升运输上，考虑采用基建工程量小，投资省，使用方便的中段电梯井方案与盲辅助竖井方案进行比较。5.2.3 开拓方法综合分析比较两方案不同部分简况如下：方案1：中段电梯井联系方案为解决各中段主要设备的运输，考虑各中段都接通地表运输线路，按照各中段矿石量中心位置，于矿
14、体下盘运输巷道分东西部布置电梯井，既作为上下中段间联系，又是中段与分段间提升运输，人员上下的通道。根据矿体情况，2124m与2064m间布置一条电梯井，2004m与2064m间东西各布置一条电梯井。采用该方案布置，需新增一条1884-2004m的主井风井，作为东部采区以及1944m中段的主要进风通道。电梯井方案布置灵活，便于采场运输,基建工程量小,投资省,且基建周期短,对于基建时间急迫的会东铅锌矿来说十分重要.方案2：盲辅助竖井方案矿山各中段均有平硐通地表，但矿山2064m1884m各中段辅助运输采用育竖井联系，竖井布置在矿体下盘，35井勘探线附近，既作为各中段人员、材料废石等运输，又可作为2
15、004m以下及至1944m中段设备的下放，且是矿山主要进风通道之一。2004m中段由于矿量少，开采周期短，采用电梯井与2064m中段联系。采用该布置方式，矿山坑下开采工业场地可集中布置在1884m坑口外，便于管理，且竖井提升 能力大、速度快，对矿山多中段生产辅助运输有利。除2064m中段外，各中段废石均可由本中段自行排弃。但盲竖井也存在基建工程量大，施工周期长，且设备利用率不高的缺点。根据两方案的可比部分工程量进行投资比较，详见开石系统方案比较表51。两方案均为平硐开拓，仅在辅助提升运输上的方案有所不同，因此在生产时期消耗成本比较接近，然方案1投资少、基建周期短、工程量小，而且因为大量采用电梯
16、井所以效率较高。经过分析比较，本次设计推荐采用中段电梯井方案作为开拓系统的辅助运输。详见开拓系统方案布置图。表51 开拓系统方案比较表序号项目名称育竖井方案1电梯井方案2工程量(m3)投资(万元)备 注工程是(m3)投资(万元)备 注一基建工程量1竖井及有关硐室7227.02332.442竖井车场2503.2687.61三中段车场3电梯井及有关硐室986.0641.41一条电梯井2958.18124.24三条电梯井4主通风井1371.9454.88合 计10716.34461.474330.12179.12二剩余工程量1竖井车场834.4229.20一中段车场2电梯井及有关硐室1972.128
17、2.83二条电梯井31944m主平坑2033.5067.11合 计29.204005.62149.93三设备及安装1电梯提升系统一套37.44三套112.32二条电梯井2罐笼提升系统一套95.23合 计132.67112.32四总计11550.76623.358335.74441.38五差额投资181.9705.3 开拓井巷设计5.3.1 开拓方案及开拓运输系统概述矿山布置有1884m、1944m、2004m、2064m、2124m五个运输中段，各中段均设坑口通地表。出矿主平硐设置在最低1884m标高，除2124m中段外，矿石通过布置于0勘探线下盘岩石中的主矿石溜井下放至1884m中段，再用电
18、机车运出地表卸入至选厂的索道粗碎矿仓。2124m中段矿石则由一条矿石溜井先下放到2064m中段，然后再转卸入至选厂的索道粗碎矿仓，废石下放2064m中段再转运至钟家沟废石场。而2004m以下，1944m及1884m中段则由中段平坑同样排弃到钟家沟废石场。人员、材料等的运输通过2004m中段与各中段间的电梯井联络。5.3.2 阶段高度一般说来，增大阶段高度可减少阶段数目，使开拓、采准、切割工程量及其总费用得以相应减小，而且在一个阶段中获得的储量较多，因而每吨采出矿石所分摊的开拓，采准和切割费用随之减少，因此本次设计考虑稍增加阶段高度。同时考虑到增加阶段高度会使采矿准备和回采工作中产生许多技术上的
19、困难，比如掘进很长的天井较为困难；在矿石和围岩不够稳固时，回采工作不安全，而且会使天井的掘进费用、材料和设备运送到采场的费用及运矿费用增加。结合该矿实际情况，据矿体赋存条件与产状，并对原有勘探巷道及其阶段高度进行分析，发现原定勘探高度大体合理，因此可利用原有阶段探矿巷道，将中段高度定为60m，设置1884m，1944m，2004m，2064m，2124m五个回采运输中段及2160m回风中段。5.3.3 主要井巷位置据该矿地形条件、地表运输条件及岩层情况，设置主要开拓工程位置，形式和装备如下：1884m为主平硐硐口座标；2004m中段主坑口座标；z=2006.00。主矿石溜井井筒井深180m，与
20、中间各中段通过分枝溜井联系卸矿硐室，主进风井井筒中心从1884m通到2004m，井深120m，贯通1884m至2004m各中段、车场回风井由1884m车场通达2064m标高，并与1944m，2004m各中段车场相通，井深180m，是车场装卸矿回风的通道。以上各天井、溜井均不支护，为圆形断面。西回风井由2004m中段通至2160m回风平巷，井深156m，圆形断面，不支护。5.3.4 井底车场型式选择地采分为东西部两个采区，受地形及已有工业场地的影响，2004m、1884m两个主要中段平坑坑口均置在矿体上盘，通过石门通达中段沿脉运输巷道。主矿石溜井布置在矿体下盘0#勘探线附近，除1884m中段尽头
21、式场装矿外，各中段都采用环形车场卸矿。东西部采区在各段矿体上下盘各布置有一条沿脉运输平巷，通过各采场装矿穿脉联系，构成环形运输系统。5.3.5 矿石、废石、人员、材料、设备的提升运输方法和系统给排水方式矿石溜井最高通至2064m中段，因此从2064m以下至1944m各段矿石均通过电机车运至主矿石溜井下放至1884m主平坑再运出地表，经索道运至选厂。而2124m中段，由于矿量少，在矿体下盘布置一条矿石溜井联通2064m中段，矿石经该溜井下放到2064m，再经电机车倒运卸入主矿石溜井。2004m中段以上废石，均通过布置在下盘运输巷道旁的区域废石溜井下放至2004m中段，然后用电机车运出废石排弃坑口
22、，卸入钟家沟废石场。1944m中段，1884m中段废石则均由本中段坑口运出，卸入废石场。人员、材料均由2004m中段入坑，通过下盘区域电梯井到达上、下各种段及采场工作面。而对于电机车等大型设备，在2064m、1944m均可由本中段进入，值得一提的是当开采下降至1944m中段时，需从矿山通粗碎车间的公路上侧1944m新开一条到矿体的平坑，以利人员、材料、设备的运输。坑内各中段均有坑口通地表，因此坑内排水采用平硐自流排水。5.3.6 硐室工程根据有关爆破安全规定，在2004m中段回风侧布置一爆破器材库，库容为2t炸药容量及相当使用期的起爆器材。2124m、2064m、2004m均没有采区变电所，2
23、124m与2064m相同，体积均为153m3，2004m为195m3，布置于有电梯井的上、下各中段的附近，均设置等候硐室，体积约124m3。在2004m中段还布置电机车修理硐室，体积615m3。调度室、凿岩机修理硐室及各中段风机硐室的具体位置见各中段平面图，工程量见基建工程量表。5.3.7 主要井巷的断面及其支护型式（参图52）主矿石溜井直径=3m，不支护。贮矿段=4m，混凝土及局部钢轨支护，支护厚度300mm.电梯井净断面2.12.1m，全混凝土支护，支护厚度250mm.单轨运输平巷支护率取40%，其中混凝土支护10%，支护厚度200mm，喷射混凝土支护30%，支护厚度100mm.双轨平巷考
24、虑全部混凝土支护，支护厚度200mm.5.3.8 井巷，硐室施工中可能遇到的特殊问题在矿体上盘有R1、R2两条黑色破碎带，矿区内含水断层有F3、F6、F12等，黑色碎带及含水破碎带的矿石、围岩松散破碎，属不稳定或极不稳定地质体，易片邦、冒顶、坍塌。在施工中遇到上述破碎带时应加强临时支护，防止大量冒落，用短段掘砌法进行永久支护，在贯通含水层时需先打超前钻放水，防止突然涌水，造成事故。5.4 基建工程量及进度计划5.4.1 基建工程量的确定基建工程量是指矿山基建开始到投产这一段时间所完成的井基工程量。1、基建范围本矿山开采特点是多中段同时投产，要求的基建中段较多。根据有色金属矿山投产时保有的三级矿
25、量标准，确定基建工程范围：2160m回风中段，2124m，2004m中段及1884m主平坑，以及相应的提升运输及通风系统工程和采场生探工程。2、基建工程量见坑内基建井巷工程量表523、投产时可保有的三级矿量和基建附产矿量完成上述基建工程后，矿山保有的三级矿量及保有期如下：开拓：168.49万t，保有期3.78a；采准：69.45万t，保有期，1.56a；备采：26.10万t，保有期70月，基建附产矿石是7.6万t。4、主要工程的施工顺序主要掘进工程是各中段运输巷道和进回风井、主矿石溜井。掘进时力求先形成通风系统和矿石运输系统，基本上按照先开拓再探矿，最后布置采切工程的顺序进行施工。各井巷的掘进
26、速度根据国内矿山的一般指标，并结合会东铅锌矿的具体情况确定。5.4.2 工建进度计划根据以上条件，编制基建进度计划表，见图52。表5-2 基建井巷工程量表序号项目支护形式断面M2长度工程量材料消耗净断面掘进MM3混凝土M3木材M3钢材kg一开拓工程：(一)2160回风中段 回风平巷不支70%5.125.22377.301969.512.36喷砼20%5.125.78107.80623.0831.21浇砼10%5.126.4753.90348.73223.44小 计539.002941.32257.01(二)2124m中段1单轨支输平巷(直道)不支60%5.235.35277.201483.02
27、30.49444喷砼30%5.235.81138.60805.2779.00222浇砼10%5.236.8146.20314.6272.53742单轨运输平巷(弯道)不支60%6.146.2694.20589.6910.36151喷砼30%6.146.7547.10317.9328.2675浇砼10%6.147.8115.70122.6226.06253双轨运输巷道喷砼10.2211.2255.00617.1054.45884交岔点(6个)浇砼1200.00252.005回风平巷不支60%5.235.35108.00577.8011.88173喷砼30%5.235.8154.00313.743
28、0.7886浇砼10%5.236.8118.00122.5828.26296卸矿硐室浇砼100.0025.0011007采区变电所浇砼6.50153.5635.007008等候硐室喷砼8.0062.0010.00250小 计868.506779.92694.083416(三)2064m中段1单轨运输平巷(直道)不支60%5.235.35593.343174.3765.27949喷砼30%5.235.81296.671723.65169.10475浇砼10%5.236.8198.89673.44155.261582单轨运输平巷(弯道)不支60%6.146.26117.60736.1812.941
29、88喷砼30%6.146.7550.80396.9035.2894浇砼10%6.147.8119.60153.0832.54313双轨运输巷道浇砼10.2212.7455.00700.70138.05884交岔点(8个)浇砼1600.00336.005采区变电所浇砼6.50153.5635.007006等候硐室喷砼16.00124.0020.00500721242064装矿硐室浇砼25.0012.003008主溜井卸矿硐室浇砼203.0083.0051979风井联道喷砼5.235.8180.00464.8045.60小 计1342.4010128.671140.038681(四)2004m中段
30、1单轨运输平巷(直道)不支60%5.235.35929.884974.86102.291488喷砼30%5.235.81464.942701.30265.02744浇砼10%5.236.81154.981055.41243.322482单轨运输平巷(弯道)不支60%6.146.26142.80893.9315.71228喷砼30%6.146.7571.40481.9542.84114浇砼10%6.147.8123.80185.8839.51383原有巷道刷大不支60%5.230.35365.76128.0240.23585喷砼30%5.230.81182.88148.13104.24293浇砼
31、10%5.231.8160.96110.3495.71984双轨运输巷道浇砼10.2212.74110.001401.40276.101765交岔点(17个)浇砼3400.00714.006采区变电所浇砼195.0050.007007等候硐室喷砼16.00124.0020.00500821242064装矿硐室浇砼75.0036.003009主溜井卸矿硐室浇砼203.0083.00519710风井联道喷砼5.235.8122.00127.8212.5411爆破器材库浇砼7.489.46119.15709.94169.53200012电机车修理硐室浇砼615.00138.00165013调度室浇砼
32、11.4015.003.2040.0011.0014凿岩机修理硐室喷砼11.4015.003.3057.5018.1015风机硐室浇砼5.8062.4711.39916风机硐室通道浇砼5.236.8126.20178.4241.134217西回风井喷砼7.077.07156.001102.70小 计2859.0518972.072529.6514410(五)1884m中段1单轨运输平巷不支60%8.078.22427.323512.5764.10684喷砼30%8.078.78213.661875.93151.70342浇砼10%8.0710.4271.22742.11167.371142双轨
33、运输巷道不支60%8.0710.7266.00707.529.9099喷30%10.6211.6133.00383.1331.6850浇砼10%10.6213.0011.00143.0025.85173风井联道浇砼8.0710.2546.81479.80102.00754主进风井不支7.077.07120.00838.645风电变电硐室浇砼5.0576.6118.513896主矿石溜井装矿硐室浇砼130.0040.00102177主矿石溜井及溜槽不支7.077.07238.001692.25211.19416948车场回风井不支3.143.14180.00565.209交岔点(2个)浇砼35.
34、05589.00112.0068小 计1447.1211735.77934.2953749开拓合计7056.0750557.755555.0780256二基建采切(一)2124中段采准1平巷工程1324.007387.00256.3015892竖向工程410.002187.40187.206489(二)2064中段采准1平巷工程1710.009443.8306.9020522竖向工程(1条电梯井)274.502131.60493.8015437(三)2004中段采准1平巷工程2323.2013319.002竖向工程(2条电梯井)667.703433.30474.302788采切合计6709.4
35、037902.10493.8026558三基建探矿848.002747.522212.3054913四总 计14613.4791207.377767.37335.47135169从图中可以看出，基建时间需三年，随着基建探矿及采切工作的开展，掘进工作队组应该相应增加，组织管理要求更加严格。影响基建进度的因素也增多，考虑到坑内投产则露天开采基本结束，为使坑内产量迅速衔接上，所以应早日开工建设矿山坑内工程，为露转坑争取时间上的主动。第六章 采矿方法6.1 采矿方法选择6.1.1 选择采矿方法的原则该矿具有开采价值的矿体不止一个，从整体上看，主要分布在东西两大部分，本设计按地采设计要求确定西部采矿为设
36、计专题，而东部采矿按开采条件推荐采矿方法。6.1.2 采矿方法选择1、矿床开采技术条件据矿床开采技术条件（见第三章第二节），设计认为以11线为界分东西部同时开采，利用913线之间的哑铃把作为缓冲地段，避开东西两部分同时开采的影响，这样既能充分发挥东西两部分矿体的作用又能做到了贫富兼采，既能充分利用地质资源的又能保证企业经济效益的长期稳定，同时可以达到使矿山及选厂生产能力的均衡。虽然东西部同时开采会对矿山生产管理带来一定困难，但仍是可以实现的。因此，设计以11线为界，分东西两部分同时开采。6.1.3 西部矿体采矿方法初选西部矿体V矿段属急倾斜厚矿体，矿体走向长度短，形态变化不大，矿石品位不高（锌
37、品位5.91%），矿体中等稳固，围岩大部分中稳到稳固，局部上盘围岩不稳固，地表允许塌落，按其地采规模要求，所用的采矿方法必须具有高效率、高强度、低成本的特点。根据以上条件列表初选采矿方法，见采矿方法初选表，表61。表61 采矿方法初选表序号主要的地质及开采技术条件较适合的采矿方法排除的采矿方法名 称特 征1地表允许崩落的可能允许崩落空场法、崩落法、充填法2矿石稳固性中等稳固充填法、崩落法、空场法3周岩稳固性中稳充填、崩落、空场4倾角及厚度倾角58o88o厚度8m66m分段、阶段矿房法，分层、分段、阶段崩落法，上向分层、阶段充填法单层崩落法、全面采矿法、房柱采矿法、留矿法5要求生产率高生产率有底柱水平深孔阶段崩落法、崩落法、空场法充填法、 分层崩落法6矿石品位较低分段崩落法有底柱阶段崩落法 充填法经列表初选结果为：1分段矿房法；2、阶段矿房法；3、分段崩落法；4、有底柱阶段崩落法；5、有底柱水平深孔阶段崩落法。方法1分段矿房法由于分段回采，可适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，既提高了矿柱的矿石回采率，又处理了采空区，从而为下分段回采创造了良好的条件；它的主要缺点是采准工作量大，每个分段都掘分段运输平巷、切割巷道、凿岩平巷等，而且分段矿房法要结合无轨设备的应用才能发挥其最大优越
