某铁矿无底柱分段崩落法崩矿步距优化

针对某铁矿生产中矿石损失贫化严重的问题,以该铁矿为工程背景,通过室内相似材料放矿模拟试验,测得了其矿岩散体流动参数和沿进路方向放出体形态,得到了不同崩矿步距下矿石的贫损指标。试验结果表明,当崩矿步距为3.7～4.2m时,矿石贫损指标好。然后通过对不同崩矿步距的进路进行现场出矿跟班标定,统计了各出矿口矿石放出量及废石混入情况,结果表明,放出体高度一定时,崩矿步距越大,放出体形态越小,放矿截止时间推迟,可回收更多矿石。故推荐该铁矿崩步距优化值为4 m(2m+2m),矿山可取得较好的贫损指标。     

长安金矿无底柱分段崩落法首采中段损失贫化控制方法

长安金矿露天转入地下开采,采用无底柱分段崩落法,出现覆盖层形成困难的问题,且现场矿岩物理力学性质相似,较难区分,使得矿石损失贫化不易控制。为此,设计3种试验方案对3个分段在不同出矿量、不同贫化率条件下展开室内放矿试验研究,优选放矿方案并提出了量化控制方法。试验结果表明：方案1视在回收率和回贫差均高于方案2;其留下的矿石垫层厚度最大,且废石混入率、矿石贫化率均比方案2和方案3低,综合分析方案1为最优方案。首采分段出矿控制有利于保持矿岩界面均匀下降,能够有效缓解覆盖层厚度不足的问题。分析方案1第2分段可知,放出矿量控制在65%～70%时,可以有效地降低矿石贫化率;结合矿石当次品位和当次贫化率随放出矿量的变化关系式,提出了对放出矿量进行相应的量化控制从而有效地降低矿石损失贫化的方法。试验结果在长安金矿1 518、1 509、1 500 m等分段得到实践应用,效果良好,对类似矿山有一定的参考意义。     

顶底板均不稳固的古采区残矿回收实践

银硐子银多金属矿生产探矿过程中又遇到大量明清古采区,使得矿山开采技术条件更为困难。初步查明古采区位于矿体中部,上盘剩余矿体厚4~7m,下盘剩余矿体厚6~8m。为保证矿山经济效益和安全开采,设计采用下盘矿体与上盘矿体分采合出连续采矿法分两步回采古采区剩余矿体,具体方案为：首先,采用抛掷爆破方式将古采区下盘剩余矿体崩入古采区内;之后,崩落上盘剩余矿体和一部分上盘围岩覆盖在下盘崩落矿石上;采用截止品位放矿矿方式,将崩落的上盘围岩废石永久留在采空区内。该方案能充分利用矿山正常开采时的采准切割系统,在减少采切工程量的同时也避免了残矿回收与正常开采之间的互相干扰;人员不进入采空区,安全性好;上、下盘剩余矿体均可沿走向连续回采,生产效率高。试验采场应用期间,上盘矿体与上盘矿体分采合出连续采矿法采出古采区残矿资源量23000t,创造经济价值181万元,应用效果极好。     

出矿截止品位对放矿效果的影响

出矿截止品位是影响无底柱分段崩落法放矿效果的重要因素之一,为研究放矿效果,以单分段单进路无底柱分段崩落法放矿为研究对象,结合物理模拟试验,进行不同出矿截止品位下的放矿试验,揭示出矿截止品位对放出矿岩量、回收率和贫化率等放矿指标的影响特征.研究发现:在当前分段高度20 m、崩矿步距3 m的条件下,放出矿岩量超过2400 g后,正面废石混入,每放出1000 g矿岩,当次矿石品位下降约6％;放出矿岩量超过5500 g后,当次出矿品位达到75％,此时顶部废石开始混入,每放出1000 g矿岩,当次矿石品位下降约12％,在当前采场结构条件下,出矿截止品位每增加10％,贫化率和回收率分别降低3.2％、4.6％.随着出矿截止品位的增加,矿石量和回收量降低速度逐渐增加,放出废石量和贫化率降低速度逐渐减小;控制出矿截止品位可以改善放矿效果,降低矿石损失及贫化,矿山工作人员可以通过放出矿岩总量判断回采进路内矿石品位是否到达出矿截止品位.     

四方金矿矿石流动规律和矿块结构参数优化研究

针对四方金矿无底柱分段崩落法17m分段过高导致悬顶的问题,提出12.5m的低分段方案。通过端部放矿相似物理实验,结合椭球体放矿理论和数学回归分析,测定了反映四方金矿矿石流动规律的移动边界系数和移动迹线指数,分段高度为12.5m时,矿石放出体a轴长12.5m,b轴长4.0m,c轴长4.5m。在此基础上,根据矿石放出体大间距排列理论确定最佳进路间距为14m,根据放出体为前倾扁椭球体缺推导出崩矿步距与矿石回收率、贫化率之间的函数关系,构建回贫差计算模型,以回贫差评价矿石回收效果,确定最佳崩矿步距为3.1~3.3m。研究结果为矿山优化结构参数、避免悬顶事故提供了依据。     

某铁矿矿岩中含水量对放出体形态影响的试验研究

合理的采场结构参数和放矿管理可以取得较好的矿石贫损指标,矿岩放出体形态对采场结构参数优化调整及放矿管理尤为重要。为研究某铁矿矿岩中含水量与放出体形态的关系,在不同含水量条件下（含水量ω分别为0、4%和6%）,对取自该铁矿井下采场的矿岩材料进行了单体放矿物理相似模拟试验。结果表明：①沿进路方向,矿岩中含水量对放出体形态的影响较小,但随着含水量的增加,顶部矿石在放出矿石量中占比越来越大;②在垂直进路方向,当矿岩中不含水时,放出体形态接近椭圆,矿石放出效果好;ω=4%时,放出体下部偏“瘦”,表明侧面矿石放出困难;ω=6%时,放矿过程中多次出现矿石成拱堵塞现象,导致放出体形态异常;③降低矿岩散体中的含水量有利于无底柱分段崩落法爆堆中矿岩散体连续、顺利放出。     

陕西徐家沟铜矿破碎矿体出矿巷道间距研究

出矿巷道间距问题不同于一般的平行巷道间距问题,目的是在矿石回收率和出矿巷道稳定性间取得平衡。以陕西徐家沟铜矿破碎矿体为工程背景,联合利用放矿实验和FLAC3D数值模拟确定出矿巷道间距。根据椭球体放矿理论进行放矿实验并获得放出体形态参数;在此基础上通过数学回归得到放出体偏心率方程,放矿高度50 m时,放出体b轴长6.53 m,按照放出体高分段排列确定出矿巷道的理论间距为15.1 m。考虑到矿体破碎、采场顶板不稳,按照"本中段矿石尽量在本中段回收"的原则,选择10 m和12.5 m 2种间距进行FLAC3D数值模拟。结果表明:采用12.5 m的间距时,既能最大限度保证出矿巷道的稳定,又能提高矿石回收率。     

低品位厚大缓倾斜难采矿体采矿方法优化研究

某铁矿矿体属低品位厚大缓倾斜矿体,采用传统的VCR法开采时,顶板混入废石量大,采矿损失、贫化指标分别达24.5%、21.3%,底部出矿遗留矿石多。通过改善采场布置形式和优化参数,人造下盘出矿坡度,成功解决了高贫损难题,采矿、贫化指标分别降至12.1%、11.5%,实现了安全、高效、低贫损开采。     

无底柱分段崩落法低贫化放矿数值模拟

分析了无底柱分段崩落法现行截止品位放矿的缺点,提出了低贫化放矿管理方法。与前者相比,该方法的特点是以一个回采区域为统计目标,上部回采时有意识的预留矿石,最后在最低水平集中出矿,从而减少矿石贫化过程。该方法在确保总回收率不降低的条件下,可以显著减少矿石的贫化率。以某金矿为例,拟定了8种低贫化放矿方案,通过离散元数值模拟,以回贫差作为优劣指标,对各方案进行了比较,最终确定了上面两个分段采用20%的矿石贫化率放矿,底下分段采用0.5 g/t的截止品位出矿时,回采指标最优。     

梅山铁矿大结构参数下合理崩矿步距研究

针对梅山铁矿亟需确定的18 m×20 m结构参数下最优崩矿步距取值问题,分析了优选最优崩矿步距的数学分析方法,确定以端部放矿实验为手段来测定该结构参数下放出体的形态特征,并利用放出体的形态参数,以回贫差为目标函数,通过求极值的方法,计算最优的崩矿步距。理论计算表明,崩矿步距对矿石回收指标影响较大,崩矿步距为4.31~5.38 m时,更有利于矿石回收。实践表明,用数学分析法确定的最优崩矿步距对生产实际具有一定的指导作用。     

急倾斜薄矿脉无底柱分段崩落法结构参数优化

以金厂沟梁金矿18#矿体急倾斜薄矿脉为依托,利用物理仿真实验,测得倾斜边壁条件下,单漏口端部放矿放出体同时受到上下盘边壁和端壁的切割,放出体形态不规则且向端壁前倾和上盘偏斜;矿岩接触面形成的放出漏斗除受下盘边壁稍加切割外,整体呈现标准漏斗的1/4;废石在散体流动过程中主要沿上盘和端壁混入且下盘损失矿量较大。考虑改善散体的流动性能及降低矿石的损失贫化,设计了最佳出矿进路的布设位置,即应沿走向外壁紧挨下盘脉内布置,且尽量使出矿设备贴近矿体下盘出矿。基于揭示的散体流动规律,可将散体的流动在高度方向上分为自由降落区、过渡区和倾斜边壁控制区3个区段。遵循分段高度应控制在过渡区内的原则,结合现场凿岩设备的配套水平,确定了实际对应的最优分段高度应为12~14 m。最后应用数值模拟方法优化并得到了6 m是脉外运输巷道最小安全距离。该研究为急倾斜薄矿脉以及类似矿体的安全、高效开采提供了技术支撑。     

谦比西铜矿缓倾斜中厚破碎矿体分流出矿技术

缓倾斜中厚破碎矿体作为一种难采矿体,多年以来长期困扰采矿工程技术人员;而无底柱分段崩落法以其安全、高效和适应性强的优点,可以较好地适应该类型矿体的开采。但无底柱分段崩落法存在的下盘损失和贫化大问题,一直影响该采矿方法的应用效果。为解决该问题,以谦比希铜矿缓倾斜中厚破碎矿体开采为工程背景,依据随机介质放矿理论的放矿口分流效应,提出了双进路分流出矿技术方案。为了验证该方案的可行性,首先在实验室建立了放矿模型,根据进路的出矿顺序不同,设计了3种出矿方案。由实验结果可知：先从距离矿体较远的进路出矿,回采指标较好。基于实验室实验结果,在谦比希铜矿主采区西区408 m水平分段5#采场进行了工业试验,将回采率提高了9.34个百分点,贫化率降低了0.36个百分点,试验效果显著。     

某倾斜中厚矿体的留矿全面采矿法

华南某铜矿体由于断层的破坏被切割成矿块,倾角变缓使矿石不能正常自流,使用的留矿法无法实现自重放矿,同时在采场中形成的矿石悬拱增大了施工作业风险和矿石损失。针对这一问题,在留矿法的基础上提出了留矿全面采矿法,该方案综合了留矿法和全面法的特点,采用留矿法的采场结构、采准布置和全面法的搬运方式、顶板管理,克服了留矿法不能自重放矿的缺点,从而解决了放矿这一技术难题。经矿山生产实践表明:新方案使矿山生产能力提高14.3%,采准工程量降低40.8%,矿石损失率降低25%,贫化率降低16.7%,进一步实现了矿山高效开采和保障了采矿的作业安全,可为其他类似矿山的开采提供一定的参考和借鉴。     

三维矿岩崩落块度模拟技术在某铜矿中的应用

以钻孔和坑道调查获得的参数为样本, 通过建立矿岩地质块段模型, 应用区域化变量统计函数进行节理分布规律统计, 利用DIMINE自然崩落块度模拟系统软件, 实现了某铜矿首采区矿岩崩落块度大小和分布范围的模拟与预测。结果表明: 采区下盘岩体的块度最大, 略大于矿体, 上盘岩体的块度最小, 但三者的等效尺寸最大值比较接近, 在2.1~2.5 m之间变化; 形状系数分布差别不大, 主要集中在0.02~0.2之间, 形状以盘状和块状块体居多。     

颗粒级配对溜井放矿矿石混合特性的影响

将放出混合矿样的中值粒径(d₅₀)与放矿前初始中值粒径(d₅₀')的差值与d₅₀'的百分比定义为中值粒径偏析量(MDS), 并将其作为矿石混合特性的定量评价指标。以湖北金山店铁矿主溜井放矿过程为背景, 借助相似试验与数值模拟, 采用TFe品位在24.75%~59.21%的7种铁矿石, 以及粉矿含量为11%~19%对应的5种颗粒级配, 组成35种不同品位的矿石级配方案, 研究主溜井放矿过程中矿石的混合特性。结果表明: 相似试验与数值模拟所得结果吻合性较高;同一级配方案下, 不同品位矿石放矿计算得到中值粒径偏析量的变化趋势基本一致, 随着入井矿石品位升高, MDS均不断减小, 矿石混合均匀性越高;同一品位、不同级配下, 级配中粉矿含量占比不断增大, MDS表现为先减小后增大, 矿石混合情况首先变好逐渐变差;粉矿含量为13%对应级配方案下, MDS最小, 矿石混合情况最优;MDS能对溜井放矿过程中矿石的混合特性进行有效评价。     

放矿口尺寸对放矿效果的影响

无底柱分段崩落法是金属矿山地下开采应用较多的一种高效采矿方法，在覆盖岩层下进行放矿，矿石损失贫化大、回收效果差的问题非常突出。为了解决这一问题，国内外的大量研究集中在放矿理论、结构参数、覆盖层形成和出矿工艺等方面。无底柱分段崩落法放矿中，放矿口尺寸的大小对放矿效果有着显著的影响，是造成无底柱分段崩落法损失贫化大的一个不可忽视的因素。为了进一步研究放矿口高度和宽度对放出矿石量、废石混入的影响，采用单进路单分段 物理放矿模型，进行了12种不同放矿口尺寸的物理放矿实验。结果表明：适当扩大放矿口宽度或降低高度，会增加放出纯矿石量、提高矿石回收率、降低贫化率，且放矿口宽度小于5 m，高宽之比在0.7~1之间时，混入废石率较小。     

堑沟受矿空场采矿嗣后充填法在缓倾斜中厚矿体中的应用

在分析某矽卡岩型缓倾斜中厚矿体开采技术条件的基础上,提出堑沟受矿空场采矿嗣后充填法,并开展了采矿工业试验。结果表明,新型采矿方法矿石回收率为81.33%,贫化率为14.18%,采切比只有8.56 m/kt,炸药单耗为0.34 kg/t,技术经济指标较好。同时,通过在斗穿中安装减阻导流板,采用堑沟受矿方式,应用中深孔扩漏一次成形及孔底起爆技术,能有效提高放矿效率和生产能力,改善爆破效果。     

兰尖铁矿无底柱分段崩落法采场结构参数研究

以兰尖铁矿尖山矿区1 300 m标高以上挂帮中厚矿体为研究背景,对倾斜边界条件下的无底柱分段崩落法采场结构参数进行研究。根据实验相似原理和达孔量法,通过自制立体放矿模型进行室内放矿模拟实验,根据整理出的实验数据运用3Dmine矿业工程软件建立放出体模型,并结合下盘残留情况得到尖山矿区中厚挂帮矿体20 m分段高度结构参数下的最佳放矿步距为5.2 m,崩矿步距为4 m。