无底柱分段崩落法不贫化放矿
金属矿床采矿方法归纳
采矿方法要点归纳一、空场采矿法适用于开采水平、微倾斜、缓倾斜的矿体。
其采矿法不仅能开采薄矿体,更适合于开采厚矿体和极厚矿体。
特征:将矿块划分为规则的矿房和矿柱,并根据矿体的厚度及采矿设备、技术条件的不同,选用浅孔、中深孔或深孔落矿方案进行矿房的回采,因而有浅孔房柱和中深孔房柱之分。
1.浅孔房柱采矿法(1)主要适用于矿石和围岩稳固与较稳固的矿体。
(2)矿体倾角30°以下。
(3)矿体厚度小于8-10m。
(4)价值不高或品位较低的矿石。
2.中深孔房柱采矿法(1)矿石稳固和中等稳固。
当顶板围岩稳固或中等稳固时,采用不切顶或不预控顶;当顶板不太稳固或局部不稳固时,可采用切顶与预控顶;(2)矿体倾角≤30°;(3)厚度≤6-8m的矿体,采用不切顶房柱法;厚度8-10m的矿体,可采用浅孔切顶房柱法;厚度11-12m的矿体;可采用中深孔切顶房柱法;(4)顶板接触面平整,可采用不切顶房柱法;顶板接触面不平整,可采用切顶房柱法;(5)使用于低品位、价值低、凿岩性较好的矿石中。
二、全面采矿法适用于开采矿石围岩均较稳固,矿体厚度小于5-7m的水平至缓倾斜矿体;也适合于开采矿体底板起伏较大或矿体厚度变化较大以及矿石品味不均匀的矿体。
1.普通全面采矿法(又称全面采矿法)(1)一般要求矿岩中等稳固以上;顶板的暴露面积应大于200-500m;(2)矿体倾角≤30°;(3)矿体厚度在5-7m以下,国内大部分矿山开采1.5-3.0m的矿体;(4)一般矿体产状较稳固;(5)该法留有采场内矿柱,最好在贫矿中应用。
2.留矿全面采矿法(1)矿石和顶板岩石为稳固或中等稳固;矿石不粘结,不自然;(2)矿体倾角由缓倾斜到倾斜(即26°-55°),以倾斜矿体为主;(3)厚度由薄至中厚的矿体,以薄矿体为主;(4)可用于形态较复杂,厚度和品位变化较大,以及底板沿走向和倾斜均有起伏的不稳定矿体。
三、浅孔留矿采矿法适用于开采矿石中等稳固和围岩稳固的急倾斜矿体,并要求矿石无自燃性、氧化性,破碎后不易再结块。
浅析无底柱分段崩落采矿法矿石贫化、损失的原因及对策
分 段崩 落采 矿法重 要 的经 济指 标之一 , 因此 , 十 分 应
注 重对 贫化 、 损失 两项 指标 的管 理 。
2 矿 石 的 贫 化 及 损 失
再则 , 由于矿体 底板 倾 角小 , 落矿后 很 容易 混入
底 板 围岩 , 果 想减 少 矿 石 的损 失 , 会 造成 贫 化 , 如 就 同 样在顶 板部 分也 会产 生该 情况 。
这 两 种 原 因所 引 起 的 。
采 准设 计 时 没 有考 虑 矿 体 的 整个 形 态 , 有 做 没 到 上 中下 3 水 平 的采矿 进路 形 成菱 形 结 构布 置 。 个
() 6 生产 管理 不合 理 、 出矿不 匀 时引起 矿石 的贫
化、 损失 。在 废石覆 盖 下 出矿时 , 出到一定 数量 的纯 矿 石后 , 石 逐 步混 入 , 化 开 始逐 渐 增 大 ; 废 贫 当达 到 出矿 截止 品位 时应 停 止 出矿 , 否则 会 加 大贫 化 。同 时, 加强 对爆 破人 员技 术和 责任 的管 理 , 破效 果 如 爆 不好 , 容量 产 生 大块 多 , 成 出矿 困难 , 会 引起 爆 造 还 破事故, 如拒 爆 、 破立 墙 和 悬顶 等 等 事 故 , 些 都 爆 这
李 金 财
( 江 漓 铁 集 团公 司 东 西矿 ) 浙
摘
要: 分析 了无底 柱分段 崩 落采矿 方法造 成矿 石 贫化损 失 的原 因 , 出了降低 贫化损 失 的对 提
策 , 高 了采矿 管理 水平 , 少 了矿 石 的损 失程 度 。 提 减
关 键词 : 无底 柱 ; 贫化 损 失 ; 回采过 程 ; 理 定位 合
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无底柱分段崩落采矿法的损失、贫化问题探讨
定的工业品位 ) 时才停止放矿 , 而且反复每个步距 都是如此 , 其工艺是上部残留下部 回收 , 前一步距残 留, 后一步距 回收, 由于每个 步距所放 的矿量并不 但 大。 而每次都有一定量的废石混入 , 因此 总体而言 , 就造成 了矿石贫化大的缺点. 2 使用截止品位放矿 , ) 很难具体把握放出矿石 的截止品位 , 也就是说没有一个很明显的放矿标准. 而 目 国内对出矿 品位 的获得 , 前 主要是依靠取样进 行化学分析 , 这种方法速度慢 , 而放矿周期又短 , 出 矿品位变化大.这样 , 取样化验满足不了现场生产 的要求. 以, 所 在实际生产中, 通常不得不依靠 出矿 工人和工程技术人员的经验 , 根据放出矿石 的颜色、 比重 和块度 等情况 的变 化 , 肉眼或 感 觉来 识 别 矿 用 石 的贫化程度, 这样准确度很难保证. 对于放矿损失及贫化 的问题 , 现在有许多相关 的研究 , 些 研究普 遍 提 出 的是 “ 贫 化 放 矿 ” 这 无 .其 总的特点亦是 “ 上部残 留, 部 回收 , 下 前一 步距残 留, 下一步距 回收” 但与截止 品位放矿最大不 同在 , 于其放矿停止的标准是 当覆岩正常达到放矿 口时, 就立即停止放矿 , 其放出的全部是矿石, 因此残留体
1 放矿过程中椭圆球体的存在 , ) 使得放矿过程 中多种残留体 的存在 , 如脊 部残 留体 、 正面残 留体 等. 更严重的是在放矿过程中, 当放 出一定量( 矿量 的3 % ~ 0 之后开始有废石混入 , 5 4 %) 产生贫化 , 并 且贫化随着放 出矿石量增 大而增大 , 从而放出矿石 品位越来越低.当使用 截止 品位放矿 时, 即当放矿 品位到截止品位( 矿石和一定量废石混合后达到一
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总第 17期 5 20 0 7年 8月
大参数多分段并行无贫化放矿的无底柱分段崩落法
摘 要 :大 参 数 多 分 段 并 行 无 贫 化 放 矿 的 无 底 柱 分 段 崩 落 法 ,是 当 前 崩 落 法 先 进 理论 和 技 术 以及 工 艺 的 综 合 。 其 特 点 是 大 的结 构参 数 、无 贫 化 放 矿 和多 分 段 并 行 回 采 ,这 三 项 技 术 综 合 同 时 采 用 ,会 取 得
最 佳 的 技 术 经 济 效 果 :矿 石 损 失 贫 化 小 ,生 产 能 力 大 ,采 矿 成 本 低 等 。 因 此 ,只 要 能 满 足 其 使 用 条 件 ,
应 大 力 推 广 该 无 底 柱 分 段 崩 落 法 ,以 实 现 安 全 高效 的 目标 。 关键词 : 参数 大 无贫化放矿 多 分 段 并 行 回采 计 算 机 模 拟 文 章 编 号 :1 0 — 4 5 (0 6 7 0 6 4 0 4 0 1 2 0 )0 —0 4 —0 中 图 分 类 号 :T 8 3 3 D 5. 1 文献标识码 : B
法 ,特 别是 铁矿 山 ,用 该法 采 出 的铁 矿石 约 占总采 出量 的 8 。 目前矿 石 损 失 率 为 2 ~ 2 ,贫 5 0 5 化率 为 2 ~3 。 0 0 矿 石损 失与 贫化 两者一 般是 具有 联系 和制约 的
1 m增 至 2 m;小 官 庄 铁 矿 分 段 高度 由 1 m 增 至 5 0 2
ty’ S ou put utd r t 。c own t ha ge o he pr duc . S ft t a on to s pe m it d, we s ul r he c r ft o e o i he na ur lc diin i r te ho d t y
Ab t a t sr c :Th i a a t r a d mu t s b e t n o u lv l c v n t o t o tsl p l w o e b g p r me e n l卜 u s c i f s b e e a i g me h d wi u i i o c m— o h l l bn s t eCa i g meh d wi h d a c d t e r t n e h i.I sc a a t rsi r i g rs r c u a a i e h v n t o t t e a v n e h o e i a d t c n c t h r c e itca e bg e tu t r l — h c p r me e s n i t d o e d a n n t— s b e t n p r l lmi i g Ad p ig t e e t c n c a h a a t r 。u d l e r r wi g a d mu i u s c i a a l n n . u o e o t h s e h i t t e s me n t i ,i c n g tt e b s c n mi a d t c n c lr s ls a d wi e u e t e o e Sl s ,i r v h n u — me t a e h e te o o c n e h ia e u t n l r d c h r ’ o s mp o e t e i d s l
地采系列知识 -无底柱分段崩落采矿法
一、无底柱分段崩落采矿法地特点:、将矿块划分为分段,在分段进路中进行落矿、出矿等回采作业,不需要开掘专用地出矿底部结构.、崩落矿石在崩落围岩覆盖下放出.二、无底柱分段崩落采矿法地主要方案:、常用地分段高度为~,通过斜坡道、设备井、电梯井与各分段地联络巷道相联系.、分段联络巷道一般位于矿体下盘,通常每隔左右掘进一条回采进路,上下分段地回采进路采用菱形布置.文档来自于网络搜索、在进路地端部开切割槽,以切割槽为自由面用中深孔或深孔挤压爆破后退回采,每次爆破~排炮孔,崩落矿石在崩落地覆盖岩石下,从进路地端部用铲运机、装岩机等出矿设备运到放矿溜井.文档来自于网络搜索、在上一分段退采到一定距离后,便可开始进行下一分段地回采.、此方法掘进回采进路、钻凿炮孔、出矿可以在同一矿块地不同分段同时进行.三、矿块结构参数:、阶段高度:阶段高度一般为~,无底柱分段崩落法与阶段高度地制约关系不太大,在实际开采中可按一般地开采原则选择阶段高度.文档来自于网络搜索、分段高度:分段高度主要受设备能力地限制,目前国内地分段高度一般采用~,为了减少采准工程量,在凿岩设备能力允许地条件下,可适当加大分段高度.文档来自于网络搜索、进路间距:在分段高度确定后,便可根据放矿理论,使其损失、贫化指标最佳地原则来确定进路间距.、进路地规格和形状:回采进路地规格和形状对出矿工作有很大影响,在保证巷道顶板和眉线稳固地条件下,需从以下方面加以考虑:文档来自于网络搜索a.进路宽度应尽可能大,以增大放出体地宽度,提高矿石回收率和便于出矿设备运行.b.进路地高度在满足凿岩设备及通风管道布置地要求时,应尽可能低,以减少残留在进路正面地矿石损失.c.进路地顶板以平顶为好,以便矿石能均匀地在全宽上放出,若顶板呈拱形,矿石将集中在拱顶部放出,容易造成废石提前流出.文档来自于网络搜索d.国内常用地进路宽度为~, 高度为.四、采准与切割(一)采准工作矿块地划分与放矿溜井地布置无底柱分段崩落法矿块地划分,一般以一个放矿溜井所服务地范围划分为一个矿块.放矿溜井地布置一般根据设备地性能而定.其间距为:使用汽动装运机时,间距一般为~;使用柴油驱动地铲运机时,其间距一般为~ .文档来自于网络搜索、分段联络道地布置分段联络道一般布置在下盘脉外~处.也有地矿山根据其具体条件,将联络道布置在矿体地上盘.联络道布置在脉内,虽然可以减少采准工程量,但当回采到交叉口时,要将交叉口外地炮孔同次进行爆破,造成崩矿步距太大,增大了矿石损失,因而一般不宜采用.文档来自于网络搜索、进路地布置各分段进路均采用菱形交错布置,其布置方法一般根据矿体地厚度来布置进路:.矿体地厚度小于~时,一般沿矿体走向布置进路.b.矿体厚度大于~时,采用垂直矿体走向布置进路.垂直矿体走向布置进路,可较好地控制矿体,并且可提高矿石地回收率.文档来自于网络搜索、采准比:是指每千吨采出量与所进行地采准工程量进米地比值.其计算单位m无底柱分段崩落法采准比一般为~左右.由于进路断面大,采准副产矿石所占比重达~% .文档来自于网络搜索(二)切割工作切割工作地主要任务就是为矿石地回采创造爆破自由面.其切割方法一般采用如下拉槽法:、多进路联合拉槽法:是采用多条进路以一个切割天井为自由面,在切割巷道中钻凿上向平行深孔,逐次爆破扩大后形成切割槽.文档来自于网络搜索这种拉槽法地优点是:可少掘切割天井,减少了采准工程量.缺点是:随着拉槽范围地扩大,切割槽形成地质量将逐渐降低,因此,一个切割天井地服务范围不能过大.、单进路切割天井、切割巷道拉槽法:在单进路中以切割天井为自由面,从切割巷道中钻凿上向平行深孔,逐次爆破后形成切割槽.文档来自于网络搜索、单进路深孔爆破拉槽法:这种方法不开掘切割天井和切割巷道,以进路为自由面,用逐渐增大扇形孔前倾角地方法拉槽.文档来自于网络搜索五、回采落矿)采用单机或双机采矿钻车及潜孔钻机,钻凿中深孔.)提高炮孔钻凿质量,控制炮孔深度,防止炮孔偏斜.a.孔深误差应小于±m.b.炮孔偏斜角误差应小于±о.c.孔底距误差不超过±m.d.要建立和健全炮孔验收制度,不合格地炮孔要及时补孔,补孔后仍然需要再次进行验收.)炮孔一般采用扇形布置,分段高度为~m时,扇形孔地深度一般为~m.孔深与分段高度和进路间距有关,二者数值越大,则孔深越大.文档来自于网络搜索)设定炮孔边孔角一般为○~○,边孔角过小时,部分崩落矿岩因不能流动而得不到松散,影响以后步距地爆破效果.文档来自于网络搜索)最小抵抗线地确定:a.孔径~mm时,最小抵抗线为~m;b.孔径为~mm时,最小抵抗~m.6)每次爆破~排炮孔,合理地崩矿步距应当是使损失贫化指标最佳.)炮孔密集系数m值地合理选取,对爆破地破碎效果起到重要作用,选取m值偏小时,炮孔之间容易贯通,形成预裂面而使爆破能量过早释放,影响破碎质量.加大m值可使爆破作用时间加长,充分利用爆破能量提高破碎质量.文档来自于网络搜索)炸药消耗量根据矿石地性质而定,正常选择范围为:一次炸药消耗量为~二次炸药消耗量为~)装药工作普遍采用气动装药器.a.在装药过程中要控制好孔口部分地装药量,对保护眉线有重要作用(如眉线遭到破坏将直接影响放矿时地矿石质量).文档来自于网络搜索b.炮孔容易发生变形地地段,可采用预先装药地方法.c.炮破后出现立槽、悬顶及隔墙等现象是无底柱分段崩落法常见地故障.为此,要根据具体地条件选择合理地凿岩、爆破参数,在排间、孔间采用微差爆破,严格执行炮孔验收及补孔管理制度,提高凿岩和装药质量.文档来自于网络搜索)常用气动装运机、柴油驱动及电动铲运机出矿.国内还有一些中小型矿山采用轨道装岩机出矿.)每台出矿设备一般服务~条进路.)无底柱分段崩落法因矿石与废石多面接触,每爆破一次都要发生一次贫化过程,因此,贫化率较大.为此,需加强如下出矿管理工作:文档来自于网络搜索a.当回收率达到一定程度后,继续放矿时回收率增长很慢,而贫化率却增长较快,由于出矿设备效率高,及时截止放矿是十分重要地.文档来自于网络搜索b.出矿时要注意全断面均匀铲装矿石,及时处理各种故障保证矿石流动畅通,以提高矿石回收率,降低贫化率.通风)无底柱分段崩落法地工作面是独头巷道,无法采用贯穿风流通风,随着柴油驱动设备地大量使用,废气地污染使工作面通风问题更为突出.文档来自于网络搜索)当工作面靠近地表时,塌陷区往往与地表贯通,使通风管理更为复杂,为此,通风问题是无底柱分段崩落法存在地一个尚未彻底解决地问题.文档来自于网络搜索六、覆盖岩层、无底柱分段崩落法中地覆盖岩层,不但起着缓冲围岩冒落时冲击气浪地危害作用,而且也提供挤压爆破条件防止矿石抛散在采空区,保证正常出矿.文档来自于网络搜索、无底柱分段崩落法要求覆盖岩层及时充满采空区.、覆盖岩层地形成可利用自然崩落或强制崩落.在国外需要强制放顶地矿山,一般先用其它地采矿方法开采,如强制崩落法、阶段矿房法等,然后转为无底柱分段崩落法,此时采用一般地空区处理方法就可以形成覆盖岩层.文档来自于网络搜索、有些矿山在开采围岩不能及时冒落地盲矿体时,投产初期就直接采用无底柱分段崩落法开采,其形成覆盖岩层地主要方法有两种:文档来自于网络搜索a.一种是集中放顶,此法按无底柱分段崩落法地布置,开采~个分段,但此时由于没有覆盖岩层而在空场下出矿,一部分抛在空区地矿石暂时不能运出,当顶板达到一定地暴露面积,空场内又有足够地补偿空间时,便可以集中放顶.文档来自于网络搜索b.另一种放顶方法是边采边放,此法是开掘一系列与回采进路相平行地放顶巷道,在放顶巷道中钻凿上向扇形放顶深孔,与回采炮孔分次逐排爆破形成覆盖岩层.文档来自于网络搜索c.开采倾斜矿体时,已形成地覆盖岩层会丢失在下盘,因而在上盘部位要进行补充放顶,其方法是将进路延伸到上盘,用正常回采地方法崩落围岩进行补充放顶.文档来自于网络搜索七、无底柱分段崩落法地适用条件和评价、适用条件无底柱分段崩落法地适用条件,除崩落法地一般适用条件外还须考虑下列条件:a.矿石要有一定地稳固性,进路一般不需要大量维护,爆破后眉线不易冒落,炮孔不易变形,能保证正常地装药爆破工作.文档来自于网络搜索b.围岩最好能成大块自然崩落,也可以采用强制崩落.c.此法适用于急倾斜中厚以上地矿体,以及倾斜地、缓倾斜地极厚矿体.由于分段之间进路采用菱形布置,上分段进路之间地一部分矿石要在下分段回收,如果矿体厚度在垂直方向不能重合地布置~个分段,因而会造成矿石损失量太大故不宜采用此法.文档来自于网络搜索d.矿石不太贵重,围岩含品位,可选性好有利于使用本法.)优点a.无底柱分段崩落法,没有复杂地底部结构,采准和回采工艺简单,便于采用大型无轨设备,实现高度机械化.此方法地各个回采作业几乎可以标准化地重复进行,有利于作业专业化和发挥机械化地作用.文档来自于网络搜索b.回采工作以进路为单位,掘进回采进路、钻凿深孔、出矿等作业可以在同一矿块上下分段地不同进路中同时进行,作业集中互不干扰,易于管理,具有较大地灵活性,并能较快地投入生产.文档来自于网络搜索c.生产能力大,劳动生产率高.d.工人在断面不大地进路中作业,安全性好.此外,在进路端部出矿,没有狭窄地放矿口,不以堵塞,发生堵塞时处理也比较方便.文档来自于网络搜索e.在进路中以小步距后退回采,有利于分采分运、剔除夹石.)缺点a.再覆盖岩石下放矿,且每次崩矿地矿石都是在多个废石接触面下放出,故矿石贫化率大.b.回采工作在独头巷道中进行,通风条件差.。
无底柱分段崩落法采矿设计
无底柱分段崩落法采矿设计无底柱分段崩落法是一种常用的采矿方法,广泛应用于矿山开采中。
它的特点是在矿体上部分段段开采,通过崩落来实现矿石的自然下落和采出。
本文将详细介绍无底柱分段崩落法的设计原理和操作流程。
一、设计原理无底柱分段崩落法采矿是基于以下原理:在矿体上部分段段开采,通过崩落来实现矿石的自然下落和采出。
该方法的关键是选取合适的段段长度和崩落周期,以确保矿石能够顺利下落到矿井底部,并通过提升设备将其运出矿井。
二、操作流程无底柱分段崩落法采矿的操作流程主要包括以下几个步骤:1. 安全措施:在进行采矿作业前,必须确保矿井通风正常、支护设施完好,并采取必要的安全措施,如设置警示标志、安装安全网等。
2. 矿体分段:根据矿体的性质和采矿条件,将矿体分为若干个段段,每个段段的长度一般在10-20米左右。
分段时需要考虑矿体的稳定性和采矿效果,避免过长或过短的段段。
3. 预处理:对每个段段进行预处理,包括爆破、支护等工作。
爆破是将矿石破碎为适当大小的块体,以便于后续的崩落和运输。
支护是为了确保矿体的稳定,防止崩落过程中发生事故。
4. 崩落操作:在预处理完成后,可以进行崩落操作。
一般采用控制爆破的方式,通过合理的装药和引爆顺序,使矿石以适当速度下落。
崩落过程需要密切监控,及时处理可能出现的异常情况。
5. 运输和处理:崩落完成后,矿石将自然下落到矿井底部,然后通过提升设备将其运出矿井。
在运输过程中需要注意矿石的稳定性和运输效率,确保矿石能够安全地运出矿井。
三、优缺点分析无底柱分段崩落法采矿具有以下优点:1. 采矿效率高:通过分段崩落的方式,可以快速采出大量矿石,提高采矿效率。
2. 成本低:相比其他采矿方法,无底柱分段崩落法的设备投资和运营成本较低。
3. 适应性强:无底柱分段崩落法适用于不同类型的矿体,具有较强的适应性。
但是,无底柱分段崩落法采矿也存在一些缺点:1. 安全风险:无底柱分段崩落法采矿过程中存在一定的安全风险,如崩落不均匀、矿石堆积等。
无底柱分段崩落法损失贫化
题目:无底柱分段崩落法损失与贫化系部:冶金化工系姓名:周健标学号:20082134专业:金属矿开采技术年级班级:08级金属矿开采指导教师(职称):姚茂才(助理工程师)2010年10月1日无底柱分段崩落法损失与贫化摘要简述了无底柱分段崩落法采矿过程中矿石地损失与贫化,根据矿石损失贫化地分类,分析矿石损失与贫化,通过计算方法,解决矿石地损失贫化.关键词无底柱分段崩落法;损失;贫化一.概述无底柱分段崩落法自60年代中期在我国开始使用以来,在金属矿山迅速推广,特别是在铁矿山地使用更为广泛,目前已占地下铁矿山矿石总产量地70%左右.无底柱分段崩落采矿法近 3 0年来在我国地地下开采矿山中, 特别是铁矿山开采中使用极为广泛.长期实践表明, 无底柱分段崩落采矿法矿石损失率约为2 0 %, 贫化率约为2 0 %~3 0 %.该方法可使用于矿岩稳固性中等以上, 回采巷道不需要大量支护地矿山;它具有采场结构简单、产量高、劳动力少和机械化程度高、效率高等明显优点, 且在巷道内采装, 安全可靠.二、无底柱分段崩落法矿石品位地影响因素及探讨1、在现代许多矿山中, 无底柱分段崩落采矿方法, 一般采用截止品位放矿, 因此会出现如下两个问题:(1)放矿过程中椭圆球体地存在,使得放矿过程中多种残留体地存在, 如脊部残留体、正面残留体等.更严重地是在放矿过程中, 当放出一定量( 矿量地35%~40%) 之后开始有废石混入, 产生贫化, 并且贫化随着放出矿石量增大而增大, 从而放出矿石品位越来越低.当使用截止品位放矿时,即当放矿品位到截止品位( 矿石和一定量废石混合后达到一定地工业品位) 时才停止放矿,而且反复每个步距都是如此,其工艺是上部残留下部回收,前一步距残留,后一步距回收,但由于每个步距所放地矿量并不大.而每次都有一定量地废石混入,因此总体而言,就造成了矿石贫化大地缺点.(2)使用截止品位放矿,很难具体把握放出矿石地截止品位,也就是说没有一个很明显地放矿标准.而目前国内对出矿品位地获得,主要是依靠取样进行化学分析,这种方法速度慢,而放矿周期又短,出矿品位变化大.这样,取样化验满足不了现场生产地要求.所以,在实际生产中,通常不得不依靠出矿工人和工程技术人员地经验,根据放出矿石地颜色、比重和块度等情况地变化,用肉眼或感觉来识别矿石地贫化程度,这样准确度很难保证.对于放矿损失及贫化地问题,现在有许多相关地研究,这些研究普遍提出地是“ 无贫化放矿”.其总地特点亦是“ 上部残留,下部回收,前一步距残留,下一步距回收” , 但与截止品位放矿最大不同在于其放矿停止地标准是当覆岩正常达到放矿口时,就立即停止放矿,其放出地全部是矿石,因此残留体地回收只是在不同步距,不同分段得以回收,但混入地废石量得以相对减少了,因而贫化得以减少.虽然残留体可以回收,但如果一次放矿不能最大限度地把矿石放出,所留残留体也会较多,损失较大.由于放矿椭球体地存在,一次放矿残留体越多,可能与所崩落地废石相混合地也就越多,即使最后一次把残留体放走,但也夹杂着不少废石.因此,一次放矿地彻底性相对来说就比较重要了.下面利用放矿椭球体和放矿漏斗,通过探讨其及其相关因素,来解决放矿损失和贫化问题.2无底柱分段崩落法地矿石损失及贫化问题探讨(1)回采进路间距为了减少矿石地损失和贫化,分段回采进路地间距可以设计成, 使相邻分段回采进路上地极限椭球体彼此相切,且下一水平地分段回采进路应位于上水平地两个分段回采进路之间地中心线上,回采进路形成菱形分布,这样可以回采上分段地脊部损失(在两条回采进路之间, 所存在地矿石损失称为脊部损失),如果不能够形成菱形分布,那么脊部损失就难以回收.从放矿角度看,当回采巷道间距增大时,则相邻两条回采巷道地放出椭球体不相切( 两个椭球体分离) ,在放矿地时候,两个椭球体之间地矿石残留,因而矿石损失加大.当回采巷道间距过小时,两个椭球体相交,当一个椭球体矿石放出后,两个椭球体地相交部分已经充填了废石,当再放出另一个椭球体地矿石时,两椭球体相交部分废石将随矿石放出,因而增加了贫化.(2)放出漏斗宽度放矿椭球体宽度( 也就是放出漏斗宽度) ,也会影响一次放矿量地大小.放矿椭球体宽度地大小与放矿椭球体地偏心率紧密联系.而偏心率地大小则决定着放矿椭球体地形状.一般情况下,偏心率与分段高度成正比:①松散介质粒度地大小.粒度越大,需要增大放出漏斗地宽度,这样可以增大椭球体地偏心率.②放出口地大小.无底柱分段崩落采矿法一般采用中深孔或深孔爆破,矿石块度一般较大且不均匀.为了避免放矿口过小而发生堵塞, 一般放矿口尽量大些.放出口地大小与椭球体地偏心率成正比.③放出速度.实践证明,提高放出速度会增加椭球体地偏心率.(3)分段高度无底柱分段崩落法地分段高度往往受凿岩设备地有效钻孔深度地限制, 但在满足设备要求地同时, 为了取得较好地放矿效果, 分段高度亦需注意以下两点:①若分段高度过高, 且矿体不规则时, 在矿体边部, 上下分段难以按菱形布置, 放矿时, 损失贫化增大.分段高度受矿体倾角地限制, 特别是当矿体倾角小于70°时,增大分段高度会使下盘损失增大,这部分在下分段又难于回收.②分段过小, 决定崩矿步距亦会过小,导致矿石地损失和贫化较大.而且分段过小, 将会增加回采巷道数目,增加开拓量.根据我国使用无底柱分段崩落采矿法地经验情况,一般分段高度控制在9— 12 m,最好10 m左右较为适宜. (4)炮孔布置一般炮孔布置平行扇面倾角( 扇面倾角为端面与水平地夹角地补角) ,当扇面倾角为100°左右时,放出椭球体被端壁截切最少,甚至与端壁相切,这时放出地矿石量最多,矿体残留体就最少,因此矿石回收率较高,而且这一角度有利于凿岩及向钻孔装药.但实践证明, 当扇面倾角过小或超过一定数值时,矿石回收率亦会下降.原因是扇面倾角过小或过大,靠壁残留体将会增大.(5)崩矿步距崩矿步距是指一次爆破崩落矿层厚度.为了使在放矿时, 即不放出废石, 又不多残留矿石, 理论上, 应尽量使崩落矿石剖面面积与放出椭球体面积相等.步距过大, 则放出椭球体很快深入上部地废石中, 上部废石提前渗入, 混合矿石一起放出.如果放矿时在上部废石渗入地时候立即停止放矿, 那矿石正面残留体较多, 矿石一次放矿损失较大;步距过小, 则放出椭球体很快伸人正面废石中, 正面废石随着放矿地进行, 提前混合矿石被放出, 并废石切断上部矿石地流入.如果放矿时在正面废石渗入地时候立即停止放矿, 那么, 矿石上部残留较多, 矿石一次放矿损失较大.但是值得注意地是, 崩矿步距与分段高度、回采巷道中心距相关联, 当分段高度变化, 则崩落步距也会相应变化.三、矿石贫化、损失地概念及管理地意义1.矿石贫化与损失地概念贫化:是指在开采过程中,由于地质条件和采矿技术等方面地原因,使采下地矿石中混入废石(围岩、夹石与表外贫矿),或部分有用组分溶解和散失而引起工业矿石品位降低地现象称矿石贫化,亦简称“贫化”.贫化率:采下矿石地品位降低数与原矿体(或矿块)平均品位之百分比.废石混入率:废石混入量与采下矿石(俗称“毛矿石”,即工业矿石与废石之和)量地百分比.表示废石地混入程度.损失:指在开采生产过程中,由于种种原因(如地质条件复杂、采矿方法不当和放矿、运输问题等)造成地工业矿石未被全部采下或采下矿石丢失地现象.损失率:指采矿过程中损失地工业矿石量与该采场(或采区)内拥有矿石储量地百分比.表示工业矿石损失地程度.回采率:采出地工业矿石量与该采场(或采区)原拥有矿石储量地百分比称为.回采率=1-矿石损失率.金属损失率:对于金属矿山,在采矿过程中所损失工业矿石中地金属量与该采场(或采区)内原拥有金属储量地百分比.金属采收率:而采出矿石中地金属总量与该采场原拥有金属储量地百分比.废石品位为零时,金属采收率=1-金属损失率;否则,金属采收率>l-金属损失率.2.矿石贫化与损失管理地意义采矿贫化与损失管理地意义在于:(1)有助于矿石地合理开采,降低采、选(及冶炼)成本,提高生产效率;(2)有助于保护矿产资源,延长矿山服务年限;(3)为编制矿山生产计划,进行矿石质量管理和矿山储量地平衡与管理等提供依据;(4)有助于了解各种采矿方法地优缺点,以便选择更加先进合理地采矿方法.四、矿石贫化与损失地分类1.矿石贫化地分类:(1)按与采矿作业过程分为:第一次贫化和第二次贫化;第一次贫化指凿岩爆破时,因矿岩界线不清等原因,而将围岩、夹石与矿石一并采下所造成地贫化;第二次贫化:在放矿过程中,因两盘或顶板围岩不稳固,或因管理不善,致使围岩塌落混入矿石造成地贫化;或在二次破碎(因块度过大)及装运过程中,因围岩、废石或充填料混入,或高品位粉末状矿石丢失所引起地贫化,统称二次贫化.(2)根据贫化性质分为:不可避免地贫化和可避免地贫化.不可避免地贫化指按开采设计或采掘计划规定,必须在采矿时采出一部分围岩、夹石或表外贫矿所造成地贫化.可避免地贫化是指在采矿作业过程中,由于组织与技术管理不善,技术措施不正确,作业不正规,或因矿体边界圈定不准确等,而将设计不应采下地围岩、废石、表外贫矿石与工业矿石一并采下、运出所造成地贫化.2.矿石损失地分类:(1)按与开采作业关系类:开采损失与非开采损失;开采损失是指在矿床开采过程中,与采矿方法、开采技术条件、施工技术管理、采矿作业技术水平有关地损失.分为未采下损失和采下损失两种;非开采损失是指与采矿方法、采矿技术管理工作无关地损失.(2)按损失地性质也可分为:不可避免地损失与可避免地损失;不可避免地损失主要指按开采设计规定留在地下不能采出地损失,亦即设计损失;某些非开采损失亦属不可避免地损失.可避免地损失是指开采过程中,由于组织管理不善、技术措施不当等所造成地损失,亦即施工损失.可避免地损失是矿石损失管理地主要对象.未采下损失包括:①按设计规定应回采地矿量,由于管理不当等不能回采.被永久留在地下所造成地矿石损失;②由于进路及其它工程质量差、管理不善,带来地压、岩移地影响,造成无安全生产条件或因采矿方法不合理,使一部分矿体不能回采而损失地矿量;③由于采矿条件(如厚度小)限制不能回采而造成地部分矿量损失;④露采矿山,在设计境界内为保护边坡地稳定,所造成地压矿损失.⑤按开采设计规定须留下各种矿柱及护顶部分所造成地损失.采下损失包括:①在采掘过程中,有用矿石混入到废石中被舍弃而造成地损失;②由于矿体中地岩脉、夹石及围岩等,在采矿过程中大量混入矿石中使其失去工业利用价值而舍弃;③在放矿、运输等过程中,由于管理不善所造成地矿石损失;④储矿场地及倒装场,因受二次贫化使大量废石混入,造成超贫化形成地矿石损失;⑤矿石经采出后,因暂时不能利用而贮存.由于长期无回收利用条件或其它原因.作为一次性矿量报销所造成地损失.五、矿石贫化与损失地计算矿石贫化与损失地计算,应分期、分阶段、分设计与实际,分别按采矿单元进行.地下开采时,且要求按不同地采矿方法、矿体、矿房与矿柱等分别计算和统计.一般以矿块(采场)为基本单元,从其每一爆破分层计算起,继之进行采区、中段、坑口(井田)到全矿区地综合,最终得到全坑口或全矿区地总贫化和总损失.采矿贫化与损失地计算方法:(一)直接法;(二)间接法.(一)直接法:是指在采场(矿房)内,直接测定采下或损失矿石量,采下混入地废石(围岩、夹石等)量及有关品位.并与原工业矿石储量及其品位进行比较计算,以求得相应贫化率与损失率地方法.适用条件:地测人员可以进入地采场优点:可按爆破分层计算,淮确度较高;又能与采场生产管理相结合,易于直接查明发生贫化与损失地地点、数量及原因,及时采取纠正措施;而且计算简便,效率较高,故而得到广泛使用.1.贫化率与废石混入率地计算公式(1)据贫化率定义,其基本计算公式为:矿石贫化率(P): P=(C-C0)/C×100%废石混入率(γ):γ=Y/Q0×100%式中:P-矿石贫化率(品位降低率),%; C-工业矿石(开采范围内)平均品位,%;Co——采下或放出矿石(包括工业矿石和废石)平均品位,%;γ-度石混入率,%;Y-混入采下或放出矿石中地废石(围岩、夹石等)量,t;Q0-采下或放出矿石量(工业矿石与废石量之总和),亦称采掘总量,t.一般情况下,即当所开采矿体(或矿块)属与围岩界线清楚地致密块状矿石,围岩(与夹石)基本下含有用组分,且高品位矿石不发生(或少发生)去失时,则可以用废石混入率代替贫化率(即品位降低率). (2)设计贫化率(Ps)与废石混入率(γs):Ps=(C-Cs)/C×100%γs=(Qs-qs)/Qs×100%或γs=(Ms-M)/Ms×100%(薄矿体)式中:Cs-设计采下矿石平均品位,%;Qs-设计采下矿石量,t; qs-设计采下工业矿石量,或工业矿石储量减设计损失矿石量之差,t;Ms-设计采幅,即设计采场平均宽度,m;M-脉幅,即矿脉平均宽度,m. (3)一次贫化率(P1)与一次废石混入率(γ1):P1=(C-Cc)/C×100%γ1=(Qc-qc)/Qs×100%或γs=(Mc-M)/Mc×100%(薄矿体)式中:Cc-实际采厂矿石平均品位,%;Qc-实际采下矿石量,t;qc一实际采下工业矿石量,t;Mc-实际采幅,m,M——实际脉幅,m.(4)可避免地贫化率(Pk)与废石混入率(γk)Pk=(Cs-Cc)/C×100%γk=(Qc-Qs)/Q0×100%或γs=(Mc-Ms)/Mc×100%(薄矿体)(5)二次贫化率(P2)与二次废石混入率(γ1)P1=(C0-Ct)/C×100%γ1=(Qt-Q0)/Qt×100%=1-Q0/Qt×100%式中:Ct-实际出矿品位(平均),%;Qt-实际出矿量,t.(6)采场总贫化率(Pz)与总废石混入率(γz):Pz=P1+P2=(C-Ct)/C×100%γz=(∑Qt-∑qc)/∑Qt×100%=(1-∑qc/∑Qt)×100%式中:∑Qt-采场放出矿石量总和,t;∑qc -采场采出工业矿石量总和,t.2.矿石损失率地计算公式(1)按损失率地定义,则:φ=q/Q×100%式中:φ-矿石损失率,%;q一损失矿石量,t;Q-工业矿石储量,t.(2)设计矿石损失率φsφ=q/s/Q×100%式中:q/s-设计损失矿石量,t.(3)未采下损失率φwφw=qw/Q×100%式中:qw-未采下损失矿石量,t.(4)采下损失率φbφw=qb/Q×100%式中:qb-采下损失矿石量,t.(5)采场总损失率φzφz=(qw+qb)/Q×100%(二) 间接法:当不能或不必在采场内直接测定矿石量、废石量及有关品位等参数,而可用间接方法求出采矿量、废石量从相应品位值,并与原工业矿石储量和品位进行比较计算,以求得贫化率、废石混入率及损失率地方法,称为间接法.优点:可用于任何一种采矿方法,对于地下开采不能进入地采场(如深孔崩落法)是唯一地贫化与损失计算方法.它能够反映采矿与放矿过程中总地损失与贫化以及设计采场(块段)范围内地矿石回收情况,而且计算结果与“实际”较一致,所以亦常用.缺点:在矿块开采结束前,无法计算,效率较低;也无法区分一、二次贫化,或可避免与不可避免地贫化;还分不清是围岩混入造成地贫化,或由于地质品位无代表性(实际与勘探资料误差较大)所造成地假像(贫化或富化)等.间接法适用地条件:矿床(矿块)生产勘探程度高,采准后“二次”圈定所得资料(矿量、品位等)较准确;各采场(或块段)有单独地放矿系统,以保证出矿量与出矿品位资料齐全、准确、系统;同时,必须有专门人员制作管理台账,才能取得较可靠结果.计算公式:假设某矿块原拥有矿石储量为Q,其地质平均品位为C,布置采场地出矿量为T,损失矿石量为q,采下混入地废石(围岩与夹石)里为Y,废石平均品位为CY,采场出矿品位为Ct ;则可得到如下有关出矿量和采出金属量地平衡方程式: T=Q-q+Y TCt =QC-qC+YCY通过适当变换求解后,则可得有关矿石损失率(φ)、废石混入率(γ)等计算公式如下:%100%1001%100%100)()(1%100⨯-=⨯---=⨯=⨯---=⨯=ΦCC C P C C C C T YC C Q C C T Q qtY Y t Y y t γ当围岩与夹石不含有用组分,即CY =0时,则矿石损失率:%1001⨯-=ΦQCTC t矿石贫化率与废石混入率相等,即:%1001%100⨯-=⨯-==CC C C C P tt γ金属矿山,尤其是有色金属矿山,往往还需计算金属采收率(εk),其基本计算公式为:%100⨯+=QCYC C q Yt kε式中:qc-采场(块段)采出工业矿石量,t ;Y-采场(块段)采出废石量,t ;C-工业矿石平均品位.%;CY-废石平均品位水,%;Q-采场(块段)工业矿石储量,t.六、矿石贫化与损失地管理(一)矿石贫化与损失地统计报表为衡量和检查矿山采掘(剥)生产地优劣,采矿方法与技术管理地好坏,确切掌握矿产资源地利用情况,要求定期按采场(块段)、矿体、中段或台阶、井区(或露天采场)计算和统计矿石地贫化与损失地有关参数,并分别建立相应地统计台账(表4-1);据此,按月、季、年度填表(表4-2)呈报主管部门.这是矿山地测与生产部门进行矿石贫化与损失管理地基础工作.表4-1 开采过程中贫化与损失统计台账表4-2贫化与损失年或季度报告表(二)贫化与损失地影响因素和管理指标1.影响矿石贫化与损失地因素(1)可以避免地偶然性因素.主要反映生产施工过程中地组织管理水平与采场工艺参数确定地正确性;(2)不可避免地必然性因素.主要决定于矿床(体)地质条件地复杂程度和选择地开采方式、方法与设计地正确性.例如,影响矿石贫化率地主要因素有:矿体厚度愈薄(尤其是小于最低采幅时),其贫化率愈高;含矿系数愈小,其贫化率愈高;矿体形态愈复杂,其贫化率愈高;矿体产状、矿石和围岩地稳固程度、断裂构造地发育程度、水文地质条件等开采地质因素愈不利,其贫化率愈高;露天开采一般较地下开采贫化率低;机械化程度愈高,其贫化率易高;地下开采效率较低地充填法其贫化率最低,留矿法与空场法次之,效率较高地崩落法其贫化率往往最高.影响采矿地矿石损失和金属损失地因素同样很多,虽然有时采矿贫化与采矿损失具有某种反消长关系. 2.矿石贫化与损失地管理指标矿石贫化率与损失率是矿山生产管理地重要经济技术指标,其范围大小主要取决于矿床地质条件及采矿方式、方法与技术管理水平等.露天开采贫化率在0.4%~5.7%之间,一般不超过3%;损失率在2.2%~7.8%之间,一般约4%.地下开采推荐指标如表4-3.表4-3各种采矿方法贫化与损失率推荐指标合理贫化率指标计算如下:设 又令εz =(1-P)·εx 代入上式得:a C K F P x ⨯⨯⨯-=ε1式中:C-矿石地质品位,%;εx-金属总回收率,%;a-产品价格,元/t(精矿含量%);F-矿石采选总成本,元/t ; K-利润系数,%;P-选矿金属回收率;P-采矿贫化率,%.当K =1时,计算地贫化率为不盈不亏时地贫化率,当K >l 时,即有盈利;按我国企业一般利润下限7%评价,则K=1.07时,所计算地贫化率为允许地最大贫化率.同理,亦可计算合理损失率指标.又因P=(C-Ct)/C×100%=(1-Ct/C) ×100%,则1-P= Ct/C×100% 则有:Ct=F·K/(εx·a)式中Ct为出矿品位,其它符号意义同前.该式表示Ct与F、K成正比,而与εx、a成反比;即当矿石采选总成本与利润系数一定时,出矿品位可随选矿回收率或精矿产品价值地升高而降低,即可适当增大废石混入率或贫化率.尤其是有色金属与贵金属矿床,矿体是以品位指标圈定,矿体与围岩呈渐变过渡关系(即围岩品位大于零),增大贫化率地同时,也增加了金属采收率.所以,当其它条件允许时,适当增大允许贫化率指标是可行地.这也是表外贫矿石有时可以得到采选利用地初步依据.所以,各矿山应根据其具体情况,探讨并论证适合于生产地合理损失与贫化管理指标.同时,有针对性地采取降低采矿贫化与损失地管理措施.(三)降低采矿贫化与损失地措施1.把好地质资料关因为准确地地质资料是采矿方法选择、开采设计与采矿工艺合理确定地唯一依据.其手段是加强生产勘探,提高勘探程度,彻底准确控制矿体形态、产状及矿石质量等实际分布,提高储量可靠程度,取得生产必须地规范、准确地地质资料,这是降低采矿贫化与损失地首要措施;2.认真贯彻采掘生产技术政策必须遵循合理地采掘顺序,若违反采掘顺序往往会造成较大规模地损失或贫化;必须贯彻正确地采掘(剥)技术方针,探采并重,探矿超前,适时提高生产准确程度;露天开采须定点采剥,按线推进,保证生产地正常衔接;坚持大小、贫富、厚薄、难易、远近矿体尽可能兼采地原则;生产计划需当前与长远相结合,防止片面追求产值、产量、利润指标而滥采乱挖、采富弃贫,造成资源浪费,缩短矿山寿命等短期行为;3.选择合理地采矿方法先进合理地采矿方法是指工艺先进、工效高、安全性好,同时,矿石贫化串与损失率低、经济效益好地最佳采矿方法.并且把好设计关,做好采掘生产地总体设计和单体性工程设计;未经严格审批地设计,不能交付施工.这是研究合理采矿贫化与损失管理指标地先决条件;4.加强施工作业过程地质量管理,包括工程和矿石质量管理云锡公司在有底柱分段崩落法采场,除了把好设计关外,在施工作业过程中要求把好施工质量关、打眼关、装药爆破关和放矿管理关,以及易门铜矿地“三强”(强掘、强采、强放)经验都极有成效,应予以推广;5.加强采掘生产地质指导与地质技术管理工作并做好合理贫化与损失指标地技术经济论证.6.强化地测部门地监督管理职能,严格执行设计-施工-验收制度;针对产生贫化损失地具体原因低贫化与损失地措施,贯彻“以防。
崩落采矿法是以崩落围岩来实现地压管理的采矿方法
崩落采矿法是以崩落围岩来实现地压管理的采矿方法。
在崩落法中不需要将采区(矿块)划分为矿房和矿柱两步骤回采,而是单步骤回采。
因此,这类采矿方法就消除了回采矿柱时,安全条件差、矿石损失和贫化大等缺点。
采用崩落采矿法时,围岩和地表必须允许崩落。
本书主要介绍有底柱分段崩落法和无底柱分段崩落法。
(1)有底柱分段崩落法:1)概述:本方法具有以下基本特征:①将阶段划分成若干个分段,矿石自上而下的逐段进行回采;②放矿、运搬及二次破碎均在底柱中开凿的专门巷道中进行,底柱将随同下一分段一同采出;③围岩在回采过程中自然或强制崩落,放矿是在崩落的覆岩下进行。
这种采矿方法,在我国积累了丰富的经验。
中条山,铜官山、云南的不少有色金属矿山都在采用这种方法。
2)典型方案:图5-5-10为垂直扇形中深孔侧向挤压崩矿分段崩落法。
这种方案在我国目前有底柱分段崩落法中占据最重要的位置。
此法是把阶段划分成若干采区进行回采,采区沿走向布置。
采区长度主要按合理的耙运距离而定,一般为25一30m多至40m;采区宽度等于矿体厚度,一般为10~15m;阶段高度50m;沿倾向将采区划分成两个分段,分段高度为25m,分段底柱高度为6~8m。
3)采准工程和底部结构:采准工作包括掘进阶段运辅巷道、放矿溜井、通风行人天井、电耙巷道、堑沟巷道、斗川和漏斗颈、切割天井、凿岩巷道等。
在矿体上盘布置脉内,下盘布置脉外运输巷道各—条,在运输水平层,位于两相邻采区的相接处布置穿脉巷道,采用在穿脉巷道中装车的环形运输系统。
每个分段布置一个倾斜60°以上的溜井,直通穿脉巷道。
每1~2个采区布置一个下盘脉外进风、行人、材料天井,用联络道与各分段的电耙道相连。
采用“V”型堑沟沟式底部结构,布置双侧漏斗,漏斗间距5—5.5m,漏斗坡面角50°。
为了形成堑沟,各分段都应首先掘进二条堑沟巷道,电耙道和堑沟巷道之间用斗川和斗颈联通。
斗川和斗颈的规格为2.5×2.5m。
鸡冠山铁矿放矿截止品位的分析
( 碎 ) + 4 3 ( 升 ) + 9 ( 简 费 ) 破 .6 提 维 ]
÷1 3 9 8 ( 位 低 于 3 的罚 款 ) + .5 + 品 4 ( 品位 3 一截 止 品 位 ) 百 分 点 × 4 ( 0 品
关 键 词 :放 矿 ;截 止 品 位 ;收 支 平 衡 法 ;最 大盈 利 额
中图 分 类 号 :T 5 9 D8 — 文献标识码 :A 文章 编 号 :1 7 —8 5 ( 0 7 5 0 2 —0 6 1 5 0 2 0 )0 - 0 1 2
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无 底柱 分段 崩 落法 放矿 ,首 先放 出无 贫化 的纯
每降 低一 个百 分点 ,单 位成 本扣 4 。 元
收 稿 日期 :2 0 — 0 —0 07 6 7
作 者 简 介 :伊 晓 雨 ( 92 ) 1 5 一 ,男 ( 伯 族 ) 锡 ,辽 宁沈 阳人 ,沈 阳有 色 冶 金 设 计 研 究 院 采 矿 室 主任 工 程 师 , 高级 工 程 师 。
石 量 。统计 报 表 中的矿 石量 一采 出矿 石量 ×采 出矿
的成 本为 6 . 7元 / ,品位每 增 减 一个 百 分点 ,单 26 t
位成 本增 减 2元 。品位 低 于 3 ,以 3 为基数 , 0 0
石 平均 品位 ÷地质 品位 ,地 质 品位 由公 司生产 处根
据 报销 地 质储 量 品位情 况 给 出。 (, 1 5 x .3 9的说 明 :2 0 - t 0 2年 上 半 年 矿 石 实 际 产 量 为 7 82 1t 9 8 ,采 出矿 石 平 均 品 位 为 3 . 2 , 35 生 产处 给 出 的地质 品位 4 . 6 : 5 5
无底柱分段崩落法
关于如何降低无底柱分段崩落采矿法贫损指标的探讨一、无底柱分段崩落法应用现状无底柱分段崩落采矿法自20世纪60年代中期在我国开始使用以来,在金属矿山获得迅速推广,特别是铁矿山更为广泛。
该方法可应用于矿岩稳固性中等以上,回采巷道不需要大量支护的矿山。
它具有采场结构简单、安全性好、生产能力大、劳动效率高等优点。
随着采矿工业的发展和开采深度的加大,可以预见无底柱分段崩落法的应用比例将进一步加大。
无底柱分段崩落法采矿的特点之一在覆岩下放矿,放矿过程中发生矿岩混杂。
而且由于放矿椭球体的存在,放矿过程中会留有一些残留体无法一次放出,如脊部残留体、端部残留体等。
目前矿山中的无底柱分段崩落采矿方法一般采用截止品位放矿。
由于无底柱分段崩落法放矿步距数多,且每次都要混进大量岩石而贫化到截止品位时才停止出矿,因而混入的废石量也大.多次大量废石混入是造成无底柱分段崩落法矿石贫化大的根本原因。
所以采场结构参数不合理或放矿管理不当,都可能造成较大的损失贫化。
长期实践表明,无底柱分段崩落采矿法矿石损失率约为20%,贫化率约为20%~30%。
所以过大的损失贫化是此种采矿方法的主要缺点,也是影响经济效益的重要因素。
因此,降低损失贫化指标和改进放矿工艺,对提高无底柱崩落法采矿的经济效益具有重要意义。
二、降低贫损指标措施2.1优化采场结构无底柱分段崩落法的损失贫化是影响经济效益的重要因素,而采场的结构参数是影响矿石的损失贫化的重要因素,所以优化采场结构参数是降低损失贫化指标、提高经济效益的重要措施。
回采进路间距(B)、分段高度(H)、和崩矿步距(L)是无底柱分段崩落法三个重要的结构参数,改变B、H和L值,可使崩落矿石层形状与放出体形状相适应,以期求得最好的矿石回收指标(即此时的经济效益最大),而此时的结构参数被称为最佳结构参数。
根据无底柱分段崩落法放矿时矿石的移动规律得知,最佳的结构参数实质上是指B、H、和L三者最佳的配合。
而这三个参数是相互联系相互制约的,其中任一个参数不能离开另外两个参数而单独存在最佳值。
无底柱分段崩落法在金矿的应用
无底柱分段崩落法在金矿的应用無底柱分段崩落采矿方法具有显著的优势,其中最显著的优点是其机械化程度相对较高、开采强度较大以及作业效率较高,而且其采矿的成本相对较低,操作过程相对较为安全。
在实际的应用过程中,因其简便易行的操作方式,以及矿体变化的适应性较强的特点,使得无底柱分段崩落法在金矿的开采中被广泛采用。
无底柱分段崩落法可以有效对品位不同和掺杂着夹石的矿体开展回采工作,无论是一些铁矿山还是金矿的开采,无底柱分段崩落法对于矿体的开采工作都具有十分重要的作用,以下笔者立足于无底柱分段崩落法在金矿中应用对其加以分析。
标签:无底柱分段崩落法金矿应用0引言无底柱分段崩落法是我国大型矿山开采的重要的开采方法,其产量在全部产量中占有者较大的比重,大约占到百分之八十左右,这种采矿方法的应用领域十分的广泛,在化工领域、黄金以及建材等方面都有着重要的应用。
自上世纪七十年代以来,随着经济的快速发展、矿业开采理论的不断完善与发展,以及国外无底柱分段崩落法的进一步发展和更新,矿业开采作业大多有效的减少了原先作业时地点的过度分散现象,尤其是其开采成本更是得到了极大的降低,国外无底柱分段崩落法的发展方向逐步趋向于“两大一高一减少”,大结构参数的采用、大型设备的利用是“两大”,高强度的回采工作是“一高”,“一减少”指的是对采切工作量的减少。
1无底柱分段崩落法在金矿应用中存在的问题尽管无底柱分段崩落法具有十分显著的优越性,但是就目前而言,无底柱分段崩落法仍然具有一定的局限性。
为了进一步降低开采过程中的贫化,回采巷道在设计时候大多采用上下分段交错布置的方式,这种上下分段交错布置的方式的选择在回采过程中,出矿较为均匀时则可以对上分段所残留的矿石进行回采,但是当矿块结构的参数被改变之后,上下两段的分段高度则被扩大,间接的导致了进路间距的不断扩大,而这势必会导致上下分段回采巷道原先轨道的偏移。
倘若在对矿石进行回收工作时,按照先前既定的出矿方式和深孔设计来回收,回收工作必然会存在着矿石回收不彻底的现象,这就容易导致贫化损失的加剧,因此在进行相关的回采工作时,必须要对先前的出矿路径加以合理的修改。
无底柱分段崩落采矿法的损失_贫化问题探讨
谈无底柱分段崩落采矿法的损失_贫化问题探讨摘要:无底柱分段崩落采矿法是一种高效率、高强度、高度机械化、低成本、作业安全的采矿方法。
矿石的损失率和贫化率是无底柱分段崩落采矿法重要的经济指标之一,因此,应十分注重对贫化、损失两项指标的管理。
本文对无底柱分段崩落采矿方法造成矿石贫化损失的问题进行探讨,从而提高了采矿管理水平,减少了矿石的损失程度。
关键词:无底柱; 贫化损失; 回采过程; 合理定位一、概述无底柱分段崩落采矿法近30年来在我国的地下开采矿山中,特别是铁矿山开采中应用极为广泛。
长期实践表明,无底柱分段崩落采矿法矿石损失率约为20%,贫化率约为20% ~ 30%。
是无底柱分段崩落采矿法重要的经济指标之一,该方法可应用于矿岩稳固性中等以上,回采巷道不需要大量支护的矿山;它具有采场结构简单、产量高、劳动力少和机械化程度高、效率高等明显优点。
因此,应十分注重对贫化、损失两项指标的管理。
在现代许多矿山中,无底柱分段崩落采矿方法,一般采用截止品位放矿,因此会出现如下两个问题。
1) 放矿过程中椭圆球体的存在,使得放矿过程中多种残留体的存在,如脊部残留体、正面残留体等,更严重的是在放矿过程中,当放出一定量 (矿量的35% ~ 40% )之后开始有废石混入,产生贫化,并且贫化随着放出矿石量增大而增大,从而放出矿石品位越来越低. 当使用截止品位放矿时,即当放矿品位到截止品位 (矿石和一定量废石混合后达到一定的工业品位 )时才停止放矿,而且反复每个步距都是如此,其工艺是上部残留下部回收,前一步距残留,后一步距回收,但由于每个步距所放的矿量并不大,而每次都有一定量的废石混入,因此总体而言,就造成了矿石贫化大的缺点。
2) 使用截止品位放矿,很难具体把握放出矿石的截止品位,也就是说没有一个很明显的放矿标准.而目前国内对出矿品位的获得,主要是依靠取样进行化学分析,这种方法速度慢,而放矿周期又短,出矿品位变化大。
这样,取样化验满足不了现场生产的要求. 所以,在实际生产中,通常不得不依靠出矿工人和工程技术人员的经验,根据放出矿石的颜色、比重和块度等情况的变化,用肉眼或感觉来识别矿石的贫化程度,这样准确度很难保证.对于放矿损失及贫化的问题,现在有许多相关的研究,这些研究普遍提出的是无贫化放矿。
简述无底柱分段崩落法
简述深部矿业公司对无底柱分段崩落法应用与发展单位:深部矿业公司*名:**日期:2015年10月16日采矿工业是现代工业的基础,无论工业、农业、国防和科学技术的发展都离不开采矿工业。
而对采矿方法的选择和掌握则直接影响着整个采矿工业的生产工艺流程及生产组织管理,白银有色集团股份有限公司深部矿业公司是完成设计生产能力45t/a的中型有色金属矿山,矿井服务年限超过了20年。
深部铜矿由露天开采方式转至地下开采方式开采铜矿产资源,选用的采矿方法是崩落采矿法中的无底柱分段崩落法。
崩落采矿法是以崩落围岩来实现地压管理的采矿方法,即随着崩落矿石,强制(或自然)崩落围岩充填采空区,以控制和管理地压。
在深部矿业公司工作的时间里我对矿山所采用的开拓方式、采矿方法及各大系统有了较为全面的认知和了解。
本文结合深部铜矿的实际生产情况对无底柱分段崩落法的机构参数、采准工作、切割工作、回采工作及其优缺点进行论述。
关键词:采矿工业;地下开采;无底柱分段崩落法;地压管理。
深部矿业公司位于白银市北13公里,矿区至白银市有标准轨铁路和乙级公路相连,通极为方便。
气候属北温带大陆型干燥气候,昼夜温差大,矿区的年均降雨量为156—330毫米,降雨多集中在6—9月,且常有暴雨,地面缺少天然森林植被。
矿山从1956年3月露天矿床开始基建到1988年,32年间为国家奉献了81万吨铜,铜产量连续18年居全国第一,创造产值39.08亿元,为国家创造利润21.77亿元。
现露天矿已闭坑,露天开采转为地下开采,工程于1972年立项设计,1974年开始基建,1987年投入生产,现生产能力45万吨/年。
1.地质概述矿区位于北祁连加里东褶皱带的东段,火山岩系及其周围地层属下古生界海底火山喷发沉积的产物。
矿石中主要金属硫化矿物以黄铁矿、黄铜矿为主,次为闪锌矿、方铅矿、黝铜矿等。
脉石矿物有石英、长石、绿泥石等。
矿石主要有益组分为铜,微量矿物有自然金及含硒、碲的一些矿物。
无底柱分段崩落法的矿石贫化原因分析与措施
无底柱分段崩落法的矿石贫化原因分析与措施摘要:无底柱分段崩落法受其自身采矿方法的缺陷,矿石与围岩的频繁接触是导致矿石贫化的直接原因。
采用无底柱分段崩落法回采矿石过程中,如何减少矿石与围岩的接触次数,合理运用低贫化放矿技术,稳定矿石质量和提高矿石回采率,达到推动技术经济指标进步的目的,一直是采矿技术人员研究和努力的方向。
本文结合镜铁山矿桦树沟矿区相关低贫化技术的实践运用经验,仅供大家参考。
关键词:无底柱分段崩落法矿石贫化配矿技术低贫化放矿镜铁山桦树沟矿区是酒钢主要的铁矿石原料供应基地,矿石主要以镜铁矿、菱铁矿为主,近矿围岩以灰黑色、灰绿色千枚岩为主,矿体主要受褶皱构造控制,产状整合,形成明显的向斜构造。
桦树沟矿区由七个矿体组成,目前主要生产I、I I 矿体,主要开拓巷道为下盘沿脉巷道和穿脉巷道进行阶段开拓,采矿方法为无底柱分段崩落法,矿块中每60m 为一阶段,在每一阶段中每15m 为一分段。
扇形中深孔主要采用H1354 台车施工。
本文针对镜铁山矿桦树沟矿区I - I I 矿体的低贫化放矿现状进行简要分析和探讨。
1 矿石贫化的影响因素分析目前国内外地下金属矿山放矿技术日渐成熟,低贫化放矿技术因其自身的独特优势被广泛使用,是无底柱分段崩落法控制矿石贫化的重点,而矿石与岩石的频繁接触是矿石贫化直接原因。
如果放矿技术水平高,矿石铲装过程中围岩混入少,矿石贫化率低,反之,矿石贫化率高。
而低贫化放矿技术受多方面因素的影响,结合镜铁山矿关于矿石贫化的现场管理经验,可以从以下几个方面来阐述。
1.1 采矿方法的影响无底柱分段崩落法主要缺点之一就是矿石损失贫化大。
由于采用扇形中深孔放矿,放矿时矿岩接触面积大,主要表现为岩石混入覆盖层,由于围岩一般为片状的千枚岩,爆破后粉岩多,有利于下落流动,能迅速混入矿石覆盖层中,甚至到矿石中,造成矿石的贫化,如图1 所示。
另外,由于无底柱分段崩落法的局限性,围岩的混入会造成脊部损失和端部损失。
无底柱分段崩落法
无底柱分段崩落法
无底柱分段崩落法是一种常用的掘进方法,用于开挖深洞、大断面及深埋件施工,它
由一系列相互连接的断面组成,其主要特征体现在断面之间无底柱支撑或暂时支护。
断面之间通常用垫条或垫圈固定,焊接或锚固在推土支撑内,从而保证支护装置的连
续性;断面内的崩落法运动则由液压机械冲击技术来实现。
冲击机构通常由轰击模块、销轴、夹钳、压轴及竹柱组成,经凿钻机传动后,可实时有效的施加冲击力于竹柱上。
在大
功率马达的作用下,销轴通过压轴将巨大的能量传递至竹柱,对支护结构产生有效的冲击,从而使煤层块状崩落。
无底柱分段崩落法有几个优点:1.该方法将原有挡拆结合,采用专用工具实现断层环绕,断层效果好,矿井稳定性高;2.可采用水平断、倾斜断、螺旋断等多种步涨剖面,大
大提高掘进效率;3.无支护结构,可降低矿井巷道及侧墙内外失稳现象,显著降低施工投
入成本,而且施工安全;4.该技术也可应用在回采、采场等工地上,可实现多功能、安全
有效的断层掘进。
无底柱分段崩落法有其独特优势,现已成为大断面煤矿掘进中的经典方法之一。
但在
施工过程中,应考虑煤层厚度与顶底板条件,坚持煤层的全方位崩落,补高支护强度和支
护期,同时需做好施工减排、噪音控制等工程安全管理工作。
放矿理论备考
1.崩落法放矿的三种边条件一、无限(简单)边界条件,如回采后矿体的中间矿块,顶板极为软破的缓倾斜矿体矿块等;二、类边界条件为半无限(直壁)边界条件,主要指无底柱分段崩落法采场;三、复杂(倾斜)边界条件,具有上下盘倾斜面的矿块。
2.椭球体放矿理论与随即介质放矿理论的相同点与不同点相同点:两种放矿理论都是当前发展较为成熟的主流放矿理论体系,都可用于模拟和指导现实中遇见到的放矿问题。
二者都有数学函数基础和实验实践的支持;不同点:椭球体放矿理论体系应用最广,对放矿基础概念阐述最为完整,也被其他放矿理论采用,是对放矿认识的基础。
但其仅仅适用于解决第一类边界条件(放出体为椭球体)和第二类边界条件(放出体为椭球缺),对于第三类边界条件椭球体放矿理论数学基础不足。
而当前解决第三类边界条件下的放矿问题主要就是用随机模拟放矿方法,所以说随机介质放矿理论适用范围比椭球体放矿理论适用范围更广,解决的问题更多,但没有椭球体放矿理论发展的完整和充分。
3.放矿理论的研究现状已有的放矿理论研究首先将散体抽象为连续流动介质,认为散体的受力、运动速度及密度等都可视为颗粒所处位置(坐标)的连续函数,建立相应的模型。
当前的放矿理论研究主要有随机介质放矿理论、椭球体放矿理论和类椭球体放矿理论。
4.密度、松散性、孔隙度、湿度、块度、自然安歇角、内摩擦角密度:单位体积的松散矿石的质量叫做密度松散性:整体矿石经过破碎后的体积,比原来体积增大的性质称之为松散性。
松散矿石的体积与原整体状态下的体积之比,称之为松散系数孔隙度:松散矿石颗粒间的空隙体积占松散体积的百分比湿度:松散矿石中所含水分的质量百分比块度:松散矿石块的尺寸以及各种尺寸的矿石块所占的百分比自然安歇角:自然湿度条件下的松散矿石,在某一特定条件下堆积,其自然坡面与水平面所成的最大倾角内摩擦角:抗剪强度曲线与横坐标的夹角,内摩擦角的正切为内摩擦系数5.松散体一次松散系数、二次松散系数、极限松散系数、三者之间的关系一次松散系数:把崩落的矿石产生的碎胀,而把碎胀后的松散矿石体积与原来整体矿石体积之比,称之为一次松散系数二次松散系数:矿石经过一次松散后,由于不断进行放矿,采场矿石必然产生二次松散,二次松散后松散矿石体积与二次松散前的体积之比,称之为二次松散系数。
无底柱分段崩落采矿方法
无底柱分段崩落采矿法一、什么是无底柱分段崩落采矿法(一)、发展历史上世纪五十年代发生,六十年代逐步发展并在国内外得到广泛应用,七十年代已成为一种成熟的并占优势的种方法。
以我国为例,七十年代中期铁矿地下开采矿山总数的45%,约占铁矿石总量的63%采用该采矿方法。
(二)、特征无底柱分段崩落种法是将阶段用分段回采巷道划分为若干分段,由上向下逐个分段进行回采,随后由崩落围岩充填采空区,分段下部不设出矿的底部结构,以小的崩矿步距爆破下来的矿石在崩落围岩的覆盖下直接由回采进路端部放出,凿岩、出矿共用同一巷道。
这种采矿方法结构简单,为机械化采矿创造了有条件。
主要特点:1.各分段不设放矿的底部结构,不留任何矿柱;2.凿岩、爆破、出矿等回采作业均在同一回采进路内顺序进行;3.矿石回采由回采进路的上(下)盘一端开始,按步距顺序后退回采,直至下(上)盘一端矿体边界为止;4.在回采进路端部于崩落围岩覆盖下进行挤压爆破和放矿;5.上下分段进路在空间呈菱形交错布置。
(三)、适用条件1.较规则的急倾斜厚矿体;2.矿石稳固程度在中等以上,进路中不需大量支护;3.顶板围岩能自行崩落,且块度较大;4.地表允许陷落,表土层不厚,没有导致井下被淹没的地表水或地下水;5.矿石允许贫化,矿岩容易分离,矿石可选性好,围岩含有用矿物成分。
(四)、优缺点无底柱分段崩落采矿法是一种高效率、高生产能力.高度机械化、低成本和作业安全的采矿方法,与其它种方法相比,具有以下优点:1.结构简单,不留矿柱,不设底部结构,所有矿块间和分段间,不需要留任何底柱和间柱,不需要掘进难以施工的漏斗、斗穿,斗颈和电耙等切割巷道,不需进行回收顶、底、间柱等复杂繁重的工作;在矿块中只布置采矿进路.联络巷道.切割巷道和切割天井,结构简单,便于施工;2.回采工艺简单,各项回采作业在不同分段内进行,互不干扰,管理方便,作业专业化,有利于操作技术和工效的提高;3.易于实现采矿作业全面机械化,采准和回采作业都在进路内进行,便于使用大型无轨自行设备,如掘进台车、采矿凿岩台车、装运机等;4.作业安全,人员在水平巷道内工作,顶板暴露面积小,出现浮石或不安全因素时,容易及时发现和处理;5.灵活性大,每条进路所负担的回采宽度只有10米左右,崩矿步距只有2米左右,生产中出现问题时影响面小;还能根据矿体条件的变化随时改变进路布置或回采顺序;上分段残留的矿石可在下分段回收;对矿石成分复杂的矿体,可分采分运或选别回采,有利于稳定出矿品位和矿石综合利用。
无底柱分段崩落采矿法结构参数优化及应用
无底柱分段崩落采矿法结构参数优化及应用摘要:根据无底分段柱崩落采矿法“椭球体”放矿理论,无底柱分段崩落采矿法的结构参数,直接影响着实际生产中的工程量大小和损失、贫化现象。
为了减少生产中的损失和贫化,对无底柱分段崩落采矿法中的,回采进路间距、崩矿步距、分段高度进行参数优化。
关键词:放矿椭球体;损失;贫化引言:无底柱分段崩落采矿法在我国的地下开采矿山中,特别是铁矿开采中应用较为广泛,西石门铁矿就是其中之一。
长期实践表明,无底柱分段崩落采矿法,矿石损失率约为15~20%,贫化率约为20%~30%。
根据放矿“椭球体”理论,无底分段柱崩落采矿法的结构参数,包括回采进路间距、分段高度、崩矿步距,三个方面[1]。
一、西石门铁矿南采区现状及原结构参数1.1 南采区现状西石门铁矿是一个大型的地下矿山,现在已经进入矿山末期。
南采区已全部进入残采阶段,采场是以回收残留矿量为主。
残留矿量赋存形式主要有以下几方面:(1)采场因受地压和民采破坏的影响,巷道围岩不稳固,采场进路进行大量的支护,在接近矽卡岩和矿体中的工程,U型拱架进行了二次或三次支护,巷道变形严重,造成中孔施工难度加大,局部还无法施工,不能及时进行回采,在本分段形成了矿量损失。
本分段的矿量损失,只能转到下分段进行回收。
如89m分层6#、7#采场的部分工程。
(2)下部负40m中段为缓倾斜薄矿体,矿体底部为闪长岩、节理发育、有蚀变现象,稳固性一般。
并受到民采的破坏。
(3)有底柱采场的残留,主要是有底柱的底部结构靠近矿体下部的边缘,造成耙道、堑沟等工程可能在矽卡岩中,工程稳定性较差,施工难度较大。
在厚大矿体中,还设计施工双堑沟和双层耙道。
受当时支护条件的限制,很多采场就没有完成施工,完成施工的采场,因采用一次爆破,造成底部结构坍塌,采场矿量无法采出,形成损失。
如南采区120m中段0#穿的025 – 028采场。
1.2现采场结构参数南采区的中段高度为40m,分段高度为10-12m,进路间距为10m,排距为1.5m,边孔角采用45°,崩矿步距为一次崩矿1-2排。
矿石回采“无底柱”采矿法分析探讨
矿石回采“无底柱”采矿法分析探讨摘要:无底柱分段崩落法在在回采巷道中完成分段凿岩、崩矿以及出矿,采场结构得到优化,允许使用无轨设备,这一技术具有成本低、安全性高、效率高、机械化程度高的特点,在地下矿山的矿石开采中应用广泛。
60年代初,我国引进无底柱分段崩落法,由于其优点众多而在金属矿山中广泛使用。
现对无底柱分段崩落法的技术特点以及在地下矿山中的应用进行探讨。
关键词:地下铁矿;采矿工艺;无底柱分段崩落法1无底柱分段崩落法基本特征(1)劳动生产率高,矿石生产力大;(2)对回采工作面要求不高,操作人员在进路作业,巷道中作业安全性高;由于出矿部位为进路端部,较少发生堵塞,即使发生堵塞也能在短时间内处理;(3)容易进行回采,无底柱分段崩落法无发杂的底部结构,回采工艺以及采准均比较简单,在回采巷道中完成分段凿岩、崩矿以及出矿,这使得采场结构得到了很大的简化,能很方便地使用无轨自行设备;可使用凿岩、装运设备,机械化程度高,回采步骤规范性得到提高,能提高采矿效率与强度,也能实现专业化作业;(4)进路中小步后退回采,对矿体变化适应能力强,可以选别回采带有夹石的矿体以及不同品味的矿体,比较灵活;(5)采矿方法与结构简单,无需留矿柱。
2无底柱分段崩落法在地下铁矿中的应用示例2.1工程概述某矿区深部开展建设规模180万t/a采矿生产能力,开采范围为+110~-190m之间的Ⅰ、Ⅱ、Ⅳ号等矿体,采矿方法为无底柱分段崩落采矿法。
产品为干选抛尾后的铁矿石。
采用无底柱分段崩落采矿法,采场垂直矿体走向布置,长度等同于矿体厚度,各采场分段高度15m,中段高度75m,宽60m。
回采进路垂直矿体走向布置,进路间距为15m,上、下相邻的分段回采进路呈菱形布置。
2.2总体施工顺序2.2.1掘支施工(1)测量放线:放线的关键在于中线与腰线,提前放线以指导施工。
(2)凿岩爆破。
1)爆破周边眼:为了保证凿岩的稳定性,尽可能减少围岩受到爆破震动的影响,增强支护效果,所有的巷道的爆破形式均为光面爆破,操作时,严格按照程序执行,对超挖、欠挖进行严格控制。
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1998年 10月第19卷第5期东北大学学报(自然科学版)Journal of Northeastern U niversity(Natural Science)Oct.1998Vol 19,No.5无底柱分段崩落法不贫化放矿刘兴国(东北大学资源与土木工程学院,沈阳 110006)张志贵(西南工学院,绵阳 621002)摘 要 针对无底柱分段崩落法贫化大问题,提出不贫化放矿方式,不贫化放矿可在矿石回采率不降低情况下使矿石贫化率大幅度降低到4%~6%.关键词 无底柱分段崩落法,矿石回采率,矿石贫化率,不贫化放矿.分类号 T D803无底柱分段崩落法在我国金属矿山特别是铁矿山广泛应用,该法生产中存在的最大问题是矿石贫化大,一般为20%~30%.解决贫化大问题,曾从采矿方法结构参数、生产工艺和放矿管理等方面进行了许多研究,但实践表明收效有限.根据研究查明,矿石贫化大问题主要是现行截止品位放矿方式造成的,由于截止品位过低,每个步距放矿都是在混进大量岩石之后才停止放出.为此,在大量实验室实验与理论分析基础上,于1989年提出不贫化放矿方式,与现行放矿方式比较,可在矿石回采率不降低情况下使贫化率大幅度下降到4%~6%[1].1993年到1996年在酒钢镜铁山矿进行了不贫化放矿工业试验研究,获得非常好的效果,在矿石回采率由原81.22%提高到85.18%情况下,矿石贫化率已下降到7.64%.这与传统认识 矿石损失与贫化之间是此起彼伏关系,大相径庭.本文侧重分析研究不贫化放矿理论问题,也就是阐述为什么在矿石回采率不降低情况下贫化率大幅度降低的道理.1 对现行放矿方式分析[2]无底柱分段崩落法现行放矿方式是用截止品位控制放矿,截止品位(C cj)大都用回采步距放矿最大盈利额原则确定的,可列成下式:C cj=F cx(C j-C w)A j+C wo m e r100%式中,F cx1t采出矿石的采选费用,元/吨;A j 精矿售价,元/吨;C j精矿品位(质量分数),%;C w尾矿品位,%.由上式看出,现行截止品位(16%~22%)放矿是以一个步距为考核回收指标和经济效益的基本单元.不考虑崩落矿岩移动空间条件,把步距放矿视为最后一次回收,尽量减少步距放矿后的矿石残留量,使放出体伸进岩石堆体中,从而放出大量岩石后才停止放矿.无底柱分段崩落法贫化大缺点就是这样形成的,为此,提出改革现行放矿方式施行不贫化放矿.2 不贫化放矿主要原理[2,3]不贫化放矿按放矿方式本身要求讲,就是不使放矿过程产生岩石混入,亦即当矿岩界面正常到达出矿口,放出口出现覆岩时便停止放矿.不贫化放矿的主要原理有下面4点.(1)按整体综合考核矿石回收指标和经济效益.崩落法放矿除有在覆岩下放矿特征之外,还有崩落矿岩移动空间连续性的特征,因此上下分段之间的放矿存在联系和制约,所以不贫化放矿不以一个步距,也不以一条进路或一个分段为考核单元.而是按矿体或矿块整体综合考核矿石回收指标和经济效益.(2)保持矿岩界面完整性.无底柱分段崩落法放矿口密集,由于上下分段进路交错布置,应以两个分段计算出矿口负担面积.仅为二分之一的进路间距乘以步距,故移动范围内矿岩界面完全可用放出矿石量控制移动,以此保持矿岩界面完整性,不使矿岩界面产生较大破裂,更不象现行截止品位放矿那样,从破裂处放出大量岩石后停止1997-12-17收到. 男,67,教授.国家自然科学基金资助项目(编号:59674009).放矿.(3)扩大纯矿石放出体.不贫化放矿用矿岩界面正常到达出矿口条件控制放矿,此时的矿石残留体增大(图1a).随之增大下分段放矿的矿石层高度,从而增大纯矿石放矿体高度,可将上面分段多残留的矿石于下面分段以接近纯矿石形式回收出来.扩大纯矿石放出体高度是不贫化放矿的另一重要原理.图1 无底柱分段崩落法放矿后脊部残留(a) 不贫化放矿;(b) 现行截止品位放矿(4)放出体与矿石堆体两者形态最大吻合.无底柱分段崩落法放矿在矿体赋存条件与结构参数不变情况下,放出体、残留体与截止放矿条件三者存在着相互调节机制.不贫化放矿在矿石回采率不降低条件下贫化率大幅度下降的事实,证明了纯矿石放出体与残留堆体形态最大吻合.不贫化放矿从理论上讲按上述要求放出时,放出的矿石将是没有岩石混入的纯矿石.但由于目前采用的放矿控制手段,以及崩落矿岩移动过程中还存在一定的随机性和筛分性,不能见岩石就停止放矿,必须放出一定数量的覆岩,才能判定矿岩界面正常到达出矿口.与现行截止品位放矿对比,不贫化放矿的效果是在矿石回采率基本不降低情况下,岩石混入率可大幅度的下降到4%~6%(实验室实验),镜铁山矿实施不贫化放矿后,岩石混入率下降到7.64%.3 无底柱分段崩落法多分段放矿的矿石损失贫化[4,5]传统观念认为,矿石损失与贫化之间关系是此起彼伏的,增大贫化可以降低损失;反之,降低贫化就得增大损失.若以步距或一个分段为考核单元这样认识是正确的,而对多分段放矿综合考察矿石损失贫化指标的不贫化放矿则是片面的.曾以不同的截止放矿条件(见表1)进行了多步距多进路多分段放矿的立体模型实验,与表1对应的矿石回收指标见图2.表1 各种放矿方案的截止放矿控制指标放矿方案 不贫化放矿 低贫化放矿(一) 低贫化放矿(二) 现行截止品位放矿截止品位/%35 30 25 20 截止岩石混入率/%10.1831.1848.8165.81图2 各放矿方案的分段矿石回收指标(a) 分段体积岩石混入率与回采分段数的关系;(b) 分段矿石回采率与回采分段数的关系.不贫化放矿; , 低贫化放矿; 现行截止品位放矿.449第5期 刘兴国等:无底柱分段崩落法不贫化放矿3 1 多分段放矿的岩石混入率由图2a 看出,岩石混入率主要取决于截止品位,截止品位低的方案岩石混入率大,同时各分段的岩石混入率变化范围不大,比较稳定.3.2 多分段放矿的矿石损失由图2b 看出,前3个分段现行截止品位放矿(方案 )的矿石回采率较高,到第4分段放矿时各方案的分段矿石回采率相互接近,低贫化放矿方案( , )分段回采率超过现行截止品位放矿的;到第5分段时4种放矿方案的分段回采率差异不大,基本相同.推测到第5分段以下时各放矿方案的矿石回采率将稳定下来,此时分段矿石回采率与放矿方案(截止品位)基本无关.3.3 多分段放矿的矿石损失与矿石贫化关系多分段放矿的矿石损失与贫化关系是不贫化放矿重要理论基础,施行不贫化放矿可以获得在矿石损失不增大情况下矿石贫化率大幅度下降的效果.打破了矿石损失与贫化的传统认识,此种关系的发现意义重大,是无底柱分段崩落法放矿研究的重要突破,给放矿理论提出了方向性的研究内容.4 镜铁山矿不贫化放矿实践[6]不贫化放矿自1989年提出之后,尽管进行了大量理论分析与实验室实验研究,但由于井下矿生产随机因素较多,在没有得到生产实践证明是可行的成功的之前,还不能最后肯定它的实用价值.镜铁山矿于1993年8月~1996年3月结合无底柱分段崩落法生产进行了不贫化放矿试验研究,现已全面推广应用,取得了很好的技术经济效果.4.1 岩石混入率矿山试验前1993年1~7月原截止品位放矿的岩石混入率为13.71%,从1993年8月实施不贫化放矿,岩石混入率当即大幅度下降,试验期间累计岩石混入率为7.64%,同时变化范围不大(见表2),岩石混入率逐月变化情况如图3所示.表2 岩石混入率时 间1993年8~12月1994年1~12月1995年1~12月1996年1~3月累计平均岩石混入率/%8.087.647.567.447.64图3 岩石混入逐月变化曲线图4 矿石回采率逐月变化曲线4 2 矿石回采率实施不贫化放矿后,由于矿石残留体增大,上面分段回采率降低,特别是头一个分段的回采率仅为54.99%.但分段回采率随回采分段数增加而急剧提高(见表3),放到第3分段时累计矿石回采率就达到了试验前数值.采区矿石产量因分段矿石回采率降低而受到影响的时间仅为9个月.矿石回采率随时间变化情况绘于图4.表3 分段矿石回采率回采分段2820m 2810m 2800m 2790m 矿石回采率/%54.9971.9696.28102.065 结 论(1)现行截止品位放矿方式的矿石贫化率最大,经济效益最差,必须改革.(2)不贫化放矿在矿石回采率不降低情况下可使贫化率大幅度下降,是贫化率最低经济效益最好的放矿方式,是使用无底柱分段崩落法矿山充分利用矿产资源和提高经济效益的重要技术措施.(3)对生产矿山不能一步到位的施行不贫化放矿,可以采用质量过渡办法,逐渐提高截止品位,逐渐提高出矿品位,亦即逐渐趋向不贫化放矿.450东北大学学报(自然科学版) 第19卷参考文献1刘兴国,张志贵.无底柱分段崩落法不贫化放矿研究.金属矿山,1991(7):20~232刘兴国,张志贵.无底柱分段崩落法不贫化放矿理论基础.金属矿山,1995(11):23~283刘兴国,张志贵.不贫化放矿理论与实践.中国矿业,1998(1):38~414张志贵,刘兴国.无底柱分段崩落法出矿贫化程度与矿石回收关系的研究.中国矿业,1994(5):35~415刘兴国,周骥.放矿理论基础.冶金工业出版社,1995.113~1176张志贵,刘兴国.无底柱分段崩落法低贫化放矿的工业试验.金属矿山,1997(3):8~11No -dilution Draw ing in Sublevel CavingL iu Xingguo ,Zhang ZhiguiABSTRAC T Hig h -dilution in sublevel cav ing is a big problem in current ore -dr aw ing practices.A solution to this problem is to use N o -dilution draw ing compared with the current or e -drawing method,no -dilutio n draw ing can low er dilut ion to 4%~6%w ithout reducing t he recovery.KEY WORDS sublevel caving,ore recover y,or e dilut ion,no -dilut ion drawing.(Receiv ed D ecember 17,1997)451第5期 刘兴国等:无底柱分段崩落法不贫化放矿。