进路宽度与边孔角对放矿效果的影响

无底柱分段崩落法广泛应用于国内地下铁矿山,具有 开采效率高、成本低等优势,但矿石损失贫化大。通过多组 进路宽度、边孔角放矿试验,从矿石贫化率、矿石回收率及结 合放出体形态发育特征探究放矿指标变化原因。结果表明: ①随着进路宽度边孔角的增加,矿石回收率随之增大,边孔 角每增加10°,矿石回收率平均增加约3.13个百分点;进路 宽度每增加0.5m,矿石回收率增加约0.82个百分点,当进 路宽度为5.5m、边孔角为55°时,矿石回收率最高;②贫化 率随着边孔角、进路宽度的增加呈先增加后减小的趋势,当 进路宽度为4m,边孔角为25°时贫化率最高,其中进路宽度 对贫化率影响明显;③进路宽度、边孔角越大,放出体形态高 度发育速度减慢,横向轴长发育速度增快,对纵向轴长发育 速度影响不大。放出体形态的变化导致顶部废石量减少,放 出矿岩量增加进而影响放矿指标。     

无底柱分段崩落法不同回采顺序对放矿效果的影响

为探究无底柱分段崩落法回采顺序对放矿效果的影响，建立了无底柱分段崩落法多分段相似性物理试验模型，对比研究了单回采进路放矿和双回采进路放矿对贫化率和无贫出矿效果的影响；同时建立离散元数值模拟单分段模型，对比出矿效果。研究发现：回采过程中，单进路回采方式矿石相比双进路回采方式提前出现矿石贫化现象；上一分段脊部残留矿石整体均呈现为三角形，两种方式回采脊部残留矿石无明显差异；采用单回采进路出矿方式或双回采进路出矿方式的矿石贫化率及纯矿石回采量总体变化情况一致，但双回采进路出矿方式贫化率及纯矿回采量在物理试验中效果优于单回采进路出矿，单进路回采出矿量约为双进路出矿量的92.83%。进一步研究表明：双进路回采方式纯矿石回采量多，矿岩接触面曲线下降变化慢，矿岩接触面形变晚，且损失率小于单进路出矿，能够有效增加出矿量。     

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.     

无底柱分段崩落法开采薄矿体的试验研究

无底柱分段崩落采矿法在国内外应用广泛,但在实际生产中矿石贫化率和损失率较大,尤其是薄矿体的开采,不仅增加切岩量,而且加剧矿石的贫化。通过室内物理模拟试验研究薄矿体的超宽进路放矿方式和矿石贫化损失情况,同时与窄进路的放矿方式进行比较。试验结果显示,宽进路的放矿方式可以降低矿石贫化率。提高回收率,而且为指导实际生产提供理论依据。     

基于PFC~(2D)的某金矿低贫化放矿数值模拟实验

某金矿采用无底柱分段崩落法回采,堑沟进路结构出矿。随着开采深度的逐渐增加,矿石品位降低,矿岩愈发破碎,稳固性较差,导致矿石回采率降低,贫化率增大。为优化放矿结构参数,提高矿石回收率,利用PFC~(2D)数值模拟软件对出矿进路间距为6,7,8,9 m时低贫化放矿过程进行数值模拟实验。通过侧面放矿和不同进路间距正面放矿数值模拟,得到零贫化和低贫化时的贫化损失率。实验结果表明,放矿截止品位在30%时,最佳出矿进路间距为7 m;堑沟结构放矿时,60°以上倾角适合自溜出矿;厚大矿体开采时,低贫化放矿模式可有效提高矿石回收率。结果为矿山低贫化放矿工作提供了有利的理论指导。     

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。     

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。     

矿石回收率与贫化率关系的实验研究

分析了非均匀崩落矿岩散体在放矿过程中的流动特点，通过相似模拟实验，得出了非均匀矿岩散体在放矿过程中，放出矿石贫化的主要原因是放出口矿岩界面漏斗破裂，而不是矿岩颗粒在下移过程中的相互掺杂；在覆岩废石颗粒粒径大于或与矿石颗粒粒径接近时，采用见到废石漏斗破裂便停止放出放矿方式，可取得较好的放矿指标；当覆岩废石颗粒粒径小于矿石时，由于细小废石颗粒的穿流作用，使放出矿石过早地产生贫化，为了提高矿石回收率，就应该适当地增加废石的混入量，按照低贫化放矿方式直到见到矿岩界面正常到达出矿水平才停止放矿。采用低贫化放矿方式，低的矿石贫化率同样可以达到较高的矿石回收率。     

多分段多进路矩形放矿口尺寸对出矿效果的影响

针对无底柱分段崩落法岩石混入率较高、矿石损失较大的问题,应用多分段多进路的相似模型,进行了不同放矿口高度和宽度条件下的放矿实验,从散体流动性的影响因素和散体压力平衡拱的形成与破坏的角度,分析了矿石回收率和岩石混入率的变化规律。结果表明：当同一分段的各进路同时出矿时,适当扩大放矿口宽度或者降低放矿口高度能够增加矿石移动带宽度,改善矿石流动性,提高矿石回收率,降低岩石混入率,而且每一个分段的矿石回收率也得到明显提升。     

无底柱分段崩落法矿石损失贫化分析

从无底柱分段崩落法结构参数、放矿方式、多分段放矿和回采边界条件等4个方面分别分析与矿石损失贫化关系，用“自适应”原理解说进路间距在一定范围内变化时损失贫化变化不大的原因以及多分段放矿矿石损失由变化到稳定的关系；分析矿岩混杂层形成、回收和计算及其对矿石回收的影响；得出使用多分段同时回采是缩短无贫化（低贫化）放矿初期影响矿石产量时间的有效措施；倾斜厚矿体使用无贫化（低贫化）放矿与截止品位放矿组合方式可大幅度降低贫化率等。最后提出矿石损失贫化综合分析方法。     

铲入深度对无底柱分段崩落法放矿效果的影响

针对无底柱分段法采矿损失贫化大这一技术难题,采用大结构参数单漏斗放矿模型,研究了放矿过程中铲入深度对放出矿石量、矿石回收率及混岩率等指标的影响。结果表明:放矿端部正面废石会早于顶部废石侵入放矿过程;当铲入深度较小时,混岩率增加速率比较缓慢,放矿口会频繁出现结拱;随着铲入深度的增加,混岩率增加速率增大,且放矿口不易出现结拱;同时发现,放矿口矿岩的不均匀的流动是正面废石较早和大量侵入放矿过程的一个重要影响因素。     

铲入深度对无底柱分段崩落法放出体形态的影响

崩落体、放出体和崩矿步距之间的相互制约关系影响着无底柱分段崩落法放矿过程中的损失贫化。以大结构参数单进路放矿试验为基础,进行了3.6 m崩矿步距条件下5种不同铲入深度的物理模拟放矿试验。通过放出标志颗粒的位置信息获取内部滑移面的位置,研究了铲入深度对放出体发育形态的影响,并分析了铲入深度与放出体之间的关系以及放出体与崩矿步距的匹配关系。结果表明：①3.6 m崩矿步距、5种不同铲入深度条件下,沿进路方向放出体发育的轮廓都大于崩落体的轮廓;②铲入深度对放出体形态的发育有一定影响,放出体发育高度随铲入深度增大呈先增加后减小的趋势,放出体沿进路方向的发育宽度呈增加趋势,从纯矿石回收量、矿石回收率方面分析,铲入深度为5.32 m较好,相应的回收率为57.74%。     

基于离散元的端部放矿矿岩运移规律研究

崩落法端部放矿矿岩直接接触,顶部、正面、侧面等多方面覆盖岩废石的混入是造成矿石贫化的主要原因,为了研究无底柱分段崩落法放矿过程中废石混入过程,对矿岩颗粒间的受力进行分析,基于离散元理论构建放矿数值模型,将模拟结果与现场实际放矿指标进行对比分析,验证了数值模拟的可靠性,模拟结果表明：矿石回采率达到85%时,总混岩率29.70%,其中正面废石占比92%,混入量最大；两侧废石混入占比7.4%,混入量次之；顶部废石混入0.86%,混入最少。矿岩放出体呈现出“上宽下窄”对称椭球体缺,放出体高度随放矿时间增大呈幂函数关系增大。放矿过程中,逐渐形成较为稳定的速度场及力场,矿岩颗粒发生运移和旋转,并伴随着力链不断的断裂与重组,在放矿口上方形成拱形放矿松动体。     

挑檐式结构无底柱阶段崩落采矿法试验研究

崩落采矿法在实际生产过程中矿石损失贫化较难控制，放矿过程中废石漏斗的形成与破裂是造成矿石损失贫化的主要原因。为延缓放矿过程中废石漏斗的形成和到达放矿口的时间，提出了一种挑檐式结构的无底柱阶段崩落采矿法。该方法以阶段为单位，使得每个下分段都超前其上分段一个挑檐距离，在回采巷道工作面形成挑檐结构，回采工作都在其正上方挑檐结构的遮掩下进行。为验证挑檐结构方案的放矿效果，利用多分段放矿模型进行了挑檐结构下放矿和传统结构下放矿2组物理模拟试验，认为在保持矿石回采率80%的情况下，挑檐结构的矿石贫化率可降低5.3个百分点。在弓长岭井下矿-280~+48 m段4-5号穿脉进行了挑檐结构工业性试验，分别对挑檐结构和原结构进行了9个崩矿步距回采的放矿跟班测定。结果表明：挑檐结构与原结构相比，贫化率可降低3.8个百分点，主要原因是挑檐结构可阻挡顶部覆盖岩石，使其向本分段崩落矿石后方移动，而不出现侧漏现象，提高了纯矿石放出量，矿石贫化减小。上述分析进一步表明：挑檐结构方案施工简单，适用于中等稳定以上矿体地下开采。     

毛公铁矿大结构参数无底柱分段崩落法多分段放矿实验

针对毛公铁矿生产中矿石回收率低、崩落矿石放出量少的问题,依据其采场结构参数,进行了1.6 m、1.8 m 2种崩矿步距条件下矿石回收、矿石残留体形态及其形成过程的物理相似模拟放矿实验。实验结果表明:首采分段放矿时,矿石回收率基本稳定在40%~50%;第2分段以后的放矿中,矿石回收率稳定在70%~90%,混岩率稳定在35%左右;上一分段脊部残留矿石将在下一分段逐渐回收;放矿过程中正面废石会较早混入放矿过程,造成矿石贫化;综合分析实验结果得出:1.8 m崩矿步距矿石回收率优于1.6 m。     

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。     

急倾斜中厚破碎矿体空场嗣后充填安全开采技术研究

针对急倾斜中厚破碎矿体采用浅孔留矿法开采时,存在的采场作业安全条件差、矿石损失贫化大等问题,以锡林浩特萤石矿为工程背景,从岩体可冒性、工艺方法改进、冒落防控等方面对急倾斜中厚破碎矿体空场嗣后充填安全开采技术进行了系统研究。通过矿岩可冒性分析,构建了岩体冒落力学模型,计算得到极限冒落跨度值为5.4~6.4 m,小于矿体的平均厚度（7 m）,存在冒落事故风险;从回采作业安全及损失贫化控制角度出发,提出了以垂直深孔落矿阶段矿房法为主的空场嗣后充填开采工艺,给出了采场结构布置方法,采用分段崩矿、中段及阶段出矿方式,确定的合理崩矿步距为1.56 m;在此基础上,分析了采空区顶板冒落冲击风险,计算得到采空区顶板岩体冒落形成的冲击气浪值为34.96 m/s,远远超过了《金属非金属矿山安全规程》（GB 16423—2020）规定的数值,给出了防治冒落冲击灾害的安全散体垫层铺设方法,确定的合理散体垫层厚度为3.3 m。通过现场工业试验,采场作业安全,矿石回采率提高了7.31%,贫化率降低了7.66%,经济效益显著,可实现该类矿山安全高效开采。     

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。     

松湖铁矿深部矿体无底柱分段崩落法放矿参数优化研究北大核心

一般而言,制约无底柱分段崩落法回采指标优劣的关键参数包括放矿方式、分段高度、进路间距与崩矿步距等。随着国内外相关采矿设备的发展,上述放矿参数也在逐步增大。以松湖铁矿无底柱分段崩落法采矿为例,在分析现有放矿参数存在的问题后,提出了从放矿方式、进路间距、放矿步距(崩矿步距)三个方面优化确定合理的放矿参数。借助Image Pro Plus图像处理软件,对井下出矿进路爆堆及地表摊平矿堆进行拍照分析,确定了松湖铁矿崩落法采场实际矿岩块度粒级。根据相似物理模型试验要求,相似比选择为1∶100,通过对比5 mm以下原矿与10 mm以下原矿、5 mm以下原矿与6 mm以下配矿的椭球体形态参数,确定了采用6 mm以下配矿散体用来模拟原矿全粒级的放矿椭球体形态。在上述基础上,通过开展单口放矿试验与多口放矿试验,以回贫差作为评判指标,推荐松湖铁矿采用无贫化放矿方式组织生产作业,确定了最佳进路间距宜采用13.5 m,并且综合确定了最优崩矿步距为4 m。采用上述放矿参数之后,贫化率由现在的21.35%降低至8.77%,损失率由现在的23.61%降低至13.4%,改善了崩落法采矿的回采指标,为松湖铁矿深部矿体回采参数设计提供了技术支撑。