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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。 相似文献
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预留矿石作为覆盖层是实现低贫化放矿的途径之一,为了使其降低矿石损失贫化的作用得以充分发挥,有必要对其预留厚度进行进一步研究。基于低贫化放矿原理,以纯矿石放出体尽可能大、放矿过程中矿石覆盖层厚度维持不变为原则,总结出合理厚度的计算方法,即在随机介质放矿理论的基础上考虑单次出矿量,首先确定出合理的放出体高度,再由此确定矿石覆盖层的厚度。以程潮铁矿西区矿柱回收采场为算例,计算得放出体高度为28 m,矿石覆盖层厚度为40 m,并设置室内放矿实验验证其可靠性。实验结果表明,矿石覆盖层厚度达到40 m时,矿石回收率和废石混入率都取得较优水平,矿岩界面起伏程度相对较小,说明此理论计算方法是可靠的。 相似文献
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分析了无底柱分段崩落法端部放矿时矿石损失贫化的原因以及损失率和贫化率计算中存在的问题,采用随机介质放矿理论,视端部放矿时的放出体为旋转体,推导了端部放矿时贫化率和损失率的计算公式。测量出矿岩散体流动参数后,根据该计算公式,可给出不同放矿方式下的贫化率和损失率。结合一具体工程实例,计算了该矿山端部放矿时的理论损失率和贫化率,并与现场实践结果进行了对比。对比结果表明,理论预测值与实际值基本相符,说明所建立的贫化率与损失率的计算公式符合实际情况。 相似文献
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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. 相似文献
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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。 相似文献
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为了解决无底柱分段崩落法损失贫化较大的问题,数值模拟了崩落体的形态以及放矿过程中崩落体和放出体的形态演变过程。结果表明,崩落体形态接近于椭球缺,呈上宽下窄状,崩落体的宽度约为崩矿步距的1.2~1.5倍,但崩矿步距对崩落体的高度基本没有影响;放出体的形态也是近似椭球缺形,其演变规律表现为由初态的上宽下窄逐渐演变为上尖下宽,说明随放矿进行崩落体内矿石垂直流动性逐渐加强。研究中对放矿技术指标进行了统计分析,结果表明,放矿过程中,出矿口矿石品位是震荡式降低的,造成品位震荡降低的原因是少量正面废石的混入,而造成放矿截止的主要原因是顶部废石的大量混入。 相似文献
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无底柱分段崩落法生产安全、开采强度大、效率高、回采工艺简单,在地下开采中占有较大比重。但损失贫化大的问题限制了该方法在贵重金属矿山的应用,也是众多学者研究的热点。总结了无底柱分段崩落法60 a的发展历程,并从放矿理论、采场结构参数、放矿方式和巷道布置形式、覆盖层块度4个方面系统总结了控制损失与贫化的研究现状,指出目前仍存在的研究问题为:放矿理论中仅考虑散体的流动特性,爆破块度、放矿口尺寸、边孔角、铲装深度等因素未在放矿理论中综合考虑,从而造成依据放出体形态确定的采场结构参数并非最优值;实际生产中并未严格按照低贫化放矿方式作业,回采巷道布置形式不能完全适应矿体产状变化,部分矿山覆盖层形成方法不利于损失贫化控制。针对这些问题,提出了进一步控制无底柱分段崩落法损失贫化的研究方向和措施,对于矿山进一步控制损失贫化指标具有一定的理论指导意义。 相似文献
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西石门铁矿北区新探矿体为缓倾斜破碎的厚-中厚矿体,地压显现严重,属于极度难采矿体。矿山采用无底柱分段崩落法开采,受矿体倾角和厚度限制,开采中损失贫化较大。为制定损失贫化控制措施,在研究矿石散体流动规律、矿岩冒落规律和损失贫化发生过程的基础上,根据垂直方向上回采分段数量的差异将矿体划分为不同开采区域,分别制定了损失贫化控制措施。针对3个分段的回采区域,因其贫化会较大,主要制定的贫化控制措施是实行当次废石混入率与单一步距总的放出量2项指标控制的低贫化放矿;针对小于3个分段的回采区域,若矿石被崩入空区,由于下部分段无回收条件,损失会较大,需控制损失,可采用双进路同步距回采的方式,促使矿岩快速冒落形成覆岩下放矿条件,减少崩入空区矿石量;另外总结了回采过程中脊部存留矿石问题的处理措施。这些措施在西石门铁矿北区新探矿体开采过程中得以应用,损失率为16.34%,贫化率为22.51%,效果良好。 相似文献
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采用无底柱分段崩落法采矿,国内外一直采用截止品位放矿法来进行控制出矿,低贫化放矿提高出矿品位,降低废石混入。用神经网络进行实时优化预测,确定合理的贫化率指标和其他技术经济指标,来指导和加强放矿管理。 相似文献
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无底柱分段崩落法的回采顺序对矿石的损失贫化有很大影响。大红山铁矿井下受到露天压矿的影响,以70°为压矿界限,必须先回收可采矿体,待解除露天压矿之后再回收被压矿体。目前所研究的损失贫化大多是基于上分段采完再采下分段的情况,对这种先采矿体一侧再采另一侧形成的高落差引起矿石的损失贫化研究甚少。使用实验室物理放矿模拟对上述分期出矿和正常回采顺序出矿的损失贫化进行了对比研究,结果发现分期出矿回贫差指标低于正常出矿7.1个百分点。分析发现正常出矿的矿岩接触面是连续的,而分期出矿被截断成2个不同标高的“V”形接触带,使废石混入面增多,导致贫化率比正常出矿高。研究还发现随着放矿落差的增大,回贫差在缓慢减小。最后建议矿山尽可能地降低放矿之间的落差,或者采用低贫化放矿的方式进行出矿,以保留70°矿岩接触带来控制损失贫化。 相似文献
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鉴于鲁中冶金矿山公司现行截止品位放矿方式中存在贫化率较大的问题,提出采用提高截止品位的低贫化放矿方式,通过技术经济指标的分析计算,认为低贫化放矿技术上可行,经济上合理,在现场易于实现,具有应用价值。 相似文献
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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。 相似文献