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覆盖层在无底柱分段崩落采矿法开采中起着重要作用,既要为挤压爆破和端部放矿创造必要条件,还需保证崩落法生产的安全性,选择合适的覆盖层厚度对矿山开采具有重要意义。首先,根据金山店铁矿东区采场结构参数,利用椭球体放矿理论计算出合理覆盖层厚度为20 m,并以覆盖层充当缓冲层时覆盖层厚度计算公式验证了该厚度能满足安全要求;其次,利用PFC~(3D)数值模拟软件进行三轴压缩试验找到与金山店铁矿东区岩体力学强度参数相匹配的矿岩颗粒微观参数;最后,根据矿岩微观参数建立放矿数值分析模型,通过选取的不同覆盖层厚度进行模拟放矿,依据放矿后矿石的回收率和贫化率大小来分析覆盖层厚度对开采指标的影响,认为20 m厚度覆盖层条件下的矿石回收率和贫化率达到最优值。理论计算和数值分析表明,金山店铁矿东区崩落法开采时覆盖层厚度取20 m,可取得较好的技术经济效果并保证采场安全。 相似文献
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复杂条件下破碎围岩双壳支护巷道修复技术研究 总被引:2,自引:0,他引:2
针对西山煤电集团杜儿坪矿北一大巷部分区段地应力高、围岩破碎、变形严重、难以维护等问题,运用理论分析、FLAC3D数值模拟、现场实测等方法,分析了围岩破坏变形力学机制与原支护方式失效机理,并基于此提出双壳支护的概念,阐述了双壳支护的作用原理及形成过程,数值模拟比较分析了双壳支护与普通锚杆支护在围岩稳定性控制、应力应变规律及塑性区分布特征等方面的差别,揭示出双壳支护的优越性。经现场应用与实测发现,采用双壳支护后的围岩稳定性得到了明显的提高,围岩破碎度与巷道表面位移均大幅度下降,表明双壳支护取得了良好的效果。 相似文献
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随着林南仓矿开采深度的增大,巷道所处应力水平不断增大,巷道矿压显现剧烈,围岩变形严重,尤其是高应力条件下的泥质软岩巷道支护变得越来越困难。通过对林南仓矿高应力下深部软岩巷道破坏机理,巷道围岩矿物成分和主要围岩物理力学性质的分析,提出了采用拱顶锚杆前期临时后期永久支护、金属拱形支架、壁后混凝土充填、墙体补强锚索和注浆锚杆耦合协调支护,对巷道变形进行有效控制。通过FLAC3D数值模拟,确定了林南仓矿深部高应力软岩巷道围岩的变形破坏特征,并验证支护设计的可行性和优化支护参数。通过巷道变形监测,表明新型支护体系有效地控制了深部软岩巷道围岩的大变形和底臌,维持了巷道的长期稳定,取得了良好的技术经济效果。 相似文献
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用FLAC3D实现综放工作面三维矿压模拟的探讨 总被引:2,自引:0,他引:2
综采放顶煤工作面由于围岩由离散体和连续体共同组成,使对工作面的三维确切模拟存在很大的技术难点,论文以FLAC3D软件和它的内置语言FISH为技术平台,以散体放矿模拟理论为理论支持,构建了三维放煤仿真模型,并通过简单的工作面模拟证明放煤仿真模型在综放工作面中的确能够模拟顶煤的放出对工作面矿压分布的影响。 相似文献
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矿石运搬工艺系统的连续性、经济性是矿山技术管理的重要内容。基于大新锰矿西北采场重叠矿体开采现状,分析了现有矿石运搬工艺系统存在的问题,并在初选方案的基础上确定了4种运搬工艺优化方案。通过对优化方案的技术经济和系统性比较分析,综合确定出下盘脉外运输巷道b方案(Ⅰ矿与Ⅱ、Ⅲ矿采用瀑布式共用溜井)为最优的运搬工艺系统方案。最优方案具备的优点:减少了Ⅰ矿的电耙级数,提高了出矿效率;整合了Ⅰ矿和Ⅱ、Ⅲ矿溜井结构,体现了出矿结构布置的系统性;降低了生产成本,增大了矿石回采率,经济上实现了最优。研究成果可为类似多层缓倾斜薄矿体开采矿石运搬工艺系统设计提供技术参考。 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
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针对大红山铁矿采矿设计中粗破碎硐室放矿方案,分析得出该设计方案存在生产流程复杂、系统协调难度大,放矿流动范围小,容易造成溜井堵塞、跑矿现象等问题,提出了振动放矿+斜溜槽的放矿工艺,该工艺有利于提高生产能力。 相似文献
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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。 相似文献