高分段出矿参数的确定及应用.pdf

， 一 高分段出矿参数的确定及应用 。 级 。 一 北槲姒学 ／ t l l , ,t l t 墙 要】 柱 稹 拟 实 验 曲 基 础 上 培 出 丁 高 分 段 由 矿 参 数 的 计 算 涵 ． 并 详 缅 描 述 了 使 用 该 方 法 的 步骤．这释方落在西石仃铁矿的应用中获得了很好时效果 而且实用性强．可普遍推广．因此，在采用 无底柱采矿法的采场绪拇参数及崩矿参 数，一般是 自模拟试验和与类似矿山相比较 米确定的。由于受凿岩设备等条件的 限制， 我国的大多数矿山在采用无底柱分段崩落采 矿法时， 其分段高度和进路间距一般 取1 0 m， 进路呈菱形布置，这样每一分层的放矿高度 一 般在2 O m左右，由于放矿高度可以确 定进 路的间距和崩矿步距， 因此根据放矿规律可 知，当放矿商度为2 0 m jT,,i ，分段高度 和进路 间距取1 0 m是可行的。但是在凿岩设 备允许 的条件下，分段高度加大时 一般称高分段 无底柱采矿l法，采场结构参数以及崩矿参 数应以实际的放矿 度来确定。 2 商分段的采场结构和 崩矿参数的计算 无底柱分段崩落法的采矿过程如 图 1所 示，此 法采场的放矿称为端部放矿，试验表 明，在重力嚎件下的端部放矿，就其矿岩的 运动规律而言 与重力条件下的漏斗放矿相 似，不同处是 由于放矿椭球体受巷道出口端 壁的 限制有所变形，但总的来看，仍可视端 “㈨∞J - ∞∞、 * 采，同时诅适应于矿区范周内零星小矿体及 最僬并发申段以下残余矿量的回收，并能够 矗夫艉 度地回收国家蛊贵的矿产资源。 llil ll ， 出矿岩的物理力学性质，块度及放矿日的有 效宽度有关。 一 圈l 无底拄分段崩落法采矿过程 示意图 1 放出体灼休积为 Q [ 叭 I B b H 1 d ⋯ _ ． 式中 Q 放出体休积，m I H 一放出 体离虞 m ， ⋯ B 放矿日 有教 度，与进路 船状 一 有关， ㈣、 x 一 ∞一*㈨ ∞㈨ *∞、 * ， 斜井探采方案具有较广泛的推广价值和应用 前最。 目前， 该方案正处予推广试验阶段，采 矿方法的某些细节问题仍需进一步探讨。 筒分段出矿参数的确定爱应用一孙长寿 邮编l o o o a 一 1 7 一 翳 蚬 妯 象 ～ ． 街 曲 一 纛 一 眦端 骶 ， 隧 釜 概 关 维普资讯 b 放出椭球体的短半轴， ， ￡ 一放 出椭球休的偏心率， 可 由下 式表示 ￡ 矿 2 式中K、G t 与松散矿物的物理 力 学性 质及蜘度等因素有 关 的系 数，K0 ，a 0 。 2 贫化放矿过程 中的废石 体 积， 当 放出体的短半轴超过了放矿步距时，表示纯 矿石放矿结束，贫化放矿开 始 见图2 ， 谈废石体积由下式求出 Q ， 叫 一 s 昔 z H a r c s n 七 一 下 i． v ／ 3 一 下 百 ； 劬f ／ 【 一 式中 Q f 一放出废石的体积，m 。 ’ b -崩下的松散矿石的厚 度， m ， b 。 放出椭球体的短半轴，m。 f b L _ k 圈2 放出体超出放矿步距b 引起的贫化 3 放出体宽度与放出体高度之间的 关系，可根据放出体的几何关系求得 W K LH 半[ 詈H j 4 式中w最大放 出体的宽度，11 1 } Kr～ 系数，K v ／ ■ 一 I 8 一 4 放出体短半轴b 与放出体宽度 之问的关系 b 2 赤 w 式中K 。 系数， 。 K 。 原矿崩落后的松散系数。 5进路间距与放出体宽度之间的关 系l L B I 詈 6 ⋯ 式 中 L 一 进路间距， ， B - 进路实际宽度，m。 6每一崩矿步距所爆破的矿石总量 包括上一分层放矿时脊部的残存矿石量 ， 可用下式算 近似值t Q 』 tg T O 。 导 2 H 。 一 L L 4 ‘ B D t g 7 0 。 ] 寺 卜 B t g 7 n 。 } b - 9 、 7 式中Q z 每一崩矿步距的矿石总量， 柏 a j Hl 一个分段的高度，m。 7 矿石的骨收率和贫化率t Ⅲ。 8 p 等． 1 0 0 9 式中Y 矿石的回收率， J p 矿石的贫化率， 3 系数K、0 的确定、 在以上几个公式中，都涉及到了系数 K 和q ，这两个系数与矿岩的物理力学特 性密 切相关，一般用物理模拟实验来确定其值。 以相似性原理为基础，选取适当的模拟比， 按此比例根据矿山实际矿岩的物理 力 学 性 有色 一1 9 9 7 维普资讯 质、块度来选取实验所用的松散物料，并用 放置标记的方法，反复进行实验来确定在不 同放矿高度下的放出椭球体的偏心率。 在用实验方法得出放矿高度H和放 出体 偏心率e 之后，变换 2 式为； 1一e 。 KH 1 o 对 I o 式的等式两边取对数可得 1 n 1 8 I n K 1 n H 1 1 夸 Yl n 1一￡ x I nH a l nk n d 1 f 1 2 由 1 1 式和 i 2 式可得线性方程 Yb xa i 3 对 i 3 式，可由最小二乘法进行回归 分析求出a 和b ，然后由下式求出K 和口 b K e‘ 4 应用实例 西石门铁矿中区原来采用i 0 m 1 0 m常 规结构的无底柱 分 段 崩 落 法，崩 矿 步 距 1 ． 5 m。 后来 f 进了瑞典的s i m b a H 2 5 2 型垒 液 压凿岩台车后，决定采用高分段无底拄崩落 法以降低采准工程量。为此，要对这种采矿 方法的采场结构和崩矿步距等参数，按照上 述程序选取。 4 ． I 确定K和a 要确定K 和d ，首先要确定试 验 的模拟 比和选用的松散物料。最后选 取模 拟 比为 l ／ 5 O ，松散物料选用与该矿相 同的 磁 铁矿 石，块度大小以及所占比例均与实际松散矿 石相似。通过模拟试验，获得的放出体高度 H和偏心率e ， 的数据如表1 所示，H一￡ 之间 的关系如图 3 所示。取表1 的数据， 根 据公 式 1 0 ～ 1 4 ，用最小二乘法回归分析 求出系数K，a 以及回归方程的相关系数V ， 它们分别为 K 1． 78 48 求出系数K 和a 之后，其它参数坶 可 由 口 ～1 ． o a 9 8 上述各式求得。 Y ～o ． 0 9 6 9 袭， 由试验获得的H 与e 的数据 序号 H m 5 6 0 1 2 8 0． 8 2 0． 8 0 C． 90 -O． 9 2 1 5 2 I 2 7 3 I 40 0． 9 4 0． 9 8 0． 9 7 0． 9 78 ． 9 8 一 ． I “i ． T n 囝3 H 一￡ ， 关系 曲线 一从回归方程的相关系数来看，其绝对值 接近1 ，这说明公式 2 的形式能圆满表达 放出体高度与其偏心率之间的关系。此时的 公式 2 可表达为 e 1 1 ． 7 8 4 8 H一 ‘ - 0 1 5 由公式 1 5 计算得封的放出体偏心率 e 与试验得到的偏心率E ， 如表 2 所示。 出表 2 可知，用公式 1 5 计算得到的 ￡ 与试验得到的￡ 之间的误差很小， 其 最大 相对误差仅1 ． 4 8 ，因此，以上确定的系数 K1 ． 7 8 4 8 ， d 一1 ．0 3 0 8 能满足 该矿放 矿 参数计算的要求。 高舟段出矿参数的确定蕊应用一孙长寿 邮箱i o o o o 3 一 l 9 一 维普资讯 囊2 计算的e 值与试验的e ， 值 4 ． 2 参数计算 将该矿崩落后 的 矿 石松散 系数K 1 ． 2 5 ，进路宽度B 3 ． 8 m，进路有 效 宽 度 B O ． 6 ～O ． 7 B， 2 4 m，以及系数K和n 分别代入相关的公式，则得到 L3 ． 8 1 。 2 4 H。 。 。 1 3． 2 2 7 3 H 。 - 。 。 0 。 1 6 由公式 1 6 可计算出进路间距 L随放矿高度H变化的不同值 见表 3，其H与 L的 关系示予麒 4 囊a L 随H变化的不同数值 L． m 圈4 HL曲线 4 3 确定参数 由于西石门铁矿中医采 用 S i m b a 1 ／ 2 5 2 型全液压凿岩台车，凿岩深度在3 0 - -0 m的 范围经济上是台理的。因此要在凿岩深度为 ,t 0 m的范围内选取分段 高度和进路间距， 由 表 3可知，放矿 高 度 在3 0 4 0 z n 时， 对 应 的进路 间 距 为1 1 ． 2 2 - 1 2 ． 0 7 m。首先 确 定 进路间距为】 2 m，取最大凿岩深 度 为3 5 m， 这时放矿高度约4 0 m。由图 1的几何 关系， 在放矿角为7 0 。 时，可求出分段高度H HHl “。 t g Z 0 。 1 8 式中h 进路高度，m。 将各已知参数代 入公 式 1 8 ， 求出 H -2 4 ．7 2 5 m，结台现场实际取分段高度为 2 4 m 。 这样，由凿岩机的最大深度，放出体的 最大高度H、以及H与L 之间的关系，确定分 段高度H 和进路间距L ，最后再结合矿 石损 失贫化情况 以及相关的关系来 确 定 崩 矿步 距。 根据 以上各式，在放矿高度为4 0 m 当 分段高度为2 4 m时、进路间距 为1 2 m、进 路宽度为3 ． 8 m、有效放矿宽度为 2 ． 4 m的条 件下，不同放矿步距的矿石回收率和矿石贫 化率的关系如图 5和图 6所示。 为了获得较好的回收率，我们将贫化率 定在 l 5 ～2 0 的范围内，这一范围由经济 一 2 0 一 有色矿 一1 9 9 7 ． 维普资讯 放矿步 ． m 放矿步距， m ， 圈5 同赦 矿步跟时的矿石 回收率 固6 不 同放矿步距时的矿石贫化率 上合理的放矿截止品位反算而获得，建时矿 石回瞍率可达到8 0 以上，对应的放矿步距 为2 ． 3 ～2 ． 6 m， 所选取的放矿步距为2 m， 其对应的矿石回收率为8 1 ． 9 ，矿石费化率 为圩． 8 ，当考虑到崩落的松散效应时，反 算出前崩矿步距为2 ． 3 m。 ’ 以上所选参数在该矿使用获得了好的效 果，根据采 场韵 实 际 统 计，在贫 化 率 为 2 0 ． 7 4 时，矿石回收率达到8 4 ． 3 1 ，这两 项招标与其参数估算值基本上吻台，这表明 用这种方法来确定高分段的出矿参数极为可 靠，同时，经济效益也很显著 白采用高努 段采矿法以来，到] 9 9 3 年底，包括降低采切 比、提高采矿强度和矿石回收率、降低矿丽 贫化率等共获经济效益5 6 O ． “万元 ’ 参考文献 喀 往一公式 1 由两部分构成，前一邦分为一觏头旋转椭球体的体积的一半 - 后一部分是受有投放矿宽窿彩响而形J甓 的 插于 半截 头 旋转 体 l申间 的 捕 圆形 枉 体- 其 半椭 圆 蕺 面 积 与 国 2 所 示的 面 积相 同， 。 毒 b 2 H 柱 高 为 有 嫂放矿 宽度B - ～ 公式 3 中放出彦石体积的意义与注*相同。 ， *公式 B 中的进路间距L 为端部矿石损失量和脊部矿石损失量最小时柏取值． 如矬路 间 距小于苦 式 中 的 值 剐加大了端部曲矿石损失 此损失为永A损失 ， 如进路间距大干公式 B 中的值 刚加大丁脊郎的矿看损失 此损失 ， 可 班卞 一分 段回 收． 使其出矿 高囊相斑加大 ． 亳分 段 矿参数的礴定及直用 蛩长 寿 郎 辑1 0 0 0 8 一乳一 维普资讯