某矿山无底柱分段崩落法最末分段放矿试验研究_袁侨坤.pdf

某矿山无底柱分段崩落法最末分段放矿试验研究 袁侨坤陈星明樊露陈烈 （西南科技大学环境与资源学院， 四川 绵阳 621010） 摘要某矿山I矿体将原有的充填采矿法更改为无底柱分段崩落法并在上部分段采用低贫化放矿， 对于最 末分段的放矿方式初步考虑了常规回采进路低贫化放矿辅助回采进路截止品位放矿、 常规回采进路与辅助回采 进路均采用截止品位放矿2种放矿方案。为比较2种放矿方案整体的矿石回收效果， 对2种放矿方案进行了放矿 物理模拟试验研究， 并分析对比了2种放矿方案的矿石回收指标。试验结果表明 在相同的矿石回收与放矿条件 下， 2种放矿方案都具有较好的矿石回收效果， 表明2种方案都是可行、 有效的。但常规回采进路与辅助回采进路 均采用截止品位放矿方案矿石回收指标更优， 因此建议在矿山推广这种方案。 关键词无底柱分段崩落法物理模拟实验低贫化放矿截止品位放矿矿石回收 中图分类号TD853.36文献标志码A文章编号1001-1250 （2019） -12-046-04 DOI10.19614/ki.jsks.201912007 Ore-drawing Experiments of Lower Part of Ore-body in Pillarless Sublevel Caving in a Mine Yuan QiaokunChen XingmingFan LuChen Lie2 （College of Environment and Resources， Southwest University of Science Technology， Mianyang 621010， China） AbstractThe original filling mining for I orebody in a mine was changed to the pillarless sublevel caving stop- ing，with low dilution drawing adopted in the upper part of the mine. In the lower part of the ore，two kinds of drawing schemes were initially considered，namely，the conventional stoping drift with low dilution ore-drawing auxiliary mining drift with cut-off grade drawing， and both conventional mining drift and auxiliary mining drift with cut-off grade drawing. In or- der to compare the overall ore recovery effect of the two ore-drawing schemes，the physical simulation test of ore drawing un- der two schemes was carried out，and the ore recovery inds of the two schemes were analyzed and compared. The results showed that under the same conditions of ore recovery and ore drawing，both ore-drawing schemes have good ore recovery ef- fect，indicating that both schemes are feasible and effective. However，the conventional mining and auxiliary mining drifts with the cut-off grade drawing adopted is better， so it is recommended that this scheme be popularized in mines. KeywordsPillarless sublevel caving，Physical simulation experiment，Low dilution ore drawing，Cut-off grade ore drawing， Ore recovery 收稿日期2019-09-28 作者简介袁侨坤 （1995） ， 男， 硕士研究生。通讯作者陈星明 （1972） ， 男， 教授。 无底柱分段崩落法拥有安全性高、 机械化高、 结 构简单等优点 ［1］。某矿山I矿体的矿石品位较低， 主 要以贫矿为主， 原本采用下向分层胶结充填法， 并在 矿体的上下方分别形成了约 30～40 m 的胶结充填 层。近年来， 由于矿山经济效益持续走低， 矿山根据 自身的开采现状和开采技术条件并结合无底柱分段 崩落法的优势， 决定改变采矿方法， 拟对I矿体采用 无底柱分段崩落法开采。 理论研究及生产实践都表明， 崩落法特别是无 底柱分段崩落法在覆岩下放矿， 极易造成严重的矿 石损失和矿石贫化问题 ［2］。由于矿体赋存条件的特 殊性， 最末分段矿石残留量 （桃形间柱矿量与脊部矿 石残留总和） 占分段回采矿量的40以上。显然， 最 末分段转段矿量的回收问题， 在相当程度上影响到 无底柱分段崩落法总体的回收效果， 应该设法加以 解决。在这种条件下， 为了保证矿石的最大化回收 及贫化率最小化， 对I矿体采用物理放矿模拟试验。 试验模拟在矿体最末分段进路间柱中掘进辅助 总第 522 期 2019 年第 12 期 金属矿山 METAL MINE Series No. 522 December2019 46 ChaoXing 回采进路， 确保最大限度回收转段矿量。试验通过 对最末分段 “常规回采进路低贫化放矿辅助回采进 路截止品位放矿” 和 “常规回采进路与辅助回采进路 均采用截止品位放矿” 2种不同的组合放矿方式研究 得到最利于矿山的放矿方式， 同时对了解I矿体现场 的矿岩移动规律和观测现行的放矿方案效果有指导 意义。 1模拟试验方案设计 1. 1试验用料及试验模型 试验原计划采用磁铁矿模拟矿石， 白云岩模拟 上部围岩及废石。但由于试验需要放出大量的矿 岩， 为了减少分选工作量， 于是采用白云岩充当矿 石， 磁铁矿充当废石 ［3］。试验所用白云岩密度为 1.384 g/cm3， 磁铁矿密度为 2.337 g/cm3。2种物料的 粒度组成见表1。 矿山结构参数 分段高度H为12 m， 进路间距B 为15 m， 崩矿步距L为2 m， 回采巷道宽度a为4.5 m， 回采巷道高度b为4 m， 松散系数k取1.3。 由放矿步距LF、 爆破推距△L与崩矿步距L的关 系式 ［4］ △L k - 1 HB - ab ab HB L,（1） LF △L L,（2） 推算出放矿步距LF约为2.4 m。最终， 放矿模型的基 本参数全部确定， 模型的结构参数按 1 ∶100 比例设 计， 从上到下分为5个分段， 每个分段1～2个进路， 每 条进路10个放矿步距。模型的长宽高分别为15 cm、 24 cm和91.3 cm， 分段高度、 进路间距和放矿步距分 别为12 cm、 15 cm和2.4 cm， 回采进路宽和高分别为 4.5 cm和4 cm， 辅助进路的宽和高均为3 cm。试验模 型见图1。 1. 2模拟试验方案 最末分段模拟放矿试验有2种方案 方案I， 常规 回采进路低贫化放矿辅助回采进路截止品位放矿； 方案II， 常规回采进路与辅助回采进路均采用截止品 位放矿。低贫化放矿指标为当次废石混入率质量比 在15左右， 截止品位放矿指标为当次废石混入率 质量比在80左右。 在进行试验回采至最末分段时， 由最末分段从 左往右对进路进行回采。对于进路的回采， 则是从 里往外按步距依次退采。具体退采步骤是先抽出 步距挡板， 然后将进路退出一个放矿步距的距离， 模拟形成单步距矿岩崩落后的放矿空间， 然后根据 各分段设定的放矿方式进行出矿。将出矿量按矿 岩总量、 废石量以及矿石量分别记录， 再计算当次 出矿的废石混入率， 看其是否达到出矿指标， 当其 大于或等于出矿指标时则停止放矿， 否则继续放 矿。完成一个步距后， 继续向下一个步距退采， 当 该进路退采完毕后再依次回采同分段其他进路， 直 至该分段进路全部退采完毕。当常规进路回采完 毕后， 进行辅助进路的矿石回采工作， 回采的顺序 及步骤与常规进路相同， 最终完成对整个物理模拟 试验的回采工作 ［5］。 2试验过程及数据分析 2. 1试验过程 试验回采最末分段时采用常规进路与辅助进路 相结合的方式。最末分段常规进路采用低贫化放矿 时， 在出矿面废石质量混入在15左右时停止放矿， 随后转至下一步距继续采用低贫化放矿； 最末分段 常规进路采用截止品位放矿时， 截止品位放矿指标 为当次废石混入率质量比在80左右。 相较于采用截止品位放矿， 低贫化放矿脊部残 留会更多， 但相对来说混入的废石也更少， 试验过程 见图2和图3。在最末分段的辅助进路中， 由于位置 的特殊性， 为了保证矿石尽可能的回收， 2种方案均 对辅助进路采用截止品位放矿， 但依旧在底部会产 生2个小的脊部残留， 造成的永久性矿石损失， 试验 过程见图4。 袁侨坤等 某矿山无底柱分段崩落法最末分段放矿试验研究2019年第12期 47 ChaoXing 2. 2试验数据统计与分析 将试验数据进行统计， 结果见表2、 表3、 表4。 分析表2～表4， 得到如下结论 （1）2 种方案的最末分段矿石回收率分别为 96.03 和 111.87， 废 石 混 入 率 分 别 为 5.64 和 10.65， 对于采用无底柱分段崩落法开采的矿山来 说， 这2个指标是比较理想的， 同时也说明2个方案 均是有效可行的。 （2） 对比2种放矿方式， 由表4可以看出， 方案II （常规回采进路与辅助回采进路均采用截止品位放 矿） 的回贫差相对于方案I （常规回采进路低贫化放 矿辅助回采进路截止品位放矿） 的回贫差大11个百 分点， 这就意味着在采用方案II对最末分段的矿石进 行回收时回收指标更优。 （3） 辅助进路回收的矿量约占最末分段回采矿 量的30～40， 但废石混入率仅占4。这表明， 最 末分段采用辅助进路进行矿石回收效果是显著的， 也是值得的。 （4）2 种方案的最末分段矿石回收率均大于 95， 废石混入率均小于15， 这是比较好的矿石回 收指标。这表明矿山采用12 m15 m2.0 m结构参 数方案能获得比较好的矿石回收效果。 （5） 对于最末分段主进路采用低贫化放矿来讲， 分段废石混入率大约在2左右； 而对于最末分段采 用截止品位放矿来讲， 其分段废石混入率为10左 右， 但辅助进路采用截止品位放矿， 其废石混入率将 达到10～15左右。 3结论 针对最末分段的放矿方案I （常规回采进路低贫 化放矿辅助回采进路截止品位放矿） 与方案II （常规 回采进路与辅助回采进路均采用截止品位放矿） ， 2 金属矿山2019年第12期总第522期 48 ChaoXing ［1］ ［2］ ［3］ ［4］ ［5］ ［6］ ［7］ ［8］ ［9］ ［10］ 种方案都是具有相当高的可行性， 但在方案II的矿石 回收指标更优， 推荐使用方案II。同时通过本次试验 也能说明， 为了减少在无底柱分段崩落法最末分段 的矿石残留， 可以采取常规进路与辅助进路相结合 的方式， 能最大限度地回收矿石， 为矿山带来更高的 效益。 参 考 文 献 解世俊， 卡普卢诺夫.金属矿床地下开采的迫切问题 ［J］ .国外金 属矿山， 1995 （12） 29-32. 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