不同粒径废石对废石漏斗形成的研究5.doc

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1、【精品文档】如有侵权,请联系网站删除,仅供学习与交流不同粒径废石对废石漏斗形成的研究5.精品文档. 不同粒径废石对废石漏斗形成的对比研究作者姓名: 贾永指导教师: 陈晓青 专业领域: 采矿工程答辩日期: 2015年6月15号 摘要 目录摘要ABSTRACT第一章 绪论 1.1课题研究背景及意义 1.2研究综述 1.2.1端部放矿研究现状1.2.2废石移动规律的研究现状 1.3研究的主要内容和技术方法 1.3.1研究的主要内容 1.3.2研究的技术方法1.4研究的意义及达到的目标第二章 端部放矿矿岩散体的分析研究2.1放矿理论的研究现状 2.1.1椭球体理论的发展 2.1.2放矿理论研究所面临的

2、问题 2.1.3放矿研究的基本方法 2.2矿岩散体流动规律的理论分析2.2.1矿岩散体的主要物理性质2.2.2细小废石颗粒对放矿的影响 2.3本章总结第三章 端部放矿废石散体漏斗形成的理论研究 3.1端部放矿废石漏斗的形成机理 3.2顶部放矿废石漏斗的形成机理 3.3正面放矿废石漏斗的形成机理 3.4双侧放矿废石漏斗的形成机理 3.5本章总结第四章 废石漏斗形成规律的研究 4.1概述 4.2小废石对废石漏斗形成的实验分析 4.3大颗粒废石对废石漏斗形成的实验分析 4.4混合颗粒废石对废石漏斗形成的实验分析 4.5综合对比研究 4.5.1数据处理对比研究 4.5.2实验方案对比研究4.6废石漏斗

3、对矿石贫化的分析 4.7本章总结第五章 实验结论第六章 研究展望参考文献致 谢摘要端部放矿理论研究是放矿理论研究的重点,放矿贫化损失指标的预测和控制方法是端部放矿理论研究的重要内容,现有的端部放矿理论大多以矿石为研究对象,来分析覆盖岩层对矿体的贫化和损失,存在一定局限性。实际上,崩落矿岩两者直接接触是导致放矿时矿石损失贫化较高的主要原因。放矿中混入的岩石主要是覆盖岩层及放矿过程中形成的废石漏斗中的废石,因此研究废石的移动形成的规律显得尤为重要。而本文将以废石为研究切入点,来研究在端部放矿过程中,放出体正面废石、侧面废石、顶面废石等四个漏斗所形成的合体废石漏斗在形成过程中对矿石贫化的研究分析。在

4、前人工作的基础上,以放矿椭球体理论为依据,本文就不同粒径的废石对废石散体移动规律的影响进行进一步研究。矿岩粒度分布不同,对损失贫化的影响也不同,对矿山的整个经济效益有着重要的意义,为降低损失贫化提供了新的研究途径。ABSTRACT第一章 绪论 1.1课题研究背景及意义所谓无底柱分段崩落法,就是将阶段用分段回采巷道划分为若干分段,由上向下逐个分段进行回采,随后由崩落围岩充填采空区,分段下部不设出矿的底部结构,以小的崩矿步距爆破来的矿石在崩落围岩的覆盖下直接由回采进路端部放出,凿岩、出矿共同一巷道。无底柱崩落法采矿的特点是崩落矿石和覆盖岩石直接接触,矿石在覆盖废石的包围下从放矿口放出,出矿过程中容

5、易造成矿石的贫化及损失。若采场结构参数不合理,放矿管理制度不当,将恶化放矿结果,造成矿产资源的浪费和企业经济效益的下降。实践表明,无底柱分段崩落法的矿石损失率约20%,贫化率约20%30%。矿石的损失率、贫化率高影响了矿产资源的充分利用,制约矿山企业的经济效益。分析我国崩落法采场贫化损失指标较高的原因发现,现行的放矿理论研究不足是造成这种现状的主要原因之一。放矿理论研究的首要任务是弄清贫化损失指标与放出体结构参数和放出矿石量间的数量关系,研究贫化损失的预测及控制方法。1.1.1国外无底柱分段崩落法应用状况无底柱分段崩落采矿法的典型方案早在瑞典Kiruma铁矿山使用。早在1954年,瑞典使用这种

6、方法的矿山就占 20%,以后逐年增加,到了60 年代初期,使用这种方法的矿山已增长到60%,现在瑞典每年大约有三分之二的铁矿石是这种方法采出的。瑞典使用无底柱分段崩落采矿法的特点是:采用大型自行设备,高度机械化;主要用于开采矿石品位分布不均,或有夹石,需要分采分运的急倾斜厚矿体。前苏联某些矿山所使用的无底柱分段崩落采矿法,属于这种采矿方法的变型方案。这种方案把高度较大的分段分成上下两部分(用一中间分段分开),上部高 2030m,用来进行深孔凿岩和大量崩矿(其步距 59m)。下部高为 56m,用较小的步距崩矿后,在分段巷道中进行放矿。下图为国内外部分矿山自然崩落法的应用情况: 矿体条件 回收率/

7、%矿山名称 倾角 厚度 ROD 节理频数 采矿方案 / 1.1.2国内无底柱分段崩落法应用现状1965年我国正式引进无底柱分段崩落采矿法典型方案及与其配套的无轨采矿设备。1967年首先在大庙铁矿进行工业试验,1970 年获得全面成功,并正式应用于生产。此后,在我国金属矿山得到了迅速推广,应用无底柱分段崩落采矿法的矿山逐年增多,尤其在铁矿中发展更为迅速。据不完全统计,1975 年以前设计全部或部分应用这种方法的铁矿山约占地下铁矿山总数的45%,约占设计矿石总产量的63%,以后又有所增加。到 20 世纪 90 年代,应用无底柱分段崩落采矿法采出的铁矿石量约占总数的70%。近年来,有色金属矿山和化工

8、矿山应用这种方法的比例也在不断增加。1.1.3无底柱崩落法的主要优点:1960年代,在世界范围内开始推广应用无底柱分段崩落法,无底柱分段崩落法开始在我国迅速推广使用,究其原因,有以下方面因素。(1):所有采矿工作都在巷道内进行,所有回采作业均在水平巷道中进行,容易发现不安全因素并能及时处理,安全程度高;(2):可剔除夹石,对不同品级矿石进行分采分运,灵活可靠,适应性强,可实现多分段同时开采,提高矿山经济效益;(3):不留矿柱,没有复杂而繁重的矿柱回采作业,不设底部结构、只设进路、联络道、采场结构简单、作业环节少、成本相对较低、工艺技术易于掌握;(4):广泛采用无轨设备、机械化程度高、开采强度大

9、、有利于提高矿山经济效益。由于具备这些特点,所以在矿山现场得到了广泛的应用,尤其在冶金矿山占绝对优势。(5):灵活性大,进路回采宽度8一 l2米,每次崩矿分间小,生产故障影响面小,上分段的残留矿石可在下分段回收。1.1.4无底柱分段崩落法的主要缺点:由于该方法为覆岩下放矿,放矿为端部移动漏斗出矿,刚开始放出的是纯矿石,由于受到废石颗粒的影响,尤其是细小颗粒的废石的作用,顶部废石漏斗很快破裂,废石提前混入并放出,出矿过程中容易造成矿石的贫化及损失,当放出矿石品位低于截止品位,即停止放矿。目前普遍认为每次放出体为最大放出高度约为放出口到原矿岩交界面距离的一个偏椭球缺,如图1所示。若采场结构参数不合

10、理,放矿管理制度不当,将会恶化放矿结果并造成矿产资源的浪费和企业经济效益的下降。据统计,端部放矿类崩落法贫化率一般为20%25%,高的达42.9%,回采率一般为55%70%。同国外先进水平相比,一般高出 10 15,降低了该方法的经济效益,缩小了该方法的使用范围,因此,降低我国无底柱分段崩落法的贫化损失非常迫切。 图一 覆盖岩层下放矿时矿石放出体的形态无底柱分段崩落法的主要缺点:(1):矿石与废石接触面多,受端壁影响,放出体被切割引起矿石贫化,尤其是覆岩块度小及进路端部眉线破坏时,贫损更大;(2):放出体受端壁约束和爆破挤压程度影响,形态变化较大,损失贫化较难控制;(3):工作面为独头巷道,通

11、风困难,又影响工人身体健康;(4):适用条件严格,当矿石不够稳固条件下采用该采矿法时,不仅贫化损失增大,且生产故障多,影响正常生产。为了降低矿石损失贫化,国内外专家学者和生产矿山进行了大量研究工作,改进方案不下20多种,在不同程度上改善了损失贫化指标,但研究收效并不明显。端部放矿崩落法矿石损失贫化大一直是困扰采矿界的一大难题,一直没有得到很好的解决。众所周知,崩落矿岩在形成时即受到强烈的爆破挤压以及上覆散体的挤压,是仅完成了一次松散的孔隙率很小的散体介质,放矿过程中,矿岩散体发生结构变形,孔隙率逐渐增大导致二次松散。1.1.5无底柱分段崩落法适用的条件:(1):地表比较稳固,允许轻微崩落,矿体

12、上部无较大水体和流砂;(2):一般为中度价值以下的矿石,品位不高,并允许一定的损失和贫化;(3):矿块不会结块和自燃的急倾斜厚矿体或缓倾斜极厚矿体;(4):矿石稳固或中等稳固,以掘进井巷不需要支护、炮孔变形不严重;(5):上盘岩石不稳固或中等稳固,最好能自然崩落形成人块,下盘岩右稳固;(6):用于开采矿石品位分布均匀、或无需将夹石留下不采或无需分采分运。1.2放矿理论的研究历程国内外专家学者对无底柱崩落放矿进行了大量的研究工作,从研究方法来看,可以分为理论研究、物理实验研究和计算机数值模拟三种方法。而理论研究主要有椭球体理论,类椭球体理论和随机介质理论。物理实验研究主要室内模型放矿研究和室外现

13、场实验,采用的手段主要是采用各种物理方法来研究散体的宏观力学与物理性质与现象分析;理论研究包括数学统计和散体力学分析的方法来研究宏观或微观下矿岩颗粒的内在的力学情况和运动规律;数值模拟指放矿计算机仿真,采用颗粒离散元法进行放矿模拟分析。1.2.1放矿理论的研究发展1.2.1.1椭球体理论的研究发展椭球体放矿理论认为:在端部放矿过程中松散矿岩放出体为一近似椭球体,由于端壁的限制,使得放出体呈纵向不对称、横向对称的椭球缺,而且由于矿石受到端壁的摩擦阻力,放出椭球体的中心流轴会偏离端壁一定角度。30年代,前苏联的米纳耶夫首次提出了放出体为旋转椭球体的概念,便引起后来学者们的广泛注意。该国学者库里柯夫

14、在米纳耶夫的研究基础上,根据放出体是椭球体和放出体形成的过渡关系,得出了单漏孔放矿移动规律的基本方程,而且根据放出体表面颗粒在移动过程中保持相关关系不变,开创了理想散体椭球体放矿理论。50年代,前苏联学者马拉霍夫出版了崩落矿块的放矿一书,书中通过一系列实验验证了放出体是旋转椭球体的结论。他提出了放出体过渡的概念,认为散体放出过程是较大的椭球体向较小的椭球体演变的过程,椭球体表面的颗粒同时通过放矿口放出,他把散体放出过程中垂直下降速度相等的粒子所成的形体称为等速体,认为等速体的形状也是椭球体,由此,在建立散体运动方程。60年代,相继出现了许多放矿实验研究成果。如以松散矿岩流向漏斗口的流动面与水平

15、面所夹的放矿角,作为放矿分析和指标计算基础的放矿角理论,以流动带的曲线方程为依据所形成的放矿漏斗理论;端部放矿以扁椭球缺为依据的三轴椭球缺理论,采用数学手段结合松散介质力学和放矿学阐述了崩落体、放出体和松动体三者之间的关系,并给出了崩落体和放出体、放出体和松动体、松动体和崩落体之间的单循环量的数学模型等等。 70年代,我国学者刘兴国教授在放矿散体的理论和实践的研究中发现,不能简单的认为放出体与等速体同时为椭球体,且等速体之间的一系列过渡关系也不存在。他认为放出体之间的过渡关系是成立的,即放矿过程中散体颗粒点从较大放出体表面完整地演变到较小的放出体表面,矿石颗粒呈椭球体形状向出矿口移动。他将放出

16、椭球体的偏心率为常值,以此得出的颗粒移动迹线为一直线。80年代,除了继续完善放矿椭球体理论和推广应用外,开始应用离散单元法进行放矿研究,同一段时间,放矿管理和放矿质量监控方法也有了很大的发展。东北大学任风玉教授提出散体连续流动条件的检验方程,规定了放出体偏一心率的变化形式,确定的散体运动状态与散体流动特性有关,颗粒移动迹线介于直线与抛物线之间。并把放矿研究从平面问题推向空间问题提出敞体三维运动方程。90年代以后,计算机随机模拟放矿研究得到长足的发展。例如,由小耗能原理得到崩落体三维理论模型,利用计算机技术结合神经网络来预测二维的崩落体的形态。把放矿的研究与基础科学和现代科学技术结合起来,使计算

17、机方面在矿山上面的应用上取得了的一定的成果。1.2.1.2类椭球体放矿理论研究发展80年代西安建筑科技大学李荣福在试验研究的基础上率先提出了偏心率方程,并由此建立了放矿基本规律的统一数学方程,形成了变偏心率截头的椭球体放矿理论。该理论认为提出放出椭球体偏心率是随放出高度是变化的,并考虑了漏孔直径的影响,用直线描述放出口部位颗粒移动迹线的形状比用抛物线描述与实验现象相差很大。后来,人们为提高椭球体理论的计算精度,对放出体的偏心率随放出高度的变化关系的研究进行了大量的实验分析,提出了多种改进方法。90年代李荣福教授通过实验和理论的研究手段,提出了类椭球体放矿理论,提出了放出体表面方程,如下,克服了

18、椭球体放矿理论的不足和错误,与实验结果和散体力学有关结论在一定程度上也相吻合。该放矿理论的主要观点为: (1):放出体是一个近似的椭球体,并建立了放出体母线方程;(2):类椭球体放矿理论的颗粒移动迹线方程和体积方程与变偏心率椭球体放矿理论的相应方程完全相同;(3):区分了理想散体(n=1)和实际散体(nl),并分别建立了表述散体移动规律的数学方程;(4):首次对密度场进行了研究,建立了与试验结果吻合、能通过理论检验的实际散体密度方程;(5):提出了理论放出口和实际放出口的概念,解决了放出体截头给理论研究和实际计算带来的困难;(6):提出并进行了移动边界检验和连续流动检验。式中 K,m,n 与放

19、出条件及放出物料性质有关的实验常数;H 放出体高度R ,X 颗粒点的坐标 1.2.1.3随机介质放矿理论研究发展将散体简化为连续流动的随机介质,运用概率论的方法研究散体移动规律而形成的理论体系,即称为随机介质放矿理论。1956年波兰学J.Litwiniszyn教授认为松散介质运动过程其实是随机过程,在此基础上建立了随机介质模型并依据概率论方法建立了矿岩散体运动的微分方程,对研究地表的缓慢移动和采用崩落法放矿产生了深远的影响。放出体方程是放矿理论的核心,理论放出体形态是否与实际散体放出体形态相符是衡量放矿理论体系逼真度和准确性的主要标志,J.Litwiniszyn教授从模型描述的现象推出结论,即

20、从松散介质移动的随机性出发,考虑所建模型的移动方式,建立移动漏斗深度函数的微分方程式:1962年我国东北大学王泳嘉教授提出散体移动的球体递补模型,基于两相邻球体递补其下部空位的可能性,通过实验研究的手段给出了放矿平面问题的理论方程,即:式中是与散体性质和放矿条件有关的常数。1972年前苏联学者库里柯夫又将平面问题扩展为空间问题,进一步丰富了随机介质理论,给出了放矿的空间问题的理论方程,即:式中是与散体性质和放矿条件有关的常数。随后东北大学任凤玉教授将随机介质方法与散体流动的实际物理过程相结合, 进一步研究了散体移动概率分布,通过实验数据分析得到方差的表达式,建立的散体移动概率密度函数方程:式中

21、为与散体性质和放矿条件有关的常数。1992年东北大学博士研究生吕爱钟进一步深化了放矿随机介质理论,特别是在求解模型方程、处理边界条件方面着手,给出了解决倾斜壁边界条件下放矿的正确途径。2006年昆明理工大学乔登攀教授出版的放矿理论研究与应用一书中,以随机随机介质放矿理论为依据,完整的研究了散体二次松散对放矿过程的影响,该理论研究与实验结果符合的较好,使放矿理论与实际更为吻合。随机介质理论能够解释大量的放矿现象,随着计算机模拟放矿研究的深入,该理论越来越受到人们的重视。随机介质放矿理论在解释放矿现象与指导实际生产问题等方面,己远远超出了椭球体放矿理论。1.2.2放矿理论研究所面临的问题 1952

22、年前苏联学者马拉霍夫提出了椭球体放矿理论,在此理论上又推导出一系列确定采场合理结构参数和预测矿石损失贫化的方法。但是许多采矿研究者发现该理论在实际和理论两方面都存在一些问题,比如: (1):然而目前放矿理论研究均是将矿岩散体抽象为理想的连续介质,从而将散体的运动速度等视为颗粒所处位置的连续函数,从而得出了一系有关描述放矿移动规律的理想方程,然而,矿岩散体是由固相、液相、气相等混合而成的复杂体;(2):以椭球体放矿理论、随机介质放矿理论、类椭球体放矿理论以及放矿计算机模拟等基础的的研究基本上视矿岩散体为均匀的介质,没有考虑矿岩散体实际的非均匀性对放矿过程的影响,对放矿过程散体中细小颗粒的“穿流”

23、作用而引起的矿石提前贫化现象研究较少;(3):研究的手段一般是从矿岩散体的外在表现形式来进行研究的,并未从放矿问题的本质,即没有从矿岩散体内在力学的角度来研究矿岩散体内部受力情况是如何影响散体移动的;(4):与椭球体放矿理论相似,类椭球体放矿理论对“类椭球体”的形成原因没有做出科学合理的解释,仅对轴对称条件下的室内单孔模拟矿规律进行了研究,没有对复杂边界条件下的放矿做进一步研究,而实际放矿中采场边界受矿体的影响限制比较复杂,理论和实际还有一定的差距。1.3放矿研究的主要方法 国内外专家学者对崩落法放矿进行了大量的研究工作,从研究方法来看,可以分为实验研究、理论研究和数值模拟三种方法。实验研究包

24、括用各种物理和数学手段研究矿岩散体的宏观力学与物理性质并进行现象分析;理论研究包括数学方法分析宏观或细观下的行为,用统计学的观点进行处理,目前提出了多种放矿理论,其中比较系统的放矿理论有椭球体放矿理论和随机介质放矿理论。1.3.1物理模拟试验方法 物理模拟试验方法就是在与现场采场结构和放矿系统几何相似的模型上,并选用与观场崩落矿岩绢成和尺寸几何相似、力学性质大体相似的矿岩颗粒进行模拟试验,使两者放矿过程达到物理上近似相似的方法。其实质就是按一定的相似比例制定和现场结构相似的矿块模型,根据现场矿岩块度组成选配与之几何相似、力学性质相似的矿岩颗粒,使模型放矿过程与现场放矿过程达到近似的物理相似。物

25、理模拟试验方法的主要优点:(1):可以直接观察和人为地控制放矿过程,比如在研究放矿过程的矿岩移动规律,放出体、残留体和矿岩混杂过程,矿石损失贫化发生的过程比较直观方便;(2):可以取得具有代表性的数据,表达出主要特征,推广到实际采场放矿中去,试验周期短,便于改变试验条件,大大简化繁重复杂的研究手段;物理模拟试验方法的主要缺点:(1):费时、费力;(2):与现实采矿的崩落矿体的物理相似问题有一定的差距,有一定的局限性;王昌汉教授和董振民以固体力学和流体力学为依据,从物理模型的几何相似、物理状态相似、起始状态相似和边界条件相似等方面作了大量工作,得出了检验放矿过程相似的判断依据,给出了模拟实验的相

26、似要素。物理模拟试验方法的主要的相似要素有:(1):几何相似,包括矿岩散体的的块度、粒径、矿块构成要素;(2):矿岩性质相似,包括密度、质量、含水量、内摩擦角、外摩擦角、粘性系数、运动粘性系数;(3):力学相似,松散体承受的压力、正应力、剪应力、粘聚力;(4):运动相似。颗粒运动速度、加速度、位移和时间等。1.3.2现场试验方法 所谓的现场试验研究方法是在矿体中选择有代表性的矿块,按设计好的方案在炮孔排间打标志颗粒孔,放入标志颗粒,爆破后在爆堆和放出矿石中回收标志颗粒,并根据各颗粒回收的先后、原来在矿体中所处位置以及对应的放出矿岩量来圈定放出体,寻求矿岩流动规律。现场试验方法也是以一种非常重要

27、的研究矿岩散体移动规律的常用方法,它的主要优点包括:(1):可以取得物理模拟和数学模拟和计算机模拟所需要原始数据,验证其试验的结果,并可研究生产中的放出体与矿岩的流动规律和损贫化指标等;(2):研究手段比较直接,能客观反映生产中放出体的实际情况,对验证物理模拟实验和数学模拟试验的结果实际与否有很大的参考价值。但是同时现场试验方法也存在相应的缺点:(1):由于进行一次现场试验,不仅耗费人力物力,而且影响正常的生产,许多问题还没有办法用现场试验来完成,因此,其应用尚有一定难度;(2):缺点是现场试验耗费的人力和物力较大,对矿山正常生产会带来一定影响,有一定的局限性;(3):由于受到现场地质、水文、

28、地压、爆破和矿岩性质等条件的影响,研究对象与条件比较复杂,研究难度比较大。1.3.3计算机模拟的研究方法计算要随机模拟,就是在计算机上再现现场放矿过程,把实际放矿系统的崩落矿岩块体 (为立方块或球体) 映射为计算机中的空间网格,依据随机模拟系统中块体的运动,仿真实际过程中崩落矿岩块体的运动,达到预测放矿的过程中,矿石损失贫化的研究目的。数值模拟放矿是建立在放矿椭球体理论和达孔量基础上,将采场内的颗粒点赋以坐标值,以颗粒点移动方程为数学模型,随着放矿跟踪计算移动带内每一颗粒点的位置(坐标值)变化情况,以此模拟采场崩落矿石及黄土的移动与放出过程,以及预测矿石的损失贫化。计算机模拟的研究方法认为,离

29、散体运动过程是块体间旧的力系平衡关系遭到破坏、寻求建立新的力系平衡的过程。它由分析离散体的块间接触入手,找出其接触的本构关系,建立接触的物理力学模型,并由牛顿第二定律建立力、加速度、速度及位移之间的关系对放矿过程进了数值计算。目前,这种研究方法的理论研究和应用研究工作做得较多。计算机模拟的研究方法的主要优点:(1):可以进行定性分析和比较直观的反映散体移动变化趋势;(2):具有较强的灵活性和任意性,其不受时间、空间、条件的限制;计算机模拟的研究方法的主要缺点:(1):由于矿山实际生产过程中,采场崩落的矿岩从块度的大小不均匀、排列次序复杂以及颗粒的空间分布不确定,除此之外,放出口尺寸一般只有矿岩

30、粒度的几倍,所以模拟出来的结果与现场实验结果还有一定的差距;(2):模拟结果的可靠性不如物理模型结果更为准确,对不同块度组成和不同松散程度的崩落矿岩还难以进行放矿模拟,在概率赋值问题上存在人为因素,有关散体流动模型、单元体的划分与概率赋值等等问题需要进一步探讨;(3):散体在运动场中的流动具有很大的随机性,这种特点就决定了它在加载、卸载过程中所表现出来的复杂特性,从而使计算工作量非常大,此外,对崩落矿岩的物理力学性质考虑不足也是采用计算机模拟的缺点之一。总之,计算机模拟矿岩散体移动规律是利用计算机对放矿整个系统进行的试验,使系统性效益达到最优,进而实现矿山经济与社矿山益双赢的目的。当然计算机模

31、拟为采矿研究者们的研究工作提供了较大的便利,但是其自身缺点还是不可忽视,需在今后的工作中还需不断完善,使其能够发挥最大的优势,为矿山事业做更大的贡献。1.4本论文研究的意义及达到的目标针对无底柱分段崩落法采出矿石贫化严重的问题一般认为,端部出矿过程中矿石残留体有两种形式,是进路间形成的脊部残留体,另一种为步距出矿后形成的正面残留体(图2)。同时还认为,矿石残留体是造成无底柱分段崩落法矿石损失的根本原因,是矿石损失的直接表现形式。因此,人们习惯将矿石残留与矿石损失等同起来,将脊部残留称为脊部损失,正面残留,根据我们的研究,无底柱分段崩落法放矿过程中形成的矿石残留体不仅包括上述两种形式,而且还有第

32、三种形式,即靠壁残留体存在。它是由正面废石(或距出矿口较远的顶部废石)首先到达出矿口,停止出矿时在紧靠直壁留下的矿石残留体。它的形态与大小主要受出矿贫化程度、采矿方法结构参数及出矿铲取深度等因素的影响实践证明,靠壁残留体的存在是客观的,它对矿岩移动规律及放矿结果的影响是显而易见的。它的存在能大大改善端部出矿的矿石回收效果。一般说,靠壁残留矿越多,其放矿效果越好。过去,人们在确定结构参数和制定出矿管理措施时,总是设法减步甚至试图避免矿石残留体的产生。认为这样就能减少矿石的损失贫化。笔者认为,应当重新认识和评价各种矿石残留体在端部出矿中的作用和意义。它们并不象人们习惯认为的那样,总是导致高贫化,低

33、回收。事实上,它们在端部出矿中对矿岩移动规律和放矿结果有着很大的影响。适当的脊部残留和靠壁残留对降低贫化提高回收极为重要正是因为它的存在,才使得崩落矿石堆体的形态最大限度地与放出体形态保持一致。因此,无论是在确定无底柱分段崩落法结构参数还是在制定放矿管理制度时,都应充分考虑和利用各种矿石残留体对放矿的影响。关于端部出矿时的矿岩移动规律目前关于端部出矿规律认识的主要不足之处在于没有认识到靠壁残留体的存在和作用 。在矿山实际生产过程中,采场崩落的矿岩均为非均匀散体且散体粒径尺寸差异很大,崩落矿岩的空间排列极不规则,崩落矿岩间孔隙的空间分布等也极不均匀9。这对放矿过程中崩落矿岩的散体流动规律的影响很

34、大。因此要使现有放矿理论能更好的与现场放矿过程相符合必须考虑矿岩的非均匀性的影响,及提出降低废石细小颗粒的“穿流”作用而引起的矿石提前贫化程度的措施。1.5本论文主要研究内容 由端部放矿规律可知,在采用无底柱分段崩落法出矿时,混入矿石中的废石主要来自个四方向,即放出体顶部、侧面和正面。端部放矿矿岩的移动规律是,放矿初始放出体逐渐在崩落矿石爆堆里发育,放出体尺寸慢慢增大。当放出体的顶部高度发育到达上分段的脊部残留矿石和废石接触面时,此时如果继续放矿,则顶部混入废石,混入的废石造成贫化;同理,放出体沿进路方向延伸或者沿垂直于进路的方向延伸时,正面和侧面的废石同样也会混入,造成矿石贫化。所以,无底柱

35、分段崩落采矿法放矿时,贫化的主要原因是放出体顶部、前方和两侧的废石混入造成的。研究表明:影响矿石贫化的主要因素是出矿贫化程度;影响矿石回收的主要因素则是结构参数。因此,通过改变结构参数来从根本上解决采出矿石贫化严重问题的努力是不全面的,因此应从矿岩散体的接触上着手对端部放矿废石漏斗对贫化进行分析。因此本论文主要研究内容包括:(1):在系统总结前人研究成果的基础上,会详细分析矿岩散体在放出过程的流动特性及其影响因素,端部放矿过程中,废石漏斗形成的机理;(2):主要通过室内物理实验的研究的手段,分析不同粒径的废石颗粒对废石漏斗的形成影响;(3):不同粒径的废石对废石漏斗形成过程中,废石漏斗对所产生

36、的矿石贫化的研究分析;1.6本章总结 本章主要论述了椭球体放矿理论,类椭球体放矿理论,随机介质放矿理论的发展历程与现状,综述了不同年代的矿业研究者们在这些放矿理论基础上的的研究成果。同时总结了不同放矿理论在国内外不同阶段的应用状况,以及由于理论与实际的一定差距给采矿的继续研究所造成难题。第二章:端部放矿矿岩散体的分析研究2.1.端部放矿综述 崩落矿岩是由形状各异的固相颗粒(块体)、液相、气相结合而成的混合物,其内部颗粒(块体) 之间的结构赋存状况复杂以及在放矿过程中这种结构的变化过程是由静态像动态进行转化的。崩落矿岩几何形状一般块度不均匀,存在较大差异,多为板状,四面体,正方体,针状 和短棒体

37、且分布不易察觉。由于大块矿岩块体之间存在空隙,空隙之间易于细小颗粒的废石的穿流,而引起贫化。矿岩块体的运动是相当复杂和不可预测的,块体不但有朝着放矿口方向的刚体运动,同时还伴随着块体间的滑动和滚动,造成了矿石的损失贫化。无底柱分段崩落法的矿石损失主要原因有:(1):分段高度、回采巷道间距和崩矿布局选择的不合理;回采顺序、方案设计不当,未注意回收靠近下盘和脉内巷道交叉处的矿石;(2):爆破效果不好,大块多,产生立槽和悬顶或是过于破碎容易产生细小颗粒的穿流现象;(3):矿体不规则,边界圈定不准确,致使分段巷道位置布置不合理;(4):放矿管理不善。从整个放矿的过程来看,崩落采矿法放矿过程是一种动态连

38、续变化的不可逆过程,随采场回采工作的推进,很快形成废石漏斗,引起矿石的贫化,而端部放矿的顺利进行,受到诸多因素的影响。在这些众多影响因素中,有些因素为不可改变因素,如矿床斌存条件、矿岩特性等等,还有些可变因素,如工人可以合理选择采场结构参数、适当控制崩落矿岩流动速度,尽可能的在出矿过程中降低贫化的损失,提高矿山的经济效益,其中采场结构参数的合理选择是研究者们所一直关注的课题。2.2无底柱分段崩落法的工艺过程2.2.1无底柱崩落法采场的主要结构参数崩落法采场的主要结构参数有,分段高度、进路间距、进路宽度和崩矿步距,它们之间存在联系和制约,任一参数过大、过小都会使矿石损失贫化变坏。分段高度、进路间

39、距和崩矿步距对放矿的技术经济指标具有直接的影响,由于这三个参数之间相互影响较大,所以不存在某一参数离开另两个参数条件下最优,在实际生产中,一般事先把分段高度和进路间距定下来,余下的往往就是选取一个崩矿步距值,使其与原有的分段高度、进路间距尽可能地配合好,崩矿步距越大,一次崩矿量就越大,反之越小。多年来,无底柱分段崩落法的主要发展趋势是增大分段高度,以降低采切工程量。但是由于我国凿岩设备能力的限制,许多矿山仍然采用低分段凿岩、对应位置 23个分段同时爆破的方式来实现增大一次崩矿量和高端壁放矿。实质上,在这种采场结构布置方式中,矿山采掘工程量的降低并不多。由于凿岩精度、装药设备等诸多因素的影响,高

40、分段并没有在我国获得实际应用。我国无底柱分段崩落法矿山的结构参数矿山名称阶段高度/m2.2.1.1分段高度根据我国凿岩设备及使用无底柱分段崩落采矿法的经验,一般分段高控制在 912 m较为适宜。国外全液压凿岩台车和重型液压凿岩机的矿山可根据其凿岩能力合理确定分段高,目前国内最大分段高为20m。同时矿山企业又不能盲目地追求大结构参数,应考虑矿床的赋存条件及设备状况确定合理的分段高度。无底柱分段崩落采场的分段高度确定原则:(1):矿体矿赋存条件,包括矿体水平厚度、倾角、走向长度、延深深度、矿岩稳固性等;(2):矿山生产能力与所使用的矿山机械 ,包括凿岩、装药、出矿、放矿、提升、运输、井下破碎设备规

41、格等。分段高度增加可减少采准工程量,但炮孔深度也随之增加,当其超过凿岩设备能力时凿岩效率显著下降、夹钎和断钎事故增多、炮孔偏斜度增加合格率降低,爆破效果差、大块率高;铲装设备效率降低,落矿时易发生悬顶、隔墙等爆破事故,造成矿石损失。在确定分段高度时,主要考虑如下几个方面:回采巷道采用脉内沿脉布置方式,矿体较缓,分段高度较大,容易造成下盘矿石损失增大,又考虑出矿巷道需要菱形布置与施工难易程度,分段高度不宜过高;分段高度越大凿岩施工难度越大,其速度明显下降,偏斜度增大,事故增多,质量下降而影响爆破效果。因此,分段高度不宜过高。合理结构参数及爆破参数的选取对提高矿山回收率和降低贫化有着重要的意义,但

42、一个矿山的采场结构参数和矿岩条件是相对固定的,所以放出椭球体的形态也基本保持稳定,在分段高度和步距一定的情况下,增加分段高度将增加岩石混人率,要控制矿石的损失与贫化,应对放出体的空间分布进行优化,使每一放出体发育良好,相互合理匹配,才能使整个放矿的回收指标最优。混入贫化率的计算方法无底柱分段崩落采矿法在国内外金属矿山应用广泛,其发展趋势主要是增大分段高度以降低采切工程量。瑞典基律纳铁矿是世界上使用无底柱分段崩落法的最先进的地下矿山,该矿采场分段高度进路间距达到27m25m,采场单步距崩矿量达到5000t,大幅度提高了采矿强度,经济效益十分显著。2.2.1.2进路间距 当分段高确定后,按照崩落的菱形矿层与放矿椭球体轮廓尽量吻合的原则,确定回采进路间距,即合理的进路间距取决于已定分段高度下放出椭球体的偏心率。同时应考虑矿石的稳固程度、保持进路稳定及矿岩物理的固有性质对椭球体发育的影响。 分段回采进路的间距应使相邻分段回采进路上的极限椭球体彼此相切,且下一水平的分段回采进路应位于上水平的两个分段回采进路间的中心线上,且形成菱形分布,这样可回采上分段的脊部矿石,否则就难以回收。从放矿角度看,当回采进路间距过大时,相邻两条回采巷道的放出椭球体不相切,则两个椭球体之间的脊部矿石残留增加,矿石损失加大;过

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