内蒙古某复杂含磁黄铁矿铜硫矿石的浮选.pdf

第6 卷第5 期 2 0l6 年10 月 有色金属工程 N o n f e H o u sM e t a l sE n g i n e e r i n g V 0 1 ．6 ．N o ．5 O c t o b e r20l6 d o i 1 0 ．3 9 6 9 ／j ．i s s n ．2 0 9 5 - 1 7 4 4 ．2 0 1 6 ．0 5 ．0 1 2 内蒙古某复杂含磁黄铁矿铜硫矿石的浮选 邱廷省，何元卿，邱仙辉，艾光华，邓冲 江西理工大学资源与环境工程学院，江西赣州3 4 10 0 0 摘 要某复杂硫化铜硫矿石因磁黄铁矿含量较高，含铜矿物与磁黄铁矿嵌布较紧密，并且铜硫矿物嵌布粒度不均匀，常规选矿 工艺难以获得较理想选矿指标。在工艺矿物学研究的基础上，对该矿石的选矿工艺及药剂制度进行了详细的选矿试验。结果表 明，采用“部分优先一铜硫混合浮选一混浮粗精矿再磨分离”，并将部分优先浮选铜精矿返回铜硫分离精二中进行载体浮选的工 艺，可获得铜品位1 9 ．9 l ％、回收率9 5 ．2 0 ％的铜精矿，该工艺能显著提高铜回收率。研究结果对该矿石的生产工艺优化具有指导 意义。 关键词硫化铜矿；部分优先浮选；载体浮选；磁黄铁矿 中图分类号T D 9 5 2 文献标志码A文章编号2 0 9 5 一1 7 4 4 2 0 1 6 0 5 _ 0 0 5 5 ．0 7 F l o t a i t o no fC o m p l i c a t e dP y r r h o t i t eC o n t a i n i n gC o p p e r S u l n d eO r ef t o mI n n e rM o n g o H a Q ，un n 9 5 e ，曙，ⅣEl ，u o 凡g i ，l g ，Q ，ux i 口几 u i ，A ，G u 口n g u 口，D E ⅣGc o 几g ，o c “Z z ，矿R e s o u r c e Ⅱn dE n “ i r o ，l m e n t 口zE n g i ，l e e r i ，增，．，i 。n g 兢u n i 口e 邝i ￡，，矿 S c i e n c e 口n d7 e c 凡o Z o g ，，G 口n z o M ，_ ，i Ⅱn g z i3 4 1 0 0 0 ，C i n n A b s t r a c t Ac o m p l e xc o p p e rs u l f i d eo r ec o n t a i n i n gh i g hc o n t e n to fp y r r h o t i t e ， c o p p e rm i n e r a l sa n d p y H h o t i t ei s d i s s e m i n a t e dm o r ec l o s e l ya n dc o p p e rs u m d em i n e r a l sd i s s e m i n a t i o ns i z ei su n e v e n ． T h e r e f b r e ，i ti sd i f ．f i c u l tt oo b t a i nag o o dc o p p e ri n d e xu s i n gc o n v e n t i o n a lb e n e f i c i a t i o np r o c e s s e s ． B a s e d o nt h ec h a r a c t e r i s t i co fp r o c e s sm i n e r a l o g yo ft h e o r e ， at e c h n o l o g i c a lp r o c e s sa n dr e a g e n ts y s t e mw a s e x p l o r e di n d e t a i l ．T h er e s u l t ss h o wt h a tt h e c o p p e rc o n c e n t r a t ew i t hc o p p e rg r a d eo f l9 ．9l ％a n d r e c o V e r yr a t eo f9 5 ．2 0 ％ c a nb eo b t a i n e db yu s i n gt h ep r o c e s so f “p a n s e l e c t i v e c o p p e r s u l p h u rb u l k n o t a t i o n - m i x e dr o u g h e rc o n c e n t r a t er e g r i n d i n ga n ds e p a r a t i o n ”w i t hp a n s e l e c t i v ec o p p e rc o n c e n t r a t eu s e d a sc a I T i e r sb e i n gr e t u m e dt ot h es e c o n dc h o i c eo fc o p p e r - s u H h r ． T h i sp r o c e s sc a ni m p r o v et h ep e r c e n t r e c o V e r yo fc o p p e rs i g n i 矗c a n t l y ． T h i sw o r kh a sg u i d i n gs i g n i f i c a n c ef b rt h eo p t i m i z a t i o no ft h ep r o d u c t i o n p r o c e s so ft h eo r e ． K e yw o r d s c o p p e rs u Ⅱi d eo r e ；p a n i a l s e l e c t i v i t yn o t a t i o n ；c a r r i e rn o t a t i o n ；p y r r h o t i t e 我国的铜矿床矿石按矿石构造，可分为两种类 型块状含铜黄铁矿矿石和浸染状铜硫矿石。块状 硫化矿铜矿床通常为海相火山岩铜矿床，如新疆哈 巴河阿舍勒铜锌矿床、富蕴索尔库都克铜矿床，青海 兴海铜峪沟，四川德格俄支柯硐中达、白玉呷村、赠 科嘎衣穷，云南德钦羊拉、兰坪燕子硐以及本文所研 收稿日期2 0 1 5 ．1 1 _ 0 3 基金项目国家自然科学基金资助 5 1 4 7 4 1 1 4 ；江西省自然科学基 金资助 2 0 1 4 2 B A B 2 0 6 0 1 7 ；江西省教育厅落地计划项 目 赣财教[ 2 0 1 1 ] 2 4 3 号 作者简介邱廷省 1 9 6 2 一 ，男，福建上杭人，博士，教授，博导，主 要从事矿物加工工程领域的研究。 究矿样都属于海相火山岩铜矿床。一般而言，致密 块状铜硫矿石中黄铁矿含量高，脉石少，有用矿物含 量达7 0 ％以上，适合采用抑硫浮铜的优先浮选工 艺。而浸染状铜硫矿的铜硫含量低，铜／硫比相对较 大，铜矿物和黄铁矿粗细不均匀地浸染在脉石中，部 分铜矿物与黄铁矿紧密共生，宜采用“铜硫混浮一 铜硫混合精矿再磨分离”的选矿工艺流程⋯。但 随着铜矿产资源的日益贫、细和杂化，针对两种类型 铜矿床采用简单浮选工艺已难以取得较好的生产指 标。阿舍勒铜锌矿o 将原设计“铜锌混浮一混浮粗 精矿再磨一铜锌分离一锌硫分离”工艺改为“铜锌 混浮一混浮粗精矿再磨一浮选柱异步优先选铜一铜 万方数据 5 6 有色金属工程第6 卷 锌分离一锌硫分离”工艺减少了铜在流程中的滞留 时间，在获得高质量铜的同时，降低锌精矿中铜含 量，提高了铜回收率。 本文所研究铜矿是中国储量第六大的铜矿，位 于内蒙古境内，采选日处理能力为50 0 0t ，主要含 铜矿物为黄铜矿，含硫矿物为磁黄铁矿，黄铜矿与脉 石及磁黄铁矿、黄铁矿嵌布关系较为复杂。现场选 铜主要通过部分优先浮选一混浮铜硫一铜硫分离三 个工序依次完成。部分优先浮选铜精矿与铜硫分离 铜精矿合并为最终铜精矿。其中石灰作为硫矿物抑 制剂被大量添加。现场工艺不仅石灰用量很大，导 致管道易结钙，废水p H 值过高，不利于回用，且铜 回收率仅在9 3 ％左右，并未达到理想状态。针对该 矿石特点，采用“部分优先浮铜一铜硫混合浮选一 混浮粗精矿再磨分离”工艺将混浮粗精矿再磨分 离，将部分优先捕收剂改为酯一1 0 5 ，混浮捕收剂改 为丁基黄药 丁基铵黑药的组合，并将部分优先浮 选铜精矿返回铜硫分离精选中，达到了提高铜精矿 回收率的效果，为更好地回收矿山资源提供了依据。 1试验方法 1 ．1 试验矿样 矿样所含主要金属矿物为黄铜矿、方黄铜矿、磁 黄铁矿、黄铁矿，此外有少量的方铅矿、闪锌矿和毒 砂，少量的铁矿物为磁铁矿和褐铁矿。脉石矿物中 以石英居多，其次为石榴石、角闪石、云母、绿泥石 等。铜矿物主要为黄铜矿，其次为方黄铜矿；硫矿物 主要为磁黄铁矿，其次为黄铁矿。黄铜矿属中细粒 嵌布，分布极不均匀，粒度大小相差悬殊，矿物形态 呈不规则粒状和树权状，以不均匀稀疏浸染状分布 在矿石中。磁黄铁矿形态多为自形、半自形粒状，部 分为不规制粒状，磁黄铁矿与黄铜矿嵌布十分紧密， 较多的是与黄铜矿毗连嵌布，部分细粒者包裹在黄 铜矿中。黄铁矿形态为半自形粒状、不规则粒状，部 分矿物与黄铜矿嵌布紧密，常分布在铜矿物边缘。 试样多元素分析结果如表1 所示，铜在各物相 分布结果如表2 所示，硫在各物相分布结果如表3 所示。 表1矿石多元素化学分析结果 T a b l elM u l t i e l e m e n tc h e m i c a la n a l y s i so ft h eo r e／％ 1 单位为g ／t ，下同。 表2 铜物相分布 T a b l e2 A n a l y s i sr e s u l t so fc o p p e rp h a s e ／％ 1 ．2 试验方案 浮选处理铜硫矿石的选矿流程概括起来有优先 浮选、混合浮选、等可浮、部分优先浮选一混合浮选、 快速浮选、分步优先浮选和异步混合浮选等1 。由 试验矿样的矿石性质可知，试验矿样所含磁黄铁矿 较多，铜硫分离困难，不仅需要加入大量石灰调p H 值 1 2 进行抑制，且难以获取高质量硫精矿门。。结 合现场工艺，进行了“铜硫依次优先浮选”及“铜硫 混合浮选一铜硫分离浮选”，以及“部分优先浮铜一 铜硫混合浮选一混浮粗精矿再磨分离”的探索试 验。结果表明，铜硫混浮后，铜离子易活化含硫矿 物，铜硫分离困难、石灰用量较大。采用“铜硫依次 优先浮选”可减少石灰用量，但获得精矿回收率较 低。“部分优先一铜硫混合浮选一混浮粗精矿再磨 分离”可充分利用铜硫矿物之间单体解离特性以及 可浮性差异，部分优先浮选易浮单体铜矿物，避免可 浮性较好的铜矿物过磨或表面受污染而损失驯。 因此，决定在两者基础上采用“部分优先一铜硫混 合浮选一混浮浮选精矿再磨分离”工艺流程。将难 浮铜矿物与硫铁矿物混合浮选，混浮粗精矿经再磨 后分离，可将铜硫单体充分解离再分选。将部分优 先铜精矿返回铜硫混浮精选中，可实现可浮性好、粗 颗粒的铜矿物对细颗粒可浮性差的铜矿物实现载体 浮选，提高铜精矿回收率。 万方数据 第5 期邱廷省等内蒙古某复杂含磁黄铁矿铜硫矿石的浮选 5 7 1 ．3 试验药剂及设备 试验所用药剂有石灰、丁基黄药、丁基铵黑药、 2 54 黑药、N H 0 2 、L P _ 0 1 、z ．2 0 0 、P A C 、酯．1 0 5 、硫酸、硫 酸铜、L ， L 选硫组合活化剂 、松醇油等，均为矿 山选厂工业级药剂，试验用水为民用自来水。试验 所用设备为x M Q 一2 4 0 9 0 锥形球磨机以及X F D 、 x F G 等系列浮选机。 2 试验结果与讨论 2 ．1 铜部分优先粗选 2 ．1 ．1 捕收剂种类的影响 在磨矿粒度一7 4 珥m 占7 0 ％，石灰加入磨机中 调节p H 值 9 ，松醇油7g ／t ，捕收剂用量为1 0g ／t 时分别考察酯．1 0 5 、L P 旬l 、z 一2 0 0 、N H 0 24 种捕收剂 对部分优先铜精矿指标的影响，试验结果如图1 所示 酯一l f j l ，P ． 1 lz 一2 HN H ．2 部分优先捕收利种类 图1部分优先捕收剂种类对选铜指标的影响 F i g ．1 E f f e c to fp a r t s e l e c t i V et y p e so fc 0 1 I e c t o r o nc o p p e rn o t a t i o ni n d e x 由图1 可知，采用L P - 0 l 与z 一2 0 0 作为捕收剂 时，铜精矿品位及回收率均较低，酯．1 0 5 与N H _ 0 2 作为捕收剂，获得的铜精矿品位及回收率指标较 好，酯一1 0 5 在4 种捕收剂中获得铜精矿品位及回 收率均最高。因此选择酯- 1 0 5 作为部分优先选铜 捕收剂。 2 ．1 ．2 浮选时间的影响 部分优先浮选旨在获得高质量精矿，但浮选时 间对浮选指标影响较大，时间过短不能使已单体解 离的铜矿物充分浮出，时间过长，又难以获得高品位 铜精矿。对该矿物进行分批刮泡试验，以确定最佳 部分优先时间。试验条件磨矿细度一7 4 肛m 占 7 0 ％，矿浆p H 值9 ，捕收剂酯．1 0 5 用量1 0g ／t ，起泡 剂松醇油用量7g ／t 。试验结果如图2 所示。 图2累积浮选时间对选铜指标的影响 F 培2 E f f e c to fc u m u l a t i v ef l o t a t i o nt i m eo n c o p p e rn o t a t i o ni n d e x 由图2 可知，随着累积浮选时间的增加，铜精矿 品位逐渐降低，回收率逐渐增加，在累积部分优先时 间增至6 0s 时，大部分单体解离的铜矿物得到回 收，获得铜精矿质量较高，可基本实现铜矿物的早收 多收。因此确定6 0s 作为浮选时间。 2 ．2 铜硫混浮一再磨分离 2 ．2 ．1 混浮捕收剂种类的影响 部分优先后，为了获得较好混浮精矿选铜指标， 选用适合的混浮捕收剂很关键，捕收剂需要对铜、硫 都具有较高的捕收能力。试验考察了丁基黄药、丁 基黄药 P A C 、丁基黄药 z ．2 0 0 、丁基黄药 丁基 铵黑药、乙基黄药 2 5 。黑药等5 种混浮捕收剂对选 铜指标的影响，试验流程如图3 所示，其中各捕收剂 总用量为5 0g ／t ，试验结果如图4 所示。 原矿 ■F 为删艄一 l，一 4 u m 占7 f ％ 沫酯- 】1 5 沫松醇油 铜精矿2 图3 混浮捕收剂种类试验流程 F i g ．3 F l o w s h e e to ft y p e so fm i x e d n o t a t i o n c o U e c t o re x p e r i m e n t 由图4 可知，采用丁基黄药，品位较高，丁基黄 药 P A C 、丁基黄药 z 一2 0 0 、丁基黄药 丁基铵黑 药中，乙基黄药 2 5 。黑药获得回收率最低，组合捕 收剂丁基黄药 丁基铵黑药获得的回收率最高。因 邃爵督目幂 川 鬲 砌 辐 Ⅲ l 三 万方数据 有色金属工程 第6 卷 茸琦j 錾艟缚P A fJ 孳黄薪 z 一4 I IJ 蟮精药 丁基镭黑药已美药 F 黑药 混浮捕收荆种类 图4混浮捕收剂种类对选铜指标的影响 F i g ．4 E f k c t so ft y p e so fm i x e d n o t a t i o nc o l l e c t o r o nc o p p e rn o t a t i o ni n d e x 此确定选用组合捕收剂丁基黄药 丁基铵黑药作为 混浮捕收剂。 2 ．2 ．2 组合捕收剂成分配比的影响 采用丁基黄药 丁基铵黑药作为混浮铜组合捕 收剂，其配比很关键，不同配比，其捕收及选择能力 完全不同。在组合剂总量为5 0g ／t 条件下，其它条 件相同，考察组合捕收剂成分配比对混浮铜选别指 标的影响，试验结果如图5 所示。 图5组合捕收剂配比对混浮选铜指标的影响 F i g ．5 E f f e c to “y p e so fc o m b i n e c o l l e c t o ro n c o p p e rm i x e d n o t a t i o ni n d e x 由图5 可知，随着组合捕收剂中丁基铵黑药的 增加，混浮选铜回收率逐渐上升，当∞ 丁基黄药 ∞ 丁基铵黑药 1 l 时，混浮选铜回收率达到最 高，增加丁基黄药或丁基铵黑药比例都不能获得较 好指标。因此确定采用甜 丁基黄药 ∞ 丁基铵黑 药 1 1 作为最佳配比。 2 ．2 ．3 组合捕收剂用量的影响 确定了丁基黄药 丁基铵黑药作为混浮铜组合 捕收剂及其配比后，其它条件相同，对比不同用量 下，在组合捕收剂用量对混浮铜选别指标的影响，试 验结果如图6 所示。 图6 组合捕收剂用量对混浮选铜指标的影响 F i g ．6 E f f e c to fc o n s u mp t i o no fc o m b i n e c o l l e c t o r f b rc o p p e rm i x e d n o t a t i o ni n d e x 由图6 可知，随着组合捕收剂用量的上升，混浮 铜精矿品位逐渐降低，当用量超过6 0g ／t 时，下降趋 势趋于平缓，混粗铜精矿回收率逐渐增加，在6 0g ／t 时，回收率达到最高，随后趋于平缓。因此确定丁基 黄药 丁基铵黑药6 0g ／t 为混浮选铜用量。 2 ．2 ．4 磨矿细度的影响 矿石充分单体解离是实现铜硫选别的基本条 件，合理的磨矿细度既要确保铜硫矿物与脉石矿物 单体的充分解离，又要避免过粉碎。因此对比不同 磨矿细度下，部分优先铜精矿1 及混浮铜精矿2 中 选铜指标，其它条件相同，试验结果如图7 所示。 图7 磨矿细度对铜精矿1 和铜精矿2 选铜 指标的影响 F i g ．7 E f k c to fg r i n d i n gf i n e n e s so nc o p p e rn o t a t i o n i n d e xo fc o p p e rc o n c e n t r a t ela n d2 由图7 可知，随着磨矿细度的增加，部分优先铜 精矿1 品位及回收率均逐渐升高，铜品位在磨矿细 度一7 4 汕m 占7 0 ％左右达到最大，随后变化不显 万方数据 第5 期邱廷省等内蒙古某复杂含磁黄铁矿铜硫矿石的浮选 5 9 著，铜回收率在磨矿细度一7 4 斗m 占6 5 ％左右达到 最大，并保持不变。随着磨矿细度的增加，混浮铜精 矿2 中铜回收率逐渐升高，铜回收率在一7 4 m 占 7 0 ％左右达到最大，而铜品位随着磨矿细度增加，逐 渐降低。考虑到现场一段磨矿较难达到一7 4 “m 占 7 0 ％的磨矿细度，为节约能耗，确定一7 4 斗m 占 6 5 ％为部分优先及混浮磨矿细度。 2 ．2 ．5 粗精矿再磨的影响 原矿磨矿细度为一7 4 “m 占6 5 ％，混浮铜精 矿中含大量铜硫连生或包裹体，采用捕收剂浮选 后未曾充分解离的部分铜矿物影响铜精选指标。 混浮铜粗精矿再磨，既可提高铜矿物单体解离度， 使得铜硫得以分离，也可破除铜硫粗精矿表面吸 附的捕收剂，有利于铜硫分离。因此粗精矿再磨 细度对选铜指标同样具有重要影响，向磨机中按 1 ．0k g ／t 比例加入硫抑制剂石灰调p H 值为1 2 ，试 验结果如图8 所示。 磨矿细度一姑“m 含量／％ 图8混浮粗精矿再磨细度对选铜指标的影响 F i g ．8 E f f e c to fg r i n d i n gf i n e n e s so ft h ec r u d ec o n c e n t r a t e o nc o p p e rf l o t a t i o ni n d e x 由图8 可知，随着粗精矿再磨细度的增加，铜精 矿品位及回收率逐渐升高，铜品位及回收率在粒度 一3 8 m 含量占8 7 ．3 8 ％左右达到最大，而后保持 不变。此时，混浮粗精矿中大部分铜矿物得以单体 解离。因此确定粗精矿再磨细度一3 8 斗m 含量占 8 7 ．3 8 ％为混浮粗精矿再磨细度。 2 ．3 部分优先铜精矿返回浮选的影响 将可浮性好或已单体解离的铜矿物采用合理的 工艺流程，优先将其及时浮出、先行早收，这样可避 免这部分铜矿物过磨或表面受到污染，达到改善铜 硫分离效果、提高选矿指标的目的。但在适合p H 、 搅拌速度、粗细比等因素下，易浮粗颗粒可对再磨后 可浮性差的细颗粒形成载体作用‘1 “] 。因此，考察 部分优先铜精矿的返回对铜精矿产品的影响，进行 开路试验，将部分优先铜精矿返回于铜硫分离精二 处，试验结果如表4 所示。 表4 部分优先铜精矿返回浮选对铜选别 指标的影响 T a b l e4E f f e c to fp a n s e l e c t i v ec o p p e rc o n c e n t r a t e r e t u mt on o t a t i o no nc o p p e rn o t a t i o ni n d e x／％ 表4 结果表明，在相同药剂制度条件下，部分优 先铜精矿返回浮选，减少一次精选也可获得高质量 精矿，且提高铜精矿回收率达0 ．8 9 ％，部分优先铜 精矿返回铜硫分离浮选则与分支载体浮选工艺相 近，分支载体浮选可在广泛的紊流状态下，疏水性矿 粒一粗粒载体与同种细粒矿物之间发生充分碰撞， 导致细粒矿物向粗粒载体上的黏附，从而提高了细 级别有用矿物的浮游率。1 “。这种自载体浮选工艺， 细颗粒来自中矿再磨，粗粒载体来自部分优先精矿。 部分优先精矿带有残余药剂，不仅减少药剂消耗，也 提高了铜回收率。综合考虑，采用部分优先铜精矿 返回浮选。 2 ．4 实验室小型闭路试验 在条件试验的基础上进行了综合条件闭路试 验，试验流程及药剂制度见图9 。其中，由于矿石中 含磁黄铁矿较多，黄铁矿含量较少，难以获得高品位 硫精矿。 万方数据 6 0 有色金属工程 第6 卷 铜精矿 图9闭路流程及药剂制度 F i g ．9 C l o s e d c i r c u i tt e s tn o w s h e e ta n dn o t a t i o nr e a g e n ts y s t e m 表5闭路试验结果 T a b l e5R e s u l t so fc l o s e d ．c i r c u i tt e s t ／％ 3结论 1 内蒙古某铜硫矿石主要含铜矿物为黄铜矿、 方黄铜矿，主要含硫矿物为磁黄铁矿。铜矿物分布 极不均匀，结构构造非常复杂，以稀疏浸染状分布在 矿石中，并与磁黄铁矿嵌布十分紧密。嵌布粒度为 不等粒嵌布，以中细粒为主。部分细粒的铜矿物紧 密包裹在脉石及磁黄铁矿、黄铁矿中，细磨也会有部 分矿物不能完全解离。而部分枝权状的黄铜矿在磨 矿中或不能完全解离，或在充分细磨中成为微细粒 难以回收。 2 “部分优先一铜硫混合浮选一混浮粗精矿再 磨分离”工艺较好地适应了该矿石性质。“部分优 先”充分利用铜硫矿物之间单体解离特性和可浮性 差异，在低碱度下部分优先浮选易浮单体铜矿物，避 免可浮性较好的铜矿物过磨或表面受污染而损失。 混浮粗精矿再磨将紧密包裹在磁黄铁矿中铜矿物进 行单体解离，解决了矿物过磨及欠磨的问题。部分 优先浮铜精矿返回铜硫分离精选中进行载体浮选， 提高了铜精矿回收率，使得铜回收率达到较理想 效果。 3 “部分优先一铜硫混合浮选一混浮粗精矿再 磨分离”工艺相较于原工艺不仅减少了石灰用量， 有利于选矿废水回用，且结构合理，获得了铜品位 1 9 ．9 l ％、回收率9 5 ．2 0 ％的铜精矿，有效提高了铜 回收率，对矿山企业具有较大的经济意义。 下转第7 3 页，c o n t i n u e do nP 7 3 万方数据 第5 期时健等基于塑性极限分析的底板锚杆支护参数确定 7 3 1 巷道底板破坏的主要原因是由于底板岩体 承载力不足，底板岩体进入塑性极限状态而引起的 整体剪切破坏，类似于地基的整体剪切破坏。 2 巷道底板的极限承载力与底板岩体强度以 及对底板的支护阻力有关。底板岩体的强度及支护 阻力值越大，底板越稳定。 3 根据底板在采取底板锚杆支护下的滑移线 场，推导出底板锚杆支护荷载的表达式，并根据滑移 线场的范围确定锚杆长度，同时提出了锚杆间排距 的校核方法。 参考文献 [ 1 ] 张广超，何富连．深井高应力软岩巷道围岩变形破坏机 制及控制[ J ] ．采矿与安全工程学报，2 0 1 5 ，3 2 4 5 7 l _ 5 7 7 ． [ 2 ] 何富连，张广超，谢国强，等．千米深井煤巷底鼓特性及 控制研究[ J ] ．煤矿开采，2 0 1 3 ，1 8 3 5 0 5 3 ， [ 3 ] 奥顿哥M ．巷道底臌的防治[ M ] ．王茂松，译．北京煤 炭工业出版社，1 9 8 5 l 一2 0 ． [ 4 ] 姜耀东，赵毅鑫，刘文岗，等．深部开采中巷道底鼓问题 的研究[ J ] ．岩石力学与工程学报，2 0 0 4 ，2 3 1 4 2 3 9 6 2 4 0 1 ． [ 5 ] 康红普，陆士良．巷道底臌机理的分析[ J ] ．岩石力学与 工程学报，1 9 9 1 ，2 4 3 6 2 3 7 3 ． [ 6 ] 刘泉声，刘学伟，黄兴，等．深井软岩破碎巷道底臌原 因及处置技术研究[ J ] ．煤炭学报，2 0 1 3 ，3 8 4 5 6 6 5 7 】． [ 7 ] 谢广祥，常聚才．超挖锚注回填控制深部巷道底臌研究 [ J ] ．煤炭学报，2 0 1 0 ，3 5 8 1 2 4 2 1 2 4 6 ． [ 8 ] s u NJ ，w A N GLG ．N u m e r i c a ls i m u l a t i o no fg r o o V i n g 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