无衣柱合段崩谁法矿石报失贫化合析.pdf
S e r i e s N o . 3 5 5 J a n u a ry 2 0 0 6 金属矿山 ME T AL MI NE 总第3 5 5 期 2 0 0 6 年第1 期 采扩工程 无衣柱合段崩谁法矿石报失贫化合析 刘兴国 张国 联 柳小波 东北大学 摘要 从无底柱分段崩落法结构参数、 放矿方式、 多分段放矿和回采边界条件等4 个方面分别分析与矿石 损失贫化关系, 用“ 自 适应” 原理解说进路间距在一定范围内变化时损失贫化变化不大的原因以及多分段放矿矿石 损失由变化到稳定的关系; 分析矿岩混杂层形成、 回收和计算及其对矿石回收的影响; 得出使用多分段同时回采是 缩短无贫化 低贫化 放矿初期影响矿石产量时间的有效措施; 倾斜厚矿体使用无贫化 低贫化 放矿与截止品位 放矿组合方式可大幅度降低贫化率等。最后提出矿石损失贫化综合分析方法。 关键词 无底柱分段崩落法 结构参数 放矿方式多 分段放矿回采边界条件 矿石损失贫化综合分析 o f O r e L o s s a n d D i l u t i o n i n P i ll a r l e s s S u b l e v e l C a v i n g L i u X i n g g u o Z h a n g G u o l i a n L i u X i a o b o N o rt h e a s t e r n U n iv e r s i t y A b s t r a c t T h e r e l a t i o n s h i p o f o re l o s s a n d d i l u t i o n w i t h t h e s t r u c t u r a l p a r a m e t e r s , o r e d r a w i n g m o d e , s u b l e v e l d r a w - i n g a n d e x t r a c t i o n b o u n d a ry c o n d i t i o n s a r e a n a l y z e d r e s p e c t i v e l y . T h e c a u s e s f o r n o t g r e a t c h a n g e i n t h e l o s s a n d d i l u t i o n w h e n t h e a c c e s s s p a c e v a r i e s i n c e rt a i n r a n g e a n d t h e re l a t i o n s h ip b e t w e e n t h e c h a n g e a n d s t a b il i t y i n t h e o re l o s s i n s u b l e v - e l d r a w in g a r e e x p l a i n e d b y “ s e l f 一 a d a p t a t i o n “ p r i n c ip l e . T h e f o r m a t i o n , r e c o v e ry a n d c a l c u l a t i o n o f o r e r o c k 一 m i x e d l a y e r a n d t h e i r e f f e c t o n t h e o re r e c o v e ry, a r e a n a l y z e d . I t i s c o n c l u d e d t h a t t h e a p p l i c a t i o n o f s u b l e v e l s i m u l t a n e o u s e x t r a c t i o n i s a n e f f e c t i v e m e a s u r e f o r s h o rt e n i n g t h e t i m e w h e n t h e o r e p r o d u c t io n i s a ff e c t e d i n t h e e a r l y p e r io d o f d i l u t i o n l e s s l o w d i l u - t i o n d r a w i n g . T h e c o m b i n e d a p p l i c a t i o n o f d i l u t io n l e s s l o w d i l u t i o n d r a w i n g a n d c u t 一 o ff d r a w i n g c a n g r e a t l y r e d u c e t h e d i l u t i o n r a t e . F i n a ll y t h e c o m p r e h e n s i v e a n a l y s i s m e t h o d f o r t h e o re l o s s a n d d i l u t i o n i s p r o p o s e d . K e y w o r d s P i l l a r l e s s s u b l e v e l c a v i n g , S t r u c t u r a l P a r a m e t e r s , O re d r a w i n g m o d e, S u b l e v e l d r a w i n g , C o n d i t i o n s o f e x t r a c t i o n b o u n d a ry, C o m p r e h e n s i v e a n a l y s i s f o r t h e o re l o s s a n d d i l u t i o n . 1 结构参数与矿石损失贫化 1 . 1 结构参数与矿石损失贫化 结构参数如图1 所示。对矿石损失贫化影响较 大者为分段高度H 、 进路间距B 、 崩矿步距L , 3 者之 间存在联系和制约, 一般所谓最佳结构参数就是3 者最佳配合, 任一参数不能离开另外两个而单独存 在最佳值, 亦即任一参数过大过小都会使矿石损失 贫化变坏。 应用东北大学采矿研究所计算机模拟放矿软件 和M a t l a b 统计分析箱, 根据模拟放矿实验结果得出 矿石回 收率方 K 和岩石混人率夕 的回 归方程 S K 8 9 . 0 1 2 5 0 . 9 1 5 H一 0 . 3 8 5 B 0 . 9 2 5 L 0 . 0 1 8 H B一0 . 0 9 H L一0 . 0 9 B L , Y1 3 . 6 3 7 51 . 2 8 5 H 0 . 9 6 5 B一0 . 5 2 5 L 0 . 0 0 2 HB 一0 . 2 1 HL 一0 . 1 3 BL c 腻 汉 敷 卜 口 仁 区 ; 胃 .T, , , a4.}d-, } 1 - .{ 坛 \ 1 r } } { } 图1 结构参数 1 一 脊部残留; 2 一 端部残留 刘兴国 1 9 2 6 一 , 男, 东北大学资源与土木工程学院, 教授, 1 1 0 0 0 4 辽宁省沈阳市和平区东北大学2 6 5 信箱。 5 3 总第3 5 5 期金属矿山2 0 0 6 年第1 期 可以用该回归方程分析结构参数与矿石损失贫化的 关系。 步距过小, 端面岩石首先混人放出矿石中, 当 H , B为1 5 m时, L 应为3一3 . 5 m 。 当前生产矿山存 在步 距过 小问 题, 例如 采 用Hx B 1 0 mx 1 0 m 参 数, 有的矿山用 1 . 5 m崩矿步距, 过小, 可改用2- 2 . 2 m的崩矿步距, 有利于降低岩石混人率。 增大进路间距B , 可增大脊部残留高度, 从而增 大矿石堆体高度, 随之增大放出体高度。 进路间距、 矿石堆体与放出体三者之间的相互自 动调整适应关 系, 可称为“ 自 适应” , 正是由于存在“ 自 适应” 关系, B值在一定范围内变化时, 矿石损失贫化却变化不 大, 不象其它参数变化那样敏感 图2 。 了 放出 体 长 半轴 a 之 后, 根据a b 丫 1 扩计算 出短半轴 b , 式中二 值根据工业试验确定。 放矿步 距 L F 按下式求算 L Fb c o s 9a s i n 6 , 式中。 见图3 , 可取。 2 . 5 0 - 4 0 . 1 8 F Y 2 6 A Y 2 7 、 , . Y 2 8 , - - . Y 2 9 厂 e c c 闪 厂气 . 七 . 尸 . , 飞 i4A K入 7 七 日 ,升 }}片一 { 、、火/ 袱 图3 最大纯矿石放出 体排列 与放矿步距确定方法〔 ’ 〕 a 一 最大纯矿石放出体排列; b 一 放矿步距确定方法 按此方法求得的纯矿石布置如图3 a 所示, 为使 纯矿石放出体与矿石堆体最大吻合, 出现了纯矿石 放出体相交。相交部分的矿石第一次被放出后, 由 上面矿石递补形成完整的脊部残留, 以满足第二次 纯矿石放出体的放出要求。依纯矿石放出体布置可 确定进路间距 B2 C 进路宽度, 式中, C为放出体在垂直进路方向上的短半轴, 考 虑生产条件, 进路间 距实际取值比 理论值大1 一 1 . 5 m为好。 小官庄铁矿在H1 5 m情况下, 按该理论取B 1 5一1 6 . 5 m. 梅山铁矿根据纯矿石放出体相切确定进路间 距[ 2 7 , 纯矿石放出 体排列如图4 a 所示, 进路间距可 按图4 b 确定, 根据图4 b 求得切点位置 x , 力后, 便 可得出进路间距。 根据放出体排列 H a x H 一x . x 于二于 . 2 2 ’ 即放出体高度2 a 等于2 倍分段高度。 薰德嘿 布 5‘、走叹户qUJ q山、、q妇‘‘丈2‘ 梦、.梦六卜、. 叮.6‘J通书nJg︺ J.1‘.iJ.111,1.1 1 1 版2 a\H侧袍副巾 1 0 V - “ 子、 ,厂爷..ll找共 、‘、 一,.t 1 0 1 1 1 2 1 3 1 4 1 5 1 6 进路间距8 / m 1 7 1 8 之y 值,可用椭圆方程 二1 并代人x二鲁, 得 乙 ,-式2一2 V少C y xZx一Za 点 切 3丫 一一 自刹争 --一 自ry C -- 2y 图2 H , B与风 , Y 的关系 L 3 . 5 m 久 二 9 2 . 2 5 0 . 6 H一 0 . 7 B 0 . 0 1 8 H B , L 3 . 5 m ; 夕1 1 . 8 0 . 5 5 H 0 . 5 1 B 0 . 0 0 2 H B , L3 . 5 m . 分段高度H对矿石损失影响巨大, 增大H随之 增大B和L 值, 增大步距崩矿量、 减少辅助作业时间 和出矿次数, 有利降低损失贫化, 提高生产能力以及 降低采矿成本。 生产矿山若凿岩设备条件允许时, 增大分段高 度是改进结构参数和提高效益的重要途径。 一般情 况下在选定凿岩设备之后, 便可确定H , 依H初步确 定B和L , 最后按优化方法, 确定最佳结构参数组。 1 . 2 最佳结构参数确定方法 结构参数确定一般原则是使最终放出体 截止放 矿时放出体 与矿石堆体最大吻合, 可使矿石损失贫 化最佳。 但最终放出体大小难以确定, 所以常改用纯 矿石放出体, 即纯矿石放出体与矿石堆体最大吻合, 此时的纯矿石放出体最大, 或纯矿石回收率最高 纯矿石回收率 二 纯矿石回收量 纯矿石放出体体积 H xB xL 最大纯矿石放出体高度可按 x 1 0 0 , 2 倍分段高度选取。 有 5 4 刘兴国等 无底柱分段崩落法矿石损失贫化分析 2 0 0 6 年第1 期 进距间距 B 4 y 2 汤. 由现行截止品位放矿向无贫化放矿的过渡形式。 2 . 1 现行截止品位放矿 现行截止品位是根据步距放矿边际品位收支平 衡原则确定的, 其计算式 截止品位 单位采出矿石的采选费用 元/ t 单位采出矿石选矿的金属回收比 值x 精矿售价 元/ t X1 X . r印 C \lb/j团 \了/4D 一一一3c;介/加 认入尧jli\器 困始97弱9594939291 0.0.0.0.0.0.0.0.0. 帕哥白、维 图4 梅山铁矿进路间距确定方法 a 一 最大纯矿石放出体排列; b 一 放出体切点位置 该论文未详细说明这样布置纯矿石放出体与矿 石堆体最大吻合的道理。 两种方法的纯矿石放出体是相同的, 与矿石堆 体吻合程度可以 用纯矿石回收率指标权衡, 按此项 指标前者肯定大于后者。 两种方法共有的问题是, 没有说明生产分段数 对确定结构参数的影响, 因为上面4 一 5 分段在截止 品位放矿情况下, 各分段的矿石损失贫化指标均不 相同, 这说明各分段的矿石堆体、 覆岩情况和放出体 各异, 在确定结构参数时应如何考虑此种情况。 梅山铁矿在H1 5 m 情况下取B 2 0 m , 增大 进路间距肯定能降低采矿成本, 至于矿石回收指标 如何正在试验中。 此外, 北洛河铁矿也是在H 巧 m情况下, 采用B1 8 m , 但第3 分段设置在底板岩 石中 回收分段 , 为了回收上面残留矿石, 进路间 距减少为9 m, 3 个分段的平均进路间距为1 6 m o 上述3 家确信各自 采用的进路间距是合适的, 适合各自 矿体的赋存条件。 应用理论方法 计算式 确定结构参数, 最大困 难是实验室实验的如偏心率值和各种系数值如何应 用于生产实际问题尚未解决, 故必须结合生产实际 进行工业试验, 这样得出的试验值才是正确的、 可用 的。这项工作很困难, 本文作者依据国内少数矿山 资料绘出偏心率曲线 图5 , 其中仅河北铜矿的工 业试验资料有应用价值。 一 工业试验的回收指标才是结构参数合适与否的 最终判据。 2 放矿方式与 矿石损失 贫化[[ 3 ] 无底柱分段崩落法的放矿方式可分为3 种 一 是现在普遍采用的截止品位放矿; 二是无贫化放矿; 三是处于两者之间的低贫化放矿, 低贫化放矿应是 放出体高度 / m 图5 工业试验偏心率曲线 1 一 河北铜矿; 2 一 梅山铁矿 1 ; 3 一 梅山铁矿 2 ; 4 一 程潮铁矿 按步距考核放矿回收指标和经济效益, 是该法 的基本思路, 故截止品位最低和放矿贫化率最大, 从 而构成现行截止品位放矿的一项基本特征。此外, 对任何放矿条件, 停止放矿的截止品位是唯一的。 2 . 2 无贫化放矿 降低贫化率最有效的技术措施是提高放出矿石 的截止品位, 以至施行无贫化放矿。所谓无贫放矿, 就是当矿岩界面正常到达放出口时便停止放矿, 使 矿岩界面保持完整性, 不像截止品位放矿那样, 岩石 混人后还继续放出, 一直使放出矿石贫化到截止品 位时才停止放矿。 无贫化放矿为了判定矿岩界面是否正常到达还 需要放出一定数量的岩石, 为此, 无贫化放矿最终还 具有一定数量的岩石混人率, 实验室实验为5 , 镜 铁山矿工业试验为7 . 6 4 , 但这并不是无贫化放矿 方式本身所要求的。 无底柱分段崩落法崩落矿岩移动空间是连续的, 上面残留的矿石可于下面回收, 所以可不计一条进路 和一个分段的得失而应按总的矿石回收指标判定优 劣。此外, 回 采进路上下分段成正交错布置, 可将上 下两个分段视为一个组合, 所以放矿口间距为进路间 距的一半, 在崩落矿岩移动区内的矿岩界面是完全可 控的, 以 上就是提出 无贫化放矿的主要依据。 无贫化放矿开始施行阶段, 特别是上面第一、 二 两个分段, 矿石产量锐减, 这是生产矿山难以接受 5 5 总第3 5 5 期金属矿山 2 0 0 6 年第1 期 的, 为了减小这个影响, 可以实行多分段同时回采。 设分段回采时间为T , 第 1 分段回采到一定距离L 后, 开始回采第2 分段; 同样当第2 分段回采到L 后, 开始回采第3 分段, 直到同时回采的分段数达到4 个, 进人无贫化放矿正常生产阶段为止。 正常生产前 的最大开采长度为3 L, 一般为2 0 0 一 2 5 0 m , 可能不 足半个分段长度, 其生产时间不足0 . 5 T 。镜铁山 矿由 生产矿段开始试验, 上面分段已存在矿石残留 体, 同时不改变结构参数, 放到第3 分段, 经过9 个 月时间, 已达到正常生产, 矿石产量达到原有水平。 多分段同时回采方式可以消除无贫化放矿推广应用 中的最大障碍, 应是无贫化放矿的重要配套技术。 无贫化放矿同现行截止品位放矿方式比较, 在 矿石回收率基本相同情况下, 矿石贫化率可以大幅 度下降, 应是最好的放矿方式。 2 . 3 低贫化放矿 由 于各种条件的限制, 不能一步到位地实行无贫 化放矿。可以采用逐渐过渡的办法, 随分段向下推 进, 逐渐提高截止品位, 逐渐降低贫化率, 亦即逐渐趋 向无贫化放矿。可称此种放矿方式为低贫化放矿。 低贫化放矿是以无贫化放矿为目标, 逐渐提高 截止品位, 截止品位不应是固定不变的。此外, 与无 贫化放矿相同, 对只有一次性回收的矿石也要按现 有截止品位放出。 3 多分段放矿与矿石损失贫化 3 . 1 多分段放矿的基本特征 多分段放矿大体分为两段, 上面4个分段的矿 石回收率各不相同, 这表明各分段的矿石堆体 实 质是矿石残留体 、 放出体和覆岩条件 覆岩品位 各不相同, 这段可称变化段。从第5 分段开始, 分段 的矿石回收率变化很小, 基本相同, 可称此段和以下 各段为稳定段, 稳定段的矿石回收率可以认为是在 此种结构参数条件下最大的分段矿石回收率。 多分段放矿的矿岩移动规律在放矿理论中很少 研究, 目 前可以用“ 自 适应” 关系来解说这种现象。 上面分段放矿时各分段的矿石堆体、 放出体与覆岩 情况各不相同, 故各分段的矿石的回收情况也不一 样。经过4 个分段回采, 使矿石堆体、 放出体及覆岩 品位等3 者相互调整适应逐渐稳定下来, 从而使矿 石回收率也随之稳定。 本部份分析的多分段是指上下重叠分段。 3 . 2 多分段放矿的分段矿石回收率 各种不同截止放矿条件的多分段放矿实验结果 5 6 列于表1 、 表2 ,, 表1 不同截止品位放矿方案 方案 放矿截止品位/ 放矿方式 nl 3 0 2 5 N 2 0 低贫放 放矿 2 低贫化 放矿 1 现行截止 品位放矿 表2不 同 放 矿 万 案的 回 收 指 标 、、二回收分段 放矿方案属廷 /MV , i 7 F 指标1 2 3 4 5 无贫 化H ,t 5 1 . 1 1 1 0 3 . 8 9 8 3 . 6 1 9 0 . 6 5 9 1 . 3 6 放矿Y v 3 . 6 1 3 . 0 5 5 . 5 8 5 . 2 8 6 . 7 2 低贫 化凡6 1 . 6 1 1 1 2 . 1 1 8 1 . 5 3 9 7 . 2 8 9 0 . 4 5 放矿 2 Y v 1 2 . 6 1 1 1 . 4 5 1 4 . 1 0 1 2 . 8 2 1 2 . 5 5 低贫化H K 6 6 . 2 8 1 1 3 . 1 7 8 5 . 6 7 9 5 . 4 9 9 0 . 9 5 放 矿 1 Y v 1 8 . 5 7 1 6 . 4 7 1 7 . 7 4 1 4 . 4 5 1 4 . 6 8 现行截止H K 7 1 . 6 0 1 1 5 . 6 5 9 4 . 0 5 9 3 . 0 7 9 1 . 7 5 品位放矿Y v 2 7 . 3 9 2 5 . 2 9 2 5 . 7 4 2 5 . 3 1 2 6 . 5 4 注 H K 为矿石回 收率; Y v 为岩石体积混人率。 根据表2 数据绘制图6 。由图6 可见, 前4 个分 段的矿石回收率有较大起伏变化, 到第5 个分段时 进人稳定段, 推断以下各分段放矿也能稳定在这个 数值上, 不会出现较大出人。不同放矿方案的各分 段矿石回收率随放矿分段增加而相接近, 到第5 分 段的分段回收率相近, 平均分段回收率为9 1 . 1 3 , 与之最大差值为0 . 6 6 个百分点。这表明矿石回收 率仅与结构参数有关, 与放矿方式基本无关。 6 0 5 0 1 2 3 4 5 分段 图6 各放矿方案的分段矿石回收率 H K F 3 . 3 多分段放矿的岩石混人率 按表2 数据绘制图7 。由图7可以看出, 各放 矿方案的岩石体积混入率仅取决于放矿截止品位, 截止品位高的方案岩石混人率低, 反之则高。岩石 混人率与放矿分段数关系不大, 当然到第4 , 5 分段 时更接近稳定, 预测以下各分段的岩石混人率也能 稳定在各自的数值上。 综合分析图6 和图7 表明, 就总体看来, 第4 分 段低贫化放矿分段回收率已经超过现行截止品位放 矿; 到第5 分段时4 种放矿方案的分段回收率基本 相同, 此时的矿石回收率与截止品位无关。这就是 刘兴国等 无底柱分段崩落法矿石损失贫化分析2 0 0 6 年第1 期 无贫化 含低贫化 放矿的理论基础。 3 5 3 0 填, 充填物中含有第 1 , 2 分段的矿石, 故第3 分段放 矿可以回收第2 分段与第 1 分段残留矿石。 第4分段采后空间由第3 分段充填物下移充 填, 其中含有第3 分段的矿石残留体以及由第2 分 段、 第1 分段未被回收矿石构成的矿岩混杂层, 即回 收的矿石中除含有第3 分段矿石之外, 还可能回收 到第2 分段、 第1 分段的残留矿石。 第5 分段采后空间由第4 分段充填物下移充 填, 第4 分段充填物下移后依次由上面分段覆岩递 补。其回收矿石中除本分段矿石和上一分段的矿石 残留体之外, 还可能含有第3 , 2 , 1 分段残留矿石。 分段依次递补关系如图9 所示。设上下重叠分 段数为n , 由上面分析可知, 第1 分段残矿可能有n - 1 次回收机会, 第2 分段残矿有n 一 2 次, 第3 分段有 n 一 3 次, ⋯⋯, 直到最后分段矿石, 仅能回收1 次, 其 残矿如不采取特殊措施没有回收机会。 由上面分析 可知, 上面分段残矿有多次回收机会, 残矿回收机会 少的分段在下面, 因此就总体看, 下面分段矿石损 失应大于上面分段。 25加 班、 50 ,1一.二 ‘成 1 2 3 4 图7 各放矿方案的分段岩石体积混入率 Y v e 3 . 4 矿岩混杂层的形成和回收 过去对矿石堆体和放出体的变化情况分析讨论 较多, 而对矿岩混杂后形成的混杂层以及混杂层对 放矿的影响谈及很少, 故本文对这个问题多谈一些。 3 . 4 . 1 分段放矿时的覆岩移动 分段放矿时覆岩移动情况如图8 所示, 直接覆 盖在矿石堆体上面的覆岩层是矿岩混杂层, 一部分 进人放出体被放出, 其中矿石当然被回收。矿岩混 杂层放出数量主要取决于最终放出体大小, 放出体 大小也与混杂层中矿石含量有关。混杂层埋没矿石 堆体, 可以从进路的端部、 顶部和侧面进人放出体。 犷犷十n ,工n乙弓口45 1 矛 一一,夕 2钾 - 、 、/于 - 、 、 ,1/一、丫 产 一 、 、 了、 、/ 产、 、 厂 \厂 派 / 飞、 几 卿 ab c[II I/I VI 图g 放出时矿石堆体上面覆岩移动情况 a 一 最终放出体;b一 纯矿石放出体;; c 一 脊部残留 卜 ⋯ 、 卜 ⋯ ’ 一 不同高度的覆岩层移动前后位置 由图8 可见, 低于最终放出体高度的矿石堆体 顶部覆岩被放出一部分, 已产生破裂, 最终放出体上 面覆岩层虽未产生破裂, 但已发生很大的凸凹不平, 呈波浪状弯曲下移, 这种现象向上逐渐减弱, 直到等 于进路间距5 一 6 倍高度时, 基本呈平面下移。 3 . 4 . 2 矿岩混杂层的形成和回收 第 1 分段回 采后, 残留一部分矿石, 放出矿石原 占空间由上面崩落岩石充填, 即第 1 分段采后空间 由残矿和岩石填满。 第2分段采后空间由第 1 分段残矿和岩石充 填, 第1 分段充填物下移后由上面覆岩下移递补。 第3 分段采后空间由第2分段充填物下移充 图9 分段采后空间递补关系示意 实验室实验和计算机模拟实验表明, 回采到一 定数量的分段之后, 埋没矿石堆体的矿岩混杂层中 含矿量基本稳定, 这说明矿岩混杂层含矿情况不是 随回采分段数增加而无限增加, 增加到一定程度就 基本稳定。这是由于进路间距大, 采后空间并不是 上面分段充填物整体下移递补, 递补是以进路回采 上下交错方式完成的, 故下移到一定数量的分段之 后, 便使矿岩混杂层中含矿量稳定。 矿石回收范围可用最终放出体说明, 进人最终 放出体的矿石才能被回收, 最终放出体高度一般小 于2 . 5 - 2 . 7 倍分段高度, 在这个范围内的矿石 包 括混杂层中矿石 才有可能被回收。最终放出体以 外的矿石被充填到本分段采后空间, 下分段放矿时 有可能进人回收范围内而被回收。 3 . 4 . 3 矿岩混杂层中 矿石回 收量 计算 矿岩混杂层埋没矿石堆体, 在放矿时部分混人 5 7 总第3 5 5 期金属矿山2 0 0 6 年第1 期 矿石中, 相当于有品位的覆岩混人放出矿石中。 设低于截止品位后继续放矿, 放到一定数量后, 品位变化不大, 此时的品位应是矿岩混杂层品位。 由 于混杂层中含有矿石, 就是超量放矿时也不能出 现纯岩石。 据采 场放矿实测, 矿岩混杂层品位C F 1 3 . 9 。 岩石品 位C 、 二 0 , 工业矿石品 位C K 4 2 , 采 出矿石品位C ,二3 5 . 7 , 采出矿石量Q , 1 1 0 0 0 t , 工业矿石量Q 1 2 0 0 0 t o 按一般计算方法, 岩矿混人率 Y 岩石混人率Q Y 矿石贫化率P C一C , G _ 4 2 - 3 5 . 7二 巧 一4 2 0 . 1 5 x 1 1 0 0 01 6 5 0 t , 4 2 一3 5 . 7 4 2 Y Q c 4 2 一 巧 , 一一。二 ‘ * , ,Q C O 一Y 切 们 四 叹 早 月K 一- 一 下 丁 一 一 U 石回收指标较差。 此类矿体回采在未到达最末分段之前, 上面分 段残留矿石在下移过程中与岩石混杂形成矿岩混杂 层, 覆盖于矿石堆体之上, 有利于矿石的回收。当混 杂层不能进人回收范围时, 其中矿石也将永久损失 于地下。减少矿石损失的主要技术措施是严格按设 计 施 工, 保 证 进 路规 格、 间 隔 和 方 位, 以 及上下 分段 进路的正交错布置。该类矿体的矿石损失可控制在 巧以下。 当回采到最末分段即最后一次回收时, 必须采 用现行截止品位放矿。根据最末分段与矿体底板边 界的空间关系, 经过技术经济计算, 在底板岩石中 设 置回收分段或回收进路。 4 . 2 第二类边界条件 第二类边界条件即 有下盘矿石损失的矿体, 下盘 倾角小于7 5 0 - 7 8 0 , 如图1 0 所示。 该类矿体除了最 末分段有矿石损失之外, 在每个分段均有下盘损失。 1 1 0 0 0 x 1一 0 . 1 5 1 20 0 0 7 7 . 9 2 . 实际混人的不是纯岩石, 而是矿岩混合物C F 1 3 . 9 。 按此计算, 得 Cc-价 覆岩混人率Y 4 2一3 5 . 7 4 2一1 3 . 9 二2 2 . 4 2 , 覆岩混人量Q YY Q c0 . 2 2 4 2 x 1 1 0 0 0 2 4 6 6 . 2 t , 一 , ‘ , . _ 、 。4 2一3 5 . 7二 , lw 43 } I t T h r二 一面 了 一 1 3 1/0 , 矿石回收率H ,t 1 1 0 0 0 x 1一 0 . 2 2 42 1 20 0 0 7 1 . 1 2 . 由于混人是有品位的 覆岩 C F 1 3 . 9 , 在前种 算法中, 作为零品位处理, 故将H K 算高了, Y 算低了。 4 回采边界条件与矿石损失贫化 4 . 1 第一类边界条件 第一类边界条件与崩落法放矿无限边界条件相 近, 此类边界条件特征是, 崩落矿岩不受边界阻隔可 一直随分段回 采下移, 如梅山铁矿和镜铁山铁矿二 号矿体, 前者为缓倾斜极厚矿体, 后者为近似直立的 极厚矿体, 该类矿体有多个上下重叠分段。 此外, 像小官庄铁矿也是缓倾厚矿体, 但铅直厚 度远不如梅山铁矿, 一般仅能布置4 一 5 个分段就到 了矿体底板。由于上下重叠分段数量少, 故它的矿 5 8 图1 0 第二类边界条件 。 m a x 确定下 盘岩石最佳开掘高度, 式中R为开掘下盘岩石回采 的盈利总额; S 为放出矿石经选矿加工成精矿售出 的总收人; F为采出矿岩支出的总费用 包括选 矿 。依该原则确定的下盘开掘高度 或长度 如图 1 3所示。 利可取条件下停止回采的, 因此所得盈利不是最大 的。 反之, 过了A 点继续回采时, 将产生亏损, 亦即将 以前已经得到的盈利亏损掉一部分, 当然此时的盈 利也不是最大的。 由 此可知, 只有开掘到A 处所得的 盈利总额才是最大的。 图中曲线下面的面积是盈利 总额, 只有R o 0 S 。 二F o 时曲线下面积最大。 图 1 4 中 R o 0 的 位 置 就 是 图 1 3 中 友 二m a x 位 置 , 两 种 方法求算的最佳开掘高度是一致的, 同为1 0 . 2 m . 4 . 2 . 2 第二类矿体的放矿管理 如图巧所示, 分段水平由下盘侧向上盘侧分析 可见, 由于赋存部位不同, 其回收条件 重叠分段 数 也不相同。 5尹F F s 二 - R - 即1814106 暇胶\田斌 2 汽专 6 7 8 9 10 11 12 7 9 1 1 1 31 9 2 1 2 3 2 5 图1 3 按最大盈利额确定下盘岩石最佳开掘高度 或长度 由图1 3 看出最佳开掘高度为 1 0 . 2 m, 或最佳 开掘长度为2 1 . 9 m 。上述计算中的金额是累计的 总额, 其特点是比较直观地反映出每条进路开掘下 盘岩石的盈利情况。 计算中也可使用以步距为计算单元, 计算各种 开掘高度的盈利情况。求得收支平衡点 零盈利 点 A 图1 4 , 即S o F o , 式中S 。 为对应开掘高度 的售出收人; F o 为对应开掘高度的支出费用; R o 为 对应开掘高度的盈利额 R oS 。 一 F o R o s o - F o 282420161284 阅除\映么 4 5 6 7 8 9A10 \ 7 9 1 1 1 31 9 2 1 2 3 2 5 图1 4 按收支平衡点确定最佳开掘高度 或长度 由图1 4 看出, 若不到A点停止开掘时, 是在有 图1 5 对矿块内各部位矿石回收条件的分析 下盘三角块 1 矿石位于下盘残留区, 只有一次 回收机会; 方块2 矿石除本分段回收之外, 残留矿石 于下分段还有一次回收机会; 方块3 有3 次回收机 会, 方块4 有4 次回收机会, ⋯⋯, 上盘三角块8 矿 石有7 一 8 次回收机会。 由上面分析可知, 对具有不同回收机会的矿石, 在放矿管理方面, 可以采取不同的放矿方式, 对具有 多次回收机会的矿石可以采用较高的停止放矿品位 无贫化放矿与低贫化放矿 , 以增加出矿品位, 而 对下盘三角块 及上一分段的方块 必须采用现行 截止品位放矿。亦即从上盘向下盘回采时, 针对下 面情况可以采用不同的控制停止放矿的截止品位, 而当进人下盘残留区 或进人之前一定距离 一定 采用现行截止品位放矿。在有倾角的厚矿体垂直走 向布置进路的情况下, 除了进人下盘残留区部分和 上一分段对应部分采用现行截止品位放矿之外, 其 余部分可一律采用无贫化放矿。采用上述放矿方 式, 可以在矿石回收率不降低情况下, 较大地提高放 出矿石品位, 增大经济效益。 5 矿石损失贫化综合分析方法 无底柱分段崩落法在我国地下矿山广泛应用, 特别是铁矿山约有8 0 一 8 5 的铁矿石是用该法 采出的, 矿石损失率为2 0 一 2 5 , 贫化率为2 0 5 9 总第3 5 5 期金属矿山2 0 0 6 年第1 期 一 3 0 。 损失率是工业矿石数量的损失程度, 贫化率是 工业矿石质量 品位 的损失程度, 两者同是在矿石 回 采过程中发生的, 两者有区别但又有联系和制约。 在实际工作中损失与贫化常有此起彼伏现象, 为了 减少损失, 常伴随产生增大贫化的结果, 反之降低贫 化, 常以增大损失为代价。为此, 必须同时考核损失 贫化指标, 进行综合分析, 把两者综合成一个指标, 根据不同 情况可用报销工业储量金属回收率或者用 报销工业储量的经济效益指标。 5 . 1 工业储量金属回收率 回采矿石归根结底的目的是提取其中金属。在 采矿过程中, 从矿石中回收的金属量与相应报销工 业储量中原含有金属量的比率即是工业储量金属回 收率。例如矿山最终产品为精矿。 工业储量金属回收率 H K「 H二丁 - -一 -- I 1 一 YL C 1一Y 一C R I _ _ 一二一一‘七“ M . G i 一G w 一 F z } 一 F , ‘ 一“ 以A - - m a x 为优。 式中, 从为 精 矿 售价, 元// t ; Y 为 岩 石混 人 率, 在C ,. 二 0 时, Y二P , P 为矿石贫化率; F , 为采场放矿前已 付出费用每吨工业储量摊销额, 元// t ; F 为采场放 矿和 放 矿以 后的 费 用每吨 采出 矿 石 摊销 额, 元// t o 也可以按矿石损失贫化和尾矿造成的经济损失 S 计算, 以S - m i