Numerical Simulation of Independent Advance of Ore Breaking in the Non-pillar Sublevel Caving Method

The mechanism of stress generation and propagation by detonation loading in five separate independent advance of ore breaking patterns is discussed in the paper. An elastic numerical model was developed using AN- SYS/LS-DYNA 3D Nonlinear Dynamic Finite Element Software. In this package ANSYS is the preprocessor and LS-DYNA is the postprocessor. Numerical models in the paper to actual were l：10 and the element mesh was dissected in scanning mode utilizing the symmetry characteristics of the numerical model. Five different advance rates were studied. Parameters, such as the time required to maximum stress, the action time of the available stress, the maximum velocity of the nodes, the stress penetration time, the magnitude of the stress peak and the time duration for high stress were numerically simulated. The 2.2 m advance appeared optimum from an analysis of the simulation results. The results from numerical simulation have been validated by tests with physical models.

Analysis of factors of top coal caving in fully mechanized sublevel caving face in soft coal and control

According to the analysis of the mechanism of top coal caving, the caving condition was pointed out, and many factors of caving were also determined. Then the relationship between factors and caving was studied. Based on the above research, one effective method by using field monitoring was brought forward to determine the controlling factor. Then some related key technologies were provided, such as keeping the integrality of the top-coal, raising the horizontal resistance of supports and decreasing the real end-face distance etc.. At last one application of this method was presented, and it was proved to be an effective method.

有限回采空间内贫矿资源无底柱分段崩落法低贫损开采方案研究

做好无底柱分段崩落法的贫损控制对于矿山经济效益及环境保护具有重要意义,但当矿床开采条件复杂、矿石品位较低时,矿石贫损控制难度将会大幅增加,在此条件下如何做好矿石贫损控制一直是崩落法开采方向的重要关注点。金川龙首矿西二采区无底柱分段崩落法采场仅可布置4个分段,回采空间十分有限,不利于矿石的贫损控制,加之西二采区矿石品位较低但经济价值较高,因此在开采过程中需要严格控制矿石贫损。针对西二采区的复杂开采条件及贫损控制需求,提出了一种“首采分段总量控制出矿、中间分段低贫化出矿、最末分段低贫化出矿+辅助进路回收残留矿石”的组合式低贫损回采方案。以西二采区为工程背景,设计并制作了一种高仿真度的物理放矿模型并对该方案展开了试验研究。结果表明:即便是在暂时不考虑回收最末分段残留矿石的情况下,该方案可使西二采区崩落法采场的矿石回收率达到75.6%,而废石混入率仅为6.0%,在确保矿石回收率的基础上显著降低了矿石贫化。该方案在现场应用后,实际的矿石回收指标与试验结果基本接近,表明该方案在西二采区有限回采空间内实现了贫矿资源低成本、高质量回收的总体目标。

无底柱分段崩落法结构参数的影响因素及计算

分析无底柱分段崩落法的特征及其优缺点,整理了该采矿方法主要结构参数的影响因素,并归纳了主要结构参数的理论计算公式,同时通过尖山采场的室内放矿实验及现场实际效果,对归纳整理的主要结构参数计算公式进行验证。可为采用无底柱分段崩落法的矿山提供设计依据。

基于降雨量数据的程潮铁矿涌水量时序性预测模型

无底柱分段崩落法开采必然形成大范围的地表塌陷区,所分布的导水裂隙将导致大量的地表降水向下渗透,引起巷道涌水量骤增,程潮铁矿现已进入-500 m开采水平,大气降雨与崩落法开采所引发的裂隙持续动态发展之间的相互作用机制十分复杂。因此,为科学准确地预测井下涌水量,本研究提出了一种以降雨量为输入数据的涌水量灰色GM(1,2)时序性预测模型。以程潮铁矿2019—2021年的降雨量、涌水量实际数据为训练样本,充分考虑崩落法开采对上覆岩体的持续影响,引入时序性系数K对模型进行优化,最终建立的灰色GM(1,2)时序性预测模型与传统的GM(1,2)预测模型相比,预测精度平均提高了7.79%。运用该模型对2022年的涌水量进行预测检验结果表明,其旱、雨两季的预测精度分别为93.51%、93.58%,预测效果较好。研究成果是通过地表降雨量数据直接预测矿山井下涌水量数据的一种有效方法。

浅孔诱导落矿小分段空场采矿法在某金矿的应用

针对某金矿矿岩节理裂隙发育、矿体稳固性差、采准工程掘进与支护困难、回采安全性差等问题,在局部矿体破碎区域开展了浅孔诱导落矿小分段空场采矿法试验研究,利用矿岩本身的力学特性和受人为工程控制的崩落应力场来崩落破碎矿石。详细介绍了该方法的采场结构参数,采切工程布置、拉底切割和落矿等工艺。现场应用表明:采用该方法开采,采场生产能力达127 t/d,采矿损失率为9.2%,矿石贫化率为14.6%,取得了较好的效果,对于该类矿体的安全高效回采具有一定的借鉴意义。

地采扰动下露天坑地表岩移特征及废石充填方案研究

无底柱分段崩落法常应用于黑色金属露天转地下矿山,该方法易引起露天采场边坡失稳,影响矿区周边建(构)筑物的安全。以地表斜坡坡度较陡且地形切割强烈的李家河铁矿为研究对象,依据地表航拍点云数据和生产平面图建立精细的数值模型,采用数值模拟研究地下持续开采扰动作用下的露天坑地表岩移特征,并结合地势、植被、农作物和公路等因素,对比优选合理可行的地表废石充填方案。结果显示,随着矿体逐步向深部开采,受地形和矿体分布影响,Ⅰ号矿坑呈现局部零星破坏,Ⅱ号矿坑以东北侧区域破坏为主,Ⅰ号矿坑地表沉降变化范围小于Ⅱ号矿坑,最终优选出从侧壁向中间靠拢再向北侧推进的地表废石充填方案。

程潮铁矿崩落法开采对上覆岩体变形的影响研究

针对程潮铁矿开展工程地质调查,采用离散元分析软件UDEC建立其二维地质剖面模型,在假设其上部水平矿房未开采的条件下,模拟了程潮铁矿无底柱分段崩落法开采-480m、-500m相邻分段的过程,研究单一分段及相邻分段开采导致的围岩“冒落带、导水裂隙带”的分布规律及范围,探索程潮铁矿单分段矿房开采时其上覆岩体形成的导水裂隙带高度范围y随采长x的变化函数,分析无底柱分段崩落法不同分段矿房开采对于上覆岩体变形及影响机理,为类似开采技术条件矿山安全生产提供参考。

自然崩落法采区地压活动控制技术研究

某铜矿自然崩落法矿山自生产以来底部结构反复受压,造成巷道破坏,为生产带来极大困扰。矿山针对不同的来压情况及破坏形式进行支护试验,并利用沉降观测、微震监测和应力监测等手段对底部结构围岩、支护结构进行监测。经过现场支护试验研究与现场监测,发现断层带最有效的支护方式是刚柔并济,并从超前支护、控制拉底推进线、控制出矿等方面总结出了采场地压活动控制技术。该方法对底部结构地压活动控制具有指导性意义,可为自然崩落法矿山或地压较大的矿山提供参考。

改流体技术用于中厚急倾斜矿体开采实验研究

采用无底柱分段崩落法开采中厚急倾斜矿体现已在矿山中得到广泛应用,但仍普遍存在矿石损失贫化的问题,至今未得到根本解决。为实现资源与环境协调的绿色开采,以中厚急倾斜矿体开采为研究对象,基于料仓内改流体结构原理,提出了改流体放矿技术。考虑矿体倾角和厚度、分段高度因素的影响,设计了18组改流体放矿和常规截止品位放矿对比实验,研究了三因素对矿石损失贫化的影响。实验结果表明,不同厚度、不同倾角矿体开采中,改流体放矿技术矿石回收率均高于常规截止品位放矿回收率。在相同废石混入率条件下,改流体放矿矿石回收率为69.09%~82.9%,高于常规截止品位放矿12.66%~30.88%。当矿体倾角为60°~85°时,矿石回收率随矿体倾角的增大而提高;当矿体厚度为6~10 m时,改流体放矿技术矿石回收率高于常规截止品位放矿回收率;当分段高度为10~14 m时,矿石回收率随分段高度的增加而提高。同时,研究了改流体放矿技术机理,通过在采场中设置改流体结构和改变改流板的打开与关闭顺序,从而改变矿岩流动路径,可增大矿石流动范围和流动速率,控制矿岩接触,从而减少矿石损失和贫化。研究表明,改流体放矿技术优于常规截止品位放矿技术,有效改善了矿石损失贫化问题,为中厚急倾斜矿体开采时降低损失贫化提供了新的方法。

破碎矿体扇形深孔双点起爆位置优化研究

在采用无底柱分段崩落法开采破碎矿体时,常常面临眉线破坏的问题,这一问题不仅影响后续爆破作业,还严重制约现场的安全高效生产。为解决这一问题,以尖山铁矿1280分段回采进路为工程背景,综合运用现场调研、数值模拟和理论分析等方法,研究双点起爆不同起爆位置下爆轰应力场的分布规律。综合评价不同起爆位置下爆炸能量的空间分布及爆破效果,发现适当调整起爆位置,可以调整爆轰应力场在矿体内部的分布规律,并降低对眉线口处应力作用。现场试验结果表明,当双点起爆时药包布置在装药段1/2~孔底位置,能够加强对顶部矿体的破坏作用,同时减弱对眉线口部位的影响,有效保护眉线。

含水率对普朗铜矿自然崩落法覆盖层散体抗剪强度影响研究

覆盖层的物料特性是自然崩落法能否顺利进行的重要因素,普朗铜矿自然崩落法的覆盖层为高原冰碛物散体,其抗剪强度参数与含水率密切相关。以高海拔环境下的冰碛物为研究对象,采用散体直剪实验方法,获得不同含水率条件下的高原冰碛物散体抗剪强度参数,探索含水率对高原冰碛物散体抗剪强度参数的规律关系。研究结果表明:高原冰碛物散体物质的黏聚力和内摩擦角均随着含水率的增加而减小,黏聚力与含水率之间呈现较强的对数关系,而内摩擦角与含水率之间呈现较强的指数关系;根据冰碛物散体抗剪强度参数随含水率的变化程度,黏聚力对含水率的变化较为敏感,而内摩擦角对含水率的变化敏感性较低,说明黏聚力对含水率的敏感性要强于内摩擦角,含水率对高原冰碛物散体抗剪强度的影响主要是通过黏聚力变化来体现的。研究成果可为自然崩落法高原冰碛物覆盖层研究提供一定的理论依据。

崩落法转充填法中存窿矿石回收方法研究与实践

龙桥铁矿无底柱分段崩落法转充填法过程中,原采场存在大量的存窿矿石资源,主要包括覆盖矿石层和下盘三角矿柱。为安全有效地回收该部分资源,分析采空区及存窿矿石分布状况及技术条件,确定了合理的回收原则,提出了分区回收方案。存窿矿石回收全过程在基于采空区稳定性及监测监控下进行,并顺利实施,充分解决了崩落法转充填采矿法所遗留的资源损失问题,延长矿山服务年限,同时又能对采空区进行安全处理。

龙岩市非煤矿山顶板事故分析与管理措施

顶板事故在非煤地下矿山事故中占比最多,顶板管理是非煤地下矿山安全管理的重点和难点。统计分析龙岩市2008—2023年共15a的顶板事故情况,总结非煤矿山顶板事故的特点。研究得出,矿井爆破工艺技术水平低及在大暴露空间下进行作业是顶板事故原因。提出改善措施,将中深孔爆破分段崩落采矿法代替空场法,但受到矿石价格影响,该方法成本高,当前可行性低;通过推广应用凿岩台车、撬毛台车等机械工具,严格控制井下采掘作业空间宽度和高度等措施,加强顶板管理,努力实现顶板零事故。

黑山铁矿井下采场切割与回采过渡期损失贫化控制方法

针对黑山铁矿无底柱分段崩落法开采切割与回采过度期矿石损失贫化大的问题,分析了该时期盲区块产生及矿石损失贫化大的原因,认为下水平切割边壁对上水平布孔阻隔作用,生产中单方面考虑切割槽空间补偿作用而增大自由空间,忽略了切割边壁对上水平的后续影响,是造成扇形自由面失效形成盲区块的主要原因。由于大块主要聚集在放出体顶部,随着放矿的进行,大块提前到达眉线,不得不组织下一次爆破,导致二次矿量损失;同时,大块的存在导致其上部覆盖层小块废石沿着块体间空隙先到达出矿口,造成矿石贫化率较大。从消除盲区块与控制矿石损失贫化角度入手,根据上下水平切巷投影情况,明确了每种情况下的过渡关系,并根据上下两水平切割巷位置关系,提出了合理优化切割巷布孔参数及有效消除盲区块的矿石损失与贫化控制方法。通过现场实践,黑山铁矿井下采矿切割与回采过渡期矿石贫化率与损失率分别降低26.2%与29.3%,同时为类似条件矿山生产提供了借鉴。

大结构参数无底柱分段崩落法的发展及技术问题探讨

无底柱分段崩落法引入我国已有近50 a的历史,在铁矿石开采中占有重要地位,也取得了丰硕的研究成果,近年来正向大结构参数发展。从历史地位、铁矿石经济发展需求、待开发矿体赋存特征、露天转地下的适应性等方面分析了无底柱分段崩落法仍将是未来主要的采矿方法。并从设备配套、爆破问题、基于现场出矿的放矿理论等方面论述了我国大结构参数发展下需要注意的问题,对大结构参数的快速发展,充分发挥大结构参数无底柱分段崩落法的优越性具有积极意义。

无底柱分段崩落法结构参数研究

为减少矿石生产成本,提高矿山经济效益,对无底柱分段崩落法结构参数进行研究。以大间距结构参数理论为基础,通过正交试验法确定9组不同的结构参数,利用多分段立体放矿模型,分别进行实验室放矿试验和计算机放矿数值模拟,然后,将2种不同方法所获得的实验数据采用直接分析法和Matlab回归分析法对比研究,分析无底柱分段崩落法各结构参数对矿石回收率等的影响,并最终确定合理的无底柱分段崩落法采场结构参数。

地下工程爆破振动监测与分析

对大冶铁矿尖林山矿体无底柱分段崩落法回采进路采矿爆破振动速度的测试与研究表明 ,质点爆破振动速度与单响最大爆破药量和测点到爆心的距离密切相关 ,符合《爆破安全规程》

无底柱分段崩落法采场稳定性分析

无底柱分段崩落法是国内外地下矿山广泛采用的采矿方法。长期以来由于受凿岩、装药以及出矿设备的制约,国内矿山大多采用小结构参数的无底柱分段崩落法,所产生的地压问题十分严重,开采效率低。近年来无底柱分段崩落法朝着增大采场结构参数的方向发展,不但有利于改善采场稳定性,同时还降低了生产成本。因此,开展采场稳定性分析有利于实现安全、高效开采。采用三维有限元方法对10 m×10 m、15 m×15 m、15 m×20 m共3种不同结构参数的崩落法采场进行了数值模拟,对进路开挖与矿石回采两个不同过程的巷道顶板竖直位移、主应力进行分析。数值计算结果表明:进路开挖时15 m×20 m与10 m×10 m的结构参数相比较,巷道顶板的竖直位移降低了20.1%,最小主应力下降了约18.8%;开采过程中顶板的竖直位移、主应力值都比进路开挖时小,采场地压得到改善;进路开挖与矿石回采过程巷道顶板的竖直位移和主应力值都随着结构参数的增大而降低。因此,大结构参数能更好地改善采场地压,增强采场稳定性,采用大结构参数的无底柱分段崩落法是安全可行的。

无底柱分段崩落法采场结构参数优化研究

分析了目前崩落法结构参数优化的常用方法及存在问题,采用随机介质放矿理论建立了进路间距优化的数学模型,并推导出崩矿步距的理论计算公式;为了评价结构参数的综合经济技术指标,给出了采场结构参数与采出率和贫化率之间的计算公式;最后,将所提出的方法在矿山进行了实际应用,并与传统的采场结构参数优化方法进行了对比。对比结果表明,所提出的优化方法与实际基本相符。