（采矿工程专业论文）大冶铁矿露天转地下安全回采工艺的研究.pdf

武汉科技大学硕士学位论文第1 页 摘要 根据大冶铁矿生产所需，研究探讨了适合矿l u 由露天坑回采转至地下回采的安全回采 工艺的确定，以便具体解决此过程中可能面i i 盎的各种复杂问题。目前露天矿转地下回采一 般面临许多复杂问题，为了保证安全生产，应需进行边坡稳定性定性分析，地下生产作业 工艺介绍，覆盖层与回采空区适时处理，放矿溜井雨季冲渣预防及其处理措施，建立合理 回采放矿制度。 在高陡边坡处理方面，结合实际情况先分析了露天开采与地下开采对边坡及其弱面的 影响、边坡在水的影响下的破坏方式，再进行稳定性分析，最后分析了覆盖回填层对边坡 的影响；在回采工艺上通过分析相关地下开采实际情况，对此无底柱分段崩落法的实际应 用如凿岩、优化爆破、出矿方式和相关的通风安全进行相关的剖析，并对回采爆破的炮孔 程序生成与放矿数值仿真模拟模型的研究作了一定的探讨；在雨季冲渣灾害方面结合相关 实际与理论，通过分析裂隙构造、水文地质情况和采矿活动等影响成因，提出了具体结果 与预防措施。 关键词：露天转地下回采，高陡边坡稳定分析，回采工艺，爆破参数，放矿仿真模拟，雨 季冲渣 第1 i 页武汉科技大学硕土学位论文 a b s t r a c t t h es a f em i n i n gc r a f tm e t h o d ，w h i c hi sp u tf o r w a r dt os o l v ea l lk i n d so fc o m p l i c a t e d p r o b l e m so ft h eu n d e r g r o u n dm i n i n ga f t e rt h eo p e n - p i tm i n i n g ，i sr e s e a r c h e dt oa d a p tt ot h e u n d e r g r o u n dm i n i n gb e n e a t ht h es t r i pm i n e n o w a d a y sb e c a u s eo ft h ep u z z l i n gc o m p l i c a t e d p r o b l e m so ft h eu n d e r g r o u n dm i n i n ga f t e ra n db e n e a t ht h es t r i pm i n e ，i ti sn e c e s s a r yt oa n a l y z e t h es t a b i l i t yo ft h eh i g hs t e e ps l o p eo ft h es t r i pm i n ea n dt h ee x p a t i a t i o no ft h eu n d e r g r o u n d m i n i n gc r a f t a l s oe s t a b l i s h i n gt h es u i t a b l em i n i n gs y s t e mi sn e e d e dt os o l v et h ef i l l i n go f o v e r l a yi nm i n i n gh o l l o wa n dp r e v e n tt h ed e b r i sf l o wi nt h er a i n ys e a s o n t h ep a p e rd i s c u s s e sa l l o f t h ep r o b l e m sa b o v e i nt h ea s p e c to f t h eh i g hs t e e ps l o p eo f t h es t r i pm i n e ，a sw e l la st h ei n f l u e n c eo f t h eo v e r l a y a n dd e b r i sf a l li nm i n i n gh o l l o w , t h es t a b i l i t yo ft h es l o p ei sa n a l y z e db a s e do nt h em a t t e ro ft h e f a c t ，t h ea n a l y s i so ft h es l o p ea n dc r a n n i e si n f l u e n c e db yt h em i n i n go ft h eo p e n - p i ta n d u n d e r g r o u n ds h a f t ，a n ds l o p ed e s 订o ym o d ee v o k e db yw a t e r i nt h ea s p e c to fm i n i n gc r a f to ft h e p i l l a r l e s ss u b l e v e lc a v i n g ，s u c hp r o c e e d i n g sa s d r i l l i n g ，b l a s t i n go p t i m i z a t i o n ，o r ed r a w i n g m o d ea n dt h er e l a t e dv e n t i l a t i o na l ei n t r o d u c e da st h en u m e r i c a lp a r t i c l es i m u l a t i o no fo r e d r a w i n ga n db l a s t i n g h o l ec o n f i g u r a t i o nm a pa u t o d r a f t e db yc o m p u t e rp r o g r a m m i n ga r e d i s c u s s e d t h e na c c o r d i n gt of a c t o r ss u c ha st h ec r a n n i e sc o n f i g u r a t i o n ，w a t e rg e o l o g ya n d m i n i n gm o v e m e n t ，t h ed e b r i sf l o wi nt h er a i n ys e a s o na r es y s t e m i c a l l ya n a l y z e da n dg u a r d e d a g a i n s tf l o o d i n gi n t ot h eu n d e r g r o u n ds h a f t st h r o u g hc o l l a p s ea r e a s a l li na l l ，t h ei n d e p t hs t u d y o ft h ea l la s p e c t so ft h em i n i n ga f t e ra n db e n e a t ht h eo p e n p i tm i n i n ga b o u tt h ed a y ei r o nm i n e h a st h ed e f i n i t em e a n i n ga su s ef o rr e f e r e n c e k e y w o r d ：u n d e r g r o u n dm i n i n ga f t e ra n db e n e a t hs t r i pm i n e ，s t a b i l i t ya n a l y s i so fh i g hs t e e p s l o p e ，o r ed r a w i n gc r a f t ，b l a s t i n gp a r a m e t e r s ，o r ed r a w i n ge m l u a t o rs i m u l a t i o n ，d e b r i s f l o wi nt h er a i n ys e a s o n 武汉科技大学 研究生学位论文创新性声明 本人郑重声明：所呈交的学位论文是本人在导师指导下，独立进行研 究所取得的成果。除了文中已经注明引用的内容或属合作研究共同完成的 工作外，本论文不包含任何其他个人或集体已经发表或撰写过的作品成果。 对本文的研究做出重要贡献的个人和集体，均已在文中以明确方式标明。 申请学位论文与资料若有不实之处，本人承担一切相关责任。 论文作者签名：建区盏日期：- 啤：。工：r 2 研究生学位论文版权使用授权声明 本论文的研究成果归武汉科技大学所有，其研究内容不得以其它单位 的名义发表。本人完全了解武汉科技大学有关保留、使用学位论文的规定， 同意学校保留并向有关部门送交论文的复印件和电子版本，允许论文被查 阅和借阅，同意学校将本论文的全部或部分内容编入有关数据库进行检索。 论文作者签名： 指导教师签名： 日 期： 武汉科技大学硕士学位论文第1 页 1 1 工程背景与采场现状 第一章绪论 大冶铁矿位于湖北省黄石市铁山区。其东露天矿体于2 0 0 1 年露天开采结束，形成了 东西长约2 4 0 0 m ，南北宽约1 0 0 0 m 的深凹露天坑。露天坑边坡角一般3 8 。4 3 。，边坡 高度2 3 0 4 3 0 m 。露天坑坑底标高为4 8 m 。余下矿体和周边挂帮矿主要为独i 子山和尖山矿 段且已经转为地下开采。其中狮子山主矿体位于3 0 线以西、4 8 1 6 8 m 之间，走向长3 4 0 3 8 0 m ，向北倾斜，局部有扭转、反倾现象，倾角一般为7 0 。9 0 。，大部分在8 0 。以上， 矿体水平厚度平均为2 8 m 。矿体规整，勘探程度高而矿量多，b + c 级储量占总储量近6 0 ， 埋藏条件好，品位高且集中，t f e 平均为5 1 2 4 ，为本区的主要开采对象。南帮( 尖is ) 矿体分布范围较大，走向长达2 0 0 m 有余，从8 1 5 6 m 都有分布，其西部与狮子山矿体相 连，东部在边坡上呈敞开的一层矿皮。本文立足于此两块矿体进行露天转地下开采安全问 题分析。 整个露天坑坑底没有逐步回填，有多年泥水沉积，直接覆盖在待采矿体上；只于东端 进行了后续回填工作，堆积成斜坡状，堆积高度为2 0 4 0 m 。直接在f 面开采地表堆积层 可能涌陷入地下巷道。 东露天矿区处于淮阳山字型构造前弧西翼，铁山复式背斜北翼，铁山侵入体南缘中段。 矿区构造基本上由一系列北西向线型复式背斜、向斜和断裂构成，褶皱断裂均很发育。所 采矿石中有用矿物组成有3 0 多种，主要金属矿物为磁铁矿，次为赤铁矿、菱铁矿等。硫 化物以黄铁矿、黄铜矿为主，次为斑铜矿，少量白铁矿、辉铜矿、磁黄铁矿。含铁品位最 高6 6 6 4 ，最低2 0 ，平均5 4 4 5 。 矿区矿石较稳固，深部矿体上盘( 北帮) 围岩为闪长岩及变质蚀变闪长岩( f - 1 0 1 4 ) 和矽卡岩，分别属稳固岩类和较稳固岩类，但其中部分高岭土绿泥石化闪长岩、辉绿岩脉 易风化和水解膨胀，属不稳固岩类。矿体下盘( 南帮) 为大理岩( 仁6 8 ) ，属稳固岩类。 该矿区水文地质条件属于简单中等复杂类型，降雨丰沛，年均降雨1 4 0 8 8 l m m ，主要 集中在4 8 月。大气降水是地下水主要补给水源，表现为地表降雨迳流沿开采错动裂隙 区及深凹露天坑的渗入，特别是暴雨迢流的渗入，明显影响了地下水动态变化。 东露天采区所采主要矿体为2 6 3 6 勘探线，3 8 m 至1 2 0 m 标高的矿体。矿区采用中 央式竖井开拓，设主、副井；矿石地下破碎后经主井箕斗提升后用矿车运至选矿厂；副井 罐笼提升后再矿车运至东露天坑堆置。东露天地下采场阶段高度为6 0 m ，设5 0 m 、一1 1 0 m 、 1 7 0 m 、2 3 0 m 四个阶段运输水平，目i i 已采至6 0 和7 2 m 分段；矿区通风系统为中央对角 第2 页武汉科技大学硕士学位论艾 式通风，副井进风。 采矿方法为无底柱分段崩落法，沿矿体走向每5 0 m 划分一个矿块，其内每距1 0 米布 置 、 飘 q n 。l r j _ d 2 冬鬟：_ ! ：冬 abc 图3 1 最佳放矿步距示意图 图3 21 0 mx1 2 m 结构参数下崩矿步距与各指标的关系 炮孔密集系数增大可使大块率降低。为防止崩矿步距太小而造成正面废石过早混入导 致过早达到放矿截止品位，为更大可能地回收脊部矿石，可适当地调整炮孔堵塞长度以达 到更好装药爆破效果和根据放矿步距与崩矿步距的大小合理选择崩矿步距排数，必要时可 用多排崩矿步距微差爆破每放矿步距矿石。 ( 4 ) 单位炸药消耗量 单位炸药消耗量是确定炮孔布景和衡量爆破经济效果的重要指标，是根据矿山生产实 武汉科技大学硕士学位论文第3 3 页 践和爆破试验确定的。每种矿岩都有额定的单位炸药消耗量。此矿山矿石的单位体积矿石 炸药消耗量为07 k g m 3 。所选取的爆破参数，应保证装药量达到单位炸药消耗定额，否则， 爆破越果变差，大块率增高，二次破碎的单位炸药消耗量增加，有时还会发生悬项、立槽 等爆破事故。在实际崩矿中的一次单位炸药消耗量的定额应大于临空自由面大露天台阶崩 矿的定额。 炸药单耗值主要受矿石的可爆性、孔径、炸药性能和采幅宽度等因素影响，其最佳取 值应能将矿石全部崩下且块度均匀合适，以便减少二次破碎工作量来达到吨矿最终成本最 低，可由下式确定： n ， 吼= 休= 9 2 ， ( 3 3 ) 式中：q l 单位质量矿石炸药消耗量，k 鲈；w 一最小抵抗线，1 6 m ；s 一排扇形 孔的崩矿面积，s = l 避路间距l 分段高一l 着竟l 巷高，如下图3 3 所示；q2 单位体积矿石炸药 消耗量，k g m 3 ；y 矿石容重，f f m 3 ；本矿山矿石体重y = 3 9 7 t m 3 。 图3 3 排面崩矿面积 根据计算值结合实验与实践适当确定最佳单耗。 根据单位炸药消耗量和最小抵抗线( 炮孔排距，可用公式3 1 初步计算每排扇形炮孔 的总延米数l 。 l ， l = 二兰 = 1 7 7 6 x ( o 7 3 9 7 ) 3 9 7 ( 4 0 8 x o 8 ) = 4 0 6 7 m ( 3 - 4 ) d 式中：v 根据公式( 3 - 3 ) 计算出一排扇形炮孔所应崩落的矿石体积，1 1 1 3 ；v = w s = 1 6 x 1 1 l = 1 7 9 2 m ；y 矿石容重，t m 3 ，矿石体重3 9 7 t m 3 ；q 2 吨单位炸药消耗量，k g t ， 矿石的体积单位炸药消耗量为0 7 k g m 3 推算则为0 1 7 6 k g t 。b 每米炮孔装药量， 第3 4 页武汉科技大学硕士学位论文 4 0 8 k g m ：k 扇形炮孔平均装药系数，它是一排扇形炮孔装药部分的总长度与总延米 数的比值，可根据生产试验或经验确定，一般为0 8 左右。 ( 5 ) 爆破参数的优化简算 结合公式( 3 1 ) 、公式( 3 2 ) 、公式( 3 3 ) 和公式( 3 - 4 ) ，得出 厶：0 7 8 5 a d 2 。些些盟里k 堕当塑凸递三 ( 3 5 ) 。 bak 因为b ：坐，所以 4 厶：曼t 些塑鲤d 竺幽d 笪查! 兰递三( 3 - 6 ) akak 因为装药量与总孔长度比值一致，即f = k ，所以 岛：s ：坠避k 煎：k k ! ( 3 - 7 ) 州 aa 根据公式( 3 - 5 ) 表明，扇形炮孔的炮孔的总长度设计是依据柱状条形药包爆炸应力波 的破坏影响圈等效计算而来的。在其他参数确定的情况下炮孔总延米数l 。为孔底距a 的 反函数，而孔底距a 越大，则意味着炮孔个数越少。 根据总延米数后，即可根据选定的孔底距，在断面图上布置炮孔，然后根据炮孔填塞 长度及每米炮孔装药量校核与调整设计的总延米数，其过程如图4 4 所示。 厂元忑磊h 厂忑面元司竺望堕塞苎垫墨堕 i _ j i j 、广 n 调整参数 l 密集系数m l + 一l 炮孔排距w i l,i i - - - - - - - - - - - - - - - - - - - - - - - - - - - - - - 一j 图3 4 参数计算流程 ( 6 ) 中深孔的装药结构和填塞长度 为使炸药爆时能量在爆破界限内可均匀分布，配装炸药应根据在半无限介质中单一柱 状药包爆炸应力波形呈两端为半球的圆柱体状原理使炮孔装药爆破后波形尽量全面均匀 分布于爆破面，可作图画出各孔装药长度。 假设柱状药包的圆柱体形爆炸应力波其两端球状波的直径等于炮孔孔底距a 。首孔或 末孔常规装药( 即孔口不装药长度为w 2 ) ，依孔号递增或递减求出此排孔中的其它常规装 药孔。以图3 5 为例简述求解步骤【6 8 】： 1 ) 按实际比例量取“2 作出圆m ，1 4 孔先常规装药则装药点为点0 一。 2 ) 过点0 l 作1 4 孔的垂线a 1 c l 交圆m 于点a l 、c l ：过点a 1 、c 1 分别作l ”孔的平行 线a l b l 、c l d l 。 3 ) 从2 4 孔起依次作为圆，最后一个可交于圆0 - 的炮- ：l e p 为第二个常规装药孔并作其 装药点，如图5 3 中的孑l6 的点0 6 ，同( 2 ) 分别作常规装药孔6 “孔的半圆与平行线a 6 8 6 、 武汉科技大学硕士学位论文第3 5 页 c 6 d 6 ；以c t d l 和a 6 8 6 在炮孔延深方向上的交点e 1 为圆心作圆m 交3 4 孔于3 4 孔装药点点 0 3 ，同理作半圆a 3 c 3 和平行线a 3 8 3 、c 3 d 3 。又以c l d l 和a 3 8 3 在炮孔延深方向上的交点 e 2 为姻心作圆m 交2 。孔于2 4 孔装药点点0 2 。 d 4 b 4 2 l 。1 1 2 , 砑8 m b l 、 图3 5 炮孔装药长度计算示意图 4 ) 同理作各孔装药起点0 4 、0 5 、0 8 、0 7 。 在此常规装药炮孔不装药长度直接为“2 ，两常规装药孔间将有一能量空白区，这些矿 岩因紧靠井巷自由面仍能充分破碎无大块。实践中有时求出的装药长度很小，此时应按球 形药包考虑取装药长度不小于6 倍装药直径。 为防炸药爆轰产物过早逸入大气而降低爆破作用，各孔口填塞长度应递增，一般其值 按孔径取l = ( 2 0 2 4 ) d ，最小填塞长度l m i n 一 0 7 w ，相邻炮孔填塞长度交错不同，以 免孔口附近炸药过分集中，造成爆破能量的不当损失。 3 2 1 2 绘制炮孔平面布置图 在炮孔排面图上布置炮孔，先在炮孔排面剖面图上确定炮孔设计范围与放射中心点； 以放射中心为起点，在控制范围内布置炮孔，先在边孔角布置边孔角炮孔线，再以孔底距 从两边角炮孔线向中间均匀布置其它炮孔：然后依次将各孔编号并标注炮孔，统计炮孔条 数、设计炮孔长度，计算工程量，绘制工程明细表，并填入每个炮孔的角度、深度以及孔 深等参数，便绘制完扇形中深孔平面布置图。 ( 1 ) 炮孔排面最高点确定 第3 6 页武汉科技大学硕士学位论文 应根据e 部有无工程来确定，有工程时排面最高点距上部采窄区o 8 1 0 m ，无工程 时最高点确定原则如下：1 ) 当沿回采方向矿岩界线逐渐下降时，回采起点处的矿岩界线 与切割槽的交点即为炮孔排面最高点。2 ) 损失贫化率大致相等原则。当损失矿量和贫化 矿量大致相等时，各条炮孔与该直线的交点可以视为该条炮孔的最高点。3 ) 根据经济效 益适当加大贫化原则( 可在岩石中加大孔底距，增加覆盖岩层) 。4 ) 根据矿体直接顶围岩可 崩性，适当超出矿体界限0 5 1 0 m 原则。 ( 2 ) 确定发射中心点 发射中心点常在炮孔排面剖面图中心线附近很小范围内，在设计时，根据凿岩设备选 取，一般将发射点定在巷道的中心线上，距底板有一定的高度，并以此确定发射点高度。 ( 3 ) 确定边孔角 根据矿山的凿岩设备、生产能力和经济成本等因素及类似的生产经验，以及对扇形孔 爆破原理的分析，确定适合各矿山地下回采爆破边孔角，常在3 5 9 6 0 。之间。此时堵孔 数量少，易清理，炮孔深度中等，最大孔深与目前国内常用凿岩设备能力相适应；若边孔 角小于3 5 。则孔浅易堵，不易放矿且不安全；若边孔角大于6 0 。，有较好的回收率且不 堵孔，但孔深最大，对掘进设备性能要求高。根据当前的钻凿设备钻凿边孔角为6 0 。7 孔 崩矿效果最佳，此时最长孔长度为17 2 6 m 。 ( 4 ) 炮孔布置图 无底柱分段崩落法一般在进路内钻凿上向中深孔或大直径深孔进行崩矿。炮孔布置有 扇形和平行排列两种。端壁倾角即炮孔排面倾角有前倾、垂直和后倾三种，一般后倾的端 壁倾角很少采用。炮孔布置要根据回采方案、凿岩设备类型和矿石力学性质来确定。 中深孔扇形布置即指在每一爆破菱形体的爆破排面上均匀地布置扇形上向中深炮孔。 根据凿岩设备类型和爆破要求的不同，扇形孔可以采用单中心布置或双中心布置。国内矿 山大多数采用端壁垂直或前倾的单中心扇形布置，见图3 6 。 口口 图3 6 单中心扇形中深孔布置与大孔扇形炮孔布置示意图 武汉科技大学颁士学位论文第3 7 页 壶实际情况 簿烧孔撵数并分剐绘镪箕鑫黉形式。禳据瀑疆撬理帮实簸，嚣掩激上悠 翔3 7 边戮焦失鳓曼重7 藐炮毳示意圈 孑l 可采用梅花形布置，能量分布最均，爆破效果很好。由上述方法编制程序并绘镥4 此结构 参数下的阐采爆破炮孔布鬻图。根据校核并绘制边孔角为6 0 。对7 孔炮孔布置圈如图3 7 。 ( 5 ) 微差时阅与起爆网络 中深乳的起瀑方式有淆种邵孔口起瀑帮孔底怒瀑，遵辩孔底怒爆的效莱更佳褥常用， 由矿山实际宜用孔底起爆，即孔底装起爆弹后再装药包，其起爆顺序是由孔底起爆弹起爆 君稃向孔霹起爆终药。 孔间和排间有合理的微差时间可使前排炮孔爆落矿石沿水平方向位移，为后排炮孔形 成耩鑫由纛和空豫，翻造懑餐偿空鬻，发挥辚嚣写碰撞佟翔，充分稠爱动麓。因藏合理豹 延缀时间间隔必须大于矿崧体开始移动的时间。微差间隔时间f 为： a t = t k , + 如举孕p s v ( 3 2 ) 式中：k l 一正波历时系数，由试验褥出k l l 。2 5 1 8 ；k 2 一负波历时系数，出试验褥出 k 2 - - - q tt ( q - - 0 1 8 ) ，其中q 怒炸药与岩石液嘏抗比值，q1 为炸药单耗；s 一矿区矿岩与岩体 脱开的距离，一般s = 0 0 1 m ；v 一姑块平均移动速庹，由试验得出v = 4 7 m s 。 挤莲潦破时间隔时间应大于徽差间隔时闻。嘏据所选徽差毫秒管的实黼微差条件，在 试验与应用中应合理选取微差间隔时间。为达到良好的爆破效果及简便操作，降低爆破震 动。 3 2 。1 。3 装药与越矮 国内殿尾矿山主要应鼹铵浊炸蕊、铵溜与磷铵漫合炜魏等屠多。藤大冶矿出实际采用 2 硝铵炸药，来源为矿l “岛产，其装药密度为0 9 9 c m 3 。 孔口部分应采用交错装药结构以避免孔口附主睡药量过予集中产生过粉礤和眉线破坏。 第3 8 页武汉科技大学硕士学位论文 交错装药的结构是边孔和中心孔的填塞长度为1 5 2 0 m ，但因实际孔口部分炮孔堵塞长 度有限，故采用如表3 3 所示的堵塞长度。力求加强孔口堵塞质量，：j 亡其两边孔与中孔， 其他各孔填塞长度交错增加，使孔口部分装药最小间距大于孔底距1 9 7 m 的半。孔口最好 用炮泥填塞。 中深孔爆破目l i i 多数矿山采用风动装药器装药。装药器装药可使装药密度提高至0 8 1g e m 3 ，可提高炮孔装药密度和改善爆破效果。 目前广泛应用的为风力简式装药器，而大冶铁矿采用b q f 一1 0 0 装药器。安全正确地使 用装药器装药，如炸药过筛或适时洒水，并应对堵管、返粉与静电等安全问题做相应防护 措施。 采用塑料导爆管排内孔间交叉微差爆破一次爆破全排扇形炮孔，具有安全，简单和经 济等优点，效果较好。目前大冶铁矿采用导火线先雷管起爆导爆管再起爆炸药的方法起爆 系统。 为防爆破崩掉眉线堵塞下排孔等而影响下排钻孔和装药，要求炮孔的堵塞质量要高。 另外根据扇形炮孔分布特点，尤其是在钻孔质量不佳或者改孔等情况下，可能容易产生爆 破事故，产生不利于放矿的情况如立槽、悬顶隔墙、带炮和瞎残炮等事故的产生应加强钻 孔质量和装药质量的监管。 3 2 2 实际情况与辅助设计简介 3 2 2 1 爆破参数设计实际情况 无底柱分段崩落法在废石覆盖层下直接崩矿，因其爆破补偿空间小，属于挤压爆破。 当采场结构参数确定之后，矿石的损失贫化指标、装运设备的效率和矿块生产能力，在很 大程度上取决于爆破的效果。而爆破的效果又主要取决于爆破参数是否合理。爆破质量不 佳是用此采矿法的矿山技术经济指标差主要原因之一。 因此，很有必要进行合理爆破参数选取和严格施工的管理。一般依据矿石性质、炸药 威力、装药方法和凿岩出矿设备的类型来确定爆破参数。通过查阅相关实际资料，获取了 相关的爆破设计数据如下表3 1 。 表3 1 矿山相关设计参数表 塑塾堕堡 一篓数照一苎! 嫩一一一堂! 嘶盟墨堑绩塑筻! 堕熏 。堕热熟， o 8 0 mo 9 x1 0 3 k g m 3 0 7 k g m 3 3 m x3 m1 2 m x1 0 m3 9 7 t m 36 0 。 经过表3 2 三个方案的对比可得出7 个炮孔的效果更好，各项指标均不偏差。到故在 此认为采用7 个炮孔更具有优势，相对于原来矿山采用的1 0 个炮孔而苦，认为其凿岩量 更少而据更大优势。其7 孔炮孔御置参数见表3 3 所示。 武汉科技大学硕士学j 藏论文 第3 9 页 二= = 一一一一 、褒3 26 魏、7 巍秘s 魏憋毪设诗参数表 。一一墅垒一堡 垒竺l i6 2 2 66 5 4 5 3 21 5 3 1 4 1 2 5 o 7 271 9 7 7 9 8 56 1 0 6 1 7 2 5 1 2 30 + 7 7 6 111 ：! ! ! ：! ! ：!婴! 一一旦薹丝一 裘3 , 37 魏炮魏带鬟参数表 ! ! ，l 生型地蔓侧堂l 各孔长度，m 8 6 8 71 41 7 2 5 1 48 7 8 6 番装药长确 7 6 5 58 81 6 6 8 85 57 6 0 9 11 9 7 3 2 2 2 爆破参数设计实两；情况 计算机编制程序辅劲设计可方便简掩地完成设计，势能达劐很好的效果。戮诧采蔫 v b 6 0 编制程序思路如图3 8 所示，计算后即可在a o t u c a d 软件中查阅绘制的图稿并对不 舍理的魂方加蚨修改，针对大冶铁矿东露天矿嚣实际情况进行回采爆破豹c a d 设计结采 如图3 9 所示。 图3 8 无嶷棱分段崩落法霸轳爆破参数程痔设计框檠嚣 第4 0 页 武汉科技大学硕士学位论文 鹜3 9 来撬续褥为1 4 m x l 6 m 辩燕矿爆教参数程渗生裁缝聚示意蒸 3 3 三维微分矿岩颗粒效矿摸投横逖 除了爆破崩矿将影响回采指标外，放矿机理及其过程也是极其霪要的因素。由于崩落 矿褥在放矿进程串较难评价其体形态，疑稀难 ；获敬放矿椭球俸参数以便分析调整相关结 构参数来改普放矿指标，因而就不能得到好的放矿效果。因以前的放矿电算模拟不能较好 邈爱获帮瓣决实际情况，敛有必要裰据裰美静资瓣份穗痘静探讨与敬迸分拼。 本文提出了一种三维微分矿岩颗粒放矿模拟【删模型思路以进行高精度模拟放矿试验 势遴过理论瓣溺述麓释学豹计算方式摇述箕疆彦实凌豹可符链。宅叛传统彀冀隧稳模瓠藏 矿试验法为基础，结合现先进计算能力，科学地计算、分酉已并生成此试验方法中的单元子 格麓颓粒，然器分瓣各静鬏粒戆嚣瞧；零横器敖矿辫基本黎壤逶过糕痔诗冀篷鬏羧在模瓠 矿岩分布空间随放矿时间变化的分布形态，从而达到真实放矿模拟的效果而加以研究。其 以犷岩颓粒状态睫瓣闼变他瑟交亿势用经煲力学受力分辑瓣方式分辑端郝皴矿鬏粒熬实 际运动情况对现今放矿分析与模拟具有极其熏要的意义。 传统放犷计算极模拟模裂多以擞拿大d 。j o l l e y 予1 9 6 8 冬提出憨9 块递 模型必蒸硝黪 覆澍下放矿的理想化电算随机模拟放矿模型，此递补模型是把散体分成正方形模块，用模 块之间从下向上随机递 b 运动即透避“空撼”自相反方向静随极传递来实现模块之阕毂递 补，来仿真崩落矿石的运动进程。每从漏翻放出一个模块就在漏口产生一个“空位”，该 “空位”由其上面的楣邻9 块模块按给定的概率随机递补，在递 模块下移之后，其原来 的彼雹又变为“空彼”，依此类推，来仿真敬体的运动过程 7 0 1 1 7 ”。然而在此模拟过程中往 往忽略了矿器实际形态与矿岩的物理力学属性，仅以概率统计方式米近时模拟放矿窝嘲， 武汉科技大学硕士学位论文第4 1 页 其结果可能与实际相差太大，并且不能真实反映放矿实际情况，尤其是矿岩的分布形态与 力学性质。因此，如何真实反映实际放矿情况，并获取其真实矿岩数据如矿岩分布，矿岩 形态聪其相关物理力学性质状态等情况就显得尤为重要。现以三维微分矿岩颗粒放矿模拟 模型方法就有可能达到这一点。 3 3 。1 三维微分矿岩颗粒放矿模拟模型的特点 三维微分矿岩颗粒放矿模拟模型基于传统电算随机模拟放矿试验法，并以目标矿区 ( 段) 按几何相似率建立网格，微分此段矿区为三维单元子格系统，然后依矿岩粒度配比 ( 块度分布) 对此单元子格系统分别按矿石、废石和孔隙三种类型材料进行归分生成颗粒 并赋予各类型属性，然后通过计算各自重心与受力分析在一定边界条件下按一定规律进行 各颗粒随时间的变化而发生的位移与角度的变化，从而获取了放矿所需的相关矿岩颗粒信 息，达到试验或研究的目的。 整个计算过程的实现主要分为以下几步骤：建立微分网格形成单元子格系统、按材质 将单元子格系统生成各种颗粒并赋予属性、进行边界条件分析与颗粒微观受力分析、按一 定规律计算各颗粒随时间变化而形成放矿过程的模拟、截止放矿临界条件的确定与放矿的 停止和放矿过程数据的后处理。以上步骤简述如下。 3 3 2 微分单元子格系统 根据实际矿段情况得出其所有放矿口的分布，从而有代表性选出一个放矿口以便进行 网格划分，按照几何相似率以一定的微分长度将此选定的放矿口对应的放出矿岩范围内矿 岩进行微分成矩( 方) 体细小单元子格，从而形成了单元予格系统，由于每个单元子格对 应此放矿口影响范围内的一个微小矩( 方) 体空间，因此具有此空间实际材质的相关属性 ( 如材质类型与密度、品位和坐标数量、绝对密度、体积、不可运动( 自定义类型) ) ，将 实际属性赋予各单元子格即可。 3 3 3 生成颗粒系统 3 3 3 1 各粒径颗粒总数的划分 根据界线范围内矿岩( 矿石、废石) 的总质量分别计算出它们的体积即对应其物质的 总单元子格数，针对某一物质的粒度及其百分比，计算出各粒径范围内的矿岩重量( 实验 室实验配比时认为已给定，爆破理论计算或实际抽样如筛分与块度尺面积等方法测定) 并 计算出各粒径对应矿岩的单元子格总数。各粒径范围分成2 3 各子粒径范围并通过计算各 分粒径相对应的颗粒占其总数颗粒的百分数，即可得各分粒径每个颗粒所需的单元子格 数。依据分粒度设置每分粒径颗粒对应颗粒的单元子格调整范围，当各颗粒在生长时其所 第4 2 页武汉科技大学硕士学位论文 属单元子格数达到此范围即可停止生长。生成各分粒径内的各个颗粒，然后再在组成颗粒 后，颗粒内子格参数转变成颗粒属性，对应粒径级别未生成的颗粒的总数减一。单元子格 参数( 布尔型) 改变成颗粒属性以表明其所属材质类型。 崩矿范围空间内( 炸药爆破所产生造成的矿岩块度空间分布) 颗粒粒径大小按一定概 率分布规律分布，与各粒径颗粒在空间所处位置相对应。并在各颗粒的大概位置随机取某 单元子格，此单元颗粒为此处颗粒虚形心，对此颗粒编排号码，将此所取单元子格的周围 一定形状范围内的单元子格设置相关的属性与指向( 颗粒与虚形心的相关位置) 设为此颗 粒。根据形状设置粗糙度尺寸( 粗糙度指标2 ) ，依据此尺寸再随机取向将按粗糙度的百分 数取粗糙形状( 圆形与尺寸，方形与尺寸) 再加到所取方向颗粒表面单元子格上。如此一 直随机取方向并按粗糙度( 形状与尺寸) 加到颗粒为止，一直到加到颗粒所需单元予格不 足以小尺寸粗糙度形状加上，并此颗粒所有应有单元子格取完时为止，则生成了一个颗粒。 其余颗粒类似。以大粒度级别颗粒到小粒度级别颗粒的顺序生成所有颗粒，每个粒度级别 的颗粒总数均达到时即认为颗粒生成完且已分布完成。再用经典理论力学对各颗粒进行刚 性体受力平衡与运动状态分析，对超过应力极限平衡的颗粒，将产生位移到达新的平衡。 但所有颗粒均已生成并达到应力平衡时颗粒系统即生成完全。矿岩颗粒生成完后剩余的单 元子格将发生转型生成孔隙材质，孔隙材质没有质量、密度与品位，仅虚占空间并阻隔力 的传递。 3 3 3 2 粗糙度的仿真模拟与应用 根据实际情况将矿石的粗糙度分成1 到l o 的等级共1 0 个等级( 即自定义的若干个等 级) ，1 等级的颗粒最光滑，l o 等级的颗粒最粗糙。粗糙表现出来分成三个指标度。分指 标0 用以表示颗粒总体形状，与空间角度有关，表示颗粒在某方向生长的随机性，某方向 此值越大表明在此方向上单元子格转化成此颗粒的概率越大，即颗粒在这方向上生长概率 大；分指标1 ( 即c 2 d 0 2 ) 表示颗粒生长出的方形或圆形颗粒局部的可能性，即颗粒生长的 形状；分指标2 ( 即3 d 0 2 ) 表示颗粒的形状加上颗粒的大小尺寸( 在颗粒所需单元子格不 足小形成颗粒局部时颗粒大小或增加颗粒局部可适当减小) 。当分指标1 为圆形粒状，分 指标2 的粒径尺寸越大则所形成的颗粒越光滑。当分指标1 为方形颗粒( 矩形体) ，分指 标2 的粒径越大则所形成的颗粒越粗糙。 3 3 3 3 关于粒径生成的问题 颗粒以虚形心为中心按方形或圆形( 球) 【即指标1 】以一定的尺寸大小【即指标2 生成 一定形状，再在此形状表面按总指标【即指标0 】各方向取若干个点以指标1 即方形或圆形并 按一定尺寸大小 即指标2 】又生长一定形状出来即生成新加部份，一直到以颗粒应有子格均 生长完( 即转型完成) ，此时颗粒形状不均从而达到模拟粗糙度。实践中最好多生成扁平、 椭球形状和棱形体。到此为止，再定义颗粒的圆滑属性以便重新对颗粒周围一定范围内的 武汉科技大学硕士学位论文第4 3 页 单元子格按此处生成颗粒一定范围内的形状分布及大小重设单元二产格的属性使得颗粒按 需要的目的进行子格向颗粒的重生成与融合从而实现了颗粒的二次圆滑( 视实际需求情况 如爆破块度的形状与圆滑而定) ，其形状及大小仍与粗糙度有关。这样可使颗粒内部孔隙 所含的单元子格自动生成颗粒子格即孔隙单元子格属性转型为颗粒属性。当所有颗粒均已 生成并其受力平衡时可对颗粒进行属性参数的优化，以减少颗粒的计算数据量。 3 3 4 边界条件与颗粒受力分析 3 3 4 1 颗粒的受力分析 为使计算量减少，颗粒的受力分析应从范围空间最下面一层矿岩颗粒进行，根据散体 具有流体的特性，初步认为，界限内最初某一水平面的颗粒受一定的大小方向的垂直应力 与各水平方向一定大小的水平应力共同作用，在与下面所触各颗粒的触点作用下形成了应 力极限平衡，此时无初速度不会发生运动。当因放矿或松动等原因造成颗粒应力极限不平 衡时颗粒将产生运动并有速度。在有新的触接支撑点作用下形成新的应力平衡时即可达到 新的位置而处于静止状态。垂直引力的大小与上覆岩矿的重力有关，水平应力大小与散体 流动性有关。为使颗粒保持一定的形状，认为颗粒为刚性体，不发生颗粒内部的单元子格 的移散与颗粒属性的转移i _ 7 2 1 7 3 】，但如此可能将因不能达到散体的二次松散( 系数) 而失真。 3 3 4 2 颗粒运动条件及其判断 颗粒在生成完毕后应记录其初始状态参数，表现在矿岩空隙颗粒的空间分布与材质、 颗粒内部子格的空间形态，所有颗粒初始局部应力平衡状态等。局部极限应力平衡是颗粒 保持静止状态的必要条件，极限应力不平衡将使颗粒发生运动。垂直应力与水平应力作用 下，与下部矿岩颗粒的支持力平衡，达到静止状态。当垂直应力与水平应力作用下与下部 矿岩颗粒的支持力不平衡，则颗粒产生流动。 3 3 5 模拟放矿 运动与静止判断时应根据巷道矿堆坡面达到安息角时为准，( 模拟铲矿情况) 达到安 息角或有颗粒支撑时( 3 个以上) 构成应力极限平衡。上部挤压力结合到矿岩自身重力为 止，忽略或简化了颗粒间的相互作用。为防可能造成客观实际的失真，在每次铲矿后分析 总体平衡后再进行受力分析，对应力不平衡的颗粒重行进行运动状态受力分析，直到应力 平衡为止。 第4 4 页武汉科技大学硕上学位沦文 3 3 5 1 关于椭球体形成问题，即颗粒可产生能够水平方向运动的条件问题 由于颗粒受水平分力的作用，有可能产生水平方向分运动。当颗粒下部支撑反力不足 以产生水平方向的分力来以抵消颗粒水平方向分力时将不能保持平衡而使颗粒产生水平 方向的分运动。 设下部一颗粒a 松动产生位移时空间内其上一颗粒b 将与a 形成孔隙并无力的作用， 此时b 颗粒受力为垂直应力，上部颗粒产生的水平分力作用共同形成了由颗粒a 重心指向 b 颗粒重心方向的力的作用，即发生运动与产生位移，其运动状态与水平分力大小有关， 并与a 颗粒对立面下部颗粒的支撑反力有关。 3 3 5 2 多颗粒应力不平衡的运动状态分析 在每铲矿后的放矿过程中对同时达到应力不平衡的颗粒，除进行受力分析与运动状态 分析外，还应考虑上下椭球体层的颗粒在运动中的相互影响。因颗粒在运动中有相互作用 力使得矿岩颗粒在运动中会发生状态变化，因此应在此过程中设置运动帧( 表现为某一时 刻所有颗粒的状态参数) 以便细分其运动状态，从而将放矿的连续运动状态分成若干静止 状态的变化。每运动帧的对应颗粒间有一定的时间间隔及对应运动距离。对每帧的运动颗 粒进行运动状态受力分析，并判断颗粒的运动趋势。如有多颗粒应力不平衡且从其运动状 态无法判断其趋势( 速度与加速度均同且有下方向的自由面与运动空间) 时可以采用9 块 递补模型，其机理与传统模型类似。运动帧含有大量数据，运动帧的设置正确与否可能对 数据量的处理影响很大。运动帧设置越多对客观模拟应越真实。 3 3 6 停止放矿和放矿模拟数据的后处理 在每次铲矿并放完后进行放矿数据的监测记录，当放出矿岩颗粒的品位达到截至品位 即可停止放矿。停止放矿主要依据放矿口颗粒静止的临界条件。颗粒因放矿口界限的作用 而运动于一定的自由空间内，但遇有下部矿石颗粒在巷道底板的支撑力的作用下处于静止 状态，其上部矿压矿石在下部矿石支力作用下处于静止状态。但放出颗粒所形成矿堆未达 到安息角的坡面时认为颗粒将因滚动而一直向下沿坡面运动，直到形成安息角坡面为止， 此时上部矿石颗粒亦产生运动，但因二次松散( 系数) 情况而最终静止，所有颗粒均达到 应力平衡。放矿口颗粒在上部应力与水平应力作用下与下部颗粒支撑力相平衡处于静止状 态。坡面颗粒在水平应力与上部颗粒沿安息角向下方应力作用下和下部颗粒的支持反力相 平衡而处于静止状态并因而达到安息角坡面。类推其余颗粒，均达到静止状态即可分析品 位，达到截至品位即可停止放矿，进入放矿模拟数据的后处理。 放矿模拟数据主要为颗粒的属性( 包括单元予格属性，材质属性，运动状态，力学属 性) ，通过模拟放矿后即可进行目标数据处理，目标数据主要有回采率，贫化率，以及椭 球体发育相关参数，通过大量模拟统计与回归分析还可分析块度的运动与影响等。 武汉科技大学硕士学位论文笫4 5 页 3 4 本章小结 、 在矿山回采爆破方面，通过实例分析，根据矿山实际情况，在完成物理模型放矿实验 并经数学模型计算的前提下，进行此结构参数下的炮孔参数分析计算并自动完成设计，其 结果与实际相符，满足现今结构参数要求，与人工设计相比，快速简洁，发挥设计人员的 主观与实际情况的客观，具有一定的优越性，具有很大的借鉴与参考价值。 在仿真模拟方法思路方面可用此法来模拟块度较大的放矿系统，主要通过块度模拟与 力学分析，其结果应能较真实的反映三维放矿情况，突破传统放矿模拟的认识缺陷，并且 其获取的参数很详尽，可很好地反映椭球体的发育情况。 本思路有着一定的合理性，其具体实施还有着很多工作要做，尤其距实际应用还有很 大差距：回采炮孔生成方面应该不断地完善其总体功能，使之可满足各种情况尽量减少程 序缺陷。其适用范围可能受限制，如粉矿的真实模拟可能欠妥；因颗粒生成为刚性块体， 在放矿时有可能产生的二次松散情况与实际可能不完全相，还需相关物理参数的调整优 化；因用颗粒模拟矿岩石进行放矿模拟，此过程中的具体受力情况局部有简化且不完善， 不能真实反映其各部分力学机理；另外通过简化成运动帧的方式对实际放矿作了简化，尤 其是运动帧设置很少时可能很失真，各步放矿过程机理还应进一步探讨；系统对应编程量 大，计算设备配置要求高；一些受力初始条件与临界条件在思路上可能还需进一步探讨研 究并完善。 第4 6 页武汉科技大学硕士学位论文 4 1 引言 第四章雨季泥石流冲渣预防与处理 露天转地下开采是一个动态过程，其上部两侧边帮围岩和覆盖层受到频繁的扰动和破 坏，引起的露天坑下的采空区及其影响区域不断地扩大，影响其沉陷情况的因素又很多， 如采区地质水文条件、矿床赋存条件与开采方法、开采顺序与推进速度、采场形状与大小、 回填废料情况和边坡削坡治理等等。露天开采坑下的塌陷坑和错动区是在动态地发生变 化，其上覆盖层又受边坡与露天开采坑的影响不能够很好的形成，雨季极其容易在露天开 采坑馅塌区产生水体和泥石流侵入而导致井下冲渣事故。 井下泥石流具有突发性强、危害性大等特征，其发育形成的因素十分复杂，主要受特 定的地质地貌与恶化自然生态环境的控制，并受异常降雨量及其相互组合作用的影响。就 泥石流的机理及预报理论、方法及发展状