·1256· 工程科学学报，第37卷，第10期 4 3 矿石损失率影响因素分析 4=3mr, (3) 放矿口尺寸D、放矿口间距L、崩落矿石层高度H 与-音心 (4) 及放矿方式的不同，致使崩落矿岩流动规律不同，从而 式中，α，和α.分别表示放矿截止品位与矿石地质品 导致最终的矿石损失率相异.因此，有必要分析上述 位，n,主n,分别表示矿石与废石颗粒数目，P.和p,分别 四种因素对矿矿石回收率的影响 表示矿石与废石密度，，和，分别表示矿石与废石颗 3.1多分段放矿模型构建与放矿过程设置 粒体积，，和r,分别表示矿石与废石颗粒半径. 本次多分段放矿模拟试验针对放矿口尺寸D、放 表4矿岩技术经济指标 矿口间距L和崩落矿石层高度H这三种影响因素，依 Table 4 Technical and economical indexes of ore and rock 然设计三因素三水平的9组正交试验，且每组试验分 矿石地质品位/% 废石品位/% 放矿截止品位/呢 为平面放矿和立面放矿两种，因此共进行18(9×2) 45 0 18 组模拟试验.以试验2为例，图5为多分段放矿模型 的墙体结构.本次模拟试验过程1中墙体尺寸为 将表2和表4中对应参数代入式(2)~式(4)，得 60m×12m×50m(长×宽×高)，根据矿石层高度参 到放矿截止条件为n,:n4=20:9,即当废石颗粒与矿石 数设计，过程2中墙体高度分为12、15和18m三种，初 颗粒数目比为20：9时停止放矿.此外，平面放矿时上 始孔隙率为0.50，颗粒半径为0.45m,除放矿口间距 下两分段中第1~3号放矿口和第4~7号放矿口分别 调整为12、15和20m外，其余试验参数及墙体、颗粒 同时打开：而立面放矿时第1~3号放矿口和第4~7 细观力学参数设计均与表1和表2相同.如图所示， 号放矿口分别按顺序依次打开，即上一放矿口放出矿 第1~7号正方形底墙代表放矿口，8号墙体代表隔 岩颗粒达截止条件时将其关闭并打开下一放矿口. 板，在其上下将分别生成废石颗粒及矿石颗粒，放矿过 3.2矿石损失率分析 程开始前将其删除 以平面放矿试验1与立面放矿试验6为例，图6 为其不同放矿过程中多分段放矿模型剖面图.如图所 示，黄色及红色颗粒为岩石，绿色颗粒为矿石，而蓝色 颗粒表示最终残留矿石.如图6(a)~(d)所示，上述 四种影响因素对整个放矿过程中崩落矿岩的流动规律 过程1 产生了不同影响，从而导致如图6(e)及()所示的最 终矿石残留量相异. 图7为本次多分段放矿模拟中最终矿石残留量占 初始矿石量的百分比即矿石损失率B与采场结构参数 过程2 及放矿方式的关系.如图7(b)所示，矿石损失率随放 矿口间距L的增大而增大：如图7(a)及(c)所示，矿石 损失率随放矿口尺寸D及崩落矿石层高度H的增大 而减小.此外，如图7所示，平面放矿方式下矿石残留 量明显小于立面放矿方式下矿石残留量.立面放矿方 图5多分段放矿模型墙体结构 式的放矿过程管理简单，但其矿岩接触面呈倾斜状向 Fig.5 Wall structure of the multiple subsection draw model 下并向依次放矿的放矿口方向移动，致使其接触面积 当进行第一分段放矿时，只生成图5中过程1所 较大，不利于矿石的回收：而平面放矿过程中矿岩接触 包含的墙体，放矿方式与单分段放矿试验相同，即为低 面保持近似水平下移，延长了岩石混入时间，从而提高 贫化放矿：当进行下一分段放矿时，生成过程2所包含 了矿石放出量，这也很好地解释了该放矿方式下矿石 的墙体并删除上一分段的底墙即第1~3号墙体所在 残留量较小这一现象.当相邻放矿口间的相互影响不 水平的全部墙体，放矿方式为截止品位放矿.结合某 大时，可以考虑采用立面放矿方式 矿山矿岩的物理参数网，矿岩主要技术经济指标见 4结论 表4. 放矿截止品位计算公式如下： (1)多放矿口条件下放出体形态会因各放矿口间 nipiv 的相互影响而产生交错、缺失等程度不同的变异，并不 mp 0k= (2) 是一个规则的椭球体.工程科学学报，第 37 卷，第 10 期 3 矿石损失率影响因素分析 放矿口尺寸 D、放矿口间距 L、崩落矿石层高度 H 及放矿方式的不同，致使崩落矿岩流动规律不同，从而 导致最终的矿石损失率相异． 因此，有必要分析上述 四种因素对矿石回收率的影响． 3. 1 多分段放矿模型构建与放矿过程设置 本次多分段放矿模拟试验针对放矿口尺寸 D、放 矿口间距 L 和崩落矿石层高度 H 这三种影响因素，依 然设计三因素三水平的 9 组正交试验，且每组试验分 为平面放矿和立面放矿两种，因此共进行 18 ( 9 × 2) 组模拟试验． 以试验 2 为例，图 5 为多分段放矿模型 的墙体 结 构． 本 次 模 拟 试 验 过 程 1 中 墙 体 尺 寸 为 60 m × 12 m × 50 m ( 长 × 宽 × 高) ，根据矿石层高度参 数设计，过程2 中墙体高度分为12、15 和18 m 三种，初 始孔隙率为 0. 50，颗粒半径为 0. 45 m，除放矿口间距 调整为 12、15 和 20 m 外，其余试验参数及墙体、颗粒 细观力学参数设计均与表 1 和表 2 相同． 如图所示， 第 1 ～ 7 号正方形底墙代表放矿口，8 号墙体代表隔 板，在其上下将分别生成废石颗粒及矿石颗粒，放矿过 程开始前将其删除． 图 5 多分段放矿模型墙体结构 Fig． 5 Wall structure of the multiple subsection draw model 当进行第一分段放矿时，只生成图 5 中过程 1 所 包含的墙体，放矿方式与单分段放矿试验相同，即为低 贫化放矿; 当进行下一分段放矿时，生成过程 2 所包含 的墙体并删除上一分段的底墙即第 1 ～ 3 号墙体所在 水平的全部墙体，放矿方式为截止品位放矿． 结合某 矿山矿岩的物理参数［19］，矿岩主要技术经济指标见 表 4． 放矿截止品位计算公式如下: αk = nk ρk vk nk ρk vk + nyρy vy αg， ( 2) vk = 4 3 πr 3 k， ( 3) vy = 4 3 πr 3 y ． ( 4) 式中，αk 和 αg 分别表示放矿截止品位与矿石地质品 位，nk主 ny分别表示矿石与废石颗粒数目，ρk和 ρy分别 表示矿石与废石密度，vk和 vy分别表示矿石与废石颗 粒体积，rk和 ry分别表示矿石与废石颗粒半径． 表 4 矿岩技术经济指标 Table 4 Technical and economical indexes of ore and rock 矿石地质品位/% 废石品位/% 放矿截止品位/% 45 0 18 将表 2 和表 4 中对应参数代入式( 2) ～ 式( 4) ，得 到放矿截止条件为 ny ∶ nk = 20∶ 9，即当废石颗粒与矿石 颗粒数目比为 20∶ 9时停止放矿． 此外，平面放矿时上 下两分段中第 1 ～ 3 号放矿口和第 4 ～ 7 号放矿口分别 同时打开; 而立面放矿时第 1 ～ 3 号放矿口和第 4 ～ 7 号放矿口分别按顺序依次打开，即上一放矿口放出矿 岩颗粒达截止条件时将其关闭并打开下一放矿口． 3. 2 矿石损失率分析 以平面放矿试验 1 与立面放矿试验 6 为例，图 6 为其不同放矿过程中多分段放矿模型剖面图． 如图所 示，黄色及红色颗粒为岩石，绿色颗粒为矿石，而蓝色 颗粒表示最终残留矿石． 如图 6( a) ～ ( d) 所示，上述 四种影响因素对整个放矿过程中崩落矿岩的流动规律 产生了不同影响，从而导致如图 6( e) 及( f) 所示的最 终矿石残留量相异． 图 7 为本次多分段放矿模拟中最终矿石残留量占 初始矿石量的百分比即矿石损失率 β 与采场结构参数 及放矿方式的关系． 如图 7( b) 所示，矿石损失率随放 矿口间距 L 的增大而增大; 如图 7( a) 及( c) 所示，矿石 损失率随放矿口尺寸 D 及崩落矿石层高度 H 的增大 而减小． 此外，如图 7 所示，平面放矿方式下矿石残留 量明显小于立面放矿方式下矿石残留量． 立面放矿方 式的放矿过程管理简单，但其矿岩接触面呈倾斜状向 下并向依次放矿的放矿口方向移动，致使其接触面积 较大，不利于矿石的回收; 而平面放矿过程中矿岩接触 面保持近似水平下移，延长了岩石混入时间，从而提高 了矿石放出量，这也很好地解释了该放矿方式下矿石 残留量较小这一现象． 当相邻放矿口间的相互影响不 大时，可以考虑采用立面放矿方式． 4 结论 ( 1) 多放矿口条件下放出体形态会因各放矿口间 的相互影响而产生交错、缺失等程度不同的变异，并不 是一个规则的椭球体． ·1256·