• 谷歌scholor
  • 观点:1783

  • PDF下载:70

影响矿石恢复和无计划稀释的因素在悬浮型开放式停止中。赞比亚Konkola Mine轴4号案例研究

Kalunga ngoma1和维克多Mutambo1

1赞比亚大学,宝箱32379卢萨卡赞比亚。

通讯作者邮箱:vmutambo@unza.zm.


DOI:http://dx.doi.org/10.12944/CWE.15.Special-Issue1.03

康科拉铜矿4号井是采用分段空场法开采的无轨地下矿山。4号竖井希望在未来5年将矿石产量从每年100万吨增加到每年300万吨,但矿石回收率为70%或更低,贫化率为20%或更高。为了实现300万吨的年度目标,矿石回收率应从70%提高到(≥85%),贫化应从20%降低到(≤10%)。尽管是最常用的地下采矿方法之一,但目前的sls面临着高计划外稀释的挑战。本文对影响分段空场回采和非计划贫化的参数进行了回顾和评价,利用PHASE2软件进行数值模拟,建立了应力环境对矿山非计划贫化的影响。数值模拟的输入参数为:单轴抗压强度(UCS=170MPa)、地质强度指数(GSI) =55、杨氏模量(E) =26000MPa、Hoek-Brown常数(s) =0.0067、Hoek-Brown常数(mi) =20、泊松比(v) =0.2主应力(σ)1)39MPa,中间应力(σ2 =18MPA)和次要的主要压力(σ3 =15 mpa)。对矿山生产记录的复核结果表明,影响4号井非计划贫化的主要因素有:地面条件差,不符合推荐的采场设计,钻孔和爆破实践差,存在地质不连续性,采用先提取高品位矿石的采矿顺序,导致在矿体内形成高应力块和延迟卸渣实践。PHASE 2D模型计算结果表明,上盘总位移90mm,影响采场壁失稳,导致非计划贫化增加。采场回采后,采场右上角诱发应力为60MPa,顶柱及右下角诱发应力为45-50 MPa。

矿石复苏;应力环境;分段开放回采;无计划的稀释

复制以下内容以引用本文:

影响矿石恢复和无计划稀释的因素在悬浮型开放式停止中。赞比亚Konkola Mine轴号4号案例研究。Curr World Environ 2020;特别问题(可持续采矿)。DOI:http://dx.doi.org/10.12944/CWE.15.Special-Issue1.03

复制以下内容以引用此URL:

影响矿石恢复和无计划稀释的因素在悬浮型开放式停止中。赞比亚Konkola Mine轴号4号案例研究。Curr World Environ 2020;特别问题(可持续采矿)。可从:https://bit.ly/2MMuCUm


下载文章(PDF)
引文管理者
发布历史


文章出版历史

已收到: 16-04-2020
接受: 08-06-2020
审查由: orcid.orcid.血糖Agrawal.
第二次审查: orcid.orcid.Rajendra辛格
最终批准: BB Dhar.

介绍

Sublevel开放式停止(SLOS)是一种自支撑挖掘方法,广泛应用于世界。Sublevel开放式停止方法流行于1970年以来已经增长,并于20世纪末(Henning,2007年)。(jang,2014)引用(Austrade,2013)报告称,70%的澳大利亚地下地雷使用卸柏开放停止采矿方法。Pakalnis.et al .,1996年,加拿大51%的地下矿山采用分段空场法采矿。这种采矿方法适用于大型、块状或板状、倾斜矿体,周围有合格的上、下盘(Hartman, 1987)。ssls的主要优点是成本低,无入口采场,钻井、装车、出渣和运输等作业高度机械化,因此可以在少量人员的情况下实现高生产率。sls的主要缺点是,它是资本密集型的,在生产开始前需要大量的开发,而且通常爆炸产生的地面震动较大。分段空场回采的另一个主要缺点是存在较高的非计划贫化(Jang, 2014)。(Pakalnis, 1986)对15个采用分段空场采矿法的矿山进行了调查,发现47%的作业遭受了超过20%的贫化。同样,Henning和Mitri在2007年的报告中指出,加拿大大约40%的空场回采作业遭受了10%到20%的稀释。在加拿大的矿井中,稀释超过20%被描述为过度(Pakalnis)et al .,1996年)。稀释对于所有采矿业务都是共同的,并且不可能消除。(屠夫,2000),将矿井稀释定义为矿石污染贫瘠(或低于截止级)废壁岩。稀释是矿井运营商用于评估设计的定性参数(Pakalnis,1986)。矿石恢复被定义为抵御全部量或爆破的总量(Clark,1998)的矿石数量的比率。矿石恢复和稀释彼此依赖,因此实现某种恢复需要接受一定水平的稀释度(Clark,1998)。稀释液分为称为计划和无计划稀释的两类(图1)。计划稀释是矿体内的污染,无计划的稀释液是矿石污染的废料超出迹象极限。术语稀释性是没有计划的壁稀释(Henning和Mitri,2007)的代名词。通过实施适当的采矿标准(Butcher,2000),(Ng'ambi和Mutambo,2016),可以将稀释水平控制到可接受的水平。

图1:计划和无计计划稀释,平面图(Henning&Mitri,2007)的示意图
点击这里查看图


(Pakalnis.et al .,1996年)报道说,稀释可以根据吨位或等级计算。根据Pakalnis的说法,1986年在加拿大矿山调查期间确定了10个不同的稀释定义。以下两方程是广泛使用的等式(Pakalnis等,1996)推荐公式1.1作为稀释的标准测量,因为它对壁裂解更敏感。

稀释=(吨废弃物)/(吨矿石开采)(1.1)

稀释=(吨污染)/(吨矿石+吨浪费)(1.2)

建立了稳定图。稳定性图法结合岩体强度和结构、巷道周围应力、巷道尺寸、形状和方向等信息进行稳定性预测。Villaescusa, 1998年报道了分段空场采场的采场设计、几何形状、顺序、钻孔和爆破、时间、应力环境、下切和岩石力学影响矿石回收和计划外。

矿体描绘是建立随后采矿过程的规模,形状,等级,吨位和矿物库存的过程。地质不连续性,如断层,剪刀,床上用品,关节,裂缝和堤坝具有低剪切力量,并且当不导致不利的抗性表面时(致命et al .,1998年),(PELLY,1994年被(HENNING和MITRI,2007)引用。折叠通常改变床上用品的方向,因此在床上用品之间建立了剪切应力(BRADY,1999)。低岩石强度和不规则矿石壁的边界导致开放迹象的高意外稀释。

设计的每个采场应作为当地岩体质量的函数进行优化(Diakite, 1998)。采场的几何形状影响着上盘松弛带的平均深度et al .,1996年),(Hughes,2011),(Mouhabbis,2013)。突起的倾角越小,垂悬的吊坠越多,垂直角度较低的垂直角(Mouhabbis,2013)。(Villaescusa,2000)指出,在Sublevel开放式停止中,通过具有高垂直和短尺寸或低水平和短垂直尺寸来实现稳定性。

根据(URIL,2015)从岩土工程角度来看,底切充当了减少限制和拆除悬挂壁垒的自由面,如图2所示。因此,底切增加了应力松弛区域。(Villaescusa,1998)建议,周边爆破技术可用于减少开发进入的Stope壁损坏,因此最小化Stope Wall底切。

图2:墙壁底切对Stope Sourtation的影响Wang等人,(如2013年Mouhabbis所引用的)
点击这里查看图


根据(Hoek和Brown,1980),安装时间被定义为“在挖掘后地下开口将不受支持的时间长度。地面条件越好,安装时间越长,反之亦然。(RAN,2002)引用(URIL,2015)和(MOUHABBIS,2013)在开放的停止进行了研究的情况下进行了调查,并与原始突起和无计划的稀释数量的比较随时间的增加,如图3所示.

图3:Mouhabbis公司2013年的空场崩落法(Ran 2002
点击这里查看图


(Henning和Mitri,2007)观察到,当挖掘挖掘出来时,主内部应力旋转,使得主要的主要压力(σ1)和中间主压力(σ2)与上壁平行排列,但主应力较小(σ3.)向垂直于采场上盘的方向定线,如图4所示。

图4:Stope挖掘前后主应力定位(Henning和Mitri,2007)
点击这里查看图


当次要原理压力的限制是时,会发生悬挂壁裂隙(σ3.≤0)和应力弛豫区域减少了应该防止拆分墙的脱落的夹紧力(Henning和Mitri,2007)。当诱导的应力高于岩体周围的岩石质量的剪切强度时,在不连续性或直接通过完整的岩石之前发生局部故障,从而导致稀释(Modiny等,1998),(Hughes,2011)。

另一个已确认的贫化来源是出渣错误,比如将废石倾倒进矿石通道(Mubita, 2005)。其他因素可能会影响矿石回收率和计划外稀释在清理过程中包括:能力的独家运营商矿石和浪费,速率采场瞎闹,存在与否的地质学家协助年级控制采场尺寸和形状、壁蜕下的皮和远程岩(克拉克,1998)。

采场排序是实现整个采场寿命安全和经济生产的关键(Villaescusa, 2003)。在分段空场回采法中,采场两侧为岩石包围(Mouhabbis, 2013)。由于约束作用,原生采场承受非常高的应力,往往会破坏邻近的岩体,(Mouhabbis, 2013)。采场超断产状取决于采场在采矿顺序中的位置。图5给出了原生采场(P1、P2、P3型)和次级采场(S1、S2型)的三种采场类型。P1型采场为孤立原生采场,采场两侧均为岩石;P2型采场为原生采场,采场位于P1型充填采场上方。P3型采场为原生采场,位于p2型回填采场上方,两侧壁均为岩石。(Henning and Mitri, 2007)研究表明,初级采场(P1)比次级采场(S2)的上盘崩落量少。而(Hughes, 2011)在加拿大Lapa矿进行的一项研究发现,与原生采场相比,二次采场的超覆率较低,这可能受到采矿方法和不同地应力条件的影响。

图5:采矿块中的Stope类别P1(Henning和Mitri,2007)
点击这里查看图


当不使用回填时,术例提取的排序成为关注的主要区域,以便防止永久性支柱早期过度关注。这是通过将矿体从中心朝向基台开采而实现的,这逐渐推动诱导的应力朝向基台。

在脚踏壁附近的Longholes钻孔较差,悬挂壁靠近的高度影响在Sublevel Open Stopes中的稀释稀释。钻井不准确导致较高的爆炸具有更高的振动,从而导致更宽的底层分配导致更高的墙壁损坏和稀释。以下是钻井不准确的原因:钻头参考标记的不准确放置,钻探设备不正确,钻井设备的限制,钻井设备的条件和钻孔操作不一致(Tommilla,2014)。应通过测量伪素和突破位置定期检查钻井精度。在钻机离开该地区之前和爆破机组人员进入血液中,应在钻机移出之前重新钻出具有非常高的偏差。爆破计划的粉末因子和几何形状是影响意外稀释的爆破的其他主要因素(Jang等,2014)和(Wang,2004)。低能量爆炸物和周边孔必须用于悬挂壁附近的爆破血液组织,以减少由于振动引起的墙壁损坏。

Stope壁的行为取决于周围岩石质量的强度,这也取决于地质不连续性和岩石材料的几何性质和强度(Villaescusa,2000)。

影响矿石恢复和意外稀释的因素和第4号轴,康科拉铜矿

Konkola Copper Mine位于赞比亚的Chililabombwe区,如图6所示。矿山计划在未来五年内从矿石的2MTPA到600万公吨的矿石中升起。这种情况,轴数3和轴数4已经被赋予3MTPA的靶标。为了使得数量4轴保持活性矿石恢复必须从70%到(≥85%)回收和意外稀释,从而最小化的余光开口停止的20%至(≤10%)。

康科拉矿的地质

矿体通常是层状的,主要袭击东南 - 北西部,50之间的角度下降o到70年o.矿体的倾角在北侧减小。在加丹加系中,沉积岩和变质岩是最主要的岩石。矿体平均真厚9m,走向长11km。在海拔720米以上,3号井和4号井之间存在一个贫瘠的缺口,岩石没有任何矿化。4井矿体南侧为3000mN ~ 860mS。4号井的主断层为滦索贝断层,小断层为卡科萨断层。2270mN的断裂带向南倾斜60度,但在2700mN的断裂带向南倾斜85度。2270mN、2700mN断层位于矿体下盘侧。两个断层都是垂直于地表的。 Minor faults at Number 4 shaft occurs at 2250mN and 2750mN area with a maximum throw of 15.0m and gouge infill of 8cm thick. The effect of the fault extends 20m in either side of the fault zone. In the footwall the displacement ranges between 15 to 20 m but the effect is not significant. The ore body has minor folding around 300mS position. The orebody is mainly sulphide and the most dominant minerals are chalcopyrite, bornite and malachite. Dolomitic shales are found just above the orebody and in some places it is completely kaolinised and decomposed (1200mN to the south) with bands of quartzites and sandstones. The orebody is structurally divided into five units. Banded dolomitic calcareous sandstone is found at the bottom of the orebody and in places which are highly weathered to brown micaceous clay, ‘A’ unit varies in width between 0.3m to 1.0m and rock mass rating varies between 21-40. The B unit is above the A unit width varies between 1.0 to 1.5m. The C and D units of inter bedded strong siltstone and dolomite bands lie below the strong siliceous ‘E’ unit in which the Assay hangingwall usually lies. The hangingwall is made up of quartzite and dolomitic sandstone bands in which in some places are completely kaolinised hence influencing hangingwall instability. Figure 5 shows location of the Konkola mine on the Geological map of Zambian Copperbelt.

图6:木质铜布型地质地图上的Konkola矿的位置
点击这里查看图


材料和方法

为达到研究目的,对影响4号井低回采率、高无计划贫化的采场设计及参数进行了文献综述。还审查了矿山生产报告的数据。进行了实地观察和调查,以获得岩体的性质。采用改进稳定性图的经验分析方法对空场稳定性进行了评价,并利用PHASE2软件进行了数值模拟,对破坏进行了评价。

地质不连续性

2270mN的断裂带向南倾斜60度,但在2700mN的断裂带向南倾斜85度。2270mN、2700mN断层位于矿体下盘侧。这些区块的开采从断裂带区域向外推进,以防止产生闭坑,从而导致较差的地面条件,难以开采。小断层与节理增加和沥滤有关。在分段空场采场中,采场壁塌落导致非计划贫化增加,采场回采率低。在4号轴上有三个主要的节理组和其他小节理组。节理通常以集的形式出现,每个集有不同的倾角、倾角方向以及不同的间距和节理条件,如表1所示。采场壁的失稳通常是由于采场壁的断层面、裂隙面、顺层面等非连续面共同作用而形成不稳定的楔体和块体,如图7所示。矿体层状较重,风化程度较重。单个平面是主要特征。 True bedding plane spacing ranges between a few centimetres and one metre.

表1:4号井不同位置的节理组和层理面

位置

岩石类型

联合套装

倾斜的方向

2700mn.

矿石页岩(os)

床上

41.

222.

j - 1

51.

60.

J2

77.

73.

J3

80

334.

300毫秒

矿石页岩(os)

床上

53.

27.

j - 1

59.

87.

J2

75.

32.

2700mn.

脚壁石英岩(FWQ)

床上

35.

235.

j - 1

54.

50.

J2

80

50.

2500 mn

脚壁石英岩(FWQ)

床上

35.

213.

j - 1

50.

65.

J2

89.

234.

2700mn.

鞋砂岩(FWSST)

床上

35.

245.

j - 1

40

70

J2

85.

300

J3

76.

65.

图7:985mL槽驱动下2110mN的地质间断破坏机制示意图
点击这里查看图


在矿体南部500mS ~ 750mS发生的地震事件中,只发生了工作面破裂和安定事件,没有发生重大矿柱破裂。这些破坏大多发生在下盘驱动、槽式驱动和上盘驱动中,导致采场的非计划贫化增加。下盘的开发应先于槽驱,以便给地质学家足够的时间来适当地圈定矿体,以控制计划外的稀释。矿石页岩的岩体等级很差到一般(表2),而上盘石英岩的岩体等级介于一般到很好之间。在一些地区,上盘严重断裂、风化和节理,岩体等级(RMR)小于25(非常差)。一旦由于钻孔过深或二次发育不良而导致上盘破坏,就会导致崩落,直到采场寿命结束(Mubita, 2005)。为了防止上墙稀释,在试验上墙下方留有1米的皮柱未开采。由于脆性高岭土带的存在,最大上挂壁超断脱落在0.5 ~ 1.7m范围内。在矿石页岩的底部是A单元,它的岩石质量等级很低,只有25级,高度风化,高度节理的高岭土化。A单元厚0.5 ~ 2.0m,部分区域未矿化,影响采场下盘贫化。 Due to the poor rockmass rating for the ore shale and hangingwall, ore dilution, brow instability and low recovery are introduced into the stope.

表2:Konkola矿岩体形成描述(KCM报告,2015)

形成

一般的描述

RMR范围

UCS(MPA)范围

平均宽度(m)

脚壁石英岩(FWQ)

非常强壮,少数关节,新鲜为略带风化,胜任地面

80 - 90

148-55

320-400.

骨灰沙藓(AGSST)

坚硬,有许多粗糙和光滑的节理,合格的岩石,在一些部分拦截弱高岭土带。

61 - 70

80-200

45-70.

多孔集团(PC)

相当粒度不好,适度巩固,中度联合,略微致力于中度风化。

35-50.

2 - 240

5-15

鞋砂岩(FWSST)

坚硬,有无数粗糙和光滑的节理,胜任岩石

61 - 70

61-478

10-15

脚壁集团(FWC)

粗粒,巩固不良,中度关节,轻微到中度风化。

45-70.

14-353

5-12

矿石页岩(os)

坚硬,节理适中,层理薄到厚,部分有高岭土填充。

25 - 50

20-399

5-20

Hangingwall (HWQ)

形成石英岩和白云岩砂岩带,在某些地方完全高发。

45-75

59-307

30-150

钻孔和爆破

爆炸性分布由多个钻孔和爆破参数控制,例如钻孔尺寸,钻孔间距和负荷,充电几何和钻孔精度(钻孔偏差)。一些脱血液没有钻到全长,这导致矿石损失和壁垒,这对工作人员和设备不安全。使用的戒指负担是2米,脚趾负担是3.1米。茎长度范围在0.5米至1米之间。在矿井使用的一些钻井钻机没有刺刀。这导致孔偏差,这反过来影响了没有计划的稀释,因为废物被喷射。突起的粉末因子范围为0.3kg /吨至0.45千克/吨。不准确的钻井与充电实践相结合,是矿井中低收回和高意外稀释的主要原因之一。

采场测序

数字4轴使用的采矿序列是顶部到底部,带有永久支柱和没有回填。采矿的方向是纵向的。由于提取高矿石等级的挖掘序列的目前的实践首先影响了未计稀释和低收回,因为如图12所示的矿体内所示的高应力块。(2003年Villaesusa,2003),报道了缩放序列非常有用,用于管理罗克马斯马斯的整体行为。优化的缩放测序可降低开发成本,拆卸时间的时间,地面支持要求,最大化矿石恢复。

陷入困境

为了了解矿体的深度,每30米就要挖一次暴露横切。图2为采场下切效果示意图。这些下切面影响了上盘的破坏,因为岩体等级一般是一般到较差(25到60),并且高度断裂,高度节理,存在易碎的高岭土带。采场侧切尺寸为4.2m × 4.2m。

采场几何

正在使用的采场尺寸为高度20 m,走向长30m,宽度8m。水力半径6m,矿体倾角45度。采用经验稳定性图分析,以便在深入开采过程中对采场的行为做出明智的决定。为了使用稳定性图,需要修改的稳定性数(N’)和水力半径(HR)(图7)。修改的稳定性数衡量的是给定应力条件下岩体的质量,而HR代表采场的尺寸。在4号井测量并记录了不同岩层的节理组和单个节理方向(倾角和倾角方向)。利用岩心测井资料和井下工作面作图,估算了节理集数(Jn)、节理粗糙度(Jr)和节理蚀变数(Ja)。计算稳定数所用的参数见表3,稳定图参数汇总见表4。采用PHASE2软件对985mL的2110锰矿场进行了稳定性经验分析和数值模拟。

表3:用于计算北方2110mn 985ml的稳定数字的参数

岩层

rqd.

JN.

j

Q'

HWQ

75.

3.

1.5

0.75

50.

OS.

52.

12.

1

1

4.2

FWC.

65.

6

3.

2

16.2

FWSST.

85.

12.

3.

2

10.6

表4:北方2110mN 985mL稳定图参数总结

岩层

Q'

一个

B

C

稳定性数字n'

液压半径(HR)

HWQ

50.

0.35

0.3

4.4

23.1

6

图8:在985mL下,2110mN悬壁的稳定性曲线图
点击这里查看图


修改的稳定性数字(N')和液压半径(HR)表明,在悬挂墙上的985ml突起时,2110mn将稳定,如图8所示,但在某些区域内立即悬挂壁可怜的公平公平适度在与易碎的高潮带相关的一些区域。因此,将发生墙壁的裂隙。

时间依赖

采场平均寿命为30天。该矿没有对采场进行适当的监测,采场吨位在10000 - 15000吨之间。时间对采场稳定性和贫化的影响取决于附近开挖产生的应力重分布(Wang, 2004)。减少采场暴露时间,爆破后彻底及时地出渣,最大限度地减少出渣时间,极大地减少了非计划贫化。采场上盘和下盘高度松弛,采场下盘在重力作用下更容易崩落。遗憾的是,4号井没有进行空腔监测测量(CMS)。将从采场提取的矿石与计划体积进行比较。

Stope Design.

两个余灯的方便尺寸的尺寸在下面的提取运转中形成。矿体部分留给支撑悬挂墙。4m厚的肋柱厚在两个相邻的停止之间留下,以支撑悬挂壁。厚厚的3米厚的冠支柱留在支撑矿山的工作和下方的生产停止。基于现场观察,冠部支柱通常在提取的一半提取的一半之后崩溃,因此引入了计划生意外的稀释。在矿体的边界处打开2米直径的槽升,然后钻孔平行于槽升升。其余的姿势由Solo钻机和辛巴钻机钻孔,钻孔直径为76mm。在矿石驱动器中钻出灰泥钻,其中地面条件是胜过的,而在地面条件不良,苯脱落钻探。第一余尺用作钻孔水平,第二个余灯用作提取水平。通过设计,必须在多重升降机中爆破止动件,但是在单个升降机中停止爆破,这些升降机会影响意外稀释。

处理材料

缺乏远程装载机的缺失在4轴下止损时的矿石损耗,因为合理的矿石仍然存在。由于缺乏对运营商的敏感性,在对矿石和浪费的需要缺乏敏感期间,在解体过程中也会产生未约会的稀释。

压力环境

表5:Insitu强调在第4轴处

应力测试位置

价值mpa.

倾角/方向(度)

主要-sigma 1 (σ1

39.

51/121

Inter-Sigma 2(σ2

18.

17/09

Minor-Sigma 3(σ3.

15.

34/267

床上用品飞机

46/215

数值模拟

数值建模用于预测应力,菌株和位移。阶段2是用于在数4轴处建模停止的二维(2-D)软件ELASTO塑料。确定挖掘周围的第一应力状态,然后将故障标准应用于岩体,以建立建模的应力会导致失败。表6显示了用于用阶段建模的输入。

表6:用于PHASE2建模的输入

Hoek Brown分类

HWQ

矿石页岩

FWC.

FWSST.

个人电脑

AGSST

UCS-Intact (MPa)

170.

110.

130.

175.

140.

135.

助教

55.

35.

55.

60.

50.

50.

D

0

0

0

0

0

0

20.

6

21.

17.

21.

17.

b

4.009

0.589

4,210

4,074

3.511

2.851

年代

0.0067

0.0007

0007年

0.0117

0.0039

0.0039

一个

0.504

0.516

0.504

0.503

0.506

0.506

E(MPA)

26000

12500.

18500

25000

15000

11400.

v

0.2

0.2

0.2

0.2

0.2

0.2

模型结果与分析

sigma1(σ1= 39MPa)在985mL时2110Mn突出的轮廓是高应力,在冠支柱周围引起突起,右上角和左下角,因此影响了悬而未稳定的墙壁不稳定。观察到,60MPa在右上角产生的诱导应力和冠部支柱和右下角的45至50MPa之间,如图9所示。Stope Hangingwall处于松弛区域或低拉伸诱导的应力。松弛导致钥匙块的松开,这可以导致钥匙块的张力失效,从而将计划生意见的稀释物引入迹象中。深蓝色轮廓(图9)表示松弛区域。

图9:985ml的相2中诱导应力(Sigma 1)轮廓的图示率为2110mm
点击这里查看图


强度系数

在图10中为985ml表示的强度因子轮廓显示为985ml,表明该迹象是稳定的。强度因子值小于右下角的右下角和左上角的左上角,如图10所示。强度因子大于或等于1(一)表示摆动墙是稳定的,并且在强度时不会发生故障因子小于1(一个)意味着Stope壁是不稳定的,如果留下不支持,将发生故障。低强度因子还表明了这些区域的高诱导应力。

图10:在985毫升的突起周围的强度因素2110mn
点击这里查看图


最大总位移分析

总位移分析显示了2110mn的分层壁如何响应诱导的应力。图11显示了大部分0.09m位移在悬臂的悬挂壁侧进行。这符合KCM岩土工程报告,2015年和现场观察。然而,总位移不能在悬挂壁上提供精确的稳定性深度图像,但它有助于了解避免墙壁的洞穴的迹象和地面控制措施。Mubita,2005年报告说,停止左右800mn地区的悬挂壁溢出超过5米

图11:2110mN采场在985mL时的最大总位移等值线(PHASE2
点击这里查看图


图12和图13显示了2018财政年度稀释因子和恢复因子级别因素的趋势

图12:恢复因子介于4轴的等级因子,Konkola矿。2018年至2019年
点击这里查看图


图12为2018年矿石回收贫化系数采场动态。平均回收率为70%,稀释系数为20%。当前回收率为70%,远低于≥85%的优化计划目标,当前稀释系数≥20%,高于期望稀释系数≤10%。通过将回收的矿石吨数与采场的计划吨数进行比较,进行回收计算。采场不采用空腔监测扫描仪或全站仪进行测量。图13为4号井品位系数与采收率的关系。稀释系数是工厂接收的废物总吨除以工厂接收的矿石总吨的比率。品位因子(GF)是指工厂收到的矿石品位除以提取的矿石储量和不可采矿石储量的矿石品位的比值。平均实际等级系数是70%,而计划的目标是90%。但4号井的贫化系数计算公式为:

稀释因子(DF) =((1/等级因子)-1))*100%

图13:恢复因子百分子级因子,轴第4,2018至2019年
点击这里查看图
图14:典型的术语级因子及轴NO 4,康科拉矿的趋势
点击这里查看图


图14显示了恢复和等级因素方面的典型分离寿命。当生产开始时,在升级级别为60%,速度为约60%,但是当提取迹线环时,速度增加到90%或更多。然而,在突起的结束时,提取增加,等级因子下降到约30%。还观察到,当提取一个迹象击球长度的一半时,冠柱塌陷。

讨论

影响4号井分段空场回采低、贫化的主要因素有:(1)地面条件不佳- 对于HangingWall和Football,地面条件的Rockmass评级(RMR)弱到公平(20至60)。脚壁与0.5米至1米厚的单元相关,其岩石额定值小于25.该单元通常脱落因此影响意外稀释和不稳定性导致止动率低恢复(图7)。Hangingwall稀释估计是1.5米的溢出和脚踏侧面的悬漏0.5米。关节间隔在0.5米和1.5米之间,这导致悬挂壁上的楔形失效。目前停止矿井回填的停止实践也导致不稳定和高意外稀释,如图11所示。需要粘合回填,以实现最大恢复和更少的稀释(Mutawa,2011)。CEMEDED回填和适当的支撑符合SHISCRETE,SPLIT SATE,焊接丝网和电缆最小化Stope壁和从坍塌的单元,从而提高迹象恢复并减少计划稀释稀释。在一些停止区域缺乏回填导致不稳定,显着的废物稀释和在绘图点交叉切割时报告的超大材料。(2)地质不连续,Ore Shale的RMR额定值在数量4轴的范围为25至50,并且悬挂壁和脚壁范围为25至60,其代表弱到公平的地面条件。岩石司司是重新关联,风化和高潮,触点上的低岩石强度。罗克马斯与地质不连续性有关,如关节,床上用品,折叠和故障。这些不连续性具有低剪切力量,因此影响意外稀释(Diederichs和Kaiser,1999)来自Henning,2007年。(3)钻孔和爆破操作不良.由于钻井不准确,脱落墙体的钻孔和爆破措施可怜的稀释会​​影响稀释。不准确的钻井会导致脚趾负担增加,戒指负担,从而在突起中创造挂起。戒指和索具位置的标记差有助于增加钻井不准确。大多数钻长孔钻机没有刺刀器,那些有刺指示的人操作员不会使用它们来影响孔偏差,这导致脚趾负担增加导致悬挂壁的突起和突破导致悬挂膨胀,导致膨胀壁造成意外稀释和较低的恢复。Stope Blastholes不定时,因此这增加了每个延迟的电荷质量,从而增加释放爆炸能量的量,这导致通过接头导致墙壁损坏的高接地振动。为了最小化Stope壁的爆炸损坏,钻孔和爆破参数如粉末因子,孔直径和延迟定时应在避孕设计中进行。(克拉克,1998)报道,爆破实践可以增加或减少意外稀释。据克拉克,1998年延迟捣碎和暴露时间影响意外稀释。为了最大限度地减少垂悬壁裂隙,在爆破另一个环之前留在窗口中的一定量的矿石。 The crown pillar is designed to stand until the end of the stope life. However, from site observations, crown pillars usually collapse half way the stope strike length thereby introducing unplanned dilution in the stope. A 1m ore skin is left at the undrilled at the hangingwall in order to minimise waste from reporting into the stope. The 1m skin is usually damaged by blasting because of high charge mass due to lack of initiation timing. Relevant personnel who sign on stope layouts rarely do proper due diligence and each stope is different and unique. (Clark, 1998), and (Wang, 2004) noted that relaxation zone in secondary stopes is more than primary stopes. Therefore, secondary stopes have high unplanned dilution. Most parameters should be incorporated in each particular stope design so that unplanned dilution can be addressed at design stage. In order to reduce dilution and increase ore recovery in sublevel open stoping, stope design requires interactions among geology, mine planning, rock mechanics and operations personnel (Mubita, 2005); (4)压力环境.在应力环境方面,数值模拟显示顶板转角和顶板矿柱周围诱导应力高,上盘位移大(图11)。这些应力随开采深度的增加而增加。主应力(σ1)为39MPa,中间应力(σ2)18 MPa和次要的主要压力(σ3.)15 MPa。当STOPE被挖掘σ时1和σ.2σ ?与采场上盘平行旋转和对准3.如图4所示,垂直于Stope Hangingwall对齐。σ的减少3.增加弛豫区,因为夹紧力降低,因此增加悬挂壁裂隙,从而增加了没有计划的稀释。模型结果(图9)在冠部支柱和迹线上显示出高应力。强度因素为1及以上意味着窗帘壁稳定。强度因子为1表示失败。(王,2004)据报道,柱子,悬挂墙和脚壁上的开放式停留中的应力集中。如果诱导的应力大于岩石车的强度,将发生故障壁的故障。为了回收柱子的柱状回填。由于反刍动物柱子的高应力,矿体南部的高地震性,因此不挖出槽驱动器;(5)削弱- 由于削弱了矿井的意外稀释也发生。暴露4.2mx4.2m的曝光横切以30米间隔开采,以便知道矿体的程度。这些横切有时是未对准的,并且导致悬挂墙罗马斯的失败,这通常是贫困(25至60),高度骨折和严重关联的,并且随着易碎的高发性带的存在。根据Hangingwall(王,2014),当槽式驱动器不遵循矿石/废物接触并进入悬挂墙壁时,发生陷阱底切。王,2004年还报告说,陷阱削弱影响了无计划的稀释,因为它增加了松弛区,从而导致墙壁不稳定。(6)站起来—采场壁的直立时间取决于地面条件。地面条件越高,采场壁脱落越小,反之亦然。(7)年代调节序列- 目前遵循挖掘序列以实施提取高矿等级的实践导致矿体内的高应力块产生,从而影响意外稀释和矿石恢复。(2003年Villaesusa,2003)报道说,Stope测序对于管理罗马马斯的整体行为非常有用。据(Potvin和Hydima,2001)缺乏适当的迹象测序和经济评估高度影响意外稀释。

使用PHASE2进行数值模拟在985mL, 2110mN的采场表明采场上盘处于松弛区或低拉应力区。松弛导致关键块体松动,导致采场出现非计划贫化。这一观点得到了(Hughes, 2011)报告的支持,该报告指出,当裂隙岩体处于松弛状态应力区时,被不连续面和开口壁分隔的岩块可能会散开并影响稀释。

结论

影响4号井非计划稀释、回收率低的主要因素如下:

  • 矿体,单位和悬挂墙的罗克马斯评级是公平,浸出,风化和高潮的差。地面条件差导致停止过早失效。
  • 用于评价空场稳定性的改进稳定性图经验分析表明,虽然部分空场在上盘(985mL采场2110mN)是稳定的,但其他直接位置的空场由于上盘不均匀而不稳定。挂壁不良,导致挂壁崩落,从而导致非计划贫化和矿石回收率低。
  • 使用相位2软件2110mm的压力状态建模已经确定了悬挂壁在弛豫区域或低拉伸诱导的应力区域中。弛豫区归因于松开钥匙块,导致导致的稀释度和低矿石恢复到突起。
  • 由于提取高矿等级的实践,缺乏适当的迹象测序首先影响了矿体内部产生的高应力块,影响了不正当的稀释和低矿石恢复。贫困的迹象测序导致矿体南部的残余柱的压力累积。地震事件的数量在500ms和750ms之间非常高。
致谢

我们要感谢Konkola铜矿的全体管理人员和工作人员允许在矿山现场进行这项研究,并提供了宝贵的数据。我们还要感谢地雷学院院长在收集资料期间提供的帮助。

资金

作者承认,赞比亚大学矿业学院提供了涵盖实地工作的部分财政支持,并宣布,没有相互竞争的财政利益影响本文所报告的工作。

的利益冲突

作者没有任何利益冲突。

参考文献
  1. 布雷迪,b.b.h., 1999年。岩石力学:用于地下开采。波士顿:Kluwer学术出版社。
  2. 屠夫,R.,2000.南部非洲地雷的稀释控制。布里斯班,奥拉里亚,Massmin。
  3. 李志强,1998。露天矿开采贫化最小化,重点研究采场设计和窄脉深孔爆破。毕业论文,英属哥伦比亚大学。
  4. 迪亚基特,O。1998。分段回采贫化研究,江苏大学学报(自然科学版)。MacGill大学。
  5. DOMINY et,..,1998。狭窄静脉挖掘中稀释的性质。鹿特丹,S.N.
  6. Hartman,H. L.,1987年。介绍矿业工程。第二次。阿拉巴马州:约翰瓦里和儿子。
  7. Henning和Mitri,2007.矿石稀释的矿山规划。蒙特利尔,加拿大挖掘。
  8. Henning和Mitri, 2007年。炮眼停矿贫化数值模拟。岩石力学与工程学报,2016,35(1):1 - 8。
  9. 亨宁,2007年。深孔矿设计对非计划贫化的影响评价。博士论文,麦吉尔大学。
  10. Hoek和Brown, 1980年。岩石的地下挖掘。第1版。伦敦:采矿和冶金研究所。
  11. Hughes,R.,2011。影响狭窄静脉纵向撤退采矿,S.L的因素.: Mc.Gill University。
  12. Jang,H.,2014年。通过合作神经模糊网络,澳大利亚的非计划稀释和矿石稀释优化,澳大利亚:博士学位,科廷大学博士论文。
  13. 马修斯出版社,1981年。硬岩1000 m以下稳定掘进预测, s.l.: Camnet报告。
  14. Mouhabbis,H.,2013。Stope施工参数对狭窄静脉挖掘,麦克望岩稀释的影响:本文,麦克望大学。
  15. Mubita D。2005。赞比亚Konkola矿最近采取的减少稀释措施。南非矿业和冶金研究所,第1期,107-112页。
  16. Mutawa,A.,2011。岩土技术研究康帕拉铜矿(赞比亚),卢萨卡的陡坡地区使用回填的可行性:赞比亚大学。
  17. NGAMBI,I.,Mutambo V.,2016年。通过适当的应用,Mufulira Mine优化Hufulira Mine的稀释。国际应用研究杂志。国际杂志,2(9),PP。397-402。
  18. Pakalnis et。,Al,1996。量化地下矿山稀释成本。国际岩石力学与矿业科学和地质力学,33(5),PP。1136-1141。
  19. 帕卡尔尼斯,1986。温哥华鲁坦矿经验采场设计:不列颠哥伦比亚大学。
  20. Potvin和Hydima,2001年。加拿大开放的Stope矿业。布里斯班,Ausimm。
  21. Potvin,Y.,1988年。加拿大的经验研究设计。博士论文,不列颠哥伦比亚省:不列颠哥伦比亚省大学。
  22. 斯考伯和莫斯,1994年。地下散体开采的贫化对生产管理的影响,伦敦:伦敦地质学会。
  23. Stewart,P.,2005年。最大限度地减少窄静脉矿山的稀释。博士论文,昆士兰州:昆士兰大学。
  24. 苏内尼,F., Tannant, D.,Kaiser, P.,Desseault, B., 2001。在稳定性图法中引入故障因子。矿产资源工程,10(1),pp. 3-37。
  25. Tatman, 2001年。中、窄宽度矿床的开采贫化。地下采矿方法:工程基础和国际案例研究。利特尔顿,美国矿业冶金与勘探学会。
  26. Uril,V.,2015. Ore-Skin设计控制地下露天矿山矿山,多伦多大学。多伦多大学。
  27. Villaescusa,1998.卧台停止运营的回填。布里斯班,澳大利亚,第六届研讨会,回填,Ausimm。
  28. Villaescusa,E.,1995。地下卸柏和板凳上的外部稀释来源。布里斯班,澳大利亚,Ausimm。
  29. Villaescusa,E.,2000年。审查余灯停止。墨尔本,澳大利亚,Ausimm。
  30. Villaescussa E。2004。量化空场性能。智利麻省理工学院
  31. Villaesusa,E.,2003年。Sublevel停止的全球提取序列。Kalgoorlie,西澳大利亚,MPES 2003会议。
  32. J.,2004.压力,削弱,爆破和时间对开放的稳定性和稀释性,加拿大,加拿大:博士论文。萨斯喀彻温省的富汗。
Creative Commons许可
这项工作是在授权下获得的知识共享署名4.0国际许可