垂直深孔落矿分段崩落采矿法典型方案.docx
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垂直深孔落矿分段崩落采矿法典型方案
二、垂直深孔落矿分段崩落采矿法典型方案。
(一)构成要素
垂直落矿的分段崩落法基本与水平落矿的分段崩落法典型方案相同,不同点在于:
前者是以电耙道为单元进行矿块划分的,而后者是以水平深孔的控制范围来划分的。
(1)阶段高度——40~60米。
(2)分段高度——10~25米(根据凿岩设备能力确定)
(3)分段底柱高度——6~8~11米。
(4)矿块长度——25~30米(等于穿脉间距)(沿走向布置)
(5)矿块宽度——10~15米(沿走向布置时为矿体厚度)
(二)采准工作
(1)本方法采准巷道布置的特点
它是下盘脉外采准布置。
即矿石运输、人行、通风、材料等采准工程都布置在下盘脉外。
阶段运输为穿脉装车的环形运输系统。
因为如果这些巷道开在脉内时,主要运输巷道将随着矿块回采而被破坏,这样认为不能保证风流畅通。
(2)溜井布置:
上两个分段采用了倾斜分支溜井。
下两个分段采用了独立垂直放矿溜井。
(3)电耙巷道:
本方法的电耙道也布置下盘脉外,使用单侧堑沟式漏斗。
(4)人行通风天井:
它不是每一个矿块都设一个,而是每2~3个矿块设置一个通风人行井,用联络道与各分段电耙道贯通,以作为人行,进风道材料的天井,并在天井中敷设管线等。
(一般是每一个采区布置一套)
(5)每个矿块的高溜井:
每个矿块的高溜井都和上阶段脉外运输巷道相通,并且以联络道与各分段电耙巷道相通,作为各分段电耙道的回风天井。
(图中未联结起来,实际上是可连通的。
也可以不连通)
切割工作主要包括:
掘进堑沟巷道,切割巷道(指图中⑥)切割天井以及形成堑沟,开凿切割立槽等工作。
(1)形成堑沟掘进堑沟巷道,巷道内钻凿垂直上向扇形中深孔,与落矿同次分段爆破形成堑沟。
(2)开掘切割立槽
开凿切割立槽的目的是为了给落矿创造自由面的,并提供补偿空间,切割立槽的布置形式可有三种,即:
“八”字型立槽,“J”字型槽,“井”字型立槽。
1)“八”字型立槽布置
(此方法用于中厚以上的倾斜矿体)
①这种立槽型式适用于中厚以上下的倾斜矿体。
②形成立槽的方法是——拟定的切槽处,从堑沟巷道,按予定的切槽轮廓,掘进两条反向的倾斜天井,两井组成一个倒“八”字形,一条作凿岩天井,另一条则作为切割槽爆破的自由面和补偿空间。
在凿岩天井,用01~38或YG-40型凿岩机配立槽模撑式支架,钻凿平行于自由面天井的平行炮孔,爆破这些炮孔后则形成切割立槽。
天井规格为3×2m2
[注意问题]施工时,应注意顺着矿体下盘掘进的凿岩天井,不要与上分段崩透。
③“八”字型拉槽法优缺点
优点:
工程量小,炮孔利用率高;废石切割量小。
缺点:
凿岩的准备工作量大(要架设凿岩板台);辅助工作量多(凿岩机频繁移动),工效低。
故用的不多。
(中条山有色公司用过)
2)“J”字型拉槽方法
①拉槽法——“丁”字型立槽是在堑沟巷道或凿岩巷道的上方,垂直堑沟巷道或凿岩巷道掘进切割巷道,再从切割巷道上掘进垂直切割井,由切割巷道和切割井组成倒“丁”字形状。
在切割巷道上钻凿平行于切割井的垂直向上扇形中深孔,以切割井为自由面和补偿空间,爆破这些炮孔,便形成了切割立槽。
②主要优缺点
优点:
凿岩、施工、掘进等都方便;设备的运搬拆装、操作都方便;可减少,辅助作业的劳动量少及材料消耗。
因而这种拉槽法使用普遍。
缺点:
有部分废切割量。
3)“井”字型拉槽方法
①这种拉槽法实际上是由“丁”字型槽的组合,它是由切割平巷和切割天井,在予定的切割槽部位组成一个“井”字型。
②适用条件:
适用于切割面积大,或切割体积较多的情况。
(3)形成切割立槽与落矿之间的关系
可有两种情况:
①先形成切割立槽,后进行落矿。
优点是可以直接观察到立槽形成的质量好坏,可以及时加以弥补缺陷,但这种方式以矿岩稳固性要求的高,不能很好地发挥挤压爆破条件,故实践中使用的不多。
②形成切割槽与落矿月次分段爆破。
优缺点是与第①种正好相反,实际上使用的较多。
当地压大,矿石不稳固时,采用这种形成比较好。
(4)[注意问题]:
①切割槽应布置在矿体肥大或转拆地方,或稳固性较好的部位。
②应尽量注意探采结合的需要。
③切割井与已崩落区的边界之间,应有一定的安全距离。
(四)回采工作
回采工作主要包括落矿和出矿工作。
(1)落矿工作
1)落矿一般采用中深孔或深孔,(多用中深孔落矿)。
经常使用YG-80凿岩机,配FJY-24型园环雪撬式台架进行凿岩工作。
如果用深孔则用YQ-100型潜孔钻机。
2)这种采矿方法广用挤压爆破。
①挤压爆破的实质——挤压爆破是矿石在崩落过程中,不能充分松散,需要借助爆破作用,挤压相邻松散体,从而获得补偿空间的一种爆破方法。
②挤压爆破的分类
按获得的补偿空间的方法不同,可分为以下两种:
即侧间挤压爆破和小补偿空间挤压爆破。
(1)侧向挤压爆破——它是借助于爆破时的冲击力来挤实松散层而获得补偿空间的。
其松散系数一般小于1.2。
(Kp<1.2)。
(2)小补偿空间挤压爆破——它是在要爆破的矿体内事先开凿一定数量的巷道或硐室作为挤压,爆破的补偿空间。
崩落矿石的松散系数一般不大于1.2~1.3(即Kp<1.2~1.3)。
挤压爆破与自由空间爆破相比较,由于补偿空间小,因而减少了采准工作量,改善了爆破效果。
③挤压爆破的主要参数及工艺
(1)侧向挤压爆破时参数及工艺
(a)松动放矿
松动放矿目的——松动放矿是实现侧向挤压爆破的重要前提之一。
松动放矿的目的是通过松动放矿,使受挤压而实的矿石达到正常松动状态,以便为下次挤压爆破创造条件。
松动放矿的数量——松动放矿量既不能过大,也不能过小。
过小时会产生“过挤压”现象。
过大时又不能充分发挥挤压爆破作用。
根据我国矿山生产经验得知,松动放矿量一般控制在15~20%的落矿量比较适宜。
例如
筑子沟矿的松动放矿量为:
20%,胡象峪矿为18%,易门矿狮山坑为15%。
当各漏斗担负的矿量不同时,应注意,使矿量多的漏斗多放些,而担负矿量少的漏斗少放点。
以达到各部位都松动的比较好。
(b)第一排炮孔
当多排孔进行微差挤压爆破时,头一排孔的爆破是极为重要的,它除了要把本层的矿石崩下来之外,还要为以后各排炮孔的爆破挤出补偿空间来。
也就是说补偿空间主要是由头一排孔爆破时所产生造成的。
因此说第一排孔是影响挤压爆破效果的重要因素。
第一排需要有较大的爆破能量,用以弥补松散矿岩所吸收的能量,并向松散矿岩挤压出所必须的补偿空间。
为了加强第一排孔,经常采用“加强排”。
即在第一排孔之后的0.4~0.6米处,增加一排参数相同的孔,并且与第一排孔回段起爆。
[参考]有的矿山将第一排孔的最小抵抗线W值,由原来的1.8米,加大到2.0米,有的增加到2.5米。
(c)一次崩落层厚度(即崩矿步距)
增大一次崩矿层厚度,也即增大一次爆破量,可以减少爆破次数和相应的辅助工作量,充分利用爆破时的挤压作用,提高爆破质量。
但是,增加一次崩矿层厚度又是有限的。
若一次崩矿层厚度过大,则会产生“过挤压”,严重时可能产生拒爆的恶果。
如果一次崩矿层厚度过小,又会增加爆破次数。
一次崩矿层厚度与矿体厚度、采矿方法结构、组织管理等多种因素有关。
根据经验,一次崩矿层厚度为10~20米。
[参考]:
侧向挤压爆破时,崩矿步距矿山实例,筑子沟矿:
15~18米;胡象峪矿:
6~13米,易门矿狮山坑为20米。
(2)小补偿空间挤压爆破
小补偿空间挤压爆破又叫限制空间挤压爆破。
小补偿空间挤压爆破是与自由空间挤压爆破相对而言的。
小补偿空间挤压,爆破方法是人为的提供10~20%的补偿空间。
(而自由空间爆破是人为的提供30%的补偿空间)。
它使崩落的矿石不能充分的松散,处于挤压状态。
这种挤压爆破是事先开凿一个或几个切割立槽,通常与落矿同次分段爆破形成。
小补偿空间挤压爆破的优点是:
①不受相邻采场的制约;
②一次爆破量可大,可小,比较灵活;
③这种方法的独立性强,除粘结性大的矿石外,一般都可应用。
优点:
小补偿空间挤压爆破比自由空间挤压爆破的采切工程量少,而且落矿质量可以得到改善。
缺点:
①采切工程量大(15~22米/千吨);②采场结构复杂施工条件差。
小补偿空间挤压爆破的适用条件:
大多数用于矿石比较破碎,松散不易形成补偿空间,或者是采用侧向挤压、爆破时的最初回采矿块的条件。
(2)出矿工作
通常用电耙出矿。
(现在有的矿山有使用大功率电耙而缩短耙运距离的趋势。
用50~100KW电耙)
(五)对垂直深孔落矿的有底柱分段崩落法的评价
(1)优点:
①结构简单;②便于推广机械化设备的使用。
(2)缺点:
①应用的灵活性差;②还有上水平的工程。
(3)改进方向:
①实现凿岩机械化;②实现装药机械化。
[参考资料]根据胡家峪铜矿统计可看出挤压爆破可以养活炸药单耗及大块率。
q值
爆破方式
q1消耗量(kg/T)
Q2(kg/T)
大块率(%)
自由空间爆破
0.29
0.3
10~18
挤压爆破
0.25
0.15
4~5
三、阶段崩落采矿法
(一)阶段崩落法的特点:
它属有底柱崩落法的一种,具有有底柱崩落法的共同特点。
阶段崩落法是在阶段的全高上进行回采,它不再划分成分段,而是以全阶段作为一个矿块来开采。
它采用深孔大爆破方法,一次崩落全阶段的矿石。
它是单步骤连续回采的,在崩矿之前必须开凿足够容积的补偿空间。
(二)阶段崩落法分类
根据落矿手段的不同,可分为两类:
即阶段自然崩落法和阶段强制崩落法。
由于阶段自然崩落法对地质条件要求的严格,故目前我国还未获得推广应用。
(1)矿体厚度大于10~15米的急倾斜矿体及任何倾角的较厚矿体均可用。
(2)中硬以上没有自然崩落倾向的矿块。
(3)上下盘围岩稳固性应保证在开凿补偿空间时不致于提前崩落而增加贫化。
对于极厚矿体,任何稳固程度的围岩都可以。
(4)矿石无结块性,自燃性。
(5)地表允许崩落。
总体看,阶段崩落法适合于开采低品位的厚大矿体。
(四)矿块构成要素
(1)矿块布置——当矿厚<30米时,沿走向布置,此时矿块长度=30~45米,矿块宽=矿体厚。
当矿体厚>30米时,却走向布置,此时矿块长度与宽度均约为30~50米。
(2)阶段高度——当矿体倾角较缓时,为40~50米;
当矿体倾我较徒时,为50~60米。
(3)底柱高度——一般为12~16米(当矿石稳固时,可小一些,反之可大些)
(五)矿块采准工作
基本与分段崩落法类似。
(1)阶段运输巷道布置形式——原矿体开采用脉外运输;极厚矿体开采,采用脉内外环形运输。
(2)底部结构形式——采用电耙底部结构。
(3)其他采准巷道——如电耙道、放矿溜井、人行井、凿岩天井及凿岩硐室等,与上面讲的分段崩落法也类似。
(六)切割工作
(1)切割工作包括拉底巷道,切割天井、辟漏、切割巷道等。
(2)阶段崩落法补偿空间的开凿方法及要求。
阶段崩落法所要求开掘的补偿空间的大小,应当根据上部同时崩落的矿石量来确定。
通常使用的补偿系数为20~30%。
当采用挤压爆破回采稳固矿石时,可选用15~20%。
(3)补偿空间的分布应当与深孔控制的范围相适应,如果切割的面积超过矿石的允许暴露面积,则可以留临时矿柱。
而此临时矿柱中事先开掘好巷道,打好深孔,此临时矿柱与矿块回采同时爆破。
临时矿柱可沿走向布置,有时也可切走向布置。
沿走向布置作业安全采准工作量小。
临时矿柱宽度,一般为3~5米。
即C=3~5米。
与崩落围岩接触的一侧应留2.0米的临时矿柱(矿型)。
它可不用专门爆破,而且随着回采时,自然带下来。
(即a=2.0米)
(七)回采工作
落矿方式可分为水平深孔(中深孔)落矿和垂直层落矿。
前一种多用。
(浅孔和药室落矿少用)
回采工作包括:
采区拉底,凿岩深孔,装药爆破,通风和放矿。
为了加速矿块的回采,深孔打眼与开凿补偿峒室工作可以同时进行,一般要求两项工作同时结束。
当补偿硐室大量放矿结束后,即可开始全阶段的矿石大爆破。
然后进行大量放矿。
大爆破以后,上部的复盖岩层在一般情况下,即可崩落,并随矿石的下放充填采空区。
当有的围岩较稳固,不能自然崩落时,则必须在回采之前,同时有计划地作好崩落围岩的工程,当崩矿时,随即强制崩落围岩,形成复盖层。
为了保证回采工作的安全,在回采阶段的上部,至少应有30~40米厚的松散岩石垫层。
(实际上有的矿山垫层厚达30~100米)。
(八)对阶段崩落的评价(与有底柱分段崩落比较)
(1)优点:
①采准工作量小(一般可降低25~30%);②劳动效率高;③采矿成本低;④作业安全。
(2)缺点:
①高阶段时效放矿管理要求严格;②大块率高;③矿石损失贫化大。
故阶段崩落法只有在开采低品位的厚大矿体时,才能取得较好效果。
[参考内容]
(一)阶段自然崩落采矿法
目前美国有许多矿山采用阶段自然崩落法,而这种方法在我国应用的很少,但是这种方法的历史还是比较长的(约有50~60多年)。
这种方法使用条件严格,因而我国应用的不广泛(几乎没有)。
(1)阶段自然崩落法的实质。
这种方法实质上是:
在矿块的底部,进行一定面积的拉底,在其侧邦,作适当的切割后,受矿石自重和上部复岩的压力作用,自然崩医治阶段高度的矿石,阶段自然崩落法是分段崩落法进一步发展的结果。
在具有自然崩落性质的矿石中,进行足够面积的拉底之后,矿石受自重及上部岩石压力的作用,将逐渐发生崩落现象,但这一过程,仅限于自然平衡拱的范围。
在此平衡拱以上的矿石,则处于应力平衡状态,因此停止了自然崩落。
为了使矿石继续向上发展自然崩落矿石,则必须不断地破坏,自然拱口应力平衡状态。
破坏自然拱的应力平衡方法有两种:
①扩大拉底面积,使拱基在水平上,向故块范围外移动。
由于种种原因(困难多),实际生产中不能采用。
②在垂直方面,向上不断移动拱基支撑点,而使矿石崩落,在矿块范围之内。
为此,必须在矿块的侧邦,局部地或全部地削弱矿石与周围的连结力。
这种方法在生产中普遍应用。
随着矿石崩落过程的发展,发展放出大约1/3左右的矿石。
同时放矿速度与放出矿石量,应与自然崩落的发展相适应。
放矿速度快,可能产生大块现象。
反之,将会影响自然崩落过程正常的发展。
因此,本方法在崩落过程中的放矿工作,是控制自然崩落的重要手段。
(2)主要优缺点
优点:
①开采强度大,劳动生产率高;②回采成本低,材料消耗少。
缺点:
①对使用条件要求的严格,应用范围小;②回采工作复杂(自然崩落不易控制,放矿复杂)
(3)适有条件:
①在一定的拉底面积条件下,矿石具有自然崩落性,但无氧化性、结块性及自然性。
②矿体的厚度一般不小于25~30米(急倾斜矿体);③矿体内不含有大量的岩石夹层;④围岩最好含有益矿物。
[参考]使用阶段自然崩落法的国家有:
苏联、美国、加拿大、西德等。
美国的“克赖伊玛科斯”矿采用阶段自然崩落法,年产量1500万吨(铜矿)使用110KW的电耙。
(二)分层崩落法
(1)分层崩落法的实质
分层崩落法是从上向下逆层地回采矿块(或阶段),同时随着回采工作的下降,及时崩落复盖岩层和围岩,充满采空区。
在崩落复岩以前,要求在已采工作面的底板上,用大板(或金属网)铺设垫层(即假顶)。
在正常情况下“假顶”的厚度,应大于一个分层高度。
(2)适用条件
①复岩及围岩松软,易崩落;②急倾斜的厚矿体。
(当矿体较落<4~5米或倾角较小时,“假顶”下降困难,增加坑木消耗量采矿石损失与贫化);③各种硬度的贵重和中价以上的矿石。
(3)评价
优点:
①矿石损失,贫化小。
②采准和回采工作简单(巷道或回采);
③应用灵活性大(在工作面可作部分手选)。
缺点:
①矿块生产率和劳动生产率较低;
②坑木消耗较大,并有火灾危险;
③通风条件差。
(三)弓长岭铁矿药室崩矿采矿法
(1)弓长岭铁矿采用的药室崩落法如上图所示。
上下分层的最小抵抗线为7.0米。
(即分层间距7.0米)。
分层巷道两边的药室为“干”字形,且错开布置。
药室“干”字形巷道断面为1.0×1.0米2。
其他尺寸如图示。
(2)爆破装药是把炸药成袋子倒入药室小硐室里。
连出导爆线。
装好药还要把掘进巷道的矿石回填到药室硐室和巷道中,即在A、B、C、D各处都要填死。
特别是A和B两道要堵住。
从而保证爆破效果。
(3)这种采矿方法效率高,一次爆破可落很多矿,来得快,但是开小药室,工人劳动条件差。
另外大块多。
(4)注意全阶段内各分层应同时爆破,否则互相影响。
(1)药室崩矿——它是在专门开凿巷道或现象的巷道内大量集中装药崩矿的方法。
药室崩矿既向自由空间,也向已崩的矿石(挤压条件下)崩矿;它可以在开采硬矿石厚矿床中使用。
矿石的稳固性最好不低于中等。
(2)药室崩矿的优点:
在极硬矿石中,药室崩矿比炮眼崩矿效率高,比较便宜,有时深孔崩矿还便宜和效率高。
(3)缺点:
回采边界不平整;矿石损失和贫化增加(约为深孔崩矿为0.5倍);破坏周围岩体和部分被坏附近巷道。
(4)发展趋势:
该方法曾被广泛采用过,后来由于自身的缺点,几乎完全被深孔崩矿所代替。
今后将具有辅助意义。
(用于崩落围岩和回采矿柱)(苏联使用情况)
四、有底柱崩落采矿法放矿规律及放矿管理
(一)研究放矿规律的必要性
由前面所讲的有底柱崩落法就可知道,崩落法放矿与空场法放矿是截然不同的,空场法放矿是在矿柱的保护下放矿的,从矿房中放出口矿石基本上是纯矿石(矿体越厚,放出的纯矿石量越大)。
而崩落法放矿是在复盖层下放矿,随着矿石的下放,上面的岩石也随着放下来,采场内70~80%的矿石是在复盖岩层状态下放出的。
我们知道崩落的矿石与复岩的直接相接触是引起矿石损失贫化的直接原因。
因此,合理的组织放矿工作,有效的控制矿岩接触面状态及在空间的位置变化,防止废石过早混入,降低放矿过程中的损失和贫化是必要的。
同时也是为了更好地确定采场的构成要素。
(二)放矿规律主要研究的问题
从总体来说,放矿问题主要是研究以下三个问题:
(1)放出的矿石究竟是放出了哪一部分?
(2)放矿时,矿石是怎样运动的?
有什么样的规律?
(3)放矿时,上部的复盖岩层是怎样移动的?
(三)单漏口放矿时,矿岩移动规律
对于单漏口放矿,我们主要是研究放出椭球体、松动椭球体和废石漏斗的形式,以及三者的相互关系。
(1)放出椭球体
在进行放矿实验时,伴随着放出量为▽的散体从漏口流出,上部散体也相继下落。
放出体5在原模型中所占据的空间为一近似的椭球体,我们称这个椭球为:
放出椭球体。
经过模型实验,证明放出椭球体,并不是一个完整的椭球体,而是一个截头椭球体。
椭园方程为:
的求得方法:
①椭园性质
∵a2=c2+b2c2=a2-b2
∴
故导出
②一般变化在0.70~0.99间。
③q变化与a、b关系,值小,表示散体流动性好。
这个截头椭球体的体积为Q,则:
式中:
h——去掉截头后的放出椭球体高度;
r——放出漏口半径;
——椭球体偏心率。
放出椭球体的特点:
1)位于放矿漏斗中心线(即流轴)的矿岩流动速度要比周围的大,而在轴线上,距离漏斗口的近处比远处流动速度大,而放出椭球体表面的颗粒点,同时到达放矿漏斗口。
(矿石块抽象为数学中的点,否则不能说它们是同时到达漏口。
)
①A、B、C、D、E各点同时到达漏口。
②轴线SS上的颗粒运动速度比周围的大,即、、等大于、及等。
③G到漏口距离比F到漏口距离近,则>。
(这仅指在轴线上而言)
2)放出的纯矿石量若为Q,则Q正好等于放出椭球体的体积。
如果放到Q量以后,再继续下去,则废石就要混入,贫化就要开始了。
3)影响放出椭球体形状的因素是矿岩的块度组成压实程度,粘结性和湿度。
如果块度组成比较细,压实程度大,有粘结性、温度大,则偏心率就大,放出椭球体瘦长。
我们希望放出椭球体短而粗(即肥胖),这对于放矿是有利的,因为它可以减少漏斗之间的脊部损失。
4)放出椭球体的偏心率是随着崩落矿层的高度h而变化的,当漏口直径d一定时,随着高度的增加,其变化幅度逐渐变小。
当时,基本保持稳定。
(2)松散椭球体(又叫松动椭球体)
随着放出椭球体内松散矿体的放出,周围的矿石将发生松动,松动的范围,有空间的几何形状也近似一个椭球体。
我们称这个椭球体为松动椭球体,把这样的松动叫做二次松散。
松动椭球体的体积是随着放出椭球体的体积的增加而增加的。
根据测定得知,松动椭球体的体积为相应的放出椭球体的体积的10~15倍。
即:
而松动椭球体的高度则大约为放出椭球体高度的2~3.5倍。
即h松=(2~2.5)h放。
(3)废石漏斗
当矿石放出一定量以后,矿石和废石的接触面开始向下弯曲,当放到放出椭球体的高度等于崩落层高度时,矿岩的接触面形成一个漏斗形状,漏斗的下端到达漏斗口,漏斗里面充满废石,我们把这个漏斗称为废石漏斗。
h——崩落矿层高度(即放出椭球体高)
H——松动椭球体高度
当h放=h崩时,形成废石漏斗。
(缘线之内包含的是废石)
废石漏斗的体积与相同高度的放出椭球体的体积相等。
即V废=V放=Q。
此时,说明纯矿石已经全部放完,贫化即将开始,以后放出的是贫化后的矿石。
随着贫化矿石的放出,废石漏斗不断扩大,废石漏斗母线倾角随之而变缓。
β角为放出角,即废石漏斗母线倾角。
一般情况下,β>70°。
对于崩落法若β<70°时,矿石放不出来,造成损失大。
当β=70°时的废石漏斗叫极艰废石漏斗。
此时的倾角叫极限废石漏斗倾角,也是最小的放出倾角。
(β角是基线<即废石漏斗母线>与水平面夹角)。
由上述可知,放出椭球体、松动椭球体和废石漏斗三者是同时存在的,又是互相影响的。
(四)多漏口放矿(即相邻漏口放矿)时,矿岩移动规律。
多漏口放矿时,矿岩移动的情况与单漏口放矿时情况不完全相同。
因为矿石通过许多彼此相邻的漏口放出时的放出椭球体,一般是互相交错的,互相影响的。
当采用不同的放矿制度时,其放矿的结果也不相同,甚至差别很大。
按放矿顺序可分为:
等量均匀顺序放矿、不等量均匀顺序放矿和依次放矿三种。
(1)等量均匀顺序放矿就是从每个漏斗的多次、依次顺序地放出相等数量的矿石,用以保持矿岩接触面在放矿过程中均匀下降。
当各个漏斗等量顺序地都放完一遍以后,矿岩接触面仍然恢复到水平状态。
用这种方法放矿一直放到各漏斗的放出椭球体相切为止。
如果再继续放出矿石,将会出现波浪形状。
我们称此时的放矿高度叫极限高度。
在极限高度以上进行等量均匀顺序放矿时,可以控制使矿岩的接触面呈水平下降状态,而在极限高度以下,而是呈波浪式弯弯曲曲状态。
随着放矿继续进行下去,最终形成废石漏斗。
相邻漏斗口放矿形成的废石漏斗母线的交点(如图中,AB与EF交于(点)距漏斗口平面的高度称为脊部高度(即图中的hg)
脊部高度的大小,标志着纯矿石回收率的高低。
在相同条件下,脊部高度越大,纯矿石损失越多,纯矿石回收率越低。
在理想情况下,崩矿层高度越大,矿石的损失和贫化就越小。
但由于其他多因素的影响,往往不会达到这样理想的结果。
颗粒移动轨迹(路线)——呈拆线下移。
应当指出,在放矿过程中,当还未达到极限高度以前,在矿岩接触面上的所有颗粒,并不是向下平行移动的,而是受相邻漏斗依次均匀放矿影响,呈折线式向下移