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柏杖子金礦厚大礦體低貧損開采技術(shù)研究

2015-03-20 07:54:02馬姣陽任鳳玉曹建立解本德張東杰
金屬礦山 2015年11期
關(guān)鍵詞:散體底柱貧化

馬姣陽 任鳳玉 曹建立 解本德 張東杰

(1.東北大學資源與土木工程學院,遼寧 沈陽 110819;2.凌源日興礦業(yè)有限公司,遼寧 凌源 122500)

柏杖子金礦厚大礦體低貧損開采技術(shù)研究

馬姣陽1任鳳玉1曹建立1解本德2張東杰1

(1.東北大學資源與土木工程學院,遼寧 沈陽 110819;2.凌源日興礦業(yè)有限公司,遼寧 凌源 122500)

柏杖子金礦213號厚大礦體采用有底柱崩落法開采,受礦體條件影響,損失和貧化較大。為改善回采指標,將213號礦體0~+60 m水平改用低貧損模式的無底柱分段崩落法開采。通過散體流動參數(shù)試驗與進路布置形式改進優(yōu)化了采場結(jié)構(gòu)。即針對不同的礦體形態(tài),分別設(shè)置了不同的結(jié)構(gòu)參數(shù);以菱形布置方式為原則,調(diào)整了進路位置;給出了夾石處理方式及適合礦體條件的爆破參數(shù)。方案采用斜坡道貫穿各水平,并采用上、下分段同時回采的方式,礦石損失率、貧化率均可控制在12%左右,有效解決了損失貧化大問題,可為類似條件礦山提供參考借鑒。

無底柱分段崩落法 散體流動參數(shù) 回采進路 損失 貧化

礦石的損失、貧化不僅是衡量采礦方法合理程度的重要指標,也是衡量礦產(chǎn)資源開采合理性的重要指標[1]。近年來,我國多數(shù)礦山受礦體條件變化、采礦方法選擇、結(jié)構(gòu)參數(shù)以及放礦方式等方面的影響,礦石損失、貧化增大,急需研究合適的采礦工藝技術(shù)。“因礦生法”是根據(jù)礦體條件變化選擇合適的采礦方法和結(jié)構(gòu)參數(shù),以求對多變礦體進行有效回收。諸多工程實踐表明,在地表允許冒落,礦石品位較低,保證回采進路穩(wěn)固情況下,選用無底柱分段崩落法,可安全、靈活、高效地回收多變難采礦體。

近年來,在無底柱分段崩落法損失貧化指標控制方面取得了較好的研究成果。文獻[2]對低貧化放礦做了詳細研究,指出應(yīng)當在放出口(包括每個步距、分段)礦石開始正常貧化時便停止放礦。文獻[3]提出了低貧損開采模式,即在開采放礦過程中,通過調(diào)整放礦方式,優(yōu)化采場結(jié)構(gòu)參數(shù),以適應(yīng)崩落礦石的移動規(guī)律,改善放礦條件,從而達到放出更多的純礦石和控制廢石放出的目的。文獻[4]應(yīng)用低貧損分段崩落法對夏甸金礦復(fù)雜難采礦體做了系統(tǒng)研究,研究結(jié)果表明該法可有效降低損失貧化指標,達到安全回采難采礦體的目的。針對無底柱分段崩落法結(jié)構(gòu)參數(shù)影響回采指標研究方面,文獻[5]做了正交試驗及模擬研究,并指出結(jié)構(gòu)參數(shù)直接影響到礦石的回收指標和回收效果,且各結(jié)構(gòu)參數(shù)對回收率影響不一。本研究在以上研究成果的基礎(chǔ)上,針對柏杖子金礦213號礦體復(fù)雜開采條件,采用低貧損開采模式,優(yōu)選結(jié)構(gòu)參數(shù),調(diào)整進路位置,力求達到精細開采的目的。

1 礦體條件及開采現(xiàn)狀

213號礦體埋藏深度約300 m,屬于蝕變花崗巖型,經(jīng)過0、30、60、90 m中段的坑道和坑內(nèi)鉆孔勘探,控制礦體的延長100~320 m,礦體水平厚度2~36 m,最大厚度48 m。礦體總體呈帶狀,局部呈囊狀分布,連續(xù)性較好。走向北東,傾向南東,傾角65°~80°,局部近直立。礦體在106~108勘探線之間出現(xiàn)反傾,并呈分叉現(xiàn)象,地質(zhì)品位2.13 g/t,地表允許崩落。穩(wěn)定性調(diào)研結(jié)果:礦石穩(wěn)固性較差;上盤為閃長巖,不穩(wěn)固;下盤多為花崗巖,較穩(wěn)固。

106號勘探線以東礦體,礦山應(yīng)用有底柱崩落法開采,沿走向分為3個礦塊,爆破方式為側(cè)向擠壓爆破。從現(xiàn)場調(diào)查情況可知:有底柱崩落法結(jié)構(gòu)參數(shù)較大,采準時間長,鑿巖道暴露時間長,受爆破振動影響較大,爆破效果較難控制,大塊率高;部分鑿巖道塌落;電耙道受到不同程度破壞;造成較大的礦石損失、貧化。2014年9月,該礦對礦體二次圈定:213號礦體106至108-1勘探線之間礦體為節(jié)理裂隙發(fā)育的急傾斜厚大礦體(厚度12~42 m),內(nèi)部含有1條0.25~5.6 m厚的條帶狀夾石,且有部分分支礦脈,厚度2.5~5 m;108勘探線以西主要為分支細礦脈,局部傾角約52°(如圖1)?;谝陨锨闆r(分析),有底柱崩落法不適合該部分礦體回采??紤]礦石的整體回收及采礦方法與多變礦體條件的適應(yīng)性,原有方法改為無底柱分段崩落法,該方法優(yōu)點在于:按步距出礦,每次回收1個步距;爆破擾動??;采準時間相對較短;炮孔可根據(jù)礦體形狀進行調(diào)整,崩礦率高,廢石產(chǎn)出率低;且可根據(jù)礦體形態(tài)靈活布置進路位置,以減少下盤殘留。根據(jù)礦體形態(tài)將213礦體分作3個采場進行開采,即106線以東、106線至108-1線之間、108-1至112線之間。106線以東+50 m水平之上的礦體仍按原采礦方法繼續(xù)開采,待開采結(jié)束,其余礦體轉(zhuǎn)為無底柱分段崩落法開采。

2 端部放礦實驗

采用無底柱分段崩落法回采,需要對結(jié)構(gòu)參數(shù)進行調(diào)整。為此,將213號礦體0.5 t代表性礦石破碎成粒徑小于0.8 cm的顆粒(見表1),礦石密度1.44g/cm3。將破碎礦石裝入放礦模型見圖2(a),每5 cm高度擺放1層標志性顆粒,共8層,覆蓋層保持20 cm的厚度,通過端部放礦實驗研究散體流動性。實驗得到放出體形態(tài)見圖2(b),放出體上部較寬下部較窄,標志著礦石散體流動性較好。利用最小二乘法擬合得到散體流動參數(shù)α=1.602 56,β=0.091 9,α1=1.602 62,β1=0.182 55,k=0.239 09,最大寬度wmax=6 cm,放出體流軸與端壁的夾角為2.55°。

圖1 二次圈定后213礦體形態(tài)及局部剖面Fig.1 No.213 orebody shape and localsection after the second delineating

表1 礦石顆粒級配情況Table 1 Ore grain size distribution

3 開采技術(shù)

3.1 采礦方法過渡及下部礦體采準工程準備

首采+30 m分段以上礦體。從+30 m中段至+60 m中段掘溜井2個,入風井1個,回風井1個,在礦體下盤布置斜坡道,坡度15°,各斜坡道之間由平臺連接,在各分段水平,通過聯(lián)絡(luò)道與分段巷道或進路聯(lián)巷相聯(lián)通,每一分段的聯(lián)絡(luò)道長度保持8 m平坡,可為+60 m以下分段采準工程的快速形成提供方便條件。此外,待有底柱崩落法采場即將回采結(jié)束時,第二采場需要完成回采巷道、切割巷道與切割井的掘進。

圖2 放礦模型及213號礦體放出體形態(tài)Fig.2 Ore-drawing model and shape of No.213 ore-body

3.2 結(jié)構(gòu)參數(shù)優(yōu)選

合理確定采場結(jié)構(gòu)參數(shù)與回采技術(shù),可使礦石損失與貧化指標保持平衡。影響無底柱分段崩落法回收指標的主要參數(shù)有分段高度(H)、進路間距(B)、崩礦步距(L)、進路尺寸(a×b)及其布置形式、爆破參數(shù)等[6]。

(1)分段高度。礦段賦存標高為+60~0 m,由于108-1以東礦體厚度較大(厚度大于15 m),且分支礦脈傾角較大,厚度適中,因此,分段高度選為15 m;介于108-1至112線礦體厚度較小(多屬于小于15 m厚度的礦脈),且傾角較小,增大分段高度會增大下盤損失,因此,分段高度不宜過大,將礦體分段高度10 m,階段高度為30 m。

(2)進路間距。將端部放礦實驗得到的流動參數(shù)代入經(jīng)驗式(1)、區(qū)域分析法式(2)得到合理的進路間距[7]:

(1)

式中,S為進路間距;H為分段高度;b為進路寬度;ω=(α+α1)/2;α1,β1均為散體流動參數(shù)(α=1.602 56,α1=1.602 62,β1=0.182 55,k=0.239 09);H=15 m;b=2.6 m。代入式(1),計算得S=12.71 m。

(2)

式中,K為系數(shù),取決于放礦條件與礦石散體的流動特性,柏杖子金礦礦石散體取K=2.5;μ為與廢石漏斗在進路頂板的出露寬度有關(guān)的系數(shù),采用低貧化放礦時,μ≈0.1~0.6,柏杖子取0.15。代入式(2)計算得S=11.93 m。根據(jù)礦石流動性與礦巖穩(wěn)固性條件,進路間距選定12 m為主體的采場結(jié)構(gòu)參數(shù)。

最優(yōu)崩礦步距按照式(3)[8]計算:

(3)

式中,k1為松散系數(shù)的倒數(shù),礦石的松散系數(shù)為1.55;θ為放出體流軸與端壁的夾角,2.55°;h為2倍的分段高度。計算得出崩礦步距為1.87 m,而實際放礦截止時的放出體高度小于兩倍的分段高度,因此,崩礦步距取1.8 m;而對分段高度為10 m,且受傾角邊壁影響的中厚礦體,崩礦步距取為1.6 m。

(3)回采進路、聯(lián)絡(luò)巷以及切割巷的斷面形狀及尺寸,視圍巖穩(wěn)固性進行選擇:對于中等穩(wěn)固以上圍巖,選用三心拱巷道斷面;對于不穩(wěn)定到極不穩(wěn)定圍巖,采用半圓拱巷道斷面。采用三心拱斷面時,巷道凈斷面可取寬×高=2.6 m×2.6 m,墻高取1.7m,拱高0.9 m。當采用半圓拱斷面時,凈斷面取寬×高=2.6 m×2.6 m,巷道寬2.6 m,拱高1.3 m。

(4)回采進路位置布置形式。對于大于15 m的厚大礦體,垂直走向布置進路,上、下分段按照菱形方式布置,其優(yōu)點為下分段可以回收上分段回采進路兩側(cè)的脊部損失和正面損失;在礦體厚度小于15 m處,回采進路靠近下盤,使礦層呈菱形崩落。213號礦體無底柱分段崩落法采場結(jié)構(gòu)布置圖見圖3。

圖3 回采進路布置方式Fig.3 Arrangement mode of the drift for extraction

(5)爆破參數(shù)。邊孔角過小,布置在擠壓帶范圍的邊部炮孔,沒有足夠的碎脹空間,爆破效果差;邊孔角過大,下分段進路中部炮孔深度大,同時放出體發(fā)育不完全,不利于散體流動[9];為了更多地回收上部殘留礦石,放出體發(fā)育程度應(yīng)包括上分段兩進路之間區(qū)域,因此,邊孔角度應(yīng)小于此時放出體切面角度?;诖耍庑尾贾眠M路方式邊孔角度可按式(4)進行計算:

(4)

式中,φ為自然安息角,柏杖子金礦礦石安息角38°~40°。計算可得ω=53°~54°,因此邊孔角取50°。扇形炮孔布置參數(shù):炮孔直徑d=65 mm;孔底距a=2.2 m;排間距b=1.6 m和1.8 m;炮孔邊孔角50°,排面角90°,炸藥單耗0.35~0.38 kg/t,裝藥密度0.90~0.95 g/cm3。

3.3 回采進路安全保障

回采進路是回采鑿巖、爆破和出礦等工藝的作業(yè)工作面[10],它的安全性至關(guān)重要。由于213號礦體104~112號線礦段的巷道斷面較破碎,礦巖穩(wěn)固性較差,選擇三心拱型斷面。經(jīng)過多個水平實地調(diào)查,原設(shè)計支護方式下巷道的破壞主要是從巷道邊界點,即臨空自由面開始層層破壞剝落的,如果巖石節(jié)理發(fā)育,甚至破碎,就難以靠巖體變形位移來形成反向應(yīng)力,形不成應(yīng)力平衡,就會進一步產(chǎn)生位移,原有的節(jié)理面進一步得到發(fā)展,最終抵御不了自身的重力而剝落。綜合考慮,設(shè)計礦段巷道選擇噴錨網(wǎng)支護方案。

3.4 出礦方式及采礦設(shè)備的選擇

夾石的存在是引起損失率、貧化率大的主要因素之一,為此,針對厚度超過3 m的夾石,可不處理夾石,根據(jù)相鄰進路夾石厚度情況選擇切割方式,繼續(xù)對主礦體進行回采。若相鄰2~3條回采進路所經(jīng)過的夾石厚度皆超過3 m,可通過切割平巷和切割天井聯(lián)合拉槽法,若僅有1條回采進路所經(jīng)過的夾石超過3 m,可通過切割天井拉槽法;針對厚度小于3 m的夾石,可采用分采分出:根據(jù)揭露的礦體條件,若礦石層條件較好,先崩落礦石,并鏟裝至礦石溜井,待崩落礦石回收結(jié)束,后期將剔除的夾石倒入廢石井。

為提高生產(chǎn)能力,正常出礦時,采用2分段同時回采方式,上分段回采工作面超前下分段3~5個步距即可。對于+60 m首采分段,由于上部沒有覆蓋層,最初屬于空場條件下出礦,礦石崩入空場內(nèi),出礦時還需留下部分崩落礦石作為散體安全墊層,以防治冒落氣浪的沖擊,此時,出礦到進路端部口微敞空為止。隨著采空區(qū)尺寸不斷擴大,誘導(dǎo)上部礦巖自然冒落形成覆蓋層,之后進入正常回采階段,即可2分段同時回采??偟膩碚f,+60 m分段垂直走向進路回采時,由于采空區(qū)跨度較大和圍巖不穩(wěn)固,容易快速形成覆蓋層;而沿脈進路回采時,由于空區(qū)跨度較小,形成覆蓋層的時間較長。在覆蓋層形成之前,下分段回采工作面滯后上分段的距離不應(yīng)小于15 m。在分段平面內(nèi),進路之間的回采順序,按前一個進路超前相鄰進路1~2個排距進行回采。

無底柱分段崩落法開采,需要將電耙出礦改為鏟運機出礦。參考國內(nèi)礦山的成功經(jīng)驗,選用YGZ-90型中深孔鑿巖機配TJ25型圓盤式鉆架掘進,BQF-100型裝藥器裝藥。選用1臺斗容1 m3的柴油驅(qū)動鏟運機掘進出礦和2臺1 m3的電動鏟運機出礦。

3.5 損失、貧化率預(yù)測

礦石的損失形式主要有2種:脊部殘留和下盤殘留[11]。對于急傾斜中厚礦體,2種殘留均能得到較好的控制:菱形布置回采進路可使脊部殘留較回收;而下盤殘留,對于108-1線以東,厚度小于15 m的分支礦體,由于礦體傾角較大(大于80°),分段高度取15 m,下盤將殘留很少的礦石;而108-1至112線之間礦體,傾角較小(局部52°),將分段高度取10 m,以此可減少下盤損失。對于厚度大于15 m的主礦脈,改進采礦方法后,更加適應(yīng)礦體條件;合理的開采模式及結(jié)構(gòu)參數(shù)更有利于礦石的回收,根據(jù)東北大學采礦研究所研究總結(jié)的回歸方程(參見文獻[12]),計算得出損失率為11.85%。

放礦過程中的廢石混入是礦石貧化的主要原因,而混入廢石的來源主要取決于礦巖接觸面。為此,上分段采用無貧化放礦模式放礦,僅最后一個分段采用截止品位的放礦模式,這樣大大減少了礦石的貧化來源,貧化率P為

(6)

式中,C0為原礦品位,2.13 g/t;Cj為回采出礦品位,1.89 g/t。

計算得出貧化率可為11.27%。

崩礦過程中,局部特不穩(wěn)固地段,受鑿巖、爆破效果等方面影響,可能會造成部分礦石損失、貧化;放礦過程中,因為散體是由大小相差很大的多種塊度組成,礦巖塊移動具有很大的隨機性,為了判別礦巖界面是否正常到達出礦口,允許有一些巖石混入后便停止放出[13],因此,無貧化放礦過程中可能有部分廢石放出,造成礦石的再次貧化,但總體的影響因子不大。實際生產(chǎn)中,在管理制度較完善的情況下,損失率、貧化率可控制在12%左右。

4 結(jié) 論

(1)213礦體經(jīng)過二次圈定后,礦體條件多變難采,原有的有底柱崩落法受爆破效果差、損失貧化大等因素的制約已不再適用,而無底柱分段崩落法具有靈活、安全、高效的優(yōu)點,因此,剩余礦體采用低貧損模式的無底柱分段崩落法回采。

(2)通過端部放礦實驗,得到放出體形狀和散體流動參數(shù)。計算了不同礦體條件下的結(jié)構(gòu)參數(shù)值,給出了同一礦體、同一階段高度,不同分段高度的布置方式:對108-1至104線之間礦體分段高度取15 m、進路間距12 m,進路垂直走向布置,分支礦脈沿走向布置進路,崩落步距1.8 m;對于108-1至112線之間礦體,分段高度取10 m,沿礦體走向布置進路,崩落步距1.6 m;回收巷道尺寸寬×高=2.6 m×2.6 m。扇形炮孔布置參數(shù)為:炮孔直徑d=65 mm;孔底距a=2.2 m;排間距b=1.6 m和1.8 m;炮孔邊孔角50°,排面角90°,炸藥單耗0.35~0.38 kg/t,裝藥密度0.9~0.95 g/cm3。

(3)回采進路采用三心拱斷面,支護方式為噴錨網(wǎng)支護。針對厚度超過3 m的夾石,可不處理;厚度小于3 m的夾石,可采用分采分出;正常出礦時,采用兩分段同時回采方式,選擇用鏟運機出礦,上分段采用無貧化放礦方式,下分段采用截止品位放礦方式。采用設(shè)計的采場結(jié)構(gòu)參數(shù)及回采方式,能夠高度適應(yīng)柏杖子金礦213號礦體條件,礦石損失率、貧化率均可控制在12%左右,可實現(xiàn)低貧損安全精細開采的目的。

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(責任編輯 徐志宏)

Study on Low Dilution and Loss Mining Technology of Largeand Thick Orebody in Baizhangzi Gold Mine

Ma Jiaoyang1Ren Fengyu1Cao Jianli1Xie Bende2Zhang Dongjie1

(1.SchoolofResources&CivilEngineering,NortheasternUniversity,Shenyang110819,China;2.LingyuanMiningCompanyofRixingGroupCo.,Ltd.,Lingyuan122500,China)

The pillar sublevel caving mining is adopted to No.213 large and thick ore-body of Baizhangzi gold mine,and ore loss and dilution are bigger under the influence of the condition of ore body.To improve recovery index,the non-pillar sublevel caving method with low loss and dilution rate is used to sublevel 0 to +60 m of No.213 ore-body.The stope structure is improved and optimized through the granular flow parameters experiment and layout form of the mining drift.The reasonable structural parameters are separately set up to different shape of ore-body.Based on the principle of lozenge arrangement,the mining drift is adjusted.The blasting parameters of being suitable for ore body condition and the processing way of stone are given.Each level is run through the ramp,and stoped by the method of upper and lower section at the same time.By this method,the ore loss and dilution rate can be controlled at nearly 12%,and the problem of the big loss and dilution can be effectively solved,which can provide a reference for similar mines.

Non-pillar sublevel caving method,The granular flow parameters,Entrance for extraction,Ore loss,Ore dilution

2015-09-23

“十二五”國家科技支撐計劃項目(編號:2013BAB02B08),國家自然科學基金重點項目(編號:50934006)。

馬姣陽(1985—),男,博士研究生。

TD853.36

A

1001-1250(2015)-11-007-05

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新疆鋼鐵(2021年1期)2021-10-14 08:45:44
側(cè)限條件下充填散體與巖柱相互作用機理
臨界散體柱主要影響因素研究
金屬礦山(2020年9期)2020-10-26 13:51:54
基于露天地下協(xié)同開采的地表巖移控制技術(shù)研究
金屬礦山(2020年1期)2020-04-17 03:39:28
露天開采礦石損失與貧化研究
金屬礦山(2018年5期)2018-06-14 05:37:18
礦石二次貧化及管理措施
2018056 鎳渣貧化裝置
急傾斜薄礦脈無底柱分段崩落法結(jié)構(gòu)參數(shù)優(yōu)化
金屬礦山(2014年7期)2014-03-20 14:19:47
先進裝備在大參數(shù)無底柱崩落法礦山的應(yīng)用實踐
金屬礦山(2013年12期)2013-03-11 16:55:18
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