露天矿精细配矿方案

3、合理优化采掘工艺，确保矿石均衡稳定输出 、合理优化采掘工艺，
通过对计算对比在284m段西侧进行优化段高前后进开采贫化率降低了 0.64%，损失率降低了1.16%,多回收矿石1.25万吨。 在236段西侧经过数字地质探针探测后发现这一区域上覆出岩石厚14m， 而14m以下矿石厚为13m，为保证下段开采时对14m以下13m厚矿石按正 常段进行开采，在没有影响整体推进及采场布局的前题下，电铲生产 过程中把底板平均降低2m，确保224段矿石输出时为整段矿石，采用上 面的损失、贫化计算方法在224段进行矿石输出时混岩率比按12m段高 进行开采时混岩率降低了0.28%，多回收矿石3.25万吨
4．合理优化开拓系统,保证优质矿石的输出 ．合理优化开拓系统 保证优质矿石的输出
开拓系统布置合理与否直接影响开采最终境界及采掘 计划的有效执行；而对露天铁矿下部采区直进式移动 坑线开拓，坑线布置的合理与否直接影响矿石的采出 量，最终影响矿石的混岩率大小。
经济效益
2007年1-9月份磁铁矿输出矿量3908471吨、溢流品位 完成28.11%与年计划比提高0.31。 赤铁矿输出矿量1751321吨，赤铁矿溢流完成25.58%与 年计划比提高0.68%。
1、实施分穿分爆，降低围岩混入 、实施分穿分爆，
针对下部采区缓倾斜矿体、矿岩互层的赋存状态特点，我们根 据地质部门提供的地质资料并结合牙轮穿孔情况，按上覆岩层 厚度、矿体厚度等参数，在满足采矿生产需要条件下，合理确 定牙轮穿孔参数，尽可能按单一岩种安排穿孔，以减少爆破后 围岩的混入。下部采区2007年1-9月份爆破中，孔深10m的爆区 有8个，孔深为15m的爆区4个，共计分穿分爆12次，使得在穿 爆这一环节减少工艺性减岩混入1.25万吨混岩率降低了0.26%, 溢流品位提高了0.02%(见图一）。
①独木采区过渡帮区域采用陡帮开采方式，每次爆破 都有一定的爆渣冲到下侧堆积起来，如按正常开采顺 序，将不可避免地混入下滑岩石，为减少着部分岩石 的混入、减少混岩率，我们采用两台电铲尾随式采剥 工艺，即一台铲将岩石剥离揭露矿体，另一台铲尾随 进行采矿作业。
3、合理优化采掘工艺，确保矿石均衡稳定输出 、合理优化采掘工艺，
Qs × 100 % r = Qd Qy ρ= ×100% (Qd − Qs + Qy)
式中：r——损失率，%;
ρ——贫化率，%;
Qs——开采区域损失地质矿量,t； Qy——混入岩石量,t; Qd——开采区域地质储量,t;
损失贫化指标采用直接法中的图解分析方法求得 在+224m水平以上,如图5所示，单位走向长度上采用垂 直矿体走向布置电铲损失贫化计算为：
3、合理优化采掘工艺，确保矿石均衡稳定输出 、合理优化采掘工艺， ②改变采矿工作线推进方向，减少岩石混入。 针对下部采区缓倾斜矿体，采用平行矿体走向 布置电铲进行采装矿石，而与矿体走向垂直方 向进行生产开拓相比不但减少围岩的矿石混入， 同时有效减少资源的浪费
损失贫化指标采用直接法中的图解分析方法求得
ρ=
=5.58%
3、合理优化采掘工艺，确保矿石均衡稳定输出 、合理优化采掘工艺，
3、合理优化采掘工艺，确保矿石均衡稳定输出 、合理优化采掘工艺，
3、合理优化采掘工艺，确保矿石均衡稳定输出 、合理优化采掘工艺，
在+284m水平以上,如图8所示，单位走向长度上的优化 段后损失贫化计算为：
r=
ρ=
ΣQ y Qd − ΣQs + ΣQ y
r = ΣQ s Qd × 100 % = 140 × 3 .35 × 100 % = 4 .52 % 3100 × 3 .35
90 × 2.6 × 100% =2.30% 3100 × 3.35 − 140 × 3.35 + 90 × 2.6
ρ=
ΣQ y Qd − ΣQs + ΣQ y
× 100% =
实施分穿分爆， 实施分穿分爆，降低围岩混入
2、采用合理的起爆顺序，降低围岩的混入 、采用合理的起爆顺序，
2007年下部采区逐渐向何家采区过渡，矿体倾角由原8-12°逐淅 过渡过到25-35°，在生产过程中，经常会遇到矿体前部有5-7m宽 楔型岩体侵入，形态十分复杂。为了降低围岩的混入，只有尽可 能保持爆破后的爆堆的矿岩分布形状不变，才能为采掘工序创造 矿岩分采条件。为此，我们根据不同矿岩介质在爆轰波作用下位 移速度不同的特点，合理调整炮孔装药量、装药结构以及起爆顺 序，把矿石前部3-4m宽楔型岩体适当抛掷到指定位置，与矿石分 开，便于电铲分采、降低矿石输出时岩石的混入。
在+284m水平以上,如图7所示，单位走向长度上的优化 段高前损失贫化计算为：
r = ΣQs 170 × 3 . 35 × 100 % = × 100 % = 3 . 77 % Qd 4500 × 3 . 35
ΣQ y Qd − ΣQs + ΣQ y × 100 % = 330 × 2 .6 × 100 % 4500 × 3 .35 − 170 × 3 .35 + 330 × 2 .6
3、合理优化采掘工艺，确保矿石均衡稳定输出 、合理优化采掘工艺，
3、合理优化采掘工艺，确保矿石均衡稳定输出 、合理优化采掘工艺，
3、合理优化采掘工艺，确保矿石均衡稳定输出 、合理优化采掘工艺，
在+224m水平以上,如图6所示，单位走向长度上采用平行 矿体走向布置电铲通过优化边坡角损失贫化计算为：
ΣQs 120 × 3.35 × 100% = × 100% = 2.61% Qd 4600 × 3.35
× 100% =
300 × 2.6 × 100% 4600 × 3.35 − 120 × 3.35 + 300 × 2.6
=4.94%
上式中：3.35为矿石比重，t/m3; 2.6为岩石比重,t/m3
采用合理的起爆顺序， 采用合理的起爆顺序，降低围岩的混入
3、合理优化采掘工艺，确保矿石均衡稳定输出 、合理优化采掘工艺， 1）根据采区矿体出矿部位的矿体赋存状态，在采掘工 艺允许情况下，根据缓倾斜矿体走向、倾向优化采掘 方案。 2）根据上覆岩、矿体的厚度，合理优化开采段高，减 少围岩混入。
3、合理优化采掘工艺，确保矿石均衡稳定输出 、合理优化采掘工艺，
露天铁矿精细配矿方案研究与实施
弓长岭矿业公司露天铁矿
前言
2007年露天矿针对年计划部位的矿体赋存特 征，采用分穿分爆、采掘部位及开拓系统的 优化对降低矿石混岩率提高矿石输出质量提 供保障。
方案
1.实施分穿分爆，降低围岩混入。 2.采用合理的起爆顺序，降低围岩的混入。 3.合理优化采掘工艺，确保矿石均稳定输出。 4.合理优化开拓系统，保证优质矿石的输出。
r=
ΣQs 70 × 3.35 × 100% = × 100% = 2.21% Qd 3150 × 3.35
ρ=
ΣQ y Qd − ΣQs + ΣQ y
× 100% =
80 × 2.6 × 100% 3150 × 3.35 − 70 × 3.35 + 80 × 2.6
=2.01% 上式中：3.35为矿石比重，t/m3; 2.6为岩石比重,t/m3
3、合理优化采掘工艺，确保矿石均衡稳定输出 、合理优化采掘工艺，
露天铁矿的采区开采的段高均采用12m，这样的开采段高在一定程度 上不但增加了围岩的混入，同时也加大了资源的损失与浪费。为了降 低围岩的混入，提高矿石回收率，在“3DM”实体矿床模型上利用数 字地质探针功能对即将生产部位进行探测，根据探测结果。对开采段 高进行优化，根据优化后的段高时进行开采，在下部采区296、284段 西侧计划开采部位分别进行了10次探测，其探测结果是上覆矿石厚度 在8-10m，如采按原12m段高开采方式进行开采将有2m厚围岩混入，因 此在没有影响整体推进情况下，底板平均推升2m，将开采段高降为 10m，将2m厚岩石遗留下段。
根据以下二个公式，损失贫化指标采用直接法中的图 解分析方法求得：
r = Q Q
s d
× 100
%
ρ =
Qy × 100 % (Q d − Q s + Q y )
式中：r——损失率，ρ——贫化率，%; Qs——开采区域损失地质矿量,t； Qy——混入岩石量,t; Qd——开采区域地质储量,t;
合理优化采掘工艺， 合理优化采掘工艺，确保矿石均衡稳定输出
经济效益
按照弓矿公司对磁铁矿与赤铁矿溢流每超年一百分点 分按3元、1元/吨计算经济效益为： 3905471吨×0.31%×3元/吨+1751321吨×0.68%×1元/ 吨=482.29万元经济效益
2007年通过采取各项措施多回收矿石11.71万吨，按露 天铁矿石固定成本35元/吨计算，可创造经济效益为： 35元/吨×13.38万吨=409.85万元 通过采取以上方法总创造的经济效益为892.14万元。