＊李树青 孟航

（河北省国控矿业开发投资有限公司 河北 050000）

无底柱分段崩落法自20世纪60年代从瑞典引进以来，因其操作简单，安全可靠，效率高，成本低在我国金属矿山得到了广泛应用[1]。然而在覆岩下放矿，矿石损失贫化率高，特别是分段高度、进路间距、崩矿步距三者匹配关系不当时，问题更为突出。许多学者对无底柱分段崩落法采场结构参数进行了大量的研究工作，取得了良好的成果[2-4]。

目前对崩矿步距的优化研究主要以实验室相似材料试验研究[5]、基于示踪剂回收的现场试验研究[6]以及基于放矿理论的数值模拟试验研究[7]。郭进平应用实验室相似物理实验优化了四方金矿17m×20m结构参数下的崩矿步距[8]。董振民、行鹏飞分别进行了工业试验和现场出矿跟班标定，确定了最优崩矿步距[9,10]。安龙联合应用相似材料试验方法和数值模拟方法，对梅山铁矿18m×20m结构参数下的崩矿步距进行了优化研究[11]。周宝坤等基于响应曲面法对弓长岭铁矿采场结构参数进行了优化[12]。

本文以小寺沟铜钼矿为工程背景，基于放矿椭球体理论和现场出矿试验，对该矿无底柱分段崩落法15m～17m分段高度下的结构参数进行优化研究，改善放矿技术指标。

1.工程背景

(1)工程概况

小寺沟铜钼矿开采矿体是以铜为主，钼为副的铜钼共、伴生矿体。钼矿体主要赋存在接触带内侧岩体内，铜矿体与钼矿体紧密相依，位于钼矿体下盘。钼矿体：走向呈北40°～50°西方向展布，倾向南西，倾角50°～80°，走向长度2000m，厚度70m～760m，平均厚度150m。铜矿体：走向与钼矿体基本一致，呈北45°～50°西方向展布，倾向南西，倾角55°～83°，走向长度1200m，厚度20m～87m，平均厚度38m。矿体顶底板岩石本身有轻微的蚀变作用，但岩质较为坚硬，钼矿体内及铜钼矿过渡地带围岩极不稳固。目前主要开采615m中段以上13线～14线之间的铜钼矿体，矿石散体流动参数α=1.594、β=0.127；α1=1.668、β1=0.046。

(2)目前存在问题

矿山两率指标高，大块率高，出矿效率低。矿山贫化率指标偏高，目前矿山采矿综合贫化率为19.83%，出矿品位偏低，采选成本偏高，企业效益下降；损失率偏高，目前平均损失率为30.56%，使矿山资源消耗过快，生产成本增加；大块率高，大块率一般为43.15%～49.84%，经常堵塞出矿口，出矿效率低，每天出矿量不足700吨，选厂生产只能断断续续进行，严重影响选厂的正常生产。

2.结构参数优化

无底柱分段崩落法主要结构参数由分段高度（H）、进路间距（B）和崩矿步距（L）三者构成。为使经济技术指标最优化，需要三者合理搭配，但小寺沟矿业无底柱分段崩落法采矿分段高度，是利旧工程，利用原有采矿巷道做为分段巷道，分段高度固定为15m～17m，进路间距12.5m。因此，需要对崩矿步距进行调整，优化开采方案。

无底柱分段崩落法放矿时，垂直进路方向的放出体方程由随机介质放矿理论[13]给出，即:

式中：

r、z为放出体坐标变量；

h为放出体高度。

(1)进路间距优化

根据式（1）可知，放出体与参数α有关。当α＞1/ln2时，放出体上部较宽而下部较窄；当α=1/ln2时，放出体为标准椭球体；当α＜1/ln2时，放出体上部较窄而下部较宽。因此，随机介质放矿理论可适应放出体形态的多态性。对于非标准椭球体，合理的结构参数并非放出体五点相切，而可能是下三点相切（图1）或上三点相切（图2）的布置方式[14]。

图1 放出体下三点相切示意图

图2 放出体上三点相切示意图

在图1、2中，放出体R1、R2、R3的方程分别为：

当放出体下三点相切布置时，R1与R2在A点相切（图1），则R1和R2在A点的切线的斜率相等，为：

当放出体上三点相切布置时，R2与R3在F点相切（图2），则R2和R3在F点的切线的斜率相等，为：

因为α=1.594＞1/ln2，放出体为非标准椭球体，其合理的结构参数应为放出体三点相切布置方式。当α=1.594、β=0.127、H=15m时，进路间距B=12.48m；当α=1.594、β=0.127、H=17m时，进路间距B=12.54m。因此，分段高度的合理范围为12.48m～12.54m。原进路间距12.5m在最优范围之内，基于充分利用现有工程的原则，进路间距不进行调整，仍使用原参数。

(2)崩矿步距优化

如图3所示，放矿时，沿进路方向的放出体方程为[15]：

图3 放出椭球体示意图

式中：

A1、β1为沿进路方向的随机介质放矿理论散体流动参数；

y、z为放出体坐标变量。

放出体最大宽度ymax为：

代入α1=1.668、β1=0.046计算可得，ymax=2.81m。

放出体轴偏角实测可得θ=5°，放矿步距计算公式为：

式中：θ为放出体流轴与端壁夹角。则放矿步距最优解为2.8m。最优崩矿步距为：

式中：k为岩石松散系数，一般取1.3～1.5。计算可得最优崩矿步距范围是1.8～2.2m。

3.现场工业试验

在665m中段钼采场、615m中段铜采场和650m中段铜采场分别设计崩矿步距为1.8m、2.0m和2.2m。中深孔凿岩采用雪撬式凿岩台架，配YGZ-80型回转式重型凿岩机，钻凿扇形中深孔，钎头直径有60mm、90mm两种。出矿运搬设备型号为ZL30E矿用装载机，该设备铲斗宽度为2456mm，铲取深度为1148mm。采场进路宽度为4.0m，载重10吨矿用汽车运输矿岩。

原中深崩矿设计，90mm孔大块率高，一般为43.15%～49.84%，爆下矿石流动性差，经常堵塞出矿口，出矿效率低；60mm孔大块率极少，粉矿占比大，炸药单耗高，矿石过度破碎。通过对爆破参数进行改进，爆破效果得到了极大改善，推墙悬顶、眉线破坏现象极少发生，大块率明显降低，提高了出矿效率。矿岩破碎效果良好，同时也降低了爆破振动对周边环境的影响。改进前后参数如表1所示。

表1 中深孔设计参数

615中段铜矿体11#采场中，进路掘进、中深孔施工、装药爆破、出矿等工序全部按照新设计的技术要求进行施工。经过30多天的爆破、出矿，大块率比原设计低，大块率达到22.75%，平均下降了42.74%，二次破碎时间大大缩短，出矿效率大幅提高，该采场出矿量可达1600t/d，炸药单耗为0.39kg/t，两率指标控制良好（如表2）。

表2 小寺沟矿业采场主要技术指标对比表

此后又在665m中段钼采场和650m中段铜采场相继将崩矿步距调整为2.0m，均取得了成功。应用新的设计参数后，混入采出矿石的废石量降低，进而降低了矿石贫化率。矿石的贫化率计算公式为：

式中：ρ为矿石贫化率，%；α为工业储量矿石品位，%；α＇为采出矿石（包括废石）的品位，%。

矿石贫化率的降低，大大提高了经济效益。以电解铜市场价按6.8万元计，在采、选其他指标不变的前提下，矿石入选品位每增加0.001%，每年可增加收入106万元。按小寺沟铜钼矿贫化率由之前的平均19.83%降至试验采场贫化率14.93%计算，只贫化率一项指标就可为公司增加收入5000万元，效益可观。

4.结论

本文根据随机介质放矿理论计算结果，得到该分段高度下最优进路间距仍为12.5m，最优放矿步距为2.8m，同时考虑最优崩矿步距与最优放矿步距之间的关系，得到崩矿步距范围为1.8m～2.2m。经过现场放矿试验，崩矿步距为2.0m时损失率、贫化率低，出矿效率高，各放矿技术指标良好。