某铁矿无底柱分段崩落法崩矿步距优化

行鹏飞，时 磊，汪 龙，王 满，黄 滚

(1.葛洲坝易普力新疆爆破工程有限公司，新疆 乌鲁木齐 830001； 2.新疆天华矿业有限责任公司，新疆 乌鲁木齐 830000； 3.重庆大学资源及环境科学学院，重庆 400044)

无底柱分段崩落法广泛运用于地下铁矿石的开采[1],但由于该法需在覆岩下放矿，导致矿石的损失和贫化较大[2]。多年来，为解决无底柱分段崩落法中矿石贫损指标差的问题，很多学者专家都对其进行了理论研究，并提出了许多采场结构参数优化的理论与方法[3-5]，即通过调整无底柱分段崩落法采场中分段高度、进路间距和崩矿步距的参数大小，使三者满足一定比例关系[6-7]，从而实现矿山贫损指标更优的目的。但对于一个生产矿山，分段高度和进路间距参数在设计时就已确定，且在三级矿量达到要求的前提下，要调整两者大小难度较大、调整所需时间长；而崩矿步距的调整灵活、弹性大、所需时间短，且对于分段高度和进路间距参数已经确定的矿山，总存在一个合理的崩矿步距值，使采场结构参数最优[8]。故对崩矿步距的优化研究是简单、合理调整采场结构参数的有效手段，对降低矿石贫损指标、提高矿山经济效益有着积极的意义。

新疆某铁矿采用无底柱分段崩落法进行开采，采场结构参数为20 m×15 m，炮孔直径为76 mm，孔底距为2.5～2.8 m，崩矿步距有1.8 m、2.2 m和3.2 m三种不同形式，设计年生产原铁矿石100万t。目前该铁矿在实际生产中出现了生产能力达不到设计要求、矿石贫损指标差等问题[9]。为了解决铁矿出现的问题，本文以铁矿为工程背景，采用了室内相似材料模拟试验和现场跟班标定的相结合的方法对该铁矿的崩矿步距进行优化调整。该优化研究方法操作性强，适用于崩落体形态较复杂且受其他因素(如爆破质量、地下水)影响较大的矿山，可为该类矿山进行崩矿步距的优化提供解决思路。

1 室内相似材料放矿模拟试验

1.1 单体放矿相似模拟试验

单体放矿相似模拟试验模型如图1所示，模型相似比为1∶100，模型尺寸为：长×宽=40 cm×40 cm，高100 cm；端壁放矿口宽3.8 cm、高3.6 cm；模型侧壁每隔5 cm划一水平刻度，用以确定标志颗粒安放的层面位置。

本次室内相似材料放矿模拟试验所选用的矿岩材料均取自松湖铁矿回采进路中崩落的矿石和废石，利用粒度分析软件Nano Measurer1.2.5分析矿石的粒度分布，将取自松湖铁矿的矿岩材料也按1∶100相似比破碎成不大于0.6 cm的块度，用于单体放矿相似模拟试验的矿岩散体粒度具体分布情况见表1。

将矿石散体按2.20 g/cm3的装填密度进行装填，标志颗粒按试验要求每隔5 cm高度进行放置，每层距放出口呈扇形分布，标志颗粒布置如图2所示，相邻标志颗粒之间间距2 cm。装填完毕后，从端部放出口逐次放出物料，称量并统计各标志颗粒的达孔量值[10]，所得垂直进路方向和沿进路方向达孔量数据见表2和表3;再根据试验得到的达孔量值与标志颗粒位置之间的关系，分别作出垂直进路方向和沿进路方向的达孔量曲线;最后由达孔量曲线确定出达孔量相等所对应的点，将达孔量值相等的点用光滑曲线连接起来，可得到垂直进路方向和沿进路方向在某一放出量时其所对应的放出体形态，如图3所示。

图1 单体放矿试验模型

表1 放矿模拟试验中矿岩散体粒度分布

图2 标志颗粒布置

表2 垂直进路方向各标志颗粒所对应达孔量值

表3 沿进路方向各标志颗粒所对应达孔量值

图3 放出体形态

根据随机介质理论，有放出体曲面方程见式(1)[11]。

(1)

式中：ZH为放出体铅直高度；α、β为垂直进路方向散体流动参数；α1、β1为沿进路方向散体流动参数；k为壁面影响系数，影响放出体长轴形态；ω=(α+α1)/2。

当x-kzα/2=0时，式(1)改写为式(2)。式(2)为垂直进路方向放出体曲面方程。

(2)

当y=0时，式(1)改写为式(3)和式(4)。式(3)为沿进路方向放出体曲面方程。

(3)

g(z)=kzα1/2

(4)

图3(a)、图3(b)放出体形态分别用式(2)、式(3)进行数据拟合。以垂直进路方向放出体曲面式(2)为例，将式(2)改写为式(5)。

(5)

(6)

对式(6)两边同时取对数，得式(7)。

(7)

Y=A+αX

(8)

从图3(a)中拾取垂直进路方向放出体形态数据，并计算各组数据的X值、Y值，数据见表4；然后按式(8)进行线性拟合，拟合结果如图4所示，图4中拟合直线公式为：Y=-0.6669+1.7674X。故参数α=1.7674，(ω+1)β=0.2153。

从图3(b)中拾取沿进路方向放出体长轴形态数据，数据见表5；然后按式(4)进行幂函数拟合，拟合结果如图5所示，图5中拟合幂函数公式为g(z)=13.1320z0.9084，故k=13.1320，α1=1.8168。将得到的k和α1代入式(3)，采用上述拟合方法可得β1=0.0505，ω=1.7921，β=0.0771。

表4 垂直进路方向放出体形态数据

图4 X-Y线性拟合

表5 沿进路方向放出体长轴形态数据

综上，得到室内单体放矿相似模拟试验条件下：垂直进路方向矿石散体流动参数α=1.7674，β=0.0771，沿进路方向矿石散体流动参数α1=1.8168，β1=0.0505；k=13.1320，ω=1.7921。

1.2 立体放矿相似模拟试验

为探究在分段高度和进路间距一定时，不同崩矿步距对矿石贫损指标的影响，应用编组试验法，进行放矿步距分别为4.5 m、5.5 m、6.5 m和7.5 m的立体放矿模拟试验。试验模型如图6所示，模型相似比为1∶100。根据相似理论，分别对采场结构参数、材料颗粒、放矿过程等进行相似模拟，其中：采场分段高度和进路间距分别为20 cm和15 cm，放矿步距分别为4.5 cm、5.5 cm、6.5 cm和7.5 cm；矿岩散体选用表1中的粒度分布，且矿石散体和废石散体的装填密度分别为2.20 g/cm3、1.45 g/cm3；当次放出的矿石与废石重量之比达到0.79时，停止放矿。每组模拟试验需装填两个分段高度的矿石和一个分段高度废石，每分段安排3～5个进路出矿，各分段的贫损指标取其平均值。

图5 z-g(z)幂函数拟合

图6 立体放矿试验模型

1.3 立体放矿试验结果与分析

四组立体放矿模拟试验数据见表6～9。

将四组试验中回贫指标与放矿步距的关系如图7所示。

表6 20 cm×15 cm×4.5 cm各分段贫损指标

表7 20 cm×15 cm×5.5 cm各分段贫损指标

表8 20 cm×15 cm×6.5 cm各分段贫损指标

表9 20 cm×15 cm×7.5 cm各分段贫损指标

图7 放矿步距与回贫指标关系

从图7可看出：在室内立体放矿相似模拟试验中，当崩矿步距为5.5 cm时，其矿石回采率最高，贫损指标最优。所以，该铁矿采场中放矿步距宜为5.5 m。考虑到放矿步距与崩矿步距之间存在1.3～1.5的比例关系[12]，该铁矿采场中最优崩矿步距在3.7～4.2 m之间。最优崩矿步距值还应结合现场出矿标定结果来确定。

2 现场出矿跟班标定

2.1 跟班标定方案

出矿跟班标定跟踪了CM31、CM12和CM33三条回采进路，其崩矿步距值分别为1.8 m、2.2 m和3.2 m。出矿铲运机铲斗斗容有2 m3和3 m3两种规格，两种铲运机连续两次取样间隔分别为10斗和7斗，取样点选择在铲运机铲斗，均匀取样，每次取样后利用金属品位快速分析仪测量矿石样品品位5次并取平均值。矿石品位达到截止出矿品位时，停止标定，记录测得矿石品位与其对应铲斗数。

2.2 跟班标定结果与分析

将跟班标定测得矿石品位随出矿铲斗数变化关系做成曲线，如图8所示。

从图8中可以看出：①在出矿过程中，矿石品位会出现两次较大的下降，而金属快速品位分析仪测得的矿石品位实际上是所取矿石样品的平均品位，即出矿品位，表明矿石品位下降较快是由废石开始大量混入所造成；②根据单体放矿相似模拟试验中测得的放出体形态(图3)可知，在出矿早期，放出体长轴较小，顶部废石不会随放出体一起被放出，端部正面为混入废石的主要来源，由此造成出矿品位第一次快速下降，随着放矿的继续进行，放出体形态越来越大，由顶部和侧面混入的废石引起出矿品位的第二次快速下降；③废石第二次的大量混入使出矿品位很快接近该铁矿的截止品位，从而使出矿工作提前结束，造成矿石损失，因此，为取得较好的贫损指标，应尽量使顶部废石第二次混入时间推迟，即在放出高度一定时，放出体形态应尽可能小，也即放出量应尽可能小。

3 崩矿步距的优化

将单体放矿相似模拟试验测得的散体流动参数代入放出量计算式，见式(9)[12]。

(9)

式中：A为端壁切余系数；Q计算公式见式(10)。

(10)

图8 矿石品位随出矿铲斗数的变化曲线

3 m3铲运机每铲斗矿石量约为1.95 m3，分别计算出CM31、CM12和CM33中废石第一次和第二次混入时的放出量Q1、Q2,再根据式(10)将CM31、CM12和CM33中废石第一次和第二次混入时的放出量ZH1、ZH2分别计算出来，计算结果见表10。

表10 不同时间矿石放出量与椭球体高度

由式(9)计算得放出量与放出高度关系式不满足量纲原则[13]，故用量纲分析法假设放出量Q(m3)与放出体铅直高度ZH2(m)，满足式(11)。

(11)

根据表10，按式(11)分别计算出不同崩矿步距CM31、CM12和C33的λ值，将不同崩矿步距与所对应的λ值作成如图9所示曲线。

图9 崩矿步距与λ关系

根据上文的分析，ZH2一定时，放出量Q越小，λ值应越小。从图9可以看出，崩矿步距越大，λ值越小，一定放出体高度下，放出体形态越小，废石混入率低，截止放矿时间推迟，可回收更多矿石。考虑爆破质量的影响，再结合上文分析，推荐该铁矿采场崩矿步距优化值为4 m，一次爆两排，排距为2 m。

4 结 论

1) 通过室内单体、立体放矿相似材料模拟实验，测得矿岩流动参数和放出体形态，得到最优崩矿步距的范围在3.7～4.2 m之间；结合现场跟踪标定结果，分析得到适合该铁矿的崩矿步距优化值为4 m。

2) 以量纲分析法简单构建了放出量Q(m3)与放出体铅直高度ZH2(m)的计算公式，并以此分析出崩矿步距与放出体形态、贫损指标的之间的定性关系，即：在放出体铅直高度一定时，崩矿步距越大，矿石放出量越小，放出体形态也越小，此时废石混入率较低，截止放矿时间推迟，可回收更多的矿石。

3) 式(9)为放出量与放出体铅直高度常用计算公式，但该计算公式中放出量(m3)的量纲与等式右边量纲不相同；如何用理论公式对矿岩散体流动参数、放出体形态参数和放出量三者之间的关系进行准确描述是今后研究端部放矿理论的一个方向。