低贫损新工艺在深部铜矿的成功实践

王建军， 牟业龙

(西北矿冶研究院 地质矿产研究所, 甘肃 白银市 730900)

深部铜矿是白银公司露天转地下开采的续建矿山，开采对象是露天矿1#采场闭坑后其深部及外围的矿石，矿床为黄铁矿型铜矿床，矿床产于石英角斑凝灰岩中，走向N50°～80°,倾向南西，倾角60°～70°，矿石以浸染状铜矿为主、硬度f=8～10，围岩硬度f=6～8。分东西部两部分开采，东部以1#矿体为主，长度300～500 m，厚度20～70 m：西部矿体形态比较复杂，以2#、3#矿体为主，长度600～700 m，厚度5～35 m。设计采用无底柱分段崩落法开采，生产能力75～100万 t/a。投产以来的生产实践证明，无底柱分段崩落法存在着大块率偏高、损失率、贫化率偏高、炸药单耗高、生产效率低等诸多问题。针对上述问题，引进低贫损开采新工艺对无底柱分段崩落法进行技术改造，解决了无底柱分段崩落法损失率、贫化偏高的技术问题，提高了生产能力，取得了较好的技术经济效果。

1 无底柱分段崩落法存在的主要问题

深部铜矿投产以来，采用传统的无底柱分段崩落法进行回采，分段高度10 m，进路间距8.33 m，扇形上向中深孔，最小抵抗线1.2 m，孔底距2.0～2.4 m，出矿设备为风动装岩机、T4G,爆破采用BQF风动装药器装药，导爆索孔口起爆方式起爆。生产实际证明，传统的无底柱分段崩落法存在诸多技术难题。

1.1 存在的主要问题

(1) 大块产出率高。依据生产现场统计，大块产出率平均为28%～30%。

(2) 损失率、贫化率偏高。损失率为26%、贫化率为27%。

(3) 炸药单耗偏高。采矿炸药单耗为0.6758 kg/t。

(4) 出矿效率低。采场台班出矿效率为50～60 t/台班。

1.2 原因分析

截止品位放矿方式是造成贫化率过高的主要原因。截止品位放矿方式出矿过程可分为两个阶段，第一阶段为纯矿石放出阶段，放出一定数量后，出矿口出现废石，进入第二阶段，矿石混杂着废石放出，称为贫化放出。随着放矿的进行，放出矿石中废石含量不断增大，矿石品位不断降低，直至截止品位停止放矿。截止品位放矿废石混入率计算公式为：

式中:C—矿石的地质品位；

Cc—采出矿石品位；

Cy—废石品位。

以825～875矿块1633 m分段为例，C=0.846%；Cy=0.1%，截止放矿品位为0.42%，令Cc=0.42%，代入上式得截止放矿时的废石混入率：

y=57.10%

从以上计算结果可以看出：采取截止品位放矿方式，在经济合理范围内，对矿岩形态确定的单个崩矿步距来说，放出的矿石量最多，残留于采场内的矿石量最少，每一崩矿步距都放出一些废石，整个采场废石混入量大，造成贫化率偏高。

2 低贫损开采工艺的成功实践

2.1 理论基础

无底柱分段崩落法采用菱形布置回采进路，放矿过程中无底柱分段崩落法矿、岩接触面的变化过程见图1。

图1 废石漏斗破裂矿石贫化

在垂直进路方向上，随着端部出矿口放出矿石，矿岩接触面不断下移并发生形态变化，先由抛物线型曲线变为波浪型，再变为漏斗状曲线，该漏斗状曲线的内部是覆盖层的废石，称之为废石漏斗，在废石漏斗的尖部到达出矿口之前，放出的为本崩矿步距的矿石，在废石漏斗的尖部到达出矿口时，放出的纯矿石达到最大值；再继续放出，废石漏斗的尖部被放出，漏斗口破裂开来，里面的废石与外面的矿石同时流出出矿口，随着放矿的进行，破裂漏斗口断面不断扩大，放出的废石不断增大，贫化程度不断增大。废石漏斗一旦破裂就停止放出的放矿方式成为低贫化放矿方式[1]，它的核心是扩大纯矿石放出量，减少废石量，废石漏斗到达出矿口就停止放矿。

2.2 低贫损开采工艺实现途径

2.2.1 优化采场结构参数

采场结构参数主要是分段高度(H)、进路间距(S)、崩矿步距(L)[2]。原设计分段高度10 m、进路间距8.33 m，深部铜矿已经将分段高度调整为12 m，进路间距调整为10 m，通过以下公式计算：

式中:b—进路宽度；

ω=(α+α1)/2；

α,α1,β1—散体流动参数。

将实验值(α=1.4371,α1=0.9839,β1=0.81)和H=12 m，b=3.0 m代入上式计算得:

S=10.84≈11 m。

根据计算结果，将进路间距调整为11 m。

确定了分段高度与进路间距之后再优化崩矿步距，崩矿步距过小时，正面废石率先达到出矿口，崩矿步距过大时，顶部废石率先达到出矿口。深部铜矿原采用1.2 m崩矿步距，根据现场观测，废石最早在出矿口断面的中上部流出，应是正面覆盖层，说明崩矿步距过小，改用2.4 m崩矿步距后，正面废石出露基本正常。由此将崩矿步距由1.2 m调整为2.4 m。

2.2.2 改变炮孔布置方式

原布孔设计中边孔角为18°～30°，边孔角过小，放矿松动范围为50°,50°以下的范围不能有效破碎，成为大块产生区，由此将边孔角由原设计的18°～30°调整到45°。

原布孔设计中前后排炮孔平行布置，爆破时不利于相互挤压、碰撞。将前后排炮孔平行布置改为交错布置，爆破时相互作用、挤压，爆破效果明显得到改善。

2.2.3 推广应用孔底起爆微差爆破技术

深部铜矿原用扇形中深孔孔口起爆方式，爆破效果差、大块率高。废除传统的导爆索孔口起爆方式，推广应用微差毫秒导爆管孔底起爆技术，增强了爆轰气体对介质的作用强度、和作用时间，提高了炸药能量利用率，有利于改善爆破效果、降低大块率。

2.2.4 推广应用无轨出矿设备

随着技术的发展与进步，井下出矿设备向无轨化和大型化发展，深部铜矿原采用风动装岩机和T4G出矿，能耗高、效率低。引进WJD1.5型电动铲运机替代落后的风动出矿设备，减轻了井下工人劳动、提高了出矿效率。

2.2.5 放矿原则

同一采场的几条回采进路严格按照“等量”、“顺序”、“均衡”原则进行放矿控制，在平面上始终保持一条直线、平行后退式回采，可以使废石覆盖层近似水平均衡下降，防止废石提前混入、降低贫化率。

2.2.6 强化出矿管理

低贫化放矿方式，对每一分段的回采工作有两方面的要求:一是尽量多地放出纯矿石；二是本分段出矿形成的矿岩接触面形状，有利于为下分段回采创造良好的矿石回收条件。当采场结构参数合理时，本分段放出矿量大部分来自上一分段，即“转段回收”。利用这一特性，将3个分段作为一个放矿循环，第一分段按每一崩矿步距采矿量的65%～70%进行出矿、第二分段按每一崩矿步距采矿量的90%进行出矿、第三分段按截止品位进行出矿。采取以下管理措施：一是制定计划。按照低贫化放矿要求，计算每个崩矿步距的采矿量、出矿量、采矿品位、出矿品位，每个采场的采矿量、出矿量、采矿品位、出矿品位。二是严格经济责任考核。将采矿量、出矿量、采出金属量3项指标与采矿车间工资总额挂钩考核，若出矿量完成计划，采出金属量没有完成计划，按照金属量欠产百分比考核车间工资总额。

3 应用效果

实施以上改进措施后，无底柱分段崩落法经济技术指标改善明显。

(1) 大块产出率由平均28%～30%降低至6%～10%。

(2) 损失率由26%降低到20.2%；贫化率由27%降低到19.6%。

(3) 采矿炸药单耗由0.6758 kg/t降低至0.5968 kg/t。

(4) 采场台班出矿效率由50～60 t/台班提高到92 t/台班。

(5) 采取截止品位放矿方式，每年要消耗15万立方米覆盖层，推广应用低贫损开采工艺后，可以取消覆盖层补充工程，每年节约成本费用80万元。

(6) 推广应用低贫损开采工艺后，在相同采矿量、地质品位条件下，由于贫化率降低了7.4个百分点，采场出矿品位提高了0.018个百分点，年增加金属量353 t，可多创效益1260万元。

(7) 由于加大了边孔角，可以节省6%中深孔施工量，每年可节约7200 m，费用4.32万元。

(8) 损失率降低了5.8个百分点，年可以减少采矿量2.49万t，可以延长矿山服务年限1～2 a。

参考文献：

[1]任风玉.低贫损开采试验研究[D].沈阳：东北大学，2000.

[2]谢世俊.金属矿床地下开采[M].北京：冶金工业出版社，2002.