崩落采矿法残留大块矿石回收工艺研究与实践

高世坤

(陕西太白黄金矿业有限责任公司，　陕西 宝鸡市　721000)



崩落采矿法残留大块矿石回收工艺研究与实践

高世坤

(陕西太白黄金矿业有限责任公司，陕西 宝鸡市721000)

随着崩落法开采标高的不断下降，放矿中大块逐渐积累增多，矿石损失和贫化增大。为解决该问题，根据崩落采矿法的基础理论，结合太白公司实际情况，确定了放矿截止品位，并分析了影响生产的主要因素，提出了底柱及残留大块矿石回收工艺改造方案。现场应用结果表明，改造后的出矿结构每天出矿量为600 t左右，金的平均品位在0.8 g/t以上，取得了良好的效果。

崩落法；大块矿石；回采工艺；工业试验

0　引　言

陕西太白黄金矿业有限责任公司的主要矿体是KT8矿体，开采利用双王金矿床。经过二十多年的开采，该矿山目前主要集中在1100中段和1150中段开采，随着开采标高的持续下降，上部覆岩越来越厚，在放矿过程中大块逐渐积累增多，不同粒级的矿岩相混，大块矿石的下降较慢，矿石损失、贫化现象严峻；同时大块的爆破处理不仅耽搁出矿时间，而且存在安全风险，直接影响生产供矿；甚至长时间大块处理会导致耙道破损无法出矿。笔者首先对覆岩下放矿存在问题进行研究，分析大块产生的原因和形成机制，确定了影响生产的主要因素。然后对放矿规律进行研究探讨，提出底柱及残留大块矿石回收工艺改造方案。最后将改造工艺用于生产试验，取得了良好的效果。

1　崩落法采矿基础理论

1.1崩落法放矿规律

崩落矿岩在采场中频繁地受到爆破挤压、冲击，移动过程的相互碰撞，形成大量粉岩和小块；由于爆破参数选取的不同，凿岩和爆破效果的差异，造成矿岩破碎不均匀，形成一定量大块。

在端部放矿时，这些崩落矿岩散体颗粒将随放矿口散体的放出而不断下移，其运动速度主要与块度大小及粒级配比和在运动场(松动体)内的相对位置有关。

散体颗粒间存在着许多空隙，大颗粒之间可能形成大的空隙或中等程度大小的空隙，而小颗粒之间可能形成小的空隙，大的颗粒和小的颗粒之间可能形成中等程度大小的空隙。小颗粒就可能穿过大颗粒形成的大空隙或中等程度大小的空隙，细小颗粒可以穿过小颗粒形成的空隙，粉状物颗粒则可以穿过几乎所有的颗粒间形成的空隙。非均匀散体颗粒具有多种运动特性，如图1所示，在自重作用下，非均匀散体颗粒具有不同的运动特征。

在放矿过程中岩石颗粒的分布将反生变化，距放矿口较远的地方，小块度颗粒少，大块度颗粒多；随着离放矿口距离的接近，小块度颗粒比例增加，大块度颗粒比例减少。在放矿口附近，产生了大量粉状岩石的堆积。

根据随机介质放矿理论，可建立放矿口影响范围内的崩落矿岩移动规律方程[7]：

颗粒移动迹线方程：

(1)

放出漏斗方程：

(2)

达孔量相等的点构成放出体的外表面，据此可得出放出体方程：

(3)

式中，Vx，Vy，Vz为散体颗粒沿x，y，z方向下降速度；P(x,y,z)为散体移动概率密度；Qf为放出漏斗体积。

由式(1)～式(3)确定的颗粒移动迹线、放出漏斗和放出体形态见图2。

废石漏斗的轴线与放出体长轴一致，其上口边界与松动体的边界重合。在整个放矿过程中，废石漏斗的变化过程如图3所示。

图1非匀质散体颗粒的几何状态运动

图2　放出体、放出漏斗与颗粒移动迹线形态

图3　废石漏斗的变化过程

1.2放矿截止品位的确定

放矿截止品位可按总盈利最大原则确定，太白公司为采选联合企业，最终产品为合质金，计算见式(4)：

(4)

式中，Cc、Cj、Cw分别为矿石品位，精矿品位和尾矿品位，g/t；Ak为每吨采出矿石的放矿、运输、提升和选矿等项费用，元/t；As为从矿山到选厂的运输成本，元/t；Ax为每吨矿石的选矿成本，元/t；Mz为每吨采出矿石中硫、银等副产品的纯收入，元/t；Lu为每克金销售收入。

根据公式，最后得出最佳放矿截至品位为0.6 g/t。

2　影响开采的主要因素

太白公司在8#及9#矿体16线以东，1150中段以上采用的是有底柱阶段崩落法采矿，上部均与地表崩透，下部均是在覆盖岩下出矿，该地段矿体厚大、品位较低，采用该方法凿岩施工较为安全，采矿效率较高。然而，在应用该方法回采过程中出现了一些问题，如大块率高、损失贫化大、耙道破坏严重等。

2.1覆岩下放矿块度变化

在8#及9#矿体16线以东，1150中段以上采用有底柱阶段崩落法采矿，布孔方式均为扇形布孔，扇形布孔的特点是炸药分布不均，经常出现靠近凿岩巷道部位的矿石爆破效果好，孔底部位的矿石爆破效果差等现象。另外，由于矿岩岩性不同，爆破崩落下来的松散矿岩的尺寸不同、形状各异，一般块度较大，且分布极不均匀，矿岩在几何形状上也存在较大差异，造成矿岩矿体之间存在空隙，使上部覆盖岩中的小粒径废石混入，导致覆盖岩中残留较多的矿石[8￣9]。

根据椭球体理论，当用电耙道出矿时，斗穿滑落的颗粒占据的原来位置便成了空位，其上部的颗粒借重力作用下移递补，这些下移颗粒形成的新空位，又由再上层的颗粒下移递补，以此类推，就形成了散落矿石的流动。在颗粒的递补空位过程中，小块受到的牵制较小，如果有空隙，就可能优先下移，使大块滞后运动，这样就会造成耙道耙出的是矿岩混合体，而矿房中残留较多的大块矿石，降低了矿石回收效率。形成矿石块度较大主要有以下几方面的原因：

(1) 地质条件较为复杂，部分地段断层较为发育，致使部分矿块还未进行爆破落矿，采切巷道已塌方，一些地段未能按照设计意图落矿，产生较多的大块。这点在公司8#矿体1150中段34-36线较为明显，本地段由于受到34线大断层的影响，致使矿块采准工程的施工过程中，穿过断层的巷道岩石较为破碎，巷道“内鼓”现象较为明显，并在下部拉底过程中出现巷道下陷的现象，部分地段出现较大面积的塌方，形成的大块无法回收，同时，还影响了矿石的回收。

(2) 设计参数选取不合理，致使大块率较高。对于有底柱阶段崩落法设计参数的选取是极为关键的，在设计参数的选取过程中要充分考虑设计地段的地质构造、岩石硬度等情况，若在炮孔设计中的排距、孔底距选取过大，就会导致挤压不充分、二次破碎不理想、大块率高等问题出现。

(3) 施工管理不到位，工程误差较大，导致矿块大块较多。一个矿块矿石的回收，从采准工程到爆破落矿，每一个环节都必须严格按照工程质量要求施工，若其中一个环节出现问题，就会导致落矿效果不理想，大块率偏高等问题。

2.2覆岩下放矿损失、贫化状况

在覆盖岩下放矿，由于废石的混入，矿石品位下降，产生了贫化，停止放矿后留下的矿石与覆盖岩混杂，一部分可能在下分段以矿岩混杂形式放出，另一部分则永久留在采场作为永久损失。对于崩落法放矿，矿石与废石接触面多，崩落矿石及覆盖岩受端壁约束和爆破挤压程度的影响，放出体形态变化较大，损失贫化较难控制。

对于1150中段东部已采矿房，均采用的是崩落法采矿、覆盖岩下放矿、电耙出矿的模式，在矿房出矿过程中发现以下问题：

(1) 部分电耙道损坏，导致较多矿石无法正常出矿而造成矿石损失。电耙道损坏主要是利用崩落法采矿后，上部压力全部集中在底部结构上，部分地段地质构造较为复杂、大块率过高，频繁的改炮，使矿块爆破后还未进行大规模出矿，电耙道就已经不能使用，部分矿石虽可放置下一中段进行回收，但结合实际，8#、9#矿体属于上富下贫、上宽下窄，若在下部回收必然会导致部分矿石的损失。

(2) 在采用崩落法回采的矿房进行出矿时，出矿品位远低于地质品位，矿石的贫化率高达40%～50%，导致矿块贫化率上升的主要原因是矿房中大块率过高。由于井下斗穿放矿是一个散体颗粒地步空位的过程，一般情况下，小块受到的牵制较小，若有空隙，小块就有可能优先下移，使大块滞后运动。而井下崩落区下部是在覆盖岩下放矿，上部废石块度较小，在近放矿口部位的废石漏斗边部，矿岩块体在下移过程中发生明显混杂，从而导致出矿品位下降明显。

(3) 部分电耙道虽未毁坏，但矿房的出矿量远低于地质矿量。在出矿过程中，由于部分斗穿口存在的大块块度太大，并在斗穿口上部架空，堵塞斗穿的出矿，利用改炮的方式处理，存在技术难度和安全风险，导致部分出矿斗不能按照设计出矿，降低了矿块的出矿量。

2.3覆岩下放矿安全状况

(1) 井下出矿结构利用电耙道进行出矿，主要经历3个过程，首先是无贫化放矿阶段，即为均匀放矿阶段；其次是低贫化放矿阶段；再次是截止品位放矿阶段。斗穿放矿是通过利用电耙破坏各斗穿口岩石的自然安息角，从而导致上部岩石持续下滑，形成新的安息角。然而，无论在哪个放矿阶段都会存在封堵斗穿的现象，在封斗过程中由于岩石之间存在缝隙，存在岩石突然滑落的可能，使封斗过程存在较大的安全风险。

(2) 由于矿房中存在较多大块，在出矿过程中经常出现大块堵斗的问题，需要经常进行炸斗、“改块”作业。在这个过程中，由于要经常进行穿斗作业，存在极大的安全风险。

3　底柱及残留大块矿石回收工艺改造方案

经过对覆盖岩下放矿存在问题进行分析，矿房中残存着较多的大块矿石，如何对这些残存的大块矿石以及破损的耙道进行回收是难点。将原电耙出矿—底部结构待下中段回收模式，改为覆盖岩下端部放矿模式，放矿过程由原来的三阶段放矿，改为端部逐次出矿，待每次放矿达到截止品位后再进行下一循环放矿[10￣11]。

3.1底部结构改造

为了降低矿块的损失率和贫化率，缩短大块的滑落距离，同时减少出矿作业过程中，人员穿斗的次数，经研究，决定对底部出矿结构进行改造。

打破原来中段观念的束缚，以原有底部结构为基础，将底部结构下降8 m。一是尽可能较少大块的滑落距离。二是根据不同的地质岩石条件，保留的矿柱要能支撑上部覆盖岩的压力，以保证出矿过程中人员和设备安全。

为了保证回采效果，在矿块的端部重新拉槽，以形成挤压爆破空间。为了保证爆破效果，在条件允许的情况下，端部利用浅孔溜矿法拉槽，以形成较为整齐的初始爆破面，为后续爆破创造良好的条件。

3.2落矿工艺优化

根据有底柱阶段崩落法在采矿过程中存在的大块率高、出矿困难等问题，在工艺改造过程中，对落矿工艺进行了调整。

(1) 优化深孔布置参数，降低大块率。将原来只能施工65 mm孔径的YG-90型深孔凿岩钻机，更换为可施工90 mm孔径的KQJ-100B型潜孔钻机，施工上向扇形深孔或水平扇形深孔，以增加深孔的每米装药量。在深孔布置方面，根据不同岩石性质，实时调整深孔布置的孔底距和排距，孔底距由原来的2.8～3.0 m，调整为2.2～2.5 m；排距由原来的1.8～2.0 m，调整为1.4～1.6 m。

(2) 调整爆破参数，控制矿石粒度。矿柱在爆破时，采用侧向挤压爆破，端部已浅采的拉槽空间为自由面，逐排挤压爆破。为了保证矿石能充分回收，每次爆破只装药一至两排，爆破后，待出矿完全后可再进行下次爆破作业，后续爆破是向前次爆破后的松散岩石挤压爆破。爆破环节上，在装药方式上，对起爆药包的位置、堵塞方式和爆破步距进行了调整。起爆药包依然放在孔口，但在装入起爆药包后必须再跟入1～2节(30～60 mm)管状炸药，以增强起爆威力；在孔口堵塞时，必须保证用炮泥堵塞30 mm以上，并用木楔将其塞紧，以充分发挥爆破时气体膨胀能的破岩作用；由于是在端部出矿，为了保证每个循环的出矿效果，尽可能多的回收资源，每个循环的爆破步距控制在2～4 m，每排爆破装药量为600～800 kg，崩矿量500～700 t。

(3) 强抓施工质量，保证落矿效果。在深孔凿岩时，必须严格按照设计要求控制炮孔的方位、角度和孔深，以求达到最优的施工效果。在爆破装药过程中，要把控好装药密度，安置好起爆药包，做好孔口堵塞，搭接好孔口起爆网络。

3.3出矿方式调整

将底部结构下调8 m后，采用电耙出矿已不能满足生产要求，为了提高出矿效率，加大供矿量，将原电耙机出矿的方式转换为铲运机出矿，通过应用铲运机的灵活性，可以减少设备的使用量，减少设备的维护费用。

根据岩石和上部矿体情况，每隔10～12 m布置出矿进路(规格为2.8 m×2.8 m)，以保证矿石能够充分回收。工程布置过程中，在各个出矿点设置溜矿天井，可使铲运机将所出矿石直接倒入溜矿井中，在下一中段直接装入矿车，这样可以大大提高处理效率。

3.4生产试验

以1150中段20-18线1142水平出矿结构为试验对象。在出矿水平8 m以下水平(即1142水平)重新布置无轨出矿结构，垂直矿体布置南北向铲运机出矿进路，在矿体上盘靠近矿房一端布置切割槽。切割槽以浅孔留矿法进行拉槽。在上部矿块出矿耙道和出矿进路中进行中深孔凿岩，出矿进路施工完毕后，即可开始在出矿进路中施工上向扇形孔，逐排崩矿，后退式回收矿石。

根据实际生产中的数据统计，该地段每天出矿量为600 t左右，平均品位在0.8 g/t以上，截至2016年6月底，共计出矿6.3万t(见表1)。

表1　各进路不同品位出矿量统计

从表1可以看出：

(1) 随着崩矿次数的增加，放矿端面逐渐南移，向上部矿房中部靠近，各条进路中大块占出矿量的比例在逐渐增加，到达50%左右；

(2) 随着出矿品位的降低，大块的回收率逐渐增加，延长贫化放矿时间可以提高大块的回收率；

(3) 在所出矿石中，0.8～1 g/t的矿石占到出矿总量的40%左右，可见所采取的放矿管理措施在一定程度上降低了贫化，延缓了出矿整体贫化速度，延长了放矿时间，提高了大块的回收率。

4　结　论

(1) 崩落法采矿崩落的矿岩非均匀散体，在放矿时，这些崩落矿岩散体颗粒下移速度受到两个方面的影响：一是与其块度大小和粒级配比有关；二是与其在运动场(松动体)内的相对位置有关。小颗粒的矿岩运动速度较快；放矿口中心矿岩运动速度较快，因此，连续阶段崩落采矿后，上部覆岩中的细粒废石将不断混入，造成贫化和损失。

(2) 依据矿岩运动规律和生产实践，提出了针对大块治理的工艺技术改造方案。此方案减少了各级粒度矿石下降距离，减少了相混时间；同时终止了上部矿房大块的下移到下部矿房，终止了细粒废石进一步混入到下部矿房，进而降低大块叠加，减少废石混入，理论上符合科学原理。

(3) 生产实践表明：小颗粒废石混入减少了50%，降低了贫化速率，降低了贫化；探索最佳放矿截至品位为0.6 g/t，降低了损失；大块二次破碎每天10次左右，次数减少，降低了安全风险；每循环的崩矿步距以2排为佳，相邻的2条进路同时出矿，日出矿量可以达到600 t，出矿效率明显提高，提高了生产效益。

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2016￣06￣20)

高世坤(1984-)，男，甘肃白银人，采矿工程师，主要从事岩金地下矿山采矿技术研究及管理工作，Email：578597310@qq.com。