某矿山无底柱分段崩落法模拟实验的各分段废石混入特征

赵峰辉 张晓峰 宋 超 陈琼羽

（紫金矿业集团股份有限公司）

目前我国金属矿产资源供需矛盾明显，尤其是铁矿石，原材料对外依存度在65%以上［1］。在社会快速发展的背景下，我国对铁矿资源的需求量将逐渐增加，铁矿资源原材料供需问题将愈加严峻。为解决这一问题，矿山企业可采取优化采矿工艺等措施提高矿石产能，满足社会需求。无底柱分段崩落法能够实现矿石高效、低成本开采，是铁矿床开采的常用方法之一［2-4］。在针对采矿工艺的改进过程中，矿山工作人员须先了解该方法的矿岩运移规律及废石的混入特征，才能对其工艺进行优化。

无底柱分段崩落法为覆盖岩下出矿，这既是该法开采的特点，也是造成矿石损失贫化的原因。为提高矿石产量、降低损失贫化，丁航行等［5］根据中厚倾斜矿体放矿时下盘矿岩运动缓慢、残留矿石量多这一特点，提出导流放矿技术，有效解决了赞比亚谦比希铜矿损失贫化大这一问题；邵安林等［6］分析了覆盖岩层运移规律，探究了废石混入对损失贫化的影响；孙浩等［7］采用PFC3D数值模拟技术，进行了放矿口尺寸及间距、崩落矿石层高度和放矿方式的正交模拟试验，研究多放矿口条件下矿岩的移动规律，重点分析了单分段放出体的变化特征以及多分段下4种因素对矿石回收率的影响。上述研究在各个角度分析了覆盖岩下放矿的矿岩运移规律。在无底柱分段崩落法放矿过程中，废石的混入是导致损失贫化的主要原因［6］，但目前针对不同分段下废石混入特征研究较少，仅分析单分段下废石混入规律有一定的局限性。为进一步探究无底柱分段崩落法放矿下废石的混入特征，采用多分段放矿物理模型进行实验，分析各分段下每铲中废石混入量变化特征及其来源，分析了废石混入量变化原因，提出改善放矿效果的生产建议，对降低损失贫化、优化采矿方法具有一定的指导作用。

1 实验模型及方案

1.1 实验装置

实验采用传统多分段放矿模型结构，放矿实验模型箱内部长1.2 m、宽0.2 m，高1.8 m，按照相似比1∶50模拟三分段采场结构，各分段高均为20 m、进路间距为20 m，模型结构及矿石、废石装填效果如图1所示。矿石、废石都来自某地下铁矿，实验条件尽可能做到与矿山放矿生产条件一致或相似。

选用磁铁矿矿石材料模拟矿石，其粒径在5～16 mm，粉矿（粒径小于5 mm）以及大块矿石（粒径大于16 mm）均占矿石总量的5%。选用石英矿材料模拟废石，其粒径在8～16 mm，大块废石（粒径大于16 mm）占废石总量的5%。矿石装填范围为长1.2 m，宽0.06 m（模拟崩矿步距3 m），高1.2 m，其余部分装填废石；正面废石装填范围为长1.2 m、宽0.12 m、高1.2 m；顶部废石（覆盖岩）装填范围为长1.2 m，宽0.2 m，高0.4 m。

1.2 实验方案

首先，封堵各个进路口，按照结构参数向模型内填装矿石和废石；其次，打开第一分段进路口，由左侧进路开始，模拟斗容为4 m3的铲运机出矿，3个进路依次循环出矿，记录单次出矿时每铲内废石和矿石放出量；再次，当某个进路内连续3次单铲内废石质量占矿岩总量的70%以上时停止出矿，当第一分段3个进路口全部达到截止品位后，封堵各进路口，打开第二分段的进路口，开始第二分段出矿；当第二分段各进路口放矿均达到截止品位后，开始第三分段出矿；最后，分析放矿过程中各分段废石放出量及变化特征，根据实验过程分析废石来源。由于采场结构参数影响，第二分段存在2个完整进路和2个形态一半的进路。为减小误差，仅分析第二分段中完整进路出矿过程中的废石混入特征，其他进路正常出矿，但不作进一步分析。

2 各分段废石混入特征

2.1 第一分段废石混入特征

随着放出矿岩总量的增加，每次出矿时，第一分段每次铲出矿岩中废石含量变化如图2所示。

第一分段各进路的平均放出矿岩总量在8 800 g左右，废石混入总量在2 630 g左右，最终贫化率约30%。由图2可知，随着放出矿岩量的增加，每次铲出矿岩中废石含量呈增加趋势，与单分段废石混入规律［8］一致，经历了3个阶段。第一阶段放矿开始到放出矿岩量达到2 000 g时，此阶段出矿过程中没有废石的混入，此时进路口处及其上方的矿石被放出；第二阶段，放出矿岩量超过2 000 g到放矿量到达4 500 g之前，此时废石开始混入，且随着放出矿岩量的增加呈现增加趋势，此部分废石均来自正面，顶部废石没有被放出；第三阶段为放出矿岩量超过4 500 g直到放矿截止，放出矿岩量超过4 500 g后，每铲内废石含量波动明显，其增长速度整体明显增加，这说明顶部废石开始混入。在正面废石、顶部废石双重混入情况下，出矿时贫化现象明显。

2.2 第二分段废石混入特征

随着放出矿岩总量的增加，第二分段每次铲出矿岩中废石含量变化特征如图3所示。

第二分段出矿时，各进路平均放出矿岩总量在30 500 g左右，废石含量在14 000 g左右，最终贫化率为46%。随着放出矿岩总量的增加，每次铲出矿岩中废石含量先快速增加、后呈缓慢增加趋势。前期与第一分段变化特征相同，放出矿岩总量在达到2 000 g之前没有废石混入；超过2 000 g后，每次出矿时废石含量开始明显增加；当放出矿岩总量在达到8 000 g左右，废石含量增加速度减缓，且随着放出矿岩量的增加，其增速呈降低趋势。

第二分段废石混入特征与第一分段有较大的差异性，其原因在于第二分段须回收第一分段放矿后的脊部残留体矿石，脊部残留体矿石大多位于第二分段进路上方，脊部残留体内矿石距离第二分段进路口最远可达40 m（2个分段高度），导致放矿截止时仅有较少顶部废石移动至出矿进路口。第二分段截止放矿时，矿岩形态如图4所示。

由图4可知，第二分段截止放矿时，仅有少量上部废石停留在第二分段进路口上方，未形成放矿漏斗。因此，第二分段放矿过程中，废石的混入主要来自于该分段的正面废石。根据废石混入量变化规律可知，废石中期混入速度快是因为正面矿岩被放出，正面废石受到扰动下落；而后期废石混入速度变慢，可能是因为随着放矿的进行，进路中心轴线矿岩运动较快，进路上部矿石被大量放出，进而减缓了废石的混入速度。由于每次铲出矿岩中废石含量增速的降低，延长了到达截止品位的时间，增加了放出矿岩总量，也造成了最终放出废石总量占比进一步增大，因此也导致第二分段最终贫化率显著增大。

2.3 第三分段废石混入特征

随着放出矿岩总量的增加，第三分段每次铲出矿岩中废石含量变化特征如图5所示。

由图5可知，第三分段废石混入特征与第二分段相同，每次铲出矿岩中废石含量呈先快速增加、后缓慢增加的趋势。放出矿岩总量在达到2 000 g前，废石未混入；超过2 000 g后，每铲废石含量增长速度明显；放出矿岩总量超过8 000 g后，废石含量增长速度减缓。各进路平均放出矿岩总量在25 500 g左右，废石含量在10 700 g左右，最终贫化率为42%。

第三分段废石混入特征变化原因与第二分段变化原因相同，因为第二分段放矿截止后脊部残留体内矿石阻碍了顶部废石下落，延长了放矿时间，增加了放矿总量。正面废石是第三分段放矿过程中放出废石的主要来源。

3 对矿山生产的建议

（1）矿山在进行第一分段回采时，可适当提高该分段高度以延缓顶部废石混入速度，同时延长该分段下各进路到达放矿截止品位的时间，进而增加放出矿石量。

（2）除第一分段外，正面废石的大量混入是各分段放矿贫化严重的主要原因。因此，在矿山实际生产过程中，若出现严重的贫化现象时，矿山可适当增加崩矿步距。该方法可以增加正面废石与放矿口间的距离，降低正面废石混入速度，减少放矿截止时的正面废石放出量。此外，提高进路口宽度［9］和边孔角角度［10］等都可以降低放出体纵向短轴轴长的发育速度，从而降低正面废石的放出量。

（3）除第一分段外，各分段放矿截止时，进路口上方矿石未完全放出，导致大量的矿石残留。针对这一问题，矿山可尽量提高进路口上部矿石及废石的下降速度或延长矿岩下降时间，最大限度地回收矿石。具体措施有调整进路口大小［11］、提高放矿截止品位、降低分段高度等。

4 结 论

（1）各分段放矿时，放出矿岩量超过2 000 g后，随着放出矿岩量的增加，正面废石、顶部废石依次混入，每次铲出矿岩中废石含量整体呈增加趋势；第二、三分段下每铲废石含量呈先快速增加、后缓慢增加趋势。

（2）第一、二、三分段的最终贫化率分别为30%、46%、42%，放出矿岩量分别为8 800、30 500、25 500 g。第一分段下放矿，正面废石首先混入，当放出矿岩量超过4 500 g后顶部废石开始混入。第二、三分段主要为正面废石混入，顶部废石由于进路上方脊部残留体矿石的阻碍，在放矿截止前混入较少。

（3）矿山在实际生产过程中，可以提高第一分段的分段高度以延缓顶部废石混入速度，增加矿石产量。除第一分段外，矿山可采取适当增加崩矿步距、提高进路口宽度和边孔角角度等措施降低正面废石的混入速度，改善放矿贫化问题；提高放矿截止品位、降低分段高度等措施可以增加进路口上方矿岩下降速度，有助于矿石的回收。