我国无底柱分段崩落法损失贫化研究现状及发展方向

何荣兴 陈丽媛 任凤玉

(1.东北大学资源与土木工程学院,辽宁 沈阳 110819;2.河钢集团矿业有限公司庙沟铁矿,河北 秦皇岛 066501)

无底柱分段崩落法引入我国已有近60 a的历 史,由于其具有工艺及结构简单、安全、高效等突出优点,在国内金属非金属矿山地下开采中得到了广泛应用。该方法的特点之一是覆盖岩层下逐个步距地出矿,矿岩接触频繁,导致矿石损失贫化大,是其生产中的主要问题[1]。据统计,我国无底柱分段崩落法矿山的矿石损失率一般为15%～20%,贫化率为15%～30%[2]。为改善无底柱分段崩落法的回收指标,众多学者进行了大量研究,取得了较为丰硕的成果,使得该方法的损失贫化得到了一定程度的控制。随着采场结构参数的不断增加以及大型凿岩出矿设备的应用,单个分段、单个步距的崩落矿量越来越大,这就需要在实际生产中更加注重损失贫化指标的控制。本研究通过系统总结无底柱分段崩落法损失贫化控制的相关研究成果,分析目前仍然存在的问题,并对今后的主要研究方向和生产中需要注意的细节问题进行讨论,为进一步控制无底柱分段崩落法的损失贫化提供借鉴。

1 无底柱分段崩落法的发展历程

19世纪50年代,在瑞典的基律纳铁矿形成了无底柱分段崩落采矿法的典型方案,将阶段划分为分段,在分段内每隔一定距离施工一条回采巷道,凿岩、落矿、出矿作业都在回采巷道内完成,从切割槽向分段运输巷道方向后退式回采,采用扇形中深孔落矿,每次爆破1～2排,无轨设备出矿,覆盖岩随着矿石的采出充填采空区,其采场结构如图1所示[3]。瑞典Kiruna铁矿作为无底柱分段崩落法的起源地,引领该法在世界范围内的发展潮流,为无底柱分段崩落法的推广和改进作出了很大贡献。

图1 无底柱分段崩落法采场结构Fig.1 Stope structure in non-pillar sublevel caving method

我国自1965年正式引进无底柱分段崩落法典型方案及其配套的无轨采矿设备后,1967年在大庙铁矿投入工业试验,并于1970年取得全面成功[4-6]。之后,由于该法采工艺简单、生产安全、效率高等突出优点,在金属矿山[7-8]、非金属矿山[9-10]地下开采中得到了迅速推广和广泛应用。1975—1980年马鞍山矿山研究院(现为中钢集团马鞍山矿山研究总院股份有限公司)和北京钢铁学院(现为北京科技大学)在寿王坟铜矿开展了高端壁无底柱分段崩落法开采方案[11-13]的研究和实践,大幅提高了出矿效率和采矿强度。2000年在梅山铁矿开展了大间距集中化无底柱采矿新工艺研究[14-19],并被科技部列为“十五”国家科技攻关计划课题,将放矿理论研究以往分析一个孤立的放出体形态转而分析多个放出体的空间排列,在梅山铁矿取得了较好的技术指标。“高端壁”和“大间距”无底柱分段崩落法其本质上是增大分段高度和进路间距。2000年之后,随着大型凿岩设备和无轨出矿设备的研发和普及,我国无底柱分段崩落法快速向着大结构参数方向发展。其分段高度已从引进时的10～13 m 发展到目前的30 m,进路间距则从最初的10 m发展到现在的25 m,大红山铁矿II期开采中采用的分段高度×进路间距为30 m×25 m,成为目前我国分段高度×进路间距最大的矿山[20],基本与Kiruna铁矿的结构参数达到了同一水平。现阶段,我国无底柱分段崩落法矿山的结构参数大部分维持在20 m×20 m左右(表1)。与此同时,回采进路规格也随之向大参数发展,进路宽度普遍在4.2～4.8 m,进路高度一般为3.8～4.0 m,眼前山铁矿于2019年开始试验8 m宽、4 m高的大尺寸进路回采,取得了较好的回收效果。2010年之后,智能化成为无底柱分段崩落法新的发展方向,国内杏山铁矿走在前列,于2015年实现了破碎、提升、皮带运输、排水、通风、供电系统的全过程自动化控制,实现了皮带无人看护、卸料车遥控作业、井下运输电机车地面遥控无人驾驶、中深孔凿岩台车遥控自动化作业[21]。

2005年“绿水青山就是金山银山”的理念提出后,一系列环保政策逐渐出台。2010年后,一些地区逐渐开始限制新建矿山使用崩落法开采,充填采矿已取代崩落法成为目前矿山开采的主流。但还存在较多已经采用该方法开采的矿山,并且随着大部分露天矿山逐渐转入地下开采,由于露天开采对地表环境的破坏已形成,加之崩落法有利于露天转地下过程中的产量衔接,因此,仍有部分矿山会选择无底柱分段崩落法进行地下开采。随着采场结构参数的不断增加以及大型凿岩出矿设备的应用,单个分段、单个步距的崩落矿量越来越大,这就更需要在实际生产中更加注重损失贫化指标的控制。

表1 国内无底柱分段崩落法矿山统计结果Table 1 Statistical results of domestic non-pillar sublevel caving mines

2 控制损失与贫化的研究现状及存在问题

为降低无底柱分段崩落法的损失贫化,业内学者及工程科技人员进行了大量的研究工作,主要集中在分析放矿理论和放矿方式、采场结构参数、回采巷道布置形式、覆盖岩层块度等因素对无底柱分段崩落法损失贫化指标的影响。本研究通过系统总结该领域的研究现状,分析现阶段存在的不足,为进一步控制损失与贫化提供参考。

2.1 放矿理论

放矿理论是研究崩落法矿岩流动规律和确定崩落法采场结构参数的基础,目前主要的放矿理论有椭球体放矿理论[22-23]、类椭球体放矿理论[24-25]、随机介质放矿理论[26-29]和基于Bergmark-Roos方程的放矿理论[30-31]。现阶段,放矿理论研究均将矿岩散体抽象为连续介质,将散体的运动速度等视为颗粒所处位置(坐标) 的连续函数,建立相应模型,从宏观统计意义上研究崩落矿岩散体移动规律。这些放矿理论研究的重点之一就是放出体的形态,基于Bergmark-Roos方程的放矿理论中考虑了散体颗粒的重力和颗粒的摩擦力作用。因此,该方程相比其他理论更符合实际散体作用过程,被誉为是目前描述放出体形态最佳的数学方程。马鞍山矿山研究院地下采矿研究室[32]在国内较早地开展了物理放矿试验,研究了端部放矿时放出体发育过程及放出体形态与合理参数的关系,探讨了改善矿石损失贫化指标的途径。张国建等[33]提出了崩落体的概念,并分析了崩落体的形态极其影响因素。

研究表明,崩落矿岩流动特性、进路宽度和高度、端壁倾角、边孔角和铲取深度等流动条件,均对放出体形态和大小有影响,进而影响到矿石的损失与贫化。如图2所示,在回采进路宽度E1

图2 不同放矿口宽度条件下放出体及废石漏斗发育对比(E1

图3 不同巷道顶板形状时放出范围及废石漏斗发育对比Fig.3 Comparison of discharge range and rock funnel development with different d rift roof shapes

由此可见,国内外学者在放矿理论方面进行了深入研究,对指导崩落法生产具有重要的理论意义。但这些放矿理论都是建立在将出矿口简化成一个点的假设上,放出体等理论方程的建立仅仅考虑了散体的流动特性,爆破块度、放矿口尺寸、边孔角、铲装深度等因素都未在这些理论方程中体现。目前,无底柱分段崩落法确定采场结构参数的理论方法主要是根据其放出体形态方程,这种理论误差的存在,导致确定的结构参数并非最优值,从而造成开采过程中形成较高的损失贫化。

2.2 采场结构参数

无底柱分段崩落法的采场结构参数主要包括分段高度(H)、进路间距(S)和崩矿步距(L),三者相互影响,相互制约,且三者又各自受到不同因素和条件的限制(图4)。结构参数决定着开采强度,并影响损失贫化指标[26]。采场结构参数优化思路是在1个或2个参数确定的基础上优化确定其他结构参数。目前常用的优化方法是基于放矿理论的理论计算、数值模拟和室内物理试验。任凤玉团队[40-41]根据随机介质放矿理论中的散体松动范围和沿走向放出体形态提出了确定进路间距的经验公式和崩矿步距优化方法。赵颖龙等[42]基于椭球体放矿理论,使用幂函数方程拟合椭球体高度与偏向率方程,并对某铁矿结构参数进行了优化。目前,采用数值模拟方法研究采场结构参数主要应用离散元颗粒流程序PFC实现。刘金山[43]以石人沟铁矿为例,针对6种结构工艺参数方案,通过PFC2D二维数值模拟,研究了矿石回收率与岩石混入率的变化规律,最后通过灰色决策分析,得出了该矿无底柱分段崩落法的最优参数为分段高度12m、进路间距16 m和崩矿步距4～5m。章林等[44]从物理模拟放矿试验和PFC3D模拟两方面,研究了大红山铁矿进路间距优选和放矿步距与进路尺寸组合优选问题,得到了高变分段放矿下的合理放矿步距和进路间距。孙浩[45]以梅山铁矿为例,基于颗粒流理论研究了崩落矿岩运移演化机理,通过PFC放矿数值试验探究了不同边界条件下,与崩落矿岩运移规律以及矿石损失贫化有关的各类问题,为采场结构参数优化和矿石贫损指标预测等提供了依据。陈诗墨等[46]采用物理试验方法分析了镜铁山V号矿体现有的大间距结构参数造成岩石混入率高的原因,认为采用20m×20 m×3.0m的结构参数能获得较优的回收效果。欧阳斌等[47]采用1∶25的相似比制作了无底柱分段崩落法倾斜边壁条件底部放矿模型,研究了矿体厚度和上下盘边壁对散体流动规律的影响。高峰等[48]采用1∶50的比例尺建立了多分段多进路立体放矿模型,试验研究表明:矿壁倾角对矿石回收指标具有重要影响,在20 m分段高度条件下,18 m的进路间距更有利于矿石回收。李坤蒙[49]选用1∶50的几何相似比建立了缓倾斜矿体双进路放矿模型,优化了下盘边孔角和放矿步距,建立了出矿穿脉间距与矿石损失贫化指标之间的量化关系模型。

图4 采场结构参数及残留体、崩落体、放出体的关系Fig.4 Parameters of stope structure and the relationship of residual ore,caving ore and draw body

利用放矿理论计算获得采场结构参数,首先是通过相似散体的达孔量试验获得散体流动参数,根据散体流动参数和放矿理论绘制出放出体或残留体形态,再根据崩落体与残留体、放出体相符的原则,对采场结构参数进行优化取值。如前所述,由于放矿理论本身的理论误差,将造成确定的采场结构参数失真。目前常用的数值模拟方法主要是离散元方法,方便快捷,但模拟散体颗粒与实际散体颗粒形状、流动参数无法有效吻合,导致最终的模拟结果可靠性不强;物理试验是通过制作不同结构参数的相似模型,装填相似散体进行放矿试验,可以通过比较各方案的回收率、贫化率指标的优劣,比较直观地确定较优的结构参数,目前应用较多,但是需要制作多组不同参数的模型,试验工作量大,同时也会存在上述试验材料和边界条件方面的误差。这些采场结构参数确定方法都存在一定的不足,而且由于未能有效考虑生产实际中的爆破效果、巷道尺寸参数、铲装设备的铲装能力和司机作业水平等因素的影响,因而无法直接获取采场结构参数的最优值,但对生产矿山仍有一定的指导意义。有些矿山甚至未开展前期的试验或理论研究,直接采用工程类比方式确定采场结构参数,将损失贫化指标不理想归结于无底柱分段崩落法自身存在的缺陷,是对无底柱分段崩落法认知不足的体现,不利于提升矿山经济效益。

2.3 放矿方式和回采巷道布置

无底柱分段崩落法的传统放矿方式为截止品位放矿,即使得每个步距当次放矿量的采选成本和利润达到平衡,此时对应的品位也被称为截止品位。截止品位放矿确保了每个步距最大程度地回收矿石,但在一定程度上牺牲了贫化指标。任凤玉[26]通过平面放矿试验与立体放矿试验,揭示出崩落法放矿过程中废石漏斗在放矿口的破裂,是造成矿石贫化最根本的原因,而非矿岩颗粒在移动中的相互混杂。废石漏斗破裂后,废石随着矿石的放出随之混入,即增加废石的放出量而加大了贫化。因此,利用崩落矿石散体具有的转段回收特性,废石漏斗一旦破裂就停止放出,将遗留于采场内的矿石转移到下一分段回收,即为低贫化放矿方式。众多矿山的低贫化放矿试验表明:在矿石回采率不降低的条件下,岩石混入率比截止品位放矿方式降低了5～15个百分点[50-53]。在采场结构方面,任凤玉等[40,54]提出按不小于三分段回采和设置回收进路的原则设计采场结构,并提出了自放顶、设置回收进路的采场结构与低贫化—截止品位组合式放矿方式,可进一步降低矿石损失与贫化指标;谭宝会等[55]对倾斜矿体进行垂直分区,根据矿体条件、分段间转移矿量及残留体矿量,对同一分区内的不同分段采用不同的放矿方案,可有效改进崩落法开采倾斜中厚矿体的损失贫化指标。尽管低贫化放矿方式是控制损失贫化指标的重要方式,然而,实际应用中鲜有矿山能长期贯彻实施,一方面主要是受矿石产量限制,另一方面也反映出生产管理人员未能从根本上理解无底柱分段崩落法的转段回收特性。

分段间回采巷道布置形式决定着分段崩落分间形状和崩落体形态,分段间回采巷道采用菱形布置形式,有利于形成崩落法残留体的转段回收,使脊部残留体、崩落体形态总体上较好地与放出体形态吻合,理论上能够获得较好的回收指标。回采巷道一般有垂直于矿体走向布置和沿矿体走向布置两种形式,其布置形式不仅影响到采准工程量,还影响着矿石回采指标,需要根据矿体产状变化相应调整回采巷道布置形式。对于厚大矿体一般采用垂直于矿体走向布置回采巷道,对于中厚矿体一般采用沿走向布置回采巷道,但对于沿走向上厚度多变矿体、多层条带状和分支复合严重矿体,如果采用统一的沿走向或垂直走向布置形式,将造成矿石损失贫化指标不理想。

2.4 覆盖层块度

覆盖层在崩落法中起到缓冲围岩冒落冲击危害、提供挤压爆破条件、延缓暴雨渗入时间等至关重要的作用。此外,覆盖层的块度组成对于井下放矿的损失贫化指标有重要影响,井伯祥[56]、禹朝群[57]、文义明[58]、由希[59]、杨贺[60]分别就覆盖层块度对矿石损失贫化指标的影响开展了大量研究,证实覆盖层中的细粒成分会在放矿过程中形成钻空现象,造成矿石贫化。目前,常用的形成覆盖层的方法有强制放顶形成覆盖层,诱导冒落形成覆盖层,回填废石形成覆盖层。强制放顶可以通过爆破参数来控制爆破块度,诱导冒落是通过拉底诱导上覆矿石或岩石自然冒落,一般具有较大的块度和密实度,在放矿过程中会延迟废石的混入。

诱导冒落和强制放顶形成覆盖层的方法有利于控制井下放矿过程中的矿石贫化,但一些露天转地下矿山由于具备充足的剥离废石且亟需释放占地,常采用回填废石作为覆盖层。剥离废石的很大一部分包含了大量第四系的表土层和碎岩块,或者一些矿山将选厂甩尾的碎石直接回填到露天坑作为覆盖层。回填后散体间松动孔隙度降低,表土和细粒废石会在崩落矿石间隙中迅速混入造成较高的贫化。

3 损失与贫化控制的研究方向

通过分析现阶段无底柱分段崩落法损失贫化控制研究现状和存在的问题,在此基础上进一步讨论了无底柱分段崩落法进一步控制损失贫化指标所涉及的研究方向和措施。

(1)进一步完善放矿理论。如随机介质放矿理论中,放矿口正上方的散体递补概率要高于周边散体,但这仅是建立在数学模型基础上得出的认知,后续研究中可以根据散体颗粒的块度大小与放矿口尺寸建立新的移动概率密度方程,建立综合考虑散体移动规律各影响因素的放矿理论。

(2)增加回采进路宽度和放矿口宽度。进路宽度不等同于放矿口宽度,放矿口宽度是指扇形边孔崩落后在进路顶板形成的宽度,是影响放矿漏斗形态和移动的主要因素,其与进路宽度、边孔角、凿岩中心位置、高度等因素有关。边孔角又影响着爆破效果和脊部残留体,因此,不建议通过改变边孔角来增加放矿口宽度。凿岩中心高度由设备本身决定,也很难改变,但可作为凿岩设备的一个研发方向。在此条件下,并在保证进路稳固性的前提下,尽可能加大进路宽度,研究双凿岩中心甚至3个凿岩中心的凿岩爆破参数,可有效增加放矿口宽度,改善爆破效果,从而提高矿石的回采指标。

(3)结合矿山进路尺寸和出矿设备,开展采场结构参数的现场验证试验。现场结构参数确定后,再次进行调整比较难,同时也会对回收指标造成影响。因此,对于新建矿山,应尽量通过大量的试验研究或理论方法初步确定采场结构参数。在现有的进路尺寸和铲装参数条件下,对采场结构参数进行工业试验验证,或者利用现场测试实际放出体的方法[61-62],进一步优化采场结构参数。现场结构参数中崩矿步距的调整最为灵活,其次是进路间距。在生产实践中,尽量通过废石出露情况、爆破后纯矿石的回收量以及多分段回收指标,初步判断崩矿步距和进路间距是偏大或偏小,据此在矿体走向的端部建立试验采场,开展现场出矿的工业试验,根据不同参数下的出矿指标优化采场结构参数,从而获得更好的损失贫化指标。

(4)根据矿体形态变化,相应地调整回采巷道布置形式。在不同分段之间的回采巷道设计和施工中,尽量确保形成菱形布置。矿山一个分段内,所有回采巷道的布置方式和布置方向不是固定的,不能片面顾及设计和施工便利,而影响到矿石的回收效果,应根据矿体厚度即走向方向的变化进行相应调整。如有的矿体在沿走向厚度变化大、厚大矿体部位可采用垂直走向布置回采巷道。但对于矿体变薄的部位可以改用沿走向布置回采巷道,此时,布置的巷道位置根据分段高度和矿体产状,尽量使回采进路中心线与崩落分间的中心线重合,使放出体和崩落体的形态尽量吻合,提高矿石回收指标。对于较薄的矿体,采用单一沿走向布置巷道时,形成的崩落分间矿体的最高点尽量与巷道中心轴线垂直,以保证顶部废石较晚到达放矿口,减少放矿过程中的废石贫化。

(5)细化对上、下盘边角矿量的回收措施。在崩落法开采过程中,有3次或3次以上转段回收条件的矿体区域,损失贫化指标是比较理想的,尤其是在急倾斜厚大矿体开采中,大部分区域内的矿石崩落后都具备多次转段回收的条件,其矿石回收指标甚至还要优于其他采矿方法回采指标(在统计矿柱回收指标的条件下)。对于多次转段回收条件的矿体尽量采用低贫化放矿方式,减小矿岩接触面积,降低矿石贫化率。但随着矿体倾角变缓,在上、下盘边界的矿量回收条件变差,如果不能进行合理地设计,将会形成大量残留体造成损失,或因崩落过多围岩而形成贫化。因此,上、下盘部位边界矿体需要进行精细设计,确保获得理想的回收指标。对于沿走向布置进路的缓倾斜—倾斜矿体,应通过在下盘围岩中增设回收进路[63]、减小进路断面和间距[39,64]、增大边孔角、调整放矿方式等措施来提升下盘矿量的回收指标;对于垂直走向布置进路的矿体,在上盘切割过程中尽可能少地崩落岩石,如采用倾斜切割井,如果倾角较缓,上盘斜切割井的难度较大,可以采用形成堑沟的中深孔方式进行拉槽(图5)。对于靠近下盘边界的矿石应根据盈利平衡的原则,合理确定下盘崩落边界,对于不具备下转条件且具备有回收价值的残矿,可在分段间布置辅助回收分段,在靠近下盘部位开凿沿脉回收巷道,对下盘残留矿量进行回收(图6)。但必须指出,在这种条件下,难以有效兼顾矿石损失与贫化指标,应根据矿山采选技术水平和成本以及下盘矿岩品位等因素综合考虑进行取舍。

图5 不同上盘倾角条件下的拉槽方式Fig.5 Cutting mode under different inclination angles of hangingwall

图6 辅助分段沿脉回收下盘残矿Fig.6 Recovering the residual ore with drift along the veins at auxiliary sublevel

(6)针对每个分段、每条进路制定详细的生产管理计划,并建立回采情况台账。尤其是新建崩落法矿山的首采分段,需要严格控制每个步距的出矿量,回采至第3个分段后尽量采用低贫化放矿方式。在不大幅影响矿山总体产量衔接的情况下,研发不同分段间的组合放矿方式,实现矿岩接触范围和矿石贫化指标的控制。对每个分段的每条回采进路的回采情况建立台账,包括装药前炮孔情况、每个炮孔的装药情况和填塞长度、回采矿石量、纯矿石量和废石出露情况,对于分析矿山爆破效果和爆破参数取值合理性具有重要的统计意义,也可作为验证初期采场结构参数取值合理性以及制定下部分段对应位置出矿计划的重要理论依据。

(7)严格管控覆盖层块度。尽量采用崩落顶板或边坡围岩、诱导冒落的方法形成覆盖层,针对亟需处理剥离废石进而释放排土场占地的露天转地下矿山,可首先通过崩落边坡围岩形成初期覆盖层,排土场废石一方面进行破碎作为建筑材料进行售卖,待形成一定厚度的覆盖层之后,再进行露天坑回填。当覆盖层条件较差时,可调整爆破参数和放矿方式来增加爆破崩落矿石的密实度,通过严格控制放矿量等措施延迟覆盖层中细粒结构的混入,避免放矿过程中过早贫化。