庙沟铁矿崩矿步距与进路间距的耦合优化研究

高 锋，甘德清，陈 超，卢宏建，李泽营

(1.河北联合大学矿业工程学院，河北 唐山 063009；2.河北钢铁集团矿业有限公司庙沟铁矿，河北 秦皇岛 066000)

无底柱分段崩落法是安全高效的采矿方法，基本特点之一是覆岩下放矿[1]。结构参数和放矿参数选择不当，将增大矿石损失贫化，造成技术经济指标恶化[2]。矿石损失浪费了矿山的基建投资，降低了矿山产量和矿山服务寿命，导致矿产资源的永久丢失。矿石的贫化降低采出矿石的品位，增加了回采、运输和提升等费用，加大破碎和选别的负荷，精矿品位低，尾矿产出率大且有用成分含量高，增加尾矿库安全管理和矿区环境治理的困难[3]。国内外学者结合工业试验，室内物理放矿试验和数值模拟的方法，进行了大量放矿研究，基于椭球体放矿理论体系，提出了许多新型放矿理论和经验公式[3-6]。以河北钢铁集团庙沟铁矿露天转地下开采为工程背景，结合放出体与崩落体最大程度吻合的原则，联合应用数值计算和室内试验的方法，耦合优化庙沟铁矿崩矿步距和进路间距。

1 矿山简介

庙沟铁矿是河北钢铁集团的主采矿山之一，目前生产规模245万t/a，露天境界内资源储量1721.79万t，露天开采还可以维持8.5年，亟需转入地下开采。地下开采矿石储量4960.2万t，设计年产量为300万t，无底柱分段崩落法开采。矿体埋深500m，主矿体平均厚度为16.3～26.3m，最大厚度72.41m，倾角70～85°，全长近1400m；其余矿体平均厚度3.5～7.7m，倾角75～87°。矿区内围岩、矿石硬度系数为10～14，稳固性好，坑内正常涌水量9283.6m3/d。地下开采设计利用的资源储量平均品位TFe29.30%，mFe24.27%。

矿山引进SimbaH1354采矿钻机5台，最大钻孔深度达51m，Toro1400电动铲运机4台，额定斗容5.4m3。综合考虑矿石围岩稳固性、矿体赋存状态和矿山技术装备的工作性能，设计采用20m分段高度，断面尺寸为4m×4.5m的采矿进路。

影响无底柱分段崩落法放矿效率的因素很多，如采场结构参数、崩落矿石块度、崩矿步距、矿岩物理力学性质等。由于爆破技术的进步，矿石块度可以通过爆破技术得到较好的控制。分段高度、出矿口断面和出矿设备确定以后，影响矿石回收效率的主要因素为进路间距和崩矿步距。进路间距和崩矿步距在对放矿效率的影响中彼此关联，有必要进行耦合优化。

2 放矿理论计算

2.1 结构参数计算模型

无底柱分段崩落法端部放矿时，可以近似认为放出体是下部放出口截切的半个旋转椭球体[3]，分段高度hf和放出体高度h的近似关系见式(1)。

h=2hf-hc

(1)

矿石实际体积回收率是崩矿步距r的函数[7]，无底柱分段崩落法崩矿为挤压爆破，崩矿步距和垂直进路方向的椭球体短半轴b的简化计算见式(2)。

r=0.6b

(2)

根据崩落体和放出体相吻合的原则，沿进路方向的椭球体短半轴c的简化计算见式(3)。

(3)

由沿进路方向短半轴b，放出体高度和放矿口宽度可以计算放出椭球体的体积、偏心率ε和进路间距S的近似值[3]，见式(4)。

(4)

S≈2b+W

(5)

(6)

式中：W为进路宽度，m；hc为进路高度，m；n为矿石松散系数，1～1.5。其中，放矿高度h近似等于放出体的长轴2a。

2.2 回贫差计算模型推导

由于放矿时矿石和岩石与矿壁之间的摩擦作用，半无限边界(端部)条件下出矿的放出椭球体长轴和矿壁之间成一个夹角，放出体为前倾扁椭球缺[3]。利用前倾扁椭球体缺几何模型，借鉴前人的研究成果[2-7]，推导无底柱无底柱分段崩矿法放矿质量回贫差计算模型。

椭球体放矿实际体积贫化率和实际体积回收率计算见式(7)、式(8)。

(7)

(8)

式中：c为沿进路方向的短半轴；Aac为a2tan2θ+c2；θ为流轴与端壁夹角；L1为atanθ，θ为放出体长轴与矿壁之间的夹角，一般为2～4°；N为漏斗母线在垂直进路方向上所截线段的长度，N=b+(hf+1-a)tanφ；Aab=a2tan2φ+b2，φ为矿岩平均流动角的余角，在实验室条件下为15～20°。

在无底柱分段崩落法放矿研究中，使用质量回贫差便于研究结果的对比分析。引入矿石密度与废石密度之比α，物理相似模拟试验覆盖层岩石品位一般为0，推导出实际体积贫化率pv与实际质量贫化率pm、实际体积回收率ηv与实际质量回收率ηm之间的转换关系式，从而推导出质量回贫差的计算公式。如覆盖岩石不含品位，体积贫化率为放出岩石体积与放出矿岩体积之和的比，近似等于实际体积贫化率，见式(9)。

(9)

(10)

(11)

(12)

无底柱分段崩落法的回采进路菱形布置，放出椭球体体积等于放出矿石与岩石体积之和，单步距回采的实际体积回收率具有等效公式(13)。

(13)

(14)

(15)

(16)

式中：m1，V1为单步距放出矿石的质量和体积；m2，V2为单步距放出岩石的质量和体积，无贫化放矿时为0。

2.3 计算结果

以20m分段高度、4.5m进路宽度和4m进路高度为初始参数，利用以上数学模型，首先进行崩矿步距为2.8m、3.2m、3.6m、4.0m、4.4m的耦合计算，根据计算结果进行加密计算，得到不同步距条件下的进路间距和质量回贫差。计算结果见表1。

表1 无底柱分段崩落法放矿参数计算结果

3 单进路放矿试验

固定分段高度20m不变，改变进路间距和崩矿步距。考虑到室内试验条件，结合理论计算结果，参考类似矿山无底柱分段崩落法放矿研究与应用情况[8-11]，试验参数组合为20m×15m×3.2m，20m×16m×3.4m，20m×16.5m×3.6m，20m×17m×3.8m，20m×18m×4.0m，20m×19m×4.4m。

制作1∶50比例尺立体放矿模型，用磁铁矿和白云岩作为试验材料，根据设计的爆破块度和覆盖层粒级组成按1∶50的比例进行破碎，测出破碎后的矿石和岩石的粒级组成如表2所示。矿石松散体重2.105t/m3，湿度0.8%。岩石松散体重1.798t/m3，湿度0.6%。

为提高试验过程中椭球体发育的相似性，采用栅式嫁接矿壁，使下落的矿石和岩石与矿壁真实接触摩擦，使用1∶50铰接式活动铲斗，模拟铲运机动作，按一定顺序均匀出矿。

表2 矿石和岩石粒级组成

实时记录铲出的矿石和岩石质量，计算矿岩体积，按1∶50比例进行换算成实际体积。当放出矿岩实际总体积达到表1中与崩矿步距对应的放出体体积时，停止出矿，计算矿石质量贫化率，结合进路中单步距承担的矿石量，计算矿石质量回收率。试验结果如表3所示。

表3 立体放矿试验结果及其与理论回贫差的误差数据

立体相似模拟试验得出，理论计算回贫差与放矿试验回贫差的绝对误差在±10%以内，证实了质量回贫差公式推导的正确性和理论计算的可靠性；6组相似模拟验中，16.5m进路间距、3.6m放矿步距放矿的矿石回贫差最高。

4 总结

以放出体和崩落体最大程度吻合理论为基础，基于实际体积贫化率和实际体积回收率推导质量回贫差的计算模型，为无底柱分段崩落法放矿研究结果的对比分析提供直观便捷的途径。通过多组1∶50比例尺立体相似模拟放矿试验，验证质量回贫差计算模型和理论计算结果是可靠的。结合数值计算结果，进行立体相似模拟放矿试验，试验的相似性和可靠性高。根据研究结果，推荐矿山使用16.5～17m进路间距和3.6m 的崩矿步距进行工业实验。

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