高变分段低贫化放矿及其参数优化试验研究

陆玉根 章 林 孙国权 刘海林 卢玉华

(1.中钢集团马鞍山矿山研究院有限公司，安徽 马鞍山 243000；2.金属矿山安全与健康国家重点实验室，安徽 马鞍山 243000；3.金属矿产资源高效循环利用国家工程研究中心，安徽 马鞍山 243000)

高变分段低贫化放矿及其参数优化试验研究

陆玉根1，2，3章 林1，2，3孙国权1，2，3刘海林1，2，3卢玉华1，2，3

(1.中钢集团马鞍山矿山研究院有限公司，安徽 马鞍山 243000；2.金属矿山安全与健康国家重点实验室，安徽 马鞍山 243000；3.金属矿产资源高效循环利用国家工程研究中心，安徽 马鞍山 243000)

放矿工作是无底柱分段崩落法的核心工作，结构参数的选取则是放矿工作所要解决的重要内容，其直接影响着采场的出矿效率及各项回贫经济指标。采场主要结构参数是分段高度、进路间距和崩矿步距，根据放矿学理论，这3个参数的不同组合将直接影响最终的回贫指标。大红山铁矿一期采用的是20 m×20 m的大结构参数组合，即分段与进路间距都为20 m，二期规划拟在400 m水平以下采用30 m×20 m的结构参数，即将分段高度提高到30 m，属于高变分段放矿形式。针对大红山铁矿二期高变分段的放矿形式，利用实验室相似材料制作放矿模型，进行低贫化放矿研究，得到了高变分段下放出体发育形态，高变分段下最优崩矿步距及进路口规格，试验结果证明采用低贫化放矿明显提高了资源回收率，有效降低了矿石的损失贫化。

高变分段 低贫化放矿 回收率 贫化率 参数优选

针对大红山铁矿现状及其高变分段开采规划，为进一步提高资源回收率，降低贫化，在实验室利用几何相似材料制作了高变分段透明放矿模型，采用低贫化放矿，揭示了30 m×20 m结构参数下放出椭球体的发育形态及其发育规律，对不同放矿步距下得到的回贫指标进行分析得到高变分段下最优放矿步距、崩矿步距及进路口参数，首次研究探索变步距放矿形式，以期进一步探索无底柱分段崩落法放矿规律。

1 放出体发育形态研究

1.1 试验方案

根据无底柱分段崩落法现场端壁放矿特征，按与现场1∶100的比例缩小制作单体试验料箱，试验在采用相似端壁情况下，下部预留一出矿口(相当于采场进路)，利用铲斗将模型内矿岩逐步铲出，同时，将预装入的标志颗粒进行回收。根据标志颗粒被放出的顺序，可以将不同放出高度下的放出体圈出，因此，可求得端壁条件下各种发育高度的放出体。该试验共进行2组，分别取4.2 cm×4 cm和4.9 cm ×4 cm进路尺寸，即分别相当于现场进路口宽度为4.2 m和4.9 m，高度4 m，每组试验进行2次，计算本矿石条件下的椭球体发育参数。

1.2 试验结果分析

(1)根据记录的标志颗粒数据，可推导出4.2 cm×4 cm与4.9 cm ×4 cm出矿口不同高度上的椭球体及椭球体缺发育的大致形态，见图1、图2、图3、图4，并记录其偏心率及半轴值，见表1、表2。从放出体发育图可以看出，放出体为一上大下小的近似椭球体缺，且与端壁之间存在一定的夹角，这是由于与端壁存在一定的摩擦力造成的。

图1 4.2 cm×4 cm出矿口横剖面放出体发育图

图2 4.2 cm×4 cm出矿口纵剖面放出体发育图

图3 4.9 cm ×4 cm出矿口横剖面放出体发育图

图4 4.9 cm×4 cm出矿口纵剖面放出体发育图

放出体高度/cm长半轴/cm纵短半轴/cm横短半轴/cm偏心率(纵向)偏心率(横向)104.031.511.630.92720.9146209.0153.653.120.91440.93823014.015.125.110.93080.93114019.036.086.080.94760.9476502487.180.94280.95426029.0359.469.180.94540.9487

(2)根据所描绘出各层高度的放矿椭球体，发现在相同的放出高度下，4.9 cm×4 cm进路口的放出椭球体比4.2 cm×4 cm出矿口的放出椭球体略微瘦些，如图5、图6所示。

(3)分析所得的半轴值，发现其横半轴和纵半轴值与放出体高度之间存在近似线性关系，如图7所示的4.9 cm×4 cm放矿口放出椭球体横半轴值、纵半轴值与放出体高度值。

表2 4.9 cm×4 cm出矿口放出体半轴值及偏心率参数Table 2 Axle value and Eccentricity parameter table of drawing body of 4.9 cm×4 cm access adit

图5 不同出矿口椭球体纵短半轴值对比图

图6 不同出矿口椭球体横短半轴值对比图

图7 4.9 cm×4cm放矿口椭球体横半轴值、纵半轴值与放出体高度值对比图

这表明在相同的放出高度下，并不是放矿口的宽度越大其放出椭球体越大、放出量越多，但其横半轴和纵半轴总体而言变化不大，横半轴和纵半轴值与放出体高度之间存在近似线性关系。

2 低贫化放矿研究

2.1 试验方案

针对无底柱分段崩落法贫化大的问题，借鉴于矿石隔离层下放矿，根据崩落矿岩移动规律采用一种新的放矿方式——低贫化放矿，即在模型的上部第一分段和第二分段中的所有进路中按岩石截止混入率5%(质量)进行控制放矿。其余的第三分段、第四分段、第五分段按原先设定的40%截止岩石混入率(质量)进行放矿。

试验模型按与现场比例1∶100制作，模型为木质框架结构,正面尺寸统一为长×宽=1 600 cm×800 cm。巷道呈菱形交错布置,共布置5个分层，每个分层3～4个进路，进路间距为20 cm，每个进路布置4个步距，各步距均采用可抽出式铁皮制作，模型正面结构面板如图8所示。试验取步距6.72 cm，按照低贫化放矿和普通放矿方式分别进行放矿试验。

图8 模型正面结构面板

2.2 试验结果分析

低贫化放矿的特点是当矿岩界面正常到达端部出矿口水平，即放矿开始有岩石混入而产生贫化时即便停止放矿。但放矿过程中，矿岩直接接触，同时矿岩都是由大小相差不大的多种块度组成的散体，矿岩块移动具有很大的随机性，因此，为了判别矿岩界面是否正常到达出矿口，允许有一些岩石混入后再停止出矿。

2种放矿方式试验结果见表3。可以看出，在同样的参数组合立体模型下，采用低贫化放矿的回贫指标皆明显优于未采用低贫化放矿的回贫指标。这说明，对于无底柱分段崩落法出矿，采用低贫化放矿管理可以有效地提高矿石回收率，降低废石混入率，提高回贫综合指标。

表3 两种放矿方式试验结果对比Table 3 Test results comparison of two kinds of ore drawing

3 最优参数组合研究

3.1 试验方案

因大红山二期属于高变分段放矿形式，分段高度20、30 m不等，400 m水平以下至340 m水平为2个30 m高分段，为了与该高分段放矿形式相适应，减少损失贫化，提高生产能力和回收率，进路间距取为20 m。立体模拟试验需在此分段高度及进路间距条件下，选择合适的放矿步距及进路参数组合，放矿步距拟分别取5.04、6.16、6.72、7.56 cm，进路口拟取为4.2 cm×4 cm和4.9 cm×4 cm两种。

试验分别就放矿步距与进路宽度的参数组合分别进行放矿试验，采用低贫化放矿，得到各参数组合条件下的回贫指标，从中寻求最佳放矿步距及进路尺寸参数。试验模型也与低贫化放矿试验模型类似，与现场比例1∶100，端壁采用透明玻璃制作，以便直观地观察放矿过程中矿岩流动规律。巷道呈菱形交错布置,共布置5个分段，第三、四段模拟现场400 m水平以下2个30 m高分段，其余各分段高度20 cm，进路间距为20 cm，模型如图9所示。

图9 立体放矿试验模型

3.2 试验结果分析

选择放矿椭球体完整的进路口放出数据进行分析研究，计算各分段及所有分段的放出矿岩总量、放出矿石量、放出岩石量，并计算矿石的回收率、废石混入率及相应的回贫差等值，见表4。可以看出，这些指标较现场生产实际要好，原因是实验室所设计的试验条件均为理想状态，模型内矿岩流动性较强，端部、脊部及贴壁部分损失较小，但其不影响对采场结构参数组合优劣的评价。

表4 立体试验结果汇总Table 4 Summary table of stereo ore drawing results

分析表4可以得出，回收率处于前3位的参数组合依次为7.56 cm×4.2 cm、6.72 cm×4.2 cm、7.56 cm×4.9 cm，废石混入率较低的前3位依次是6.72 cm×4.2 cm、6.16 cm×4.2 cm、6.16 cm×4.9 cm,回贫差较优的前3位依次是6.72 cm×4.2 cm、7.56 cm×4.2 cm、6.72 cm×4.9 cm。虽然参数7.56 cm×4.2 cm回收率最佳，但其废石混入率较高，并非为最佳组合参数。

综合分析各立体试验模型的回收率、贫化率和废石混入率指标，可以得出在变分段高度在20～30 m，进路间距为20 m时，在所有的立体试验模型中，放矿步距为6.72 cm，进路尺寸宽4.2 cm高4 cm时回贫指标最优，此时的回收率为92.81%，废石混入率为11.54%，回贫差为81.28%;其次为7.56 cm×4.2 cm组合。由于本矿未进行工业放出体试验，因此实验室与现场的参数不能换算，本次试验合理放矿步距应在6.72～7.56 cm，其现场的合理崩矿步距区间并未得到。但依据其他矿山经验及工业放出体与实验室放出体对比，一般实验室的放矿步距是现场崩矿步距的1.2～1.4倍，即修正系数K=1.2～1.4。根据实践经验，矿山选择的段高和进路间距都比较大，因此选取K=1.4进行修正，由此求得本矿现场的合理崩矿步距应为4.8～5.4 m。

4 变步距放矿形式研究

4.1 试验方案

可变步距模型与固定步距模型的不同点在于步距的变化，各分段上的放矿步距应随着分段高度的变化而变化，当分段高度变大放出体增高的情况下放矿步距必然随着放矿椭球体的变大而增大。总结原有的放矿经验，共进行2组变步距模型试验，组合参数如表5。图10为可变步距放矿模型。

表5 可变步距参数组合Table 5 Variable step parameter combinations

图10 可变步距放矿模型侧视图

4.2 试验结果分析

试验得到的变步距参数放矿模型回贫指标见表6。

表6 变步距参数放矿模型回贫指标Table 6 Recovery and dilution depleted of variable step ore drawing model

将变步距参数放矿模型与之前得到的固定步距放矿模型试验数据项比较分析，发现变步距(4.5/4.5/5.5/6/5.5)cm×4.2 cm参数试验结果其回收率为91.42%仅次于6.72 cm×4.2 cm与7.56 cm×4.2 cm组合。2种参数组合的岩石混入率都较低，即从试验结果可以看出采用变步距参数立体模型可以有效地降低废石混入率，且具有较高回收指标。但在现场生产实践中这种变步距出矿方式较复杂，要求具有较高的生产组织技术水平，目前在矿山要得到推广实践还有一定的难度，但相对于传统的出矿方式已是一大创新，具有很大的研究空间。

5 结 语

(1)通过单体放矿试验研究得出高变分段下放出椭球体缺在不同放出高度下的发育参数，如半轴值及偏心率等，揭示了椭球体缺的发育规律。

(2)通过对高变分段模型采用低贫化放矿，设置对比试验，证明在此高变分段情况下，相对于以往的截止品位放矿，低贫化放矿可明显提高回贫指标。

(3)在分段高度30 m，进路间距20 m的高变分段情况下，优选不同的放矿步距与进路宽度的参数组合，分别进行放矿试验，得到各参数组合条件下的回贫指标，从中寻求最佳放矿步距及进路尺寸参数，放矿步距为6.72 cm，进路尺寸宽×高(4.2 m×4 m)时回贫指标最优。

(4)创新性地提出了变步距放矿模式，试验结果证明采用变步距放矿可有效降低废石混入率，具有较好的回贫指标。

[1] 刘兴国，周 骥.放矿理论基础[M] .北京：冶金工业出版社,1995 . Liu Xingguo，Zhou Ji.Foundation of Ore Drawing Theory[M].Beijing：Metallurgical Industry Press,1995.

[2] 王昌汉.放矿学[M] .北京：冶金工业出版社，1982 . Wang Changhan.Ore Drawing Science[M].Beijing：Metallurgical Industry Press,1982.

[3] 解世俊.金属矿床地下开采[M].北京:冶金工业出版社，2006. Xie Shijun.Metal Deposit Mining Under Ground[M].Beijing：Metallurgical Industry Press,2006.

[4] 胡杏保.低贫化放矿工艺现状及应用前景[J].金属矿山，2002(1):16-18. Hu Xingbao.Technology status and application prospect of low dilution ore drawing[J].Metal Mine,2002(1):16-18.

[5] 胡杏保,牛有奎.无底柱分段崩落法合理放矿方式探讨[J].金属矿山，2004(2):8-10. Hu Xingbao,Niu Youkui.Reasonable ore drawing investigate of pillarless sublevel caving[J].Metal Mine,2004(2):8-10.

(责任编辑 石海林)

Experimental Study on Low Dilution Drawing of High and Variable Sublevel and its Parameter Optimization

Lu Yugen1,2，3Zhang Lin1,2，3Sun Guoquan1,2，3Liu Hailin1,2，3Lu Yuhua1,2，3

(1.SinosteelMaanshanInstituteofMiningResearchCo.,Ltd.，Maanshan243000,China；2.StateKeyLaboratoryofSafetyandHealthforMetalMine，Maanshan243000,China；3.NationalEngineeringResearchCenterofHighEfficiencyCyclicUtilizationofMetalMineralResources，Maanshan243000,China)

Ore drawing is the core work of the pillarless sublevel caving method，and the selection of the structural parameters in stope is an important work of ore drawing，which directly impacts on the mining efficiency and mining economic indicators (including recovery and dilution depleted).The main structural parameters of the stope are sublevel height，access space and caving step.According to the theory of ore drawing，different combinations of these three parameters will affect the final index.Large structural parameters combination of 20×20m was used in phaseⅠof Dahongshan iron mine，and sublevel height and access space were both 20m.phase II planned to adopt 30×20m structural parameters combination，that is，the sublevel height is raised to 30m，which belongs to high and variable sublevel ore drawing.In connection with the high and variable sublevel ore drawing in Phase II Project of Dahongshan Iron mine，similar materials in laboratory were used to produce ore drawing model and conduct low dilution ore drawing research，achieving the developmental morphology of drawn-out ore-body，optimal caving space and intersection hole under high and variable sublevel condition.The test results prove that the low dilution ore drawing significantly improved resource recovery，and effectively reduced ore loss and dilution.

High and variable sublevel，Low dilution ore drawing，Recovery，Dilution rate，Parameter optimization

2013-11-29

“十二五”国家科技支撑计划项目(编号：2012BAB14B01)。

陆玉根(1987—)，男，助理工程师，硕士。

TD853.36

A 文献标志码 1001-1250(2014)-04-012-05