柏杖子金矿厚大矿体低贫损开采技术研究

马姣阳 任凤玉 曹建立 解本德 张东杰

(1.东北大学资源与土木工程学院，辽宁 沈阳 110819；2.凌源日兴矿业有限公司，辽宁 凌源 122500)

柏杖子金矿厚大矿体低贫损开采技术研究

马姣阳1任凤玉1曹建立1解本德2张东杰1

(1.东北大学资源与土木工程学院，辽宁 沈阳 110819；2.凌源日兴矿业有限公司，辽宁 凌源 122500)

柏杖子金矿213号厚大矿体采用有底柱崩落法开采，受矿体条件影响，损失和贫化较大。为改善回采指标，将213号矿体0～+60 m水平改用低贫损模式的无底柱分段崩落法开采。通过散体流动参数试验与进路布置形式改进优化了采场结构。即针对不同的矿体形态，分别设置了不同的结构参数；以菱形布置方式为原则，调整了进路位置；给出了夹石处理方式及适合矿体条件的爆破参数。方案采用斜坡道贯穿各水平，并采用上、下分段同时回采的方式，矿石损失率、贫化率均可控制在12%左右，有效解决了损失贫化大问题，可为类似条件矿山提供参考借鉴。

无底柱分段崩落法 散体流动参数 回采进路 损失 贫化

矿石的损失、贫化不仅是衡量采矿方法合理程度的重要指标，也是衡量矿产资源开采合理性的重要指标[1]。近年来，我国多数矿山受矿体条件变化、采矿方法选择、结构参数以及放矿方式等方面的影响，矿石损失、贫化增大，急需研究合适的采矿工艺技术。“因矿生法”是根据矿体条件变化选择合适的采矿方法和结构参数，以求对多变矿体进行有效回收。诸多工程实践表明，在地表允许冒落，矿石品位较低，保证回采进路稳固情况下，选用无底柱分段崩落法，可安全、灵活、高效地回收多变难采矿体。

近年来，在无底柱分段崩落法损失贫化指标控制方面取得了较好的研究成果。文献[2]对低贫化放矿做了详细研究，指出应当在放出口(包括每个步距、分段)矿石开始正常贫化时便停止放矿。文献[3]提出了低贫损开采模式，即在开采放矿过程中，通过调整放矿方式，优化采场结构参数，以适应崩落矿石的移动规律，改善放矿条件，从而达到放出更多的纯矿石和控制废石放出的目的。文献[4]应用低贫损分段崩落法对夏甸金矿复杂难采矿体做了系统研究，研究结果表明该法可有效降低损失贫化指标，达到安全回采难采矿体的目的。针对无底柱分段崩落法结构参数影响回采指标研究方面，文献[5]做了正交试验及模拟研究，并指出结构参数直接影响到矿石的回收指标和回收效果，且各结构参数对回收率影响不一。本研究在以上研究成果的基础上，针对柏杖子金矿213号矿体复杂开采条件，采用低贫损开采模式，优选结构参数，调整进路位置，力求达到精细开采的目的。

1 矿体条件及开采现状

213号矿体埋藏深度约300 m，属于蚀变花岗岩型，经过0、30、60、90 m中段的坑道和坑内钻孔勘探，控制矿体的延长100～320 m，矿体水平厚度2～36 m，最大厚度48 m。矿体总体呈带状，局部呈囊状分布，连续性较好。走向北东，倾向南东，倾角65°～80°，局部近直立。矿体在106～108勘探线之间出现反倾，并呈分叉现象，地质品位2.13 g/t，地表允许崩落。稳定性调研结果：矿石稳固性较差；上盘为闪长岩，不稳固；下盘多为花岗岩，较稳固。

106号勘探线以东矿体，矿山应用有底柱崩落法开采，沿走向分为3个矿块，爆破方式为侧向挤压爆破。从现场调查情况可知：有底柱崩落法结构参数较大，采准时间长，凿岩道暴露时间长，受爆破振动影响较大，爆破效果较难控制，大块率高；部分凿岩道塌落；电耙道受到不同程度破坏；造成较大的矿石损失、贫化。2014年9月，该矿对矿体二次圈定：213号矿体106至108-1勘探线之间矿体为节理裂隙发育的急倾斜厚大矿体(厚度12～42 m)，内部含有1条0.25～5.6 m厚的条带状夹石，且有部分分支矿脉，厚度2.5～5 m；108勘探线以西主要为分支细矿脉，局部倾角约52°(如图1)。基于以上情况(分析)，有底柱崩落法不适合该部分矿体回采。考虑矿石的整体回收及采矿方法与多变矿体条件的适应性，原有方法改为无底柱分段崩落法，该方法优点在于：按步距出矿，每次回收1个步距；爆破扰动小；采准时间相对较短；炮孔可根据矿体形状进行调整，崩矿率高，废石产出率低；且可根据矿体形态灵活布置进路位置，以减少下盘残留。根据矿体形态将213矿体分作3个采场进行开采，即106线以东、106线至108-1线之间、108-1至112线之间。106线以东+50 m水平之上的矿体仍按原采矿方法继续开采，待开采结束，其余矿体转为无底柱分段崩落法开采。

2 端部放矿实验

采用无底柱分段崩落法回采，需要对结构参数进行调整。为此，将213号矿体0.5 t代表性矿石破碎成粒径小于0.8 cm的颗粒(见表1)，矿石密度1.44g/cm3。将破碎矿石装入放矿模型见图2(a)，每5 cm高度摆放1层标志性颗粒，共8层，覆盖层保持20 cm的厚度，通过端部放矿实验研究散体流动性。实验得到放出体形态见图2(b)，放出体上部较宽下部较窄，标志着矿石散体流动性较好。利用最小二乘法拟合得到散体流动参数α=1.602 56，β=0.091 9，α1=1.602 62，β1=0.182 55，k=0.239 09，最大宽度wmax=6 cm，放出体流轴与端壁的夹角为2.55°。

图1 二次圈定后213矿体形态及局部剖面Fig.1 No.213 orebody shape and localsection after the second delineating

表1 矿石颗粒级配情况Table 1 Ore grain size distribution

3 开采技术

3.1 采矿方法过渡及下部矿体采准工程准备

首采+30 m分段以上矿体。从+30 m中段至+60 m中段掘溜井2个，入风井1个，回风井1个，在矿体下盘布置斜坡道，坡度15°，各斜坡道之间由平台连接，在各分段水平，通过联络道与分段巷道或进路联巷相联通，每一分段的联络道长度保持8 m平坡，可为+60 m以下分段采准工程的快速形成提供方便条件。此外，待有底柱崩落法采场即将回采结束时，第二采场需要完成回采巷道、切割巷道与切割井的掘进。

图2 放矿模型及213号矿体放出体形态Fig.2 Ore-drawing model and shape of No.213 ore-body

3.2 结构参数优选

合理确定采场结构参数与回采技术，可使矿石损失与贫化指标保持平衡。影响无底柱分段崩落法回收指标的主要参数有分段高度(H)、进路间距(B)、崩矿步距(L)、进路尺寸(a×b)及其布置形式、爆破参数等[6]。

(1)分段高度。矿段赋存标高为+60～0 m，由于108-1以东矿体厚度较大(厚度大于15 m)，且分支矿脉倾角较大，厚度适中，因此，分段高度选为15 m；介于108-1至112线矿体厚度较小(多属于小于15 m厚度的矿脉)，且倾角较小，增大分段高度会增大下盘损失，因此，分段高度不宜过大，将矿体分段高度10 m，阶段高度为30 m。

(2)进路间距。将端部放矿实验得到的流动参数代入经验式(1)、区域分析法式(2)得到合理的进路间距[7]：

(1)

式中，S为进路间距；H为分段高度；b为进路宽度；ω=(α+α1)/2；α1,β1均为散体流动参数(α=1.602 56，α1=1.602 62，β1=0.182 55，k=0.239 09)；H=15 m；b=2.6 m。代入式(1)，计算得S=12.71 m。

(2)

式中，K为系数，取决于放矿条件与矿石散体的流动特性，柏杖子金矿矿石散体取K=2.5；μ为与废石漏斗在进路顶板的出露宽度有关的系数，采用低贫化放矿时，μ≈0.1～0.6，柏杖子取0.15。代入式(2)计算得S=11.93 m。根据矿石流动性与矿岩稳固性条件，进路间距选定12 m为主体的采场结构参数。

最优崩矿步距按照式(3)[8]计算：

(3)

即

式中，k1为松散系数的倒数，矿石的松散系数为1.55；θ为放出体流轴与端壁的夹角，2.55°；h为2倍的分段高度。计算得出崩矿步距为1.87 m，而实际放矿截止时的放出体高度小于两倍的分段高度，因此，崩矿步距取1.8 m；而对分段高度为10 m，且受倾角边壁影响的中厚矿体，崩矿步距取为1.6 m。

(3)回采进路、联络巷以及切割巷的断面形状及尺寸，视围岩稳固性进行选择：对于中等稳固以上围岩，选用三心拱巷道断面；对于不稳定到极不稳定围岩，采用半圆拱巷道断面。采用三心拱断面时，巷道净断面可取宽×高=2.6 m×2.6 m，墙高取1.7m，拱高0.9 m。当采用半圆拱断面时，净断面取宽×高=2.6 m×2.6 m，巷道宽2.6 m，拱高1.3 m。

(4)回采进路位置布置形式。对于大于15 m的厚大矿体，垂直走向布置进路，上、下分段按照菱形方式布置，其优点为下分段可以回收上分段回采进路两侧的脊部损失和正面损失；在矿体厚度小于15 m处，回采进路靠近下盘，使矿层呈菱形崩落。213号矿体无底柱分段崩落法采场结构布置图见图3。

图3 回采进路布置方式Fig.3 Arrangement mode of the drift for extraction

(5)爆破参数。边孔角过小，布置在挤压带范围的边部炮孔，没有足够的碎胀空间，爆破效果差；边孔角过大，下分段进路中部炮孔深度大，同时放出体发育不完全，不利于散体流动[9]；为了更多地回收上部残留矿石，放出体发育程度应包括上分段两进路之间区域，因此，边孔角度应小于此时放出体切面角度。基于此，菱形布置进路方式边孔角度可按式(4)进行计算：

(4)

式中，φ为自然安息角，柏杖子金矿矿石安息角38°～40°。计算可得ω=53°～54°，因此边孔角取50°。扇形炮孔布置参数：炮孔直径d=65 mm；孔底距a=2.2 m；排间距b=1.6 m和1.8 m；炮孔边孔角50°，排面角90°，炸药单耗0.35～0.38 kg/t，装药密度0.90～0.95 g/cm3。

3.3 回采进路安全保障

回采进路是回采凿岩、爆破和出矿等工艺的作业工作面[10]，它的安全性至关重要。由于213号矿体104～112号线矿段的巷道断面较破碎，矿岩稳固性较差，选择三心拱型断面。经过多个水平实地调查，原设计支护方式下巷道的破坏主要是从巷道边界点，即临空自由面开始层层破坏剥落的，如果岩石节理发育，甚至破碎，就难以靠岩体变形位移来形成反向应力，形不成应力平衡，就会进一步产生位移，原有的节理面进一步得到发展，最终抵御不了自身的重力而剥落。综合考虑，设计矿段巷道选择喷锚网支护方案。

3.4 出矿方式及采矿设备的选择

夹石的存在是引起损失率、贫化率大的主要因素之一，为此，针对厚度超过3 m的夹石，可不处理夹石，根据相邻进路夹石厚度情况选择切割方式，继续对主矿体进行回采。若相邻2～3条回采进路所经过的夹石厚度皆超过3 m，可通过切割平巷和切割天井联合拉槽法，若仅有1条回采进路所经过的夹石超过3 m，可通过切割天井拉槽法；针对厚度小于3 m的夹石，可采用分采分出：根据揭露的矿体条件，若矿石层条件较好，先崩落矿石，并铲装至矿石溜井，待崩落矿石回收结束，后期将剔除的夹石倒入废石井。

为提高生产能力，正常出矿时，采用2分段同时回采方式，上分段回采工作面超前下分段3～5个步距即可。对于+60 m首采分段，由于上部没有覆盖层，最初属于空场条件下出矿，矿石崩入空场内，出矿时还需留下部分崩落矿石作为散体安全垫层，以防治冒落气浪的冲击，此时，出矿到进路端部口微敞空为止。随着采空区尺寸不断扩大，诱导上部矿岩自然冒落形成覆盖层，之后进入正常回采阶段，即可2分段同时回采。总的来说，+60 m分段垂直走向进路回采时，由于采空区跨度较大和围岩不稳固，容易快速形成覆盖层；而沿脉进路回采时，由于空区跨度较小，形成覆盖层的时间较长。在覆盖层形成之前，下分段回采工作面滞后上分段的距离不应小于15 m。在分段平面内，进路之间的回采顺序，按前一个进路超前相邻进路1～2个排距进行回采。

无底柱分段崩落法开采，需要将电耙出矿改为铲运机出矿。参考国内矿山的成功经验，选用YGZ-90型中深孔凿岩机配TJ25型圆盘式钻架掘进，BQF-100型装药器装药。选用1台斗容1 m3的柴油驱动铲运机掘进出矿和2台1 m3的电动铲运机出矿。

3.5 损失、贫化率预测

矿石的损失形式主要有2种：脊部残留和下盘残留[11]。对于急倾斜中厚矿体，2种残留均能得到较好的控制：菱形布置回采进路可使脊部残留较回收；而下盘残留，对于108-1线以东，厚度小于15 m的分支矿体，由于矿体倾角较大(大于80°)，分段高度取15 m，下盘将残留很少的矿石；而108-1至112线之间矿体，倾角较小(局部52°)，将分段高度取10 m，以此可减少下盘损失。对于厚度大于15 m的主矿脉，改进采矿方法后，更加适应矿体条件；合理的开采模式及结构参数更有利于矿石的回收，根据东北大学采矿研究所研究总结的回归方程(参见文献[12])，计算得出损失率为11.85%。

放矿过程中的废石混入是矿石贫化的主要原因，而混入废石的来源主要取决于矿岩接触面。为此，上分段采用无贫化放矿模式放矿，仅最后一个分段采用截止品位的放矿模式，这样大大减少了矿石的贫化来源，贫化率P为

(6)

式中，C0为原矿品位，2.13 g/t;Cj为回采出矿品位，1.89 g/t。

计算得出贫化率可为11.27%。

崩矿过程中，局部特不稳固地段，受凿岩、爆破效果等方面影响，可能会造成部分矿石损失、贫化；放矿过程中，因为散体是由大小相差很大的多种块度组成，矿岩块移动具有很大的随机性，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便停止放出[13]，因此，无贫化放矿过程中可能有部分废石放出，造成矿石的再次贫化，但总体的影响因子不大。实际生产中，在管理制度较完善的情况下，损失率、贫化率可控制在12%左右。

4 结 论

(1)213矿体经过二次圈定后，矿体条件多变难采，原有的有底柱崩落法受爆破效果差、损失贫化大等因素的制约已不再适用，而无底柱分段崩落法具有灵活、安全、高效的优点，因此，剩余矿体采用低贫损模式的无底柱分段崩落法回采。

(2)通过端部放矿实验，得到放出体形状和散体流动参数。计算了不同矿体条件下的结构参数值，给出了同一矿体、同一阶段高度，不同分段高度的布置方式：对108-1至104线之间矿体分段高度取15 m、进路间距12 m，进路垂直走向布置，分支矿脉沿走向布置进路，崩落步距1.8 m；对于108-1至112线之间矿体，分段高度取10 m，沿矿体走向布置进路，崩落步距1.6 m；回收巷道尺寸宽×高=2.6 m×2.6 m。扇形炮孔布置参数为：炮孔直径d=65 mm；孔底距a=2.2 m；排间距b=1.6 m和1.8 m；炮孔边孔角50°，排面角90°，炸药单耗0.35～0.38 kg/t，装药密度0.9～0.95 g/cm3。

(3)回采进路采用三心拱断面，支护方式为喷锚网支护。针对厚度超过3 m的夹石，可不处理；厚度小于3 m的夹石，可采用分采分出；正常出矿时，采用两分段同时回采方式，选择用铲运机出矿，上分段采用无贫化放矿方式，下分段采用截止品位放矿方式。采用设计的采场结构参数及回采方式，能够高度适应柏杖子金矿213号矿体条件，矿石损失率、贫化率均可控制在12%左右，可实现低贫损安全精细开采的目的。

[1] 陈尚文.矿床开采中矿石的损失平与贫化[M].北京：冶金工业出版社,1988. Chen Shangwen.Ore Loss and Dilution in the Deposit Mining[M].Beijing:Metallurgy Industry Press,1988.

[2] 刘兴国，张志贵.无底柱分段崩落法低贫化放矿研究[J].金属矿山，1991(7)：20-23. Liu Xingguo，Zhang Zhigui.Study on low dilution ore drawing in pillarless sublevel caving method[J].Metal Mine,1991(7):20-23.

[3] 王述红.低贫损开采模式——降低无底柱分段崩落法矿石损贫的有效途径[J].有色矿冶，1998(3)：1-4. Wang Shuhong.The mining mode of low loss and dilution:an effective way of reducing ore loss and dilution of sublevel caving[J].Non-Ferrous Mining and Metallurgy,1998(3):1-4.

[4] 周宗红.夏甸金矿倾斜中厚矿体低贫损分段崩落法研究[D].沈阳：东北大学2006. Zhou Zonghong.Research on Low-dilution and Loss Sublevel Caving of Inclined Medium-thick Ore-body in Xiadian Gold Mine[D].Shenyang:Northeastern University,2006.

[5] 吴爱祥，武力聪，刘晓辉，等.无底柱分段崩落法结构参数研究[J].中南大学学报:自然科学版，2012，43(5)：1845-1850. Wu Aixiang,Wu Licong,Liu Xiaohui,et al.Study on structural parameters of sublevel caving[J].Journal of Central South University:Science and Technology，2012,43(5):1845-1850.

[6] 张志贵，等.无底柱分段崩落法无贫化放矿：无贫化放矿理论及其在矿山的实践[M].沈阳：东北大学出版社，2007. Zhang Zhigui，et al.The Theory and Its Application of Ore Drawing Without Dilution in Pillarless Sublevel Caving Method[M].Shenyang:Northeastern University Press,2007.

[7] 任凤玉.随机介质放矿理论及其应用[M].北京:冶金工业出版社,1994. Ren Fengyu.Theory of Random Medium and Its Application[M].Beijing:Metallurgy Industry Press,1994.

[8] 陶干强，刘振东,任凤玉,等.无底柱分段崩落法采场结构参数优化研究[J].煤炭学报，2010，3(8)：1269-1272. Tao Ganqiang,Liu Zhendong,Ren Fengyu.Optimization research of stope structural parameters in sublevel caving with non-pillar[J].Journal of China Coal Society,2010,3(8)：1269-1272.

[9] 韩智勇，任凤玉，李 楠.北洺河铁矿回采炮孔布置形式规范化研究[J].中国矿业，2008，17(6)：66-69. Han Zhiyong,Ren Fengyu,Li Nan.The standardization study of blasting bore layout in Beiminghe Iron Mine[J].China Mining Magazine，2008,17(6):66-69.

[10] 熊国华，赵怀遥.无底柱分段崩落采矿法[M].北京：冶金工业出版社，1988. Xiong Guohua，Zhao Huaiyao.Non-pillar Sublevel Caving Method[M].Beijing:Metallurgy Industry Press,1988.

[11] 王 青，任凤玉.采矿学[M].北京：冶金工业出版社，2010. Wang Qing,Ren Fengyu.Mining Engineering[M].Beijing:Metallurgy Industry Press,2010.

[12] 刘兴国，张国联，柳小波.无底柱分段崩落法矿石损失贫化分析[J].金属矿山，2006(1)：53-60. Liu Xingguo，Zhang Guolian，Liu Xiaobo.Analysis of ore loss and dilution in pillarless sublevel caving[J].Metal Mine,2006(1)：53-60.

[13] 刘兴国.放矿理论基础[M].北京：冶金工业出版社，1995. Liu Xingguo.Theory Basis of Ore-drawing[M].Beijing:Metallurgy Industry Press,1995.

(责任编辑 徐志宏)

Study on Low Dilution and Loss Mining Technology of Largeand Thick Orebody in Baizhangzi Gold Mine

Ma Jiaoyang1Ren Fengyu1Cao Jianli1Xie Bende2Zhang Dongjie1

(1.SchoolofResources&CivilEngineering，NortheasternUniversity，Shenyang110819，China;2.LingyuanMiningCompanyofRixingGroupCo.，Ltd.，Lingyuan122500，China)

The pillar sublevel caving mining is adopted to No.213 large and thick ore-body of Baizhangzi gold mine，and ore loss and dilution are bigger under the influence of the condition of ore body.To improve recovery index，the non-pillar sublevel caving method with low loss and dilution rate is used to sublevel 0 to +60 m of No.213 ore-body.The stope structure is improved and optimized through the granular flow parameters experiment and layout form of the mining drift.The reasonable structural parameters are separately set up to different shape of ore-body.Based on the principle of lozenge arrangement，the mining drift is adjusted.The blasting parameters of being suitable for ore body condition and the processing way of stone are given.Each level is run through the ramp，and stoped by the method of upper and lower section at the same time.By this method，the ore loss and dilution rate can be controlled at nearly 12%，and the problem of the big loss and dilution can be effectively solved，which can provide a reference for similar mines.

Non-pillar sublevel caving method，The granular flow parameters，Entrance for extraction，Ore loss，Ore dilution

2015-09-23

“十二五”国家科技支撑计划项目(编号：2013BAB02B08)，国家自然科学基金重点项目(编号：50934006)。

马姣阳(1985—)，男，博士研究生。

TD853.36

A

1001-1250(2015)-11-007-05