基于PFC2D的无底柱分段崩落法矿石流动规律与结构参数优化研究*

2024-01-15刘晓明胡建华谭丽龙于德宁贺艳军

现代矿业 2023年12期

刘晓明胡建华谭丽龙崔冰于德宁陈成贺艳军

（1.深圳市中金岭南有色金属股份有限公司凡口铅锌矿；2.福州大学紫金地质与矿业学院；3.长沙迪迈数码科技股份有限公司；4.北方矿业有限责任公司）

无底柱分段崩落法是地下金属矿山开采中广泛应用的一种采矿方法，该方法最显著的特点是爆破后破碎矿石在上覆岩层下放出，矿岩极易混杂，导致较高的损失贫化率，造成资源的浪费。国内外学者针对该问题开展了大量研究工作［1-3］，主要集中在崩落矿岩流动特性与移动规律研究，优化采场结构参数和放矿工艺，在随机介质放矿理论［4］、椭球体放矿理论、物理模拟实验研究及计算机数值模拟研究［5-6］等方面取得诸多研究成果。

某金属矿山为缓倾斜中厚矿体，采用无底柱分段崩落法开采，在实际开采过程中，存在大块率高、矿石流动性差、贫损指标高等突出问题。近年来，通过对分段高度、进路间距、边孔角等结构参数的优化，矿石回收效果显著提高。

但是，目前实际生产指标与理论分析结果仍有一定差距，其中，部分步距矿体拒爆、爆破块度分布不均、废石混入过早等问题仍没有很好解决。为解决上述问题，本文以崩矿步距d、分层高度H、放矿截止品位g为影响因素，设计了g-d-H变量的正交实验，采用PFC2D离散元分析方法构建了端部放矿仿真模型，分析探究了端部矿石放矿的流动规律，对采场结构参数优化和降低贫损指标具有重要的理论指导意义。

1 端部放矿模型构建

1.1 端部放矿实验设计

对于端部放矿规律的研究，实验设计了3 组模型，分别对应分层高度H（10、12、15 m），每组模型又分别根据崩矿步距d（3、3.2、3.4、3.6、3.8 m）和截止品位g（0，0.5）进行了分类模拟，每次模拟分5 排进行，每排1个步骤模拟，模拟完成再统计不同模型不同参数条件下矿石的贫化损失指标，研究其变化规律。

1.2 端部放矿PFC2D模型

对3 种不同分层高度，分别建立了端部放矿模型，每个模型崩矿步距从3 m 到3.8 m 变化，分5 排5步进行模拟分析。端部放矿PFC2D模型如图1 所示。模拟过程采用无胶结模拟，球和球、球和墙之间采用线性接触模型，具体参数见表1。

2 端部放矿矿岩流动行为分析

2.1 矿岩嵌入形态

在端部放矿过程中，如图2 所示，正面废石会挤入矿石，连同矿石一起放出，在放矿截止后，未放出的矿石形成一个被上覆废石和正面废石包裹的靠壁残留体［8］。

靠壁残留体在下步放矿中，又将参与矿石流动，随矿石放出。较好的崩矿步距会形成较好的靠壁残留体形态，在下步放矿中，能几乎将所有残留矿石放完，重新开始下一循环放矿。较差的崩矿步距则会形成不利的残留体形态，在后续放矿中，不能完全放出，造成矿石损失。通过不同的崩矿步距优化，找到与分段高度对应的步距参数，使靠壁残留体的形态达到最优，在一次循环中，最大化地回收矿石。

经多种结构参数模拟放矿结果对比表明：合适的崩矿步距决定了合理的靠壁残留体形态，较好的靠壁残留体形态有利于下一步的放矿。从矿岩嵌入方式可知，废石总是在底部最先与矿石混合，造成放矿截止，这与铲运机出矿方式有关，铲运机将底部矿石清除，底部废石在侧压力的作用下不断向前挤入，造成损失。实践中，可以改进铲运机出矿方式，如在底部以上一定高度开始出矿，利用底部矿石的阻挡作用，延缓废石的混入，有利于回收矿石，降低贫化率。

2.2 靠壁残留体力链效应

在重力或外载荷作用下，毗邻颗粒间发生接触，形成诸多强度迥异的力链。它们相互交接构成网络，非均匀地贯穿于颗粒物质内。力链分为强力链和弱力链，其中强力链数目较少，却支撑了颗粒体系的大部分重量及外荷载，该力链上颗粒的轻微扰动，都会造成惊人的后果。弱力链数目巨大，几乎均匀分布在颗粒体系中，与强力链衔接，对强力链的稳定具有辅助作用，并参与强力链断裂后的重构［8］。

容器中散体颗粒重力方向的力，通过力链传递到壁面，形成对壁面的侧向压力。在有边界束缚的散体颗粒中，力链呈网状分布。图3为端部放矿力链分布图，显示了在端部放矿中力链分布以及矿石流动过程中力链的断裂与重构变化。

图3 中，矿岩内部网状线条表示力链的分布情况。可以看出，无黏结作用的散体颗粒间只存在挤压作用力，在端部放矿矿石流动过程中，松散矿岩力链不断变化，矿石流动初期，竖直方向承受着主要的作用力，此时矿岩流动主要以向下挤压为主。在竖直方向力链强度达到一定值后，水平方向的力链开始增加，分解了一部分竖直方向的作用力。即产生了矿岩侧向挤压矿石堆体的现象，废石开始挤入矿石中，并最终包裹一部分矿石，形成靠壁残留体。模拟结果为后续回贫值的分析提供了理论依据。

3 端部放矿回贫值变化规律

3.1 回贫值统计结果

实验设计了3 种高度H（10、12、15 m）下的崩矿步距研究，每种高度下，根据工程常用参数，在3～4 m的范围内，按0.2 m的差额设置了若干种崩矿步距，在无贫化放矿和截止品位放矿方式下的实验结果分别如表2和表3所示。

3.2 崩矿步距影响机理及其优化

基于表2 和表3，建立x-y函数关系图（x为崩矿排数，取1，2，3，4，5；y为回收率），无贫化放矿条件下各模型回收率随放矿过程的走势情况如图4所示，截止品位下的端部放矿回收率走势如图5所示。

从端部放矿回收率的走势图可以看出：端部放矿回收率呈现出一高一低的波动现象，前一排放出矿石少，下一排放出量则增多。崩矿步距太薄，正面废石会过早挤入出矿口，造成贫化，同时，崩矿步距过厚，则上部矿石可以落下更多，但底部矿石残留体形状变异，无法成为下次放矿的“补偿矿量”。残留体的形状若为扁长紧贴未崩落矿体（图1），则有利于作为下次放矿的“补偿矿量”；当崩矿步距偏大时，残留体的形状会变成一个类似包络球，这部分残留体不能有效地作为下次崩落的“补偿矿量”，不利于矿石的回收。

崩矿步距的优化是在废石正面移动和上部竖直移动之间找到一个平衡点，找到合适的崩矿步距d和分段高度H的比值（d/H），建立η-（d/H）函数图象，找到d/H值与回收率的关系，从而确定最优崩矿步距。

实验数据表明，回收率呈现一高一低的波动规律，将回收率从低—高—低（高—低—高）作为残留体变化的一次循环，用此循环内的回收率平均值作为该结构参数下的放矿效果指标，作为y轴，将d/H值作为x轴，建立η与d/H关系曲线如图6所示。

分析图6可以得出以下结果：

（1）无贫化放矿回收效果对d/H的敏感度要大于截止品位放矿，无贫化放矿只有一个最优的d/H值使得回收率最高，这个值在0.28附近。

（2）截止品位放矿效果对d/H的敏感度较低，如图6（b）所示，从0.2～0.34，可分别选取0.23、0.28、0.34作为最优值。

（3）实验中给出的分段高度为散点分布，在这些散点值内，根据最优d/H，得出的各分段高度下的最优崩矿步距。无贫化放矿（前3 层矿体）：H=10 m，d=2.8 m；H=12 m，d=3.4 m；H=15 m，d=4.2 m。截止放矿（0.5，第四层矿体）：H=10 m，d=2.4、2.8、3.4 m；H=12 m，d=2.8、3.4、4.0 m；H=15 m，d=3.4、4.2、5.0 m。结合矿山生产实际，崩矿步距的值不宜太小或过大，否则会增加成本或者影响爆破效果，因此，在截止层，选择较合理的崩矿步距值分别为H=10 m，d=2.8 m；H=12 m，d=3.4 m；H=15 m，d=3.4 m。