2017, Vol. 38
2.西南科技大学 环境与资源学院， 四川 绵阳 621000;
3.攀钢兰尖铁矿， 四川 攀枝花 617000
2.School of Environment and Resources, Southwest University of Science and Technology, Mianyang 621000, China;
3.Pangang Lanjian Iron Mine, Panzhihua 617000, China
攀钢兰尖铁矿位于四川省西南部，属国内特大型铁矿山，矿体呈东西向展布，倾向北、倾角40°~50°，矿体厚度200 m左右，矿山从露天转入地下后，采用无底柱分段崩落法进行开采.与国内外许多采用无底柱分段崩落法的矿山形成覆盖层方式不同的是，兰尖铁矿采用崩落顶部分段矿石的方法形成矿石覆盖层.具体的形成方法是，在挂帮矿体范围内，通过顶部的2~3个分段内留下部分崩落矿石的方式形成设计厚度(40 m)的矿石覆盖层.按照矿山1 420，1 400，1 380 m分段的回采计划放矿后，经测量和计算，大部分区域矿石覆盖层厚度能满足设计的要求.在下部分段回采的同时，矿山利用诱导冒落法和崩落进路周边夹石及品位较低地段矿石的方法不断补充覆盖层量.随着分段回采的不断下降，覆盖层矿石会受到矿体倾角的影响而逐步损失，因此覆盖层矿石需要及时进行回收.
无底柱分段崩落法放矿理论始于20世纪50年代，由前苏联И.M等率先提出.20世纪60年代，国外有关学者对放出体和松动体形态参数进行了分析研究并对放矿方式进行了改进，同时研究了放矿体的相似原理[1].20世纪70年代以后，南非、加拿大等学者开始运用随机放矿理论进行计算机和数值模拟放矿[2-4]的研究.目前，国外有关无底柱分段崩落法覆盖层的研究相对较少，主要是针对放矿过程中椭球体的发育情况、崩落矿岩的运动规律、降低矿石损失与贫化等方面[5-11]开展的研究，对于一定开采条件下矿石覆盖层的回收问题研究极少.国内东北大学乔登攀等[12]对含矿覆盖层回收方法进行了一些初步的研究，但主要是针对混杂到废石覆盖层中的部分近矿矿量回收问题的研究，与兰尖铁矿完全的矿石覆盖层情况截然不同.因此，兰尖铁矿矿石覆盖层的研究，是对崩落法覆盖层研究的一个重要补充，具有一定的理论及应用价值.
1 实验设计根据矿山具体的采矿结构参数，无底柱分段崩落法分段高度20 m，进路间距18 m，巷道断面尺寸4.5 m×3.8 m，炮孔排距2.2 m，一次性崩两排炮孔.按1∶100的相似比设计物理模拟实验模型，在不考虑矿体边角对回收影响的同时，模拟矿体中部区域的矿石覆盖层回收方式.模型外部采用1 cm厚的有机玻璃制作，步距采用可抽出式铁皮制作，放矿口巷道横断面尺寸4.5 cm×3.8 cm，共布置5个分段(从上到下分别模拟矿山1 420，1 400，1 380，1 360，1 340 m分段)，每个分段3到4条进路，每条进路布置8个放矿步距，考虑崩矿后矿石的膨胀系数，放矿步距尺寸设计为5 cm.依据物理模拟相似原理，为使实验结果能最大程度地与现场吻合，利用照相面积法多次对井下出矿矿岩粒度组成进行统计分析，根据井下实际粒度组成比例确定实验室粒度配比.为减少实验室矿岩的分选工作量(主要靠手工完成)，采用磁铁矿石作为废石，白云岩作为矿石(据研究，矿岩颗粒的体重对放矿结果影响不大).立体放矿实验装矿图如图 1所示.
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图 1 立体放矿实验装矿图 Fig.1 Loaded mine map for the stereo drawing test |
实验分别采用无贫化、低贫化、截止品位、按步距崩矿量100%的比例进行出矿的回收方式进行模拟.无贫化放矿是当废石到达出矿口时就立即停止出矿的一种放矿方式，为了能观察并控制放矿，实验允许岩石混入率控制在5%左右.截止品位放矿是按照当次放矿矿石收支平衡条件确定是否停止出矿的一种放矿方式，采用截止品位放矿可以提高回收率，但所带来的贫化率也相对较高.按步距崩矿量100%的比例出矿是参照矿山管理机构前期拟定的出矿方案.为了选出一种最优的放矿方案，需要进行实验室模拟实验，比较不同的放矿方式所得出的回收率及贫化率，然后再进行综合经济效果比较，确定最佳放矿方式.
实验室测出作为岩石的松散体重ρy=2.187 g/cm3；作为矿石的松散体重ρk=1.345 g/cm3.矿山原矿石体重 ρ′k=3.75 g/cm3，岩石体重ρ′y=3.08 g/cm3.在模拟放矿时，根据体积岩石混入率相等的原则，将矿山原岩石与矿石的体重比列关系换算成实验室岩石混入率(质量比)以便控制放矿，控制放矿换算关系见表 1.为研究不同放矿方式对矿山回收率和贫化率的影响，在不考虑矿体边角对覆盖层回收影响的同时，实验主要模拟矿体中部区域的覆盖层流动及回收情况.实验各分段放矿指标见表 2.
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表 1 控制放矿换算 Table 1 Control drawing conversion |
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表 2 实验各分段放矿指标 Table 2 Drawing ore indicators in different tests of each segment |
通过对无贫化、低贫化、按步距崩矿量100%的比例、截止品位放矿方式进行模拟实验后，得到放矿后的矿岩界面如图 2所示.
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图 2 不同放矿方式放矿后的矿岩界面 Fig.2 Interface in different drawing methods (a)—无贫化放矿； (b)—低贫化放矿; (c)—步距崩矿量100%比例放矿； (d)—截止品位放矿. |
从图 2看出，采用无贫化放矿方式出矿后所留在采场中的矿石量相对较多，达到两倍分段高度，放矿后矿石与岩石的分界面相对清晰和平整，矿岩混杂层范围相对较小，为下部采场继续回收上部纯矿石覆盖层创造了条件.采用低贫化放矿方式后，遗留在采场中的覆盖层矿石量与无贫化放矿方式相比有一定的减少，但也达到了1.5倍分段高度.矿石与废石混杂现象逐渐显现，混杂的深度和范围逐渐加大，矿石与岩石的分界面不再清晰，并出现越来越复杂的趋势；但采场正面残留和脊部残留矿石还较为清晰，矿石覆盖层在下部分段的回收具有一定的可能性.采用按步距崩矿量的100%比例进行出矿，放矿后残留在采场中的矿石覆盖层厚度达到了3个分段高度，矿石覆盖层几乎没有得到回收，除进路口端部出现少量矿岩穿插现象以外，矿石与岩石分界面非常清晰，下部分段虽有继续回收上部纯矿石覆盖层的条件，但采用这种放矿方式会带来大量覆盖层矿石堆积到采场的情况.采用截止品位放矿方式放矿后，几乎没有纯矿石覆盖层残留在采场中，矿石与岩石的混杂现象非常明显，采用这种方式虽回收的矿石量很多，但顺带放出的废石量也非常多，并且残留在采场中的矿石几乎都以矿岩混杂层的形式出现，在下部分段基本失去了再次回收纯矿石覆盖层的可能.
2.2 实验数据统计与分析对实验所得到的数据进行整理，计算各分段进路口放出矿岩总量、放出矿石量、放出岩石量，再计算矿石的总回收率、废石混入率等值，实验结果汇于表 3.
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表 3 实验数据统计表 Table 3 Statistical data of the experiments |
对表 3数据进行分析，可以得出如下一些结论：
1) 采用无贫化或低贫化放矿后，回收率能达到80%以上，而贫化率却可以控制在5%左右.无贫化或低贫化放矿是通过适当增加脊部矿石残留量和形成一些临时性的靠壁矿石残留体，使步距崩落矿石加上残留矿石的堆体形态更加接近放出椭球体形态.在巷道端部进行出矿时，放矿椭球体内的矿石被放出，而椭球体外的废石只是跟随矿石的移动而移动，却不能混入和穿插到矿石中，故放矿后矿岩分界面相对清晰和平整，矿岩混杂层出现的范围相对较小，为下部分段继续回收上部残留纯矿石创造了必要条件.
2) 采用步距崩矿量100%的比例进行出矿后，1 340 m以上分段总体回收率仅有67.43%，大部分覆盖层矿石残留在采场而未得到有效回收，结合对矿岩界面的观察，采用此方式放矿后所留在采场中的覆盖层矿石厚度达到了三倍分段高度.在下部分段回收这部分过厚的覆盖层矿石时，其极易被下部及周边的废石截断或与废石混杂成为难以回收的矿岩混杂层，将会导致矿石的损失和贫化.若想保证矿石回收的量，必然要增加岩石混入，所以在满足覆盖层厚度要求的前提下，应尽早回收上部残留在采场中的覆盖层矿石，以减小覆盖层矿石回收的风险.
3) 采用截止品位放矿后，回收率达到了93.07%，但是其所带来的贫化率也相对较高，并且采场中矿岩混杂的深度和范围加大.采用截止品位放矿后，破坏了后续步距或下部分段放矿椭球体形态，留在采场中的正面残留和脊部残留非常小，并在其中穿插大量废石，几乎没有纯矿石覆盖层残留在采场中，矿石与岩石的混杂现象非常明显，并且残留在采场中的矿石几乎都以矿岩混杂层的形式出现，在下部分段基本失去了再次回收纯矿石覆盖层的可能.
4) 不同的放矿方式，实验所对应的回收率越高，贫化率相对也越高，即增加放矿量可多回收矿石，提高矿石回收率，但相应的矿石贫化率也随之升高.采用截止品位放矿所带来的回收率最高，贫化率也最高，采用步距崩矿量100%的比例放矿后所带来的回收率最低，贫化率也相对最低.
2.3 放矿方式经济效果比较对不同的放矿方式进行经济分析和比较时，仅对比矿石损失贫化的数量指标是不够完善的，必须对矿石损失贫化带来的不同经济效果进行比较.想要准确地在经济上判断方案的优劣，就需要首先计算出各方案损失贫化所引起的矿石量和岩石量的差异，再比较各方案的不同综合经济效果，最后按照经济损失最小(或盈利最大)原则对方案优劣作出判断和选择[13].
每损失1 t工业矿石所造成的经济损失为
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(1) |
式中：η为矿石回收率，%；k为岩石混入率，%；Lj为精矿售价，根据矿山资料取527元/t；F为每吨矿石从放矿到选矿的费用，取80元/t.
其中精矿产出率为
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(2) |
式中：Co为采出矿石品位，取35%；Cw为尾矿品位，取14%；Cj为精矿品位，取56%.
每增加1 t无品位岩石所造成的经济损失为
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(3) |
式中, Fj为精矿成本，取236元/t.
矿石量增加所带来的经济价值为
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(4) |
式中：x为回收率的改变量，%；Q0为崩落工业矿量，t.
废石量增加所减少的经济价值为
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(5) |
式中，y为岩石混入率的改变量，%.
通过式(1)～式(5)计算得出Ms=12 815.5x；Mp=1 747.926x+35 383.832y.
矿石量增加所带来的经济价值与废石量增加所减少的经济价值的差值最大代表经济效益最佳.不同的放矿方式回收率越高，所对应的贫化率也越高.以采用步距崩矿量100%的比例出矿方式为基准方案，即设x，y均为零，然后分别计算无贫化、低贫化、截止品位所对应的回收率与贫化率与采用步距崩矿量100%的比例出矿方式相比的改变量，最后比较各组方案实验结果的优劣.通过计算，采用无贫化放矿的经济价值差值为1 151.72万元，采用低贫化放矿的经济价值差值为694.84万元，采用截止品位放矿的经济价值差值为-509.59万元.采用无贫化放矿方式所得到的经济价值差值最大，经济效益最佳，故无贫化回收方式为最佳矿石覆盖层回收方案.
3 矿山应用效果在形成矿石覆盖层的同时，矿山利用诱导冒落法和崩落进路周边夹石及品位较低地段矿石的方法不断补充顶部覆盖层的量.如果不及时回收覆盖层矿石，其将会随着下部分段的回采而逐渐损失和贫化，在废石覆盖层量足以满足下分段安全生产要求的情况下，越早进行回收效果越好.故矿山决定在1 360 m分段开始对矿体中部区域覆盖层矿石进行回收，并采用了无贫化放矿方式.矿山1 360 m分段、1 340 m分段矿体中部区域共回收矿石188.26万t，采出废石9.12万t.矿山1 340 m以上五个分段中部区域地质储量约为250万t，则总体回收率达到75.30%(计算此回收率时包含了能在下分段以纯矿石回收的进路之间的桃形矿柱)，贫化率4.62%.采用无贫化放矿后，留在采场中的正面残留和脊部残留非常厚大，并且矿岩界面也相对完整，矿岩混杂深度和范围较小，为下部分段继续回收纯矿石覆盖层创造了良好条件.
4 结 论1) 实验得出，采用无贫化或者低贫化放矿方式回收矿石覆盖层，回收率能达到80%以上，而贫化率却可以控制在5%左右.无贫化或低贫化放矿实质上是通过适当增加脊部矿石残留量和有意识地形成一些临时性的靠壁矿石残留体，使得步距崩落矿石加上残留矿石的堆体形态更加接近放出椭球体形态，所以放矿后矿岩界面也相对较为平整，矿岩混杂层出现的范围也相对较小，为下部分段继续回收上部残留矿石创造了条件.
2) 各组实验所对应的回收率越高，贫化率也越高，即增加放矿量可多回收矿石，提高矿石回收率，但矿石贫化率也随之升高，故要想准确地在经济上判断方案的优劣，必须对矿石损失贫化造成的经济损失指标进行比较.采用无贫化放矿方式后，矿石量增加所带来的经济价值与废石量增加所减少的经济价值的差值最大，故所代表的经济效益最佳.
3) 当废石覆盖层的量能满足下部分段安全生产的情况下，应尽早回收覆盖层矿石，以减少在下部分段放矿过程中的损失和贫化.矿山在1 360分段开始采用无贫化放矿方式回收矿体中部区域覆盖层矿石，共回收矿石188.26万t，留在采场中的正面残留和脊部残留非常厚大，并且矿岩界面也相对完整，矿岩混杂深度和范围较小，为下部分段继续回收纯矿石覆盖层创造了良好条件.
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