无底柱分段崩落法主要应用于开采急倾斜厚大矿体，近年来也逐步应用于倾斜中厚矿体的开采.但在开采倾斜中厚矿体时会出现上下盘矿岩混采、覆盖层累积损失、转段矿量累积损失、下盘残留矿石难以充分回收等问题，直接影响到矿石的回收指标^[1].提高倾斜中厚矿体无底柱分段崩落法矿石回收指标的关键在于优化放矿方式及回采工艺.研究放矿的手段主要有数值模拟和物理模拟，在数值模拟方面，胡建华等通过PFC^2D对缓倾斜中厚矿体矿石流动规律及结构参数优化进行了研究，得出影响放矿效果的因素权重排序^[2].物理实验研究方面，任凤玉^[3]揭示了倾斜边壁条件下散体的移动规律，并建立了散体移动方程；国外的Chitombo^[4]，Stazhevskii^[5]及Castro等^[6]先后对倾斜中厚矿体的矿石移动规律及影响因素进行了深入研究.在回采工艺方面，李元辉等^[7]以盈利最大化为目标确定了倾斜中厚矿体下盘切岩高度.

本文基于无底柱分段崩落法矿石散体移动规律以及围岩冒落规律，针对倾斜中厚矿体无底柱分段崩落法的矿石回采及回收特点，提出了垂直分区与组合放矿方案，通过物理模拟实验及现场试验验证了该方案的可靠性及优越性.

图 1为垂直分区回采方案示意图，在每一分段回采进路与矿体上、下盘界线的交点处划垂直线，相邻的两条垂直划线便可构成一组垂直分区.在倾斜中厚矿体中划分出的垂直分区一般可以包含3个放矿区段(典型方案)，分别位于上下相邻的3个分段之中，从上至下依次称为上盘区段、中间区段及下盘区段，这3个区段在垂直方向可以实现连续放矿.

图 1(Fig. 1)

图 1 垂直分区回采方案示意图 Fig.1 Schematic diagram of the vertical zone scheme

垂直分区与组合放矿方案是以垂直分区回采方案为基础，根据崩落矿岩形态、转移矿量及残留矿量的多少，对同一垂直分区内的3个区段分别采取不同的放矿方式.上盘区段内的步距崩矿量较少，放矿很快会达到截止品位，但此时放出量可能并不满足后续炮排爆破补偿空间的需求，则应继续放出废石，直到满足爆破要求为止，这便是松动放矿模式.随着回采工作面的推进，上盘区段内的步距崩矿量会逐渐增加，若放出量已满足后排炮孔爆破补偿空间的需求，但放矿作业未达到截止品位，则松动放矿应转为中间区段所采取的放矿模式.中间区段下部布置有回收工程，转移矿量可在下分段得到充分回收，因此在中间区段采取低贫化放矿模式以减少废石的混入^[8~9].下盘区段的下部回收工程前移加上过高的废石层阻隔，下盘残留矿石无法有效回收，采取截止品位放矿模式可以最大限度地回收上部分段转移矿量及本分段下盘残留矿量.

本次实验以四川泸沽铁矿1^#矿体为研究对象，矿体平均厚度16 m，平均倾角40°，采场结构参数H×B=10 m×10 m，回采进路尺寸h×b=2.5 m×2.5 m，放矿步距2.0 m，炮排边孔角45°.根据矿山采场结构的实际参数，按1:50的比例制作模型.实验所用的模型为单分间、多分区立体组合放矿模型.模型共设3个垂直分区，每个垂直分区包含7个放矿步距、3个回采分段，每个分段布置1~2条垂直于矿体走向的回采进路.实验所用矿石为矿山磁铁矿，粒度为3~10 mm，密度2.8 g/cm³；废石为白云石，粒度5~15 mm，密度1.6 g/cm³.实验所用矿石和废石粒度比例按照真实放矿环境中经爆破形成的碎矿料和碎石料粒度比例进行搭配，以满足实验的相似性要求.

本次实验分三组方案进行，方案一为截止品位放矿方案，具体放矿方式为:上盘区段采取松动放矿模式，放出量为步距崩落矿岩量的30%，以满足实际生产中的炮排爆破补偿空间要求; 中间区段及下盘区段均采用截止品位放矿模式，截止品位设为12%.方案二和方案三均采取组合放矿，在上盘区段采取松动放矿模式，中间区段采取低贫化放矿模式，截止品位设为40%，下盘区段采取截止品位放矿模式，方案二下盘区段截止品位设为12%，方案三下盘区段截止品位设为10%.方案三在下盘区段增大了贫化，目的是为了验证通过在下盘区段增大贫化以提高回收率是否经济可行.

结合泸沽铁矿矿石实际品位及其他地质资料，设定参数实验见表 1.

表 1(Table 1)

表 1 各实验方案放矿参数表 Table 1 Drawing parameter design for physical model tests 实验方案 放矿区段 截止品位/% 瞬时贫化率/% 截止废石与矿石体积比 方案一 中间区段 12 76.50 80:20 下盘区段 12 76.50 80:20 方案二 中间区段 40 21.57 30:70 下盘区段 12 76.50 80:20 方案三 中间区段 40 21.57 30:70 下盘区段 10 80.39 90:10

表 1 各实验方案放矿参数表 Table 1 Drawing parameter design for physical model tests

放矿实验过程如图 2所示，按照矿体实际倾角及模拟厚度完成矿石及废石的填装作业后，根据各实验方案的放矿控制参数从上至下对每一条进路进行单步距出矿，放出矿石筛分称重后分别记录矿石、废石量.方案二与方案三中下盘区段截止品位差别较小，为了严格区分，在放矿操作时须严格控制出矿量及出矿速度，并采用高精度的称重设备进行计量.

图 2(Fig. 2)

图 2 物理模拟放矿实验过程 Fig.2 Process of physical model test (a)—装料完成; (b)—第一分段放矿结束; (c)—第四分段放矿结束; (d)—放矿完全结束.

三组放矿方案实验结果如表 2所示.

表 2(Table 2)

表 2 放矿实验结果 Table 2 Results of physical model tests 回收指标 方案一 方案二 方案三 矿石回收率/% 86.3 81.1 84.2 岩石混入率/% 29.5 18.2 25.7

表 2 放矿实验结果 Table 2 Results of physical model tests

分析各方案实验结果可知，矿石回收率高，对应的岩石混入率也高，无法直接判断各方案的优劣，为此可根据矿石损失贫化指标改变引起的经济价值改变来判断实验方案的优劣^[10]，计算公式为

(1)

式中：M_S为回收率改变带来的经济价值；M_P为岩石混入率改变带来的经济价值；M₀为回收指标改变后的综合经济价值；m_s为每损失一吨工业矿石造成的经济损失，根据矿山实际资料，取m_s=219元；m_p为每多放出一吨无品位岩石造成的经济损失，取m_p=456.7元；x为回收率的改变量；y为岩石混入率的改变量；Q₀为崩落工业矿量；η为矿石回收率；ρ为岩石混入率.

以方案二的η，ρ值作为参照值，分别与方案一和方案三的η，ρ值做差值运算，便可得到方案一与方案三回收指标的改变量x及y，进而通过式(1)计算出方案二和方案三的M₀值，计算结果见表 3.

表 3(Table 3)

表 3 三组放矿方案经济性分析结果 Table 3 Results of economic analysis for physical tests 实验方案 回收指标 回收指标改变量 M0值 η/% ρ/% x/% y/% 方案二 81.1 18.2 — — — 方案一 86.3 29.5 5.2 11.3 -56.4Q0 方案三 84.2 25.7 3.1 6.2 -30.7Q0 注：Q0为崩落工业矿量，视为常数.

表 3 三组放矿方案经济性分析结果 Table 3 Results of economic analysis for physical tests

根据表 3的计算结果可知，三组实验方案的经济性优劣排序为方案二＞方案三＞方案一.两组组合放矿方案的回收率均达到了80%以上，但岩石混入率较截止品位放矿方案最多可降低11.3%，表明组合放矿方案在取得较优回收率的同时，较大幅度地降低了岩石混入率，使方案的整体经济效益处于较优水平；实验方案二的经济性优于方案三，是因为下盘区段在放矿后期废石混入速率远大于矿石增加速率，在当前的经济成本下，通过在下盘区段增加贫化率以获取更大的回收率的做法是不够经济合理的.需要强调的是，当采矿成本随着市场行情发生变化后，各方案的经济优劣性就需要重新评估和调整.

在实际生产中，矿体的形态、厚度及倾角变化很大，当矿体厚度较大或分段高度较小时，垂直分区内的分段数可能是3~5个，甚至更多，此时，可实行低贫化放矿的中间区段数目明显增加，垂直分区与组合放矿方案降低贫化的效果会更为显著.

四川泸沽铁矿以1#矿体为主要开采对象，矿体平均厚度15.8 m，平均倾角39°，采用无底柱分段崩落法开采，年产铁矿石50万t，下盘围岩中等稳固，上盘围岩不稳固.由于缺乏合理的回采工艺及放矿方式，矿山在2011年之前贫化率和损失率均达到了30%~50%.为降低损失贫化，矿山自2011年7月起，在1#矿体2 570 m水平实行了垂直分区与组合放矿方案的采区试验.矿山垂直分区与组合放矿方案设计实例见图 3.

图 3(Fig. 3)

图 3 泸沽铁矿1#矿体垂直分区与组合放矿方案设计实例 Fig.3 Design pattern of vertical zone and combination ore-drawing scheme for the Lugu iron mine

采区试验具体实施措施为：在上盘区段采取松动放矿，每个步距放出量不低于崩落总量的30%，炮排边孔角取30°，以减小崩落矿岩对顶板的支撑作用，便于顶板围岩及时冒落释放地压并形成覆盖层；在中间区段采用低贫化放矿，截止出矿时出矿口废石体积所占比例控制在30%~50%之间，同时边孔角提高到45°；在下盘区段采用截止品位放矿，截止出矿时出矿口废石体积比例占70%~90%，边孔角增加到60°，崩矿步距增加到2.0~2.2 m，以增大矿石放出量并减少不必要的贫化.同时，在回采下盘区段时，利用上分段回采进路与矿体下盘界线交点作为本分段退采界限，不用逐一计算每分段下盘的切岩高度，简化作业工序的同时也可最大限度地回收下盘残留矿石.

采区试验自实施以来，矿山开采水平由2 570 m分段下降至2 540 m分段，矿石回收指标逐年改善.矿山2010~2014年矿石回收指标见图 4所示.

图 4(Fig. 4)

图 4 泸沽铁矿2010~2014年矿石回收指标 Fig.4 Ore recovery indexes in Lugu Iron mine from 2010 to 2014

1) 垂直分区与组合放矿方案是针对倾斜中厚矿体无底柱分段崩落法的矿石回采及回收特点而提出的，其内容为根据矿体形态及厚度划分垂直分区，在垂直分区的上盘区段、中间区段及下盘区段分别采取松动放矿、低贫化放矿及截止品位放矿.

2) 物理实验及采区试验均证明，当垂直分区与组合放矿方案应用于倾斜中厚矿体时，既保证了矿石的充分回收，又大幅度地降低了岩石混入率，使矿石回收的综合经济指标处于较优状态，垂直分区内能够实现连续低贫化放矿的分段数越多，矿石回收效果就越好.

3) 对于倾斜中厚矿体而言，下盘区段在放矿后期矿石贫化速率远大于矿石回收速率，根据当前经济成本分析可知，在下盘区段内以放出较多的废石量作为代价换取较少的矿石量在经济上是不合理的.