王建軍， 牟業(yè)龍

(西北礦冶研究院 地質(zhì)礦產(chǎn)研究所, 甘肅 白銀市 730900)

深部銅礦是白銀公司露天轉(zhuǎn)地下開采的續(xù)建礦山，開采對象是露天礦1#采場閉坑后其深部及外圍的礦石，礦床為黃鐵礦型銅礦床，礦床產(chǎn)于石英角斑凝灰?guī)r中，走向N50°～80°,傾向南西，傾角60°～70°，礦石以浸染狀銅礦為主、硬度f=8～10，圍巖硬度f=6～8。分東西部兩部分開采，東部以1#礦體為主，長度300～500 m，厚度20～70 m：西部礦體形態(tài)比較復雜，以2#、3#礦體為主，長度600～700 m，厚度5～35 m。設計采用無底柱分段崩落法開采，生產(chǎn)能力75～100萬 t/a。投產(chǎn)以來的生產(chǎn)實踐證明，無底柱分段崩落法存在著大塊率偏高、損失率、貧化率偏高、炸藥單耗高、生產(chǎn)效率低等諸多問題。針對上述問題，引進低貧損開采新工藝對無底柱分段崩落法進行技術(shù)改造，解決了無底柱分段崩落法損失率、貧化偏高的技術(shù)問題，提高了生產(chǎn)能力，取得了較好的技術(shù)經(jīng)濟效果。

1 無底柱分段崩落法存在的主要問題

深部銅礦投產(chǎn)以來，采用傳統(tǒng)的無底柱分段崩落法進行回采，分段高度10 m，進路間距8.33 m，扇形上向中深孔，最小抵抗線1.2 m，孔底距2.0～2.4 m，出礦設備為風動裝巖機、T4G,爆破采用BQF風動裝藥器裝藥，導爆索孔口起爆方式起爆。生產(chǎn)實際證明，傳統(tǒng)的無底柱分段崩落法存在諸多技術(shù)難題。

1.1 存在的主要問題

(1) 大塊產(chǎn)出率高。依據(jù)生產(chǎn)現(xiàn)場統(tǒng)計，大塊產(chǎn)出率平均為28%～30%。

(2) 損失率、貧化率偏高。損失率為26%、貧化率為27%。

(3) 炸藥單耗偏高。采礦炸藥單耗為0.6758 kg/t。

(4) 出礦效率低。采場臺班出礦效率為50～60 t/臺班。

1.2 原因分析

截止品位放礦方式是造成貧化率過高的主要原因。截止品位放礦方式出礦過程可分為兩個階段，第一階段為純礦石放出階段，放出一定數(shù)量后，出礦口出現(xiàn)廢石，進入第二階段，礦石混雜著廢石放出，稱為貧化放出。隨著放礦的進行，放出礦石中廢石含量不斷增大，礦石品位不斷降低，直至截止品位停止放礦。截止品位放礦廢石混入率計算公式為：

式中:C—礦石的地質(zhì)品位；

Cc—采出礦石品位；

Cy—廢石品位。

以825～875礦塊1633 m分段為例，C=0.846%；Cy=0.1%，截止放礦品位為0.42%，令Cc=0.42%，代入上式得截止放礦時的廢石混入率：

y=57.10%

從以上計算結(jié)果可以看出：采取截止品位放礦方式，在經(jīng)濟合理范圍內(nèi)，對礦巖形態(tài)確定的單個崩礦步距來說，放出的礦石量最多，殘留于采場內(nèi)的礦石量最少，每一崩礦步距都放出一些廢石，整個采場廢石混入量大，造成貧化率偏高。

2 低貧損開采工藝的成功實踐

2.1 理論基礎

無底柱分段崩落法采用菱形布置回采進路，放礦過程中無底柱分段崩落法礦、巖接觸面的變化過程見圖1。

圖1 廢石漏斗破裂礦石貧化

在垂直進路方向上，隨著端部出礦口放出礦石，礦巖接觸面不斷下移并發(fā)生形態(tài)變化，先由拋物線型曲線變?yōu)椴ɡ诵?，再變?yōu)槁┒窢钋€，該漏斗狀曲線的內(nèi)部是覆蓋層的廢石，稱之為廢石漏斗，在廢石漏斗的尖部到達出礦口之前，放出的為本崩礦步距的礦石，在廢石漏斗的尖部到達出礦口時，放出的純礦石達到最大值；再繼續(xù)放出，廢石漏斗的尖部被放出，漏斗口破裂開來，里面的廢石與外面的礦石同時流出出礦口，隨著放礦的進行，破裂漏斗口斷面不斷擴大，放出的廢石不斷增大，貧化程度不斷增大。廢石漏斗一旦破裂就停止放出的放礦方式成為低貧化放礦方式[1]，它的核心是擴大純礦石放出量，減少廢石量，廢石漏斗到達出礦口就停止放礦。

2.2 低貧損開采工藝實現(xiàn)途徑

2.2.1 優(yōu)化采場結(jié)構(gòu)參數(shù)

采場結(jié)構(gòu)參數(shù)主要是分段高度(H)、進路間距(S)、崩礦步距(L)[2]。原設計分段高度10 m、進路間距8.33 m，深部銅礦已經(jīng)將分段高度調(diào)整為12 m，進路間距調(diào)整為10 m，通過以下公式計算：

式中:b—進路寬度；

ω=(α+α1)/2；

α,α1,β1—散體流動參數(shù)。

將實驗值(α=1.4371,α1=0.9839,β1=0.81)和H=12 m，b=3.0 m代入上式計算得:

S=10.84≈11 m。

根據(jù)計算結(jié)果，將進路間距調(diào)整為11 m。

確定了分段高度與進路間距之后再優(yōu)化崩礦步距，崩礦步距過小時，正面廢石率先達到出礦口，崩礦步距過大時，頂部廢石率先達到出礦口。深部銅礦原采用1.2 m崩礦步距，根據(jù)現(xiàn)場觀測，廢石最早在出礦口斷面的中上部流出，應是正面覆蓋層，說明崩礦步距過小，改用2.4 m崩礦步距后，正面廢石出露基本正常。由此將崩礦步距由1.2 m調(diào)整為2.4 m。

2.2.2 改變炮孔布置方式

原布孔設計中邊孔角為18°～30°，邊孔角過小，放礦松動范圍為50°,50°以下的范圍不能有效破碎，成為大塊產(chǎn)生區(qū)，由此將邊孔角由原設計的18°～30°調(diào)整到45°。

原布孔設計中前后排炮孔平行布置，爆破時不利于相互擠壓、碰撞。將前后排炮孔平行布置改為交錯布置，爆破時相互作用、擠壓，爆破效果明顯得到改善。

2.2.3 推廣應用孔底起爆微差爆破技術(shù)

深部銅礦原用扇形中深孔孔口起爆方式，爆破效果差、大塊率高。廢除傳統(tǒng)的導爆索孔口起爆方式，推廣應用微差毫秒導爆管孔底起爆技術(shù)，增強了爆轟氣體對介質(zhì)的作用強度、和作用時間，提高了炸藥能量利用率，有利于改善爆破效果、降低大塊率。

2.2.4 推廣應用無軌出礦設備

隨著技術(shù)的發(fā)展與進步，井下出礦設備向無軌化和大型化發(fā)展，深部銅礦原采用風動裝巖機和T4G出礦，能耗高、效率低。引進WJD1.5型電動鏟運機替代落后的風動出礦設備，減輕了井下工人勞動、提高了出礦效率。

2.2.5 放礦原則

同一采場的幾條回采進路嚴格按照“等量”、“順序”、“均衡”原則進行放礦控制，在平面上始終保持一條直線、平行后退式回采，可以使廢石覆蓋層近似水平均衡下降，防止廢石提前混入、降低貧化率。

2.2.6 強化出礦管理

低貧化放礦方式，對每一分段的回采工作有兩方面的要求:一是盡量多地放出純礦石；二是本分段出礦形成的礦巖接觸面形狀，有利于為下分段回采創(chuàng)造良好的礦石回收條件。當采場結(jié)構(gòu)參數(shù)合理時，本分段放出礦量大部分來自上一分段，即“轉(zhuǎn)段回收”。利用這一特性，將3個分段作為一個放礦循環(huán)，第一分段按每一崩礦步距采礦量的65%～70%進行出礦、第二分段按每一崩礦步距采礦量的90%進行出礦、第三分段按截止品位進行出礦。采取以下管理措施：一是制定計劃。按照低貧化放礦要求，計算每個崩礦步距的采礦量、出礦量、采礦品位、出礦品位，每個采場的采礦量、出礦量、采礦品位、出礦品位。二是嚴格經(jīng)濟責任考核。將采礦量、出礦量、采出金屬量3項指標與采礦車間工資總額掛鉤考核，若出礦量完成計劃，采出金屬量沒有完成計劃，按照金屬量欠產(chǎn)百分比考核車間工資總額。

3 應用效果

實施以上改進措施后，無底柱分段崩落法經(jīng)濟技術(shù)指標改善明顯。

(1) 大塊產(chǎn)出率由平均28%～30%降低至6%～10%。

(2) 損失率由26%降低到20.2%；貧化率由27%降低到19.6%。

(3) 采礦炸藥單耗由0.6758 kg/t降低至0.5968 kg/t。

(4) 采場臺班出礦效率由50～60 t/臺班提高到92 t/臺班。

(5) 采取截止品位放礦方式，每年要消耗15萬立方米覆蓋層，推廣應用低貧損開采工藝后，可以取消覆蓋層補充工程，每年節(jié)約成本費用80萬元。

(6) 推廣應用低貧損開采工藝后，在相同采礦量、地質(zhì)品位條件下，由于貧化率降低了7.4個百分點，采場出礦品位提高了0.018個百分點，年增加金屬量353 t，可多創(chuàng)效益1260萬元。

(7) 由于加大了邊孔角，可以節(jié)省6%中深孔施工量，每年可節(jié)約7200 m，費用4.32萬元。

(8) 損失率降低了5.8個百分點，年可以減少采礦量2.49萬t，可以延長礦山服務年限1～2 a。

參考文獻：

[1]任風玉.低貧損開采試驗研究[D].沈陽：東北大學，2000.

[2]謝世俊.金屬礦床地下開采[M].北京：冶金工業(yè)出版社，2002.