宋庆昌
(五矿矿业（安徽）工程设计有限公司， 安徽 合肥 230000)
无底柱分段崩落法具有安全高效、工艺简单、成本低等特点，在我国金属矿山中得到了广泛的应用[1]。无底柱分段崩落法在放矿过程中，首先放出纯矿石，覆盖岩层随着矿石的不断放出而下降，当矿石与岩石混合放出时，矿石开始出现贫化，到截止品位时，停止出矿，没有被放出的崩落矿石将难以回收，从而形成损失。
针对此类问题，很多专家对于松散截止矿岩的流动性问题进行了深入研究，探索出诸如“随机介质放矿理论[2]”“椭球体放矿理论[3]”等放矿理论。一方面，这些理论的研究大多数是在垂直回采进路平面上进行的放矿研究，比较适用于底部放矿，但无底柱分段崩落法的放矿方式属于端部放矿[4]；
另一方面，放矿问题的研究涉及到爆破、放矿两个工艺过程，现有研究中有的单纯从爆破角度研究对放矿效果的影响，有的单纯从散体介质的角度研究放矿过程中矿岩的流动性。行鹏飞等[5]通过室内相似材料放矿模拟试验，测得了矿岩散体流动参数和沿进路方向放出体形态，得到了不同崩矿步距下的贫损指标。宋超[6]通过物理放矿试验得到了边孔角大小对损失贫化率之间的规律特征。丁航行等[7]采用PFC3D软件建立了6组不同的放矿模型，以贫化损失率为指标优化出最佳崩矿步距。许多学者从不同角度对如何控制贫损率开展了大量研究工作，本文主要研究崩矿步距对无底柱分段崩落法在经济技术指标方面的影响。
北洺河铁矿矿床为接触交代矽卡岩型磁铁矿，地质条件复杂，围岩松软破碎，节理裂隙发育，裂隙水难以控制，F3断层影响范围广。该矿采用无底柱分段崩落法，在覆岩下放矿，采用端部移动漏斗出矿，由于矿石与废石的接触面较多，崩落体形态变化较大，放矿过程中损失和贫化问题非常突出，统计表明，北洺河铁矿采场贫化率为15%～25%，有的采场贫化率达40%以上，综合回采率为83%左右，并且出现眉线破坏严重，推墙、悬顶爆破事故多，大块率高，炸药单耗高等现象。
而根据椭球体理论，影响崩落体形态和放出体形态的因素很多，主要影响因素为爆破参数、采场结构参数（分段高度H、进路间距B、崩矿步距L）、矿石性质、覆岩厚度、铲装的深度和厚度以及放矿口的尺寸等[8-9]。北洺河铁矿现有分段高度15 m，进路间距18 m和崩矿步距1.7 m，考虑利用现有工程，在保证分段高度和进路间距不变的前提下，利用端部放矿理论中贫化损失指标的计算公式优化崩矿步距，以期获得良好的回采效果。
为了减少中深孔施工工程量，降低凿岩成本和爆破时炸药单耗，避免前排爆破冲击波对后排炮孔的破坏。改善在围岩条件差的情况下的爆破效果，同时为装药台车施工创造条件，在设计中将中深孔崩矿步距从1.7 m增加到了2 m，见表1。炮孔直径不变，每排炮孔增加一个孔，降低孔底距，增加单排炮孔装药量，同时也是解决两边炮孔在爆破时由于夹制作用较大，爆破效果较差，出矿口扇形面打不开的问题，达到提高矿石回采率的目的。
表1 爆破参数对比
（1）钻孔设备。采用Simba H1354采矿凿岩台车，配备Φ76 mm钻头。
（2）中深孔爆破参数确定和选择依据。利用经验公式计算最小抵抗线值。根据所选择的钻孔设备大小，可知孔径为80 mm。最小抵抗线W为孔径的25～30倍。
计算得出最小抵抗线值为2.0～2.4 m。单排炮孔数目为11个，边孔角为57°。为了保证试验的成功率，防止采场爆不开，决定先取较小值2 m崩矿步距进行试验，根据试验结果再进行下一步调整优化。
3.1 工业试验选址
为了试验爆破参数的实用性和可行性，针对井下现场实际情况，根据不同的岩性及岩石硬度系数，选择不同水平进路矿岩分别进行试验，见表2。
表2 不同矿岩部位现场试验选址
3.2 中深孔设计及施工
根据上述确定的爆破参数，对-185 m水平1#采场 1-6进路和-200 m 水平 3#采场（3-14进路、3-15进路）分别进行回采设计变更。-185 m水平1-6进路炮排原设计为5261 m（32排），变更后为5042.5 m（28排），节约218.5 m（4排），见表3和图1。
表3 -185 m水平1-6进路经济技术指标对比
图1 -185 m水平1-6进路炮排设计变更平面对比
-200 m水平3-14进路炮排原设计为6874.5 m（48排），变更后6812 m（43排），节约62.5 m（5排）；
-200 m水平3-15进路炮排原设计7261 m（49排），变更后6929 m（42排），节约332 m（7排），见图2、表4和表5。
表4 -200 m水平3-14进路经济技术指标对比
表5 -200 m水平3-15进路经济技术指标对比
图2 -200 m水平3-14进路、3-15进路炮排设计变更平面对比
原设计采用单排同段爆破，推墙、悬顶爆破事故多发，大块率高。变更设计开展多分段爆破，后期的应用过程要求爆破采用3个段别或4个段别爆破，一是起到减震的目的，降低对后排炮孔的破坏，二是中间炮孔爆破后为两边炮孔提供临空面，解决两边炮孔在爆破时由于夹制作用较大，爆破效果较差，出矿口扇形面打不开的问题，进一步改善爆破效果和达到从源头上控制大块同时提高矿石回采率的目的。通过采取多分段爆破之后，-170 m水平8#采场、9#采场回采率和-185 m 水平的 3#采场和-200 m水平3#采场回采率得到了提高。
3.3 工业试验结果及效益分析
爆破效果分析：综合以上 3个部位中深孔米数、炸药量和矿量，本次设计3条进路共节约613 m（16排）。中深孔施工方面，严格控制质量过程管理：继续优化排线标定，提高排线标定的精度；
严格要求中孔施工人员按照操作规程和图纸进行施工；
针对破碎部位卸钎现象，反复冲洗炮孔内壁，将孔内碎渣冲洗干净，确保能够正常装药。
爆破炮排共49排，5次悬顶，1次前贴，爆破事故率为12%，爆破事故多的主要原因是1-6进路切巷为蚀变闪长岩，顶板破碎，切巷交叉口处进行了U型支架支护，爆破时炮孔变形严重，不能正常装药，拉槽高度没有达到设计要求和隔排爆破后造成5次悬顶。如果此次计算不包括1-6进路，3-14和3-15进路共爆破炮排31排，1次前贴，则爆破事故率为 3%，并且未出现悬顶和眉线破坏，爆破效果较好。
（1）毛矿回收率。-185 m水平1-6进路，-200 m水平3-14、3-15进路设计出矿量为74 311 t，实际出矿量为86 830 t，毛矿回采率为116.85%。
（2）大块率。-185 m水平1-6进路，-200 m水平3-14、3-15进路大块个数为1265个，大块总重量为6325 t，大块率为7.28%，低于北洺河铁矿8%的平均水平。在对所有试验爆破出矿统计整理后发现，大块率最高达到21.64%，为1-6进路第13排与上分层放透后，大块率最低为1.45%。
（3）炸药单耗。-185 m水平1-6进路，-200 m水平3-14、3-15进路实际出矿量为86 830 t，实际消耗炸药为33 315 kg，炸药单耗为0.38 kg/t，本次试验不包括切巷岩石炮排和二次处理以及二次爆破。如果按每吨矿石增加0.1 kg炸药计算，则炸药单耗为0.48 kg/t。
（4）返粉率。通过对装药量的统计和现场回收计算。炸药装药量为33 315 kg，返粉量为2095 kg，返粉率为 5.92%，低于北洺河铁矿返粉率为6.00%的要求。
（5）优化崩矿步距后，在 3个现场工业试验采场中深孔工程量可节约炮排 16排，节约凿岩量为613 m。中深孔单价为23.52元/m，节约凿岩成本为14 417元；
节约炸药3.482 t，其成本为23 329元，故中孔优化后共节约成本为37 746元，推广到全矿则每年可节约凿岩量1.8万m，炸药量189 t，共计可降低成本127万元。
综合技术指标数据统计，无底柱分段崩落法放矿过程中，造成端部矿石品位降低的原因是少量正面废石的混入，造成放矿截止品位的主要原因是顶部的覆盖岩层混入大量废石。通过优化崩矿步距参数至2 m，降低前排爆破震动对后排炮孔的影响，在一定程度上缓解软岩和节理裂隙对炮孔造成的变形、错位和堵孔现象；
改善爆破质量，提高出矿效率，减少眉线破坏，降低推墙和悬顶爆破事故的发生率，获得了良好的技术经济指标，使得毛矿回采率达到了 116.85%，大块率为 7.28%，炸药单耗为0.48 kg/t，取得了较大的经济效益，具有较大推广价值。