极不稳固矿岩无底柱分段崩落采矿法崩矿步距优化数值模拟及应用

姜兆阳 郑浩田 蒲江涌

摘要：崩矿步距是无底柱分段崩落采矿法的核心参数，崩矿步距的确定对于降低采矿损失贫化具有重要意义。以太平矿业公司37-2#矿体为研究对象，结合37-2#矿体围岩赋存条件及矿脉形态，采用PFC2D颗粒流数值模拟软件，建立了符合现场实际情况的采场数值模型，确定了放矿过程循环模拟的数值模拟方法。以矿石回收率为指标，通过比较不同工况下数值模拟结果，确定37-2#矿体的崩矿步距为1.25～2.25 m，并进行了现场工业试验，确定了分段高度7 m时的最优崩矿步距为1.50 m，研究成果为现场生产施工提供了理论支持。

关键词：PFC2D软件;极不稳固矿岩;崩矿步距;无底柱分段崩落采矿法;矿石回收率

中图分类号：TD853.36文献标志码：A

文章编号：1001-1277（2022）06-0035-05doi：10.11792/hj20220608

引 言

无底柱分段崩落采矿法是金属矿山常用的采矿方法[1-2]，具有操作简单、开采强度大、机械化程度高等优点，但同时也存在着很多不足。由于无底柱分段崩落采矿法采用覆岩下放矿，采矿损失贫化大，影响生产。该方法在设计初期便确定分段高度、进路间距等参数，崩矿步距却可以灵活调整。因此，开展一定采场结构参数下崩矿步距的优化方法研究，快速、准确地确定回采的崩矿步距，对降低无底柱分段崩落采矿法的采矿损失贫化、提高矿山经济效益具有极其重要的意义。

目前，对崩矿步距的优化研究主要有以下3种方法：①实验室相似材料试验研究[3-4];②现场试验研究[5];③数值模拟试验研究[6-9]。这3种方法都能够很好地反映矿岩散体的流动规律，但是在具体操作过程中差别较大：现场试验可操作性差，且耗时、费力、影响生产;实验室试验和数值模拟试验的可操作性强，易于实现，尤其是数值模拟试验更加方便灵活，因此得到了广泛的应用。

PFC2D颗粒流数值模拟软件（下称“PFC2D软件”）是基于通用离散元（DEM）框架，由计算引擎和用户界面构成的离散元软件。颗粒单元由圆盘构成，主要模拟有限尺寸颗粒的运动和相互作用。应用PFC2D软件模拟难采矿体的矿岩流动过程[10-12]，为进路后退-分段崩落组合回采的充填采矿法中阶段崩矿步距的确定提供依据。

1 工程背景

安徽太平矿业有限公司（下称“太平矿业公司”）37-2#矿体赋存标高总体上在-305～212 m水平，呈似层状，倾向北东，整体厚度变化系数较大，上、下盘围岩蚀变强烈，多具矽卡岩化、蛇纹石化、绿泥石化等，稳固性较差;矿体间近矿围岩（中间夹层）为矽卡岩，稳固性极差。矿体整体模型如图1所示。

矿岩稳固性差和受主体矿体形态影响大的特点，决定了37-2#矿体属于难采矿体。因此，从适应“岩体冒落规律”的视角出发，采用进路后退-分段崩落组合回采的充填采矿法开采37-2#矿体，矿体采矿方案如图2所示。将矿体划分为4个小分段，分段高度分别为6 m、7 m、7 m、5 m。第一分段空场出矿时，由于围岩稳固性较差，顶板和上盘围岩的冒落始终对生产作业形成威胁。因此，为防止冒落冲击危害对作业人员形成冲击威胁，在第一分段空场出矿形成的采空区内诱导上、下盘围岩自然冒落形成覆盖层，此后转入覆岩下放矿的无底柱分段崩落采矿法回采。采场结构参数的确定是采矿方法的核心，崩矿步距是无底柱分段崩落采矿法关键的参数之一。因此，需确定合理的崩矿步距，从而提高矿山经济效益。

2 崩矿步距数值模拟

2.1 数值模型建立

根据第二分段的分段高度和上覆岩层厚度，建立覆岩下放矿矿岩流动数值模型，如图3所示。根据设计分段高度7 m，进路高度2 m，覆岩层厚度8 m，确定模型范围为长×高=18 m×15 m，模型边界由约束墙体（wall）构成，限制颗粒运动。将整个模型分为废石（覆岩）和矿体2部分，并进行分组;模型组成单元为颗粒圆盘（ball），为更真实地模拟现场放矿中矿石与废石粒径的不均匀性，设计矿石粒径为10～100 mm，废石粒径为30～150 mm。颗粒间的接触模型采用线性接触模型，可以模拟破碎后矿岩之间的流动;根据散体流动相关理论，对模型进行反复标定，确定颗粒间摩擦系数为0.5，接触模量为1×109，刚度比为2。颗粒投放至相应分组，计算平衡。将矿体沿进路划分多个崩矿步距，未崩落矿体由墙体（wall）约束，限制其流动性。进路端部前方设计3 m废石，采用后退式回采方式。将覆岩分层染色，作为标识层（1 m），在矿体内部设置2层标识层。以上均在PFC2D软件中由程序配合命令流实现。数值模型参数如表1所示。

2.2 数值模拟计算

本次数值模拟矿石和废石颗粒在自重条件下的放矿。为实现崩矿、落矿、出矿、放矿过程的循环，利用PFC2D软件自带内嵌的fish语言进行编程，再根据编写的程序指导计算机进行放矿。模拟放矿过程的程序如下：①删除第一个崩矿步距进路顶板，模拟爆破开挖;②模型计算80 000步，模拟爆破后矿岩运动过程;③删除进路中的矿岩，模拟出矿过程，同时统计删除的矿石与废石颗粒个数、体积，并进行累计;④计算本次出矿的废石体积与矿石体积之比，与截止条件对比，如果大于放矿截止品位，则此崩矿步距放矿结束，进行下一个崩矿步距放矿;若小于放矿截止品位，则回到第②步。数值模拟计算流程如图4所示;数值模拟放矿过程如图5所示，每个崩矿步距放矿结束，计算机自动保存当前结果，方便后续处理与结果分析。放矿结束后，根据fish函数记录放出矿石总量和放出废石总量，计算总矿石回收率，并以此来判断崩矿步距的优劣。

2.3 工况设计

针对难采矿体设计方案，分段高度7 m，设计1.00 m、1.25 m、1.50 m、1.75 m、2.00 m、2.25 m、2.50 m、2.75 m、3.00 m、3.25 m共10种崩矿步距进行数值模拟计算，每种崩矿步距沿进路末端设计4个回采步距，1.00 m、1.25 m、1.50 m崩矿步距间距短，不予考虑，因此共設置7个崩矿步距，回采方式为后退式回采。为验证模拟试验的可行性，设计分段高度为9 m的10种崩矿步距作为对比方案;模拟试验的放矿截止条件为废石混入率，设计废石混入率30 %与5 %2种截止条件，模拟截止品位和无贫化放矿，具体设计方案如表2所示。

3 数值模拟结果及分析

对40种工况160个崩矿步距进行模拟计算，部分结果如图6、图7所示。从图6、图7可以看出：4个崩矿步距放矿结束，黄色为矿石残留。此外，还可以直观地看出，导致采矿损失贫化的原因有2个：一是上方废石先到达进路口，此时右侧废石未到达进路口，造成矿石损失，如图6所示;二是右侧废石率先到达进路口，废石混入率超过截止条件，该崩矿步距放矿结束，造成矿石损失，如图7所示。

计算直观显示，大崩矿步距进路后方容易留矿，小崩矿步距放矿进路上方容易留矿，进路上方留矿可由下一崩矿步距继续放出，因此在同一分段高度下，存在最优崩矿步距，使矿石损失最少。

要想得到对应结构参数下的最优崩矿步距，应从矿石回收率的角度定量分析。因此，根据数值模拟计算结果，统计放出矿石总量和废石总量，计算每种崩矿步距下的矿石回收率，相同崩矿步距的4个回采步距取平均值。以崩矿步距2.50 m为例，计算结果如表3所示。

統计40种工况的矿石回收率，结果如图8所示。通过对难采矿体阶段回采数值建模，40种工况160个崩矿步距的计算，对比分段高度7 m、9 m，矿石回收率随崩矿步距变化规律基本一致，整体呈先增后减的趋势，说明在此采场结构参数下存在最优崩矿步距。以废石混入率为放矿截止条件，对比模拟结果，发现采用截止品位放矿方法得到的矿石回收率比无贫化放矿方法高。数值模拟结果显示，改进方案进路后退-分段崩落组合回采的充填采矿法中分段高度为7 m，崩矿步距取1.25～2.25 m时，矿石回收率较高。

4 现场工业试验

为了确定最优崩矿步距，在太平矿业公司37-2#矿体-285 m水平5-2进路进行崩矿步距现场工业试验。分别进行了分段高度为7 m，崩矿步距为1.50 m、1.75 m、2.00 m时的现场崩矿试验，并安排跟班技术员统计回采数据。

采用YGZ-90型凿岩机钻凿上向扇形孔，炮孔直径38 mm，排距1.3 m，孔底距1.43 m，边孔角55°。采用2#岩石乳化炸药，毫秒导爆管起爆，每次爆破1排炮孔。采用孔底起爆与炮孔排面分段起爆方式，起爆顺序如图9所示，其他炮孔数的排面起爆顺序类似，中间至两侧炮孔雷管段数递增。

跟班统计结果如表4所示。从表4可以看出：随着崩矿步距的增加，矿石回收率逐渐降低;当崩矿步距为1.50 m时，总崩矿量为380 t，总出矿量为357.2 t，试验区域矿石回收率为94 %，符合现场经济效益指标，可在该矿山大范围推广使用。

5 结 论

本文介绍了太平矿业公司37-2#矿体的赋存条件及开采现状，结合进路后退-分段崩落组合回采的充填采矿法，利用PFC2D颗粒流数值模拟软件建立了无底柱分段崩落采矿法的数值模型，分别模拟了不同崩矿步距下矿体的开采情况。通过对比矿石回收率，结合现场工业试验，得出当分段高度为7 m时，最优崩矿步距为1.50 m，研究成果为现场生产施工提供了技术支撑。

[参 考 文 献]

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Study on numerical simulation of caving step for optimization

in pillarless sublevel caving method of extremely unstable rock and its application

Jiang Zhaoyang1，Zheng Haotian2，Pu Jiangyong2

（1.Anhui Taiping Mining Co.，Ltd.;

2.Center for Rock Instability and Seismicity Research，Northeastern University）

Abstract：The caving step is a core parameter of pillarless sublevel caving method，and determination of the caving step is important in reducing mining loss and ore dilution.The 37-2# ore body of Taiping Mining Company was used as the research object，and the stope numerical modeling method of mining process cycle simulation was established by combining the occurrence conditions of rock and mineral vein morphology of 37-2#ore body，using PFC2D grain flow numerical simulation software，which fits the actual situation.Taking the ore recovery rate as an index，the caving step from 37-2# ore body is determined to be 1.25-2.25 m by comparing the numerical simulation results under different working conditions，and an on-site industrial trial is conducted to determine the optimal step to be 1.50 m when sublevel height is

7 m，and the research results provide theoretical support for the on-site production construction.

Keywords：PFC2D software;extremely unstable rocks;caving step;pillarless sublevel caving method;ore recovery rate

收稿日期：2021-12-25; 修回日期：2022-02-20

基金项目：国家自然科学基金联合基金项目（U21A20106）

作者简介：姜兆阳（1986—），男，山东临沂人，工程师，从事金属矿山采矿工程技术研究工作;安徽省淮北市濉溪县四铺镇，安徽太平矿业有限公司，235000;E-mail：331343546@qq.com

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