Файл: Хетагуров, Г. Д. Эффективность систем разработки этажного и подэтажного обрушения.pdf

ВУЗ: Не указан

Категория: Не указан

Дисциплина: Не указана

Добавлен: 29.10.2024

Просмотров: 72

Скачиваний: 0

ВНИМАНИЕ! Если данный файл нарушает Ваши авторские права, то обязательно сообщите нам.

находится в пределах I —1,2; число одновременно взрываемых ря­ дов скважин доходит до 7—10. При этих условиях выход руды по крупности колеблется от 1—100 до 700 мм. Объем доплонительного измельчения руды достигает 20—40%, а удельный расход ВВ составляет около 30—50% от расхода на первичное дробление.

В соответствии с этими данными для опытных работ мы при­ няли руду с постоянным содержанием металла. Фракция раздроб­ ленной и отсеянной руды была 1—9 мм, налегающей (разубожнвающей) породы 5—9' мм. Содержание влаги не превышало 6%, пылеватых и глинистых частиц — 6%. Заметим, что при моделиро­ вании выпуска материал того же объемного веса, что и в натуре, не оказывает существенного влияния иа подобие процесса. Проф. П. И. Городецкий и канд. техм. наук Н. 3. Галаев [30] указывают, что при подборе гранулометрического состава мате­ риала важен масштаб модели, но соблюдение подобия крупности для самой мелкой фракции не всегда целесообразно.

Выпуск руды осуществлялся равномерными дозами из выпуск­ ных отверстий, соблюдая горизонтальную поверхность выпускае мого слоя горной массы. По мере выпуска из каждой дозы брали пробу для анализа и подвергали ее измельчению на валковой мелы-шце в металлических стаканах до крупности 100 меш. После этого производили квартование и отбор проб весом 50 г. Пробу растирали в агатовой ступке до крупности 200 меш. Содержание металла в руде определяли с точностью до сотых долей процента.

Разубоживание руды определялось по известной формуле

 

R = _(а--оО

_ 100

 

 

m

 

 

 

( а — а " )

 

 

 

 

ѵ

где а — среднее содержание

металла

в

руде, %; а" — то

же, в

разубоженной

породе, %;

сГ— содержание металла

в

рудной

массе, %.

 

 

 

 

 

 

 

 

Потери находили из уравнения

 

 

 

 

 

 

п =

{

' - ^

)

т

'

 

(2>

где Т — объем

выпущенной

горной

массы; Q — объем

засыпанной

горной массы в модели или обрушенные запасы блока; а — содер­ жание металла в исходной руде, %; а '— то же, в выпущенной

РУДе, %.

Проф. П. И. Городецкий преобразовал уравнение в следующий

вид: T:Q = K, при этом — =

( 1 ---- ^-Ѵ

тогда

формула прини-

а

\

100/

 

 

мает вид:

 

 

 

 

П = \ \ - К

 

1—

100.

(3)

 

 

100 ) .

 

 

Формулы (1), (2) были разработаны проф. Е. П. Прокопьевым

и получили широкое распространение на

горнорудных предприя­

32


тиях. Вместе с тем они допускают большие расхождения в пока­ зателях потерь и разубожнвания.

С другой стороны, определять потери и разубоживание руды при системе этажного принудительного обрушения прямым мето­ дом весьма затруднительно.

По полученным на рудниках данным выход кусковатой руды и коэффициент разрыхления /Ср колеблются в следующих пределах:

 

 

Выход руды, %

 

* р

100--300

ММ,

1 0 ..............................................

. . . .

і , і

300--500

мм,

3 0 .............................................

. . . .

1,5

500--700

мм,

4 0 .............................................

700--900

мм,

2 0 ..............................................

. . . .

1,6

Средний объемный вес руды составил 2,15 т/м3. Коэффициент разрыхления составляет 3:2,15 = 1,4 [31].

Модель размерами 24x66x60 см засыпали рудой на высоту 36 см и сверху породой на высоту 25 см. Содержание цинка в руде 6,56%, а в породе 0,009%. Руда была следующей крупности: 1—3 мм — 10%; 3—5 мм — 30%; 5—7 мм — 40%; 7—9 мм — 20%,

в разубоживающей породе: 5—7 мм — 50%; 7—9 мм — 50%■ Угол падения лежачего бока модели 85°, висячего бока 80°. Диаметр выпускного отверстия 2 см.

Произведя соответствующую обработку результатов выпуска, мы получили следующие показатели потерь и разубожнвания при диаметре выпускного отверстия 2 см (табл. 14).

Таблица 14

Активная

 

 

Объем выпущенной рудной массы, %

 

 

100

 

110

 

120

высота этажа,

 

 

 

см

 

 

 

 

 

Я %

 

R %

П %

R %

п %

R %

10

32,0

32,0

36,7

30,4

41

28,2

15

26,0

26,0

32,1

25,2

36,6

23.9

20

22,0

22,0

27,2

20

31,9

17,9

25

19,5

19,5

24,1

16,5

28,5

14,3

30

18,5

18,5

22,9

15,2

27

12,5

35

16,1

16,1

19,7

11,7

23,5

8,2

40

14,5

14,5

17,5

9,2

22,5

6,8

60

9,6

9,6

15,8

7,5

20,5

4,5

Из табл. 14 видно, что при выпуске горной массы, равной объему засыпанной руды в модели, показатели потерь и разубоживания равны между собой [32]. При дальнейшем выпуске рйзубоживание возрастает, а потери уменьшаются. С ростом высоты этажа оба показателя снижаются. Результаты исследований были

3 Г. Д. Хетагуров

33


проверены практическими данными, которые подтвердили npâ^ вилы-юсть проведенных исследований. Так, по данным предприя­ тия 1 при выпуске руды из блока в количестве, равном запасам блоков, показатели потерь при активной высоте блока 12 м со­ ставили 24%, разубоживание 23%; при высоте 15—16 м соответ­ ственно 19 и 22%; при 19—20 м — 16 и 18%; 24—26 м — 14 и 14%; 32—33 м — 11 —13%.

Процент чисто выпущенной руды прямо пропорционален от­ ношению объема эллипсоидов вращения к объему выпускаемой руды. Отсюда вытекает, что с уменьшением высоты заполнения блока сокращаются размеры эллипсоидов (малая и большая по­ луоси), а следовательно, и объем чисто выпущенной руды.

Таким образом, приходим к выводу, что с уменьшением высоты заполнения увеличивается процент разубоживания выпускаемой из блока руды.

Наши опыты показали, что в зависимости от высоты этажа объем чисто выпущенной руды характеризуется следующими дан­ ными (табл. 15)..

 

 

 

 

 

 

 

Т а б л и ц а

15

Активная высота этажа, см

со

40

35

30

25

20

15

10

Чисто выпущенная руда, 96

86

78,8

75,4

72,2

67,3

57,6

52,0

39,1

Отношение

высоты этзжа к

 

 

 

 

 

 

 

 

проценту

чисто выпущен­

0,7

0,506

0,46

0,412

0,370

0,348

0,29

0,256

ной руды...........................

Из табл. 15 видно, что высота этажа растет быстрее, чем ко­ личество руды, выпущенной без разубоживания.

После выпуска этой части руды начинается интенсивное разу­ боживание, достигающее 60—74% при выпушке 110% запасов блока высотой от 10 до 60 м. При выпуске 100% запасов блока эти пределы составляют 52—71%.

Если разность в высоте этажей равна 5 см, то увеличение ра­ зубоживания достигает 2%, а при разности 10, 20, 30 см этот по­ казатель приобретает следующие значения (табл. 16).

 

 

 

 

Т а б л и ц а 16

Объем выпущенной

40—30 = 1 0 см

40—20—20 см

40—1 0=30 ом

массы,

%

 

 

 

100

 

3,8

11,4

14,9

по

 

3,7

8,2

11,4

120

 

2,7

5,7

8,8

34


Таким образом, разность в высоте этажей растет быстрее, чем разность показателей разубоживання. При этом с увеличением объема выпущенной горной массы этот показатель уменьшается.

Каналогичным выводам пришли Е. С. Белиловский и др. [104]. Для установления влияния размеров кусков на разубоживание

нами были проведены опыты на модели размерами 40Х29.2Х Х45 см с диаметром выпускного отверстия 2 см (масштаб 1: 100). Фракция сульфидной руды была: 1—3; 3—5; 5—7; 7—9; 9—12 мм, а разубоживающей породы 5—7 мм. Для каждой фракции руды проводились отдельные опыты. Модель засыпалась на высоту 30 см и сверху породой на высоту 15 см. По мере выпуска порода досыпалась.

Проведенные опыты показали, что с увеличением объема вы­ пущенной рудной массы степень разубоживання растет для каж­ дой фракции руды. При этом в первой стадии выпуска разубожи­ вание в более мелкой фракции руды выше, чем в крупной. Во второй стадии разубоживание руды более крупных фракций ста­ новится выше, чем при мелких фракциях. Аналогично этому ра­ зубоживание во всей выпущенной рудной массе для мелких фрак­ ций больше, чем в крупных, и в дальнейшем за счет более быст­ рого проникновения пустых пород в выпускаемую среду разубожи­ вание крупнокусковатой руды увеличивается быстрее. Вместе с этим разубоживание растет медленнее, чем размер кусков руды [103].

Результаты выпуска всей горной массы показывают, что при фракции руды 1—3 мм разубоживание составляет 29,7%, а при фракции 3—5 мм — 30,7%; 5—7 мм — 30,8%; 7—9 мм — 31,5%; 9—12 мм — 32,4%.

Таким образом, с увеличением размеров кусков руды разубо­ живание увеличивается за счет проникновения породных частиц, но растет медленнее, чем кусковатость. Исследования М. Д. Фугзана показывают, что с ростом коэффициента разрыхления потери уменьшаются, а разубоживание возрастает [38].

§ 2. Выпуск руды с наклонной поверхностью контакта руды и породы

При наклонной плоскости контакта руды и обрушенной нале­ гающей породы выпуск руды производится двумя вариантами:

а) через выпускные воронки; б) через торец выработки.

Под термином «торцовая схема выпуска» понимается вариант выпуска обрушенной руды на вертикальную компенсационную щель или на обрушенную породу с последующей погрузкой ее из почвы выработки погрузочными машинами. В этом варианте от­ битую в зажатой среде руду выпускают полностью после взрыва очередного слоя или маганизируют.

При послойном выпуске сфера влияния выпускного отверстия ограничивается с одной стороны плоскостью обрушенного массива,

3 35


вдоль которой и происходит истечение обрушенной руды. Угол наклона обрушаемого слоя является одним из важнейших фак­ торов, определяющих величину потерь и разубоживания. Анало­ гичная закономерность истечения сыпучей среды наблюдается при отбойке узкими наклонными слоями и выпуске руды через во­ ронки и «дучки» [34].

Опыты, проведенные рядом исследователей показывают, что характер изменения потерь и разубоживания при торцовом вы­ пуске подчиняется определенному закону: по мере увеличения высоты подэтажа от 10 до 30 м потери и разубоживания умень­ шаются, а при высоте 30—40 м и более — возрастают. Оптималь­ ная высота подэтажа, в зависимости от величины шага обруше­ ния при глубине забора руды 0,5—1,1 м, оказалось в пределах

20—30 м.

В некоторых работах [35] оптимальный угол наклона слоя ре­ комендуется принимать равным 75—78°, а оптимальную толщину слоя увеличивать пропорционально их высоте. Причем потери руды растут, а разубоживание уменьшается. Аналогичные исследования проводились при подэтажном обрушении с послойным торцовым вибрационным выпуском руды [36]. В результате проведенных опытов было установлено, что наилучшее извлечение обеспечи­ вается при высоте слоя 20—30 м.

Исследования торцового выпуска, проведенные П. Э. Зурковым и другими [37], также показали, что при наклоне слоя от 65 до 85° и высоте от 10 до 30 м наиболее высокие показатели извлече­ ния достигаются в том случае, если эллипсоид выпуска вписы­ вается в толщину выпускаемого слоя. Этими же исследованиями установлено, что наибольшее извлечение чистой руды было полу­ чено при угле наклона 95°.

М. Д. Фугзан и О. А. Яковлев [38] провели опыты выпуска руды и установили, что наилучшие результаты выпуска слоями через воронки достигаются при угле наклона 80°. Максимальный выход чистой руды — при выпуске вертикальными слоями с углом накло­ на 90°. При толщине слоя менее 18—25 м наиболее целесообразно выпускать руду слоями с утлом наклона 80°. Оптимальная толщи­ на слоя равна 15 м.

Аналогичные работы проводились другими исследователями, которые пришли к подобным выводам.

Н. X. Загиров и другие [39] установили, что при выпуске через воронки наиболее целесообразным контактом является крутоиаклонный с углом 75—80°.

С. Г. Мезжегоров [40] установил, что при увеличении толщины слоя выпускаемой руды показатели извлечения растут. Наиболее рациональной толщиной является 15—20 м. При последовательном режиме выпуска показатели извлечения ниже, чем при равно­ мерном.

Из изложенного следует, что общие закономерности истечения сыпучей среды и показатели потерь и разубоживания мало чем

36