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
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