Dessadecor-nn.ru

Журнал Dessadecor-NN
1 просмотров
Рейтинг статьи
1 звезда2 звезды3 звезды4 звезды5 звезд
Загрузка...

Угла естественного откоса руд

Заглубление вибропитателя и высота активного отверстия при истечении руды в горизонтальную выработку

Для непрерывного истечения сыпучего материала вертикально вниз через донные отверстия их размеры должны исключать явления сводообразования. Из механики сыпучей среды известны формулы для определения минимальных размеров таких отверстий, с увеличением которых истечение руды происходит непрерывно по всей их площади.

Иная картина наблюдается при истечении сыпучего материала из вертикальных выпускных выработок в горизонтальные, т.е. когда направление движения меняется. В этом случае при увеличении размеров выпускных отверстий движение руды происходит не по всему их сечению, а только а пределах высоты активного отверстия. В работе отмечено, что эффективная площадь выпускного отверстия меньше физического размера.

Исследования ВИНИцветмета показали, что при импульсном выпуске главное влияние на ширину зоны истечения и на высоту активного отверстия оказывает гранулометрический состав отбитой руды.

В основу рабочей гипотезы выпуска били положены известные из механики сыпучей среды положения о критической высоте вертикального откоса и истечении сыпучего из отверстий. Правильность этих положений проверили скоростной киносъемкой. Co скоростью 200—250 кадров в секунду засияли процессы выпуска руды при работе различных погрузочных механизмов вибрационного действия, а также цикличного действия с верхним захватом и с нижним захватом. При этом установлено, что во всех случаях движение кусков начинается после удаления определенного объема руды в нижней части навала и образования в этом месте неустойчивого откоса.

где H2 — высота выработки, м; Н1 — высота погрузочного органа, м.

Если угол естественного откоса составляет 45°, а величина Н2—Н1 принимает свое оптимальное значение, равное Гп min получим

Отбитая в блоках руда имеет неравномерный гранулометрический состав, в результате чего значения критической глубины забора и высоты активного отверстия (непрерывно изменяются, причем это происходит самопроизвольно в зависимости от преобладающей крупности кусков, проходящих через выпускное отверстие. Такой выпуск назван свободным.

Если критическую глубину забора увеличить на величину Гв.к (см. рис. 4.4), то высота активного отверстия с изменением кусковатости руды останется постоянной, такой выпуск носит непрерывный характер и назван принудительным.

Таким образом, выявленным видам выпуска руды можно дать следующие определения.

Свободный выпуск руды происходит при величине заглубления рабочего органа погрузочного механизма меньше критической, и этом случае высота активного выпускного отверстия зависит от сыпучих свойств выпускаемой руды, главным образом, от ее гранулометрического состава.

При свободном выпуске возможно образование сводов равновесия, которые, в большинстве случаев, самоликвидируются в процессе выпуска.

Принудительный выпуск происходит при величине заглубления рабочего органа погрузочного механизма больше критической, при этом высота активного выпускного отверстия не зависит от сыпучих свойств и гранулометрического состава руды, а определяется величиной заглубления рабочего органа погрузочного механизма в навал руды.

Критическим заглублением названо такое заглубление рабочего органа погрузочного механизма, при котором происходит обязательное истечение руды в каждый сколь угодно малый промежуток времени или немедленно после каждого единичного цикла черпания без зависаний.

Поскольку величина заглубления менее критического значения влияют на истечение руды иначе, чем заглубление больше критического, то целесообразно первое назвать глубиной забора, а второе — глубиной внедрения, которые являются составными частями заглубления. Глубиной забора рекомендуется называть величину заглубления от нуля до критического ее значения, т.е. когда высота активного отверстия образуется самопроизвольно в зависимости от кусковатости выпускаемой руды. Она характеризует, прежде всего, возможности того или иного погрузочного механизма.

Глубиной внедрения рекомендуется называть часть заглубления рабочего органа погрузочного механизма за плоскость козырька на уровне кровли выработки или расстояния между двумя параллельными плоскостями, наклоненными под углу сдвига, одна из которых находится на границе движущегося слоя руды с неподвижной постелью, а вторая проходит через сопряжение кровли горизонтальной выработки с выпускной. Глубина внедрения характеризует вид выпуска руды.

Для проверки высказанных предложений о существовании составных частей заглубления и определения количественных зависимостей между заглублением, крупностью руды и высотой активного отверстия проведены лабораторные исследования, Плоскую модель, выполненную в масштабе 1:10, поочередно загружали материалом различной крупности и материалом с гранулометрическим составом, подобным натуре. Для каждой фракции производили ряд выпусков с различными значениями заглубления вибропитателя. Для каждой крупности руды проводили десять опытов, при этом коэффициент вариации изменялся в пределах 4—11%, т. е. достоверность опытов была достаточно высокой. При опытах замеряли ширину зоны истечения, активную высоту выпускного отверстия, максимальную высоту выпускного отверстия, углы естественного откоса выпускаемой руды и неподвижной постели, а также угол сдвига, В качестве примера результаты этих замеров приведены для материала с гранулометрическим составом, подобным натуре (табл. 4.3). Результаты показывают, что с увеличением заглубления вибропитателя растут высота активного отверстия, максимальная высота отверстия, углы откоса постели и углы сдвига, а коэффициент максимального отверстия имеет максимум при заглублении вибропитателя в навал руды 2,4-3,6 м.

Максимальную высоту отверстия определяли следующим образом. Из модели выпускали всю рыхлую горную массу, при этом от заглубленного конца вибропитателя начинался откос сыпучего материала, простиравшийся вверх до стенки модели. После выпуска всего материала замеряли угол этого откоса (a+Аф) и расстояние по нормали от откоса до сопряжения торца выработки с се кровлей hmax. Опытами установлено, что угол откоса постели всегда больше угла естественного откоса и в значительной степени зависит от заглубления вибропитателя. Чем больше выпускается горной массы, тем круче угол откоса постели и тем больше он отличается от угла естественного откоса. Увеличение заглубления вибропитателя до определенного (критического) предела очень слабо влияет на величину активного отверстия (табл. 4.4) Для определения величины критического заглубления предложен коэффициент, который показывает, во сколько раз максимальная высота отверстия больше активной. Максимальная высота отверстия ка практике образуется тогда, когда из-под зависших высоко от почвы доставочной выработки кусков выпущена вся руда и откос постели полностью обнажен. Коэффициент превышения максимального отверстия с увеличением глубины забора вначале растет, а затем снижается. Максимальное значение коэффициента соответствует критической глубине забора. Зона, находящаяся левее этой точки, названа областью свободного выпуска руды, а зона, лежащая правее, — областью принудительного выпуска.

где h — высота активного отверстия, м.

Высота активного отверстия ори свободном вибрационном выпуске прежде всего зависит от крупности выпускаемой руды и определяется по формуле

где h0 — минимальная высота активного отверстия (для вибрационного выпуска исслеживающихся руд ho = 0,28—0,33 м); d — размер среднего куска руды, м; Кd — коэффициент увеличения активного отверстия в зависимости от крупности руды (для вибрационного выпуска крупной руды Кd = 1,76),

Влияние глубины забора погрузочных механизмов на высоту активного отверстия определяется из уравнения

где Кг=0,05—0,08 — коэффициент, учитывающий влияние глубины забора; Гэ — глубина забора, м; s — коэффициент, учитывающий расстояние от плоскости рабочего органа до кровли выработка (при H2—H1=2 м s=0,6—0,8; при H2—H1=3 м s=1; при H2—H1=4 м s=1,2—1,35).

Угол сдвига, главным образом, зависит от заглубления вибропитателя и может быть определен по формуле

где w0 — минимальный угол сдвига, величину которого при мелкой руде можно принимать равной углу ее естественного откоса, w0=ф; 100 — масштабный коэффициент; lэ — заглубление рабочего органа погрузочного механизма, м; К1=0,08 — коэффициент заглубления.

Таким образом, минимальную глубину внедрения, при которой наступает принудительный выпуск руды, можно определить по формуле

Математическая обработка уравнений показала, что коэффициенты корреляции этих зависимостей соответственно равны 0,9, 0,97 и 0,98. Это свидетельствует о тесной связи высоты активного отверстия с гранулометрическим составом выпускаемой руды и заглублением вибрационного питателя в навал руды, а также с углом сдвига при выпуске.

Читать еще:  Сендвич пластик для откосов

Область применения формул (4.10—1.14) ограничивается условиями заглубления рабочего органа в пределах от нуля до критического егo значения, т. е. до 2—2,8 м, в зависимости от высоты доставочной выработки, в которой установлен вибропитатель.

При заглублении рабочего органа, превышающем критическое значение, высота активного отверстия и угол сдвига изменяются по-иному. Математическая обработка экспериментальных данных на ЭВЦМ «Мир-1» позволила вывести формулу

Корреляционное отношение зависимости составило 0,95, что свидетельствует о тесной корреляционной связи между высотой активного отверстия и заглублением вибрационного питателя также и в диапазоне выше критического значения.

Зависимость угла сдвига от заглубления вибропитателя в навал руды (см. табл. 4.3) описывается формулой

Для получения принудительного режима выпуска руды величины h и w нужно определять по формулам 4.15 и 4.16.

Опыты показали, что для приведения в движение поверхности навала руды, сложенного мелкими фракциями (менее 100 мм в натуре), необходимо заглубить в него рабочий орган погрузочного механизма на некоторую минимальную величину Гo (рис. 4.5).

Постоянное увеличение заглубления до (Гo+Гс) вызывает незначительный рост высоты активного отверстия от ho до hc. Выпуск при таком заглублении носит пульсирующий характер и сопровождается зависаниями руды, которые, как правило, самоликвидируются. В результате этого высота активного отверстия все время изменяется в некоторых пределах и зависит главным образом, от гранулометрического состава и сыпучих свойств отбитой руды, т. е. в этих пределах происходит свободный выпуск.

Дальнейшее увеличение заглубления до величины Го+Го+Гп, несколько заметнее влияет на высоту активного отверстий. Увеличение последней достигает 50% от прироста вели-чины заглубления Режим выпуска при величине заглубления, изменяющейся в этих пределах, назван переходным.

Прн дальнейшем увеличении заглубления до значения Го+Гс+Гп+Гвн влияние гранулометрического состава и сыпучих свойств отбитой руды на высоту активного отверстия прекращается, но существенно возрастает ее зависимость от заглубления питателя в навал руды. В этих условиях и наступает принудительный выпуск.

При выпуске исслеживающейся отбитой руды с коэффициентом разрыхления 1,4 и размером кондиционного куска 500—600 мм в выработки высотой 3 м величины заглублений при различных режимах торцового выпуска и соответствующие этим заглублениям высоты активного отверстия равны:

Угла естественного откоса руд

  • Новости
  • Каталог
    • Журналы
    • Горный журнал
    • Обогащение руд
    • Цветные металлы
    • Черные металлы
    • Eurasian mining
    • Non-ferrous Мetals
    • CIS Iron and Steel Review
    • MPT
    • Музеи
    • Ore & Metals Weekly
    • Архив журналов
    • Книги
  • Реклама
  • Подписки
  • Авторам
    • Требования к оформлению статей
    • Этические основы редакционной политики Издательского дома «Руда и Металлы»
    • Условия публикации
    • Рекомендации для рецензентов
  • Издательский дом
    • Вакансии
    • Об Издательстве
  • Контакты
    • ИД «Руда и Металлы»
    • Редакции журналов
    • Горный журнал
    • Цветные металлы
    • Черные металлы
    • Обогащение руд
    • Представительства в странах СНГ и за рубежом
  • Работа
  • НПК «Механобр-техника», г. Санкт-Петербург, РФ:

    Герасимов А. М., старший научный сотрудник, канд. техн. наук, gerasimov_am@mtspb.com

    Григорьев И. В., главный конструктор

    Устинов И. Д., руководитель научно-образовательного центра, д-р хим. наук, ustinov_id@mtspb.com

    Угол естественного откоса сыпучих материалов — их важнейшая физическая характеристика. Показано, что корректное измерение угла откоса возможно в устройствах с подпорной стенкой и разгрузочной площадкой.

    Исследование выполнено за счет гранта Российского научного фонда № 17-79-30056.

    1. Wollborn T., Schwed M. F., Fritsching U. Direct tensile tests on particulate agglomerates for the determination of tensile strength and interparticle bond forces // Advanced Powder Technology. 2017. Vol. 28. P. 2177–2185.
    2. Guimarães A. V., Costa A. M., Araujo A. C., Sylow T., Barbosa M. G. Use of the saturation curve to predict the optimal moisture in sintering // Proc. of the XXIX IMPC, Moscow, September 17–21, 2018. Pt. 9. Pillarization, agglomeration and sintering. Paper 188. P. 34–43. USB flash drive.
    3. Sivrikaya O., Arol A. I. An investigation of the relationship between compressive strength and dust generation potential of magnetite pellets // International Journal of Mineral Processing. 2013. Vol. 123. P. 158–164.
    4. Adam M., Addai-Mensah J., Begelhole J., Quast K., Skinner W. Enhancing magnetite concentrate granulation by blending with hematite ore // Iron Ore 2017: conf. proc. Perth, Australia: AusIMM, 2017. P. 17–23.
    5. Михайлов Н. Н., Попов С. Н. Влияние нелинейных эффектов на параметры сжимаемости пород-коллекторов // Геология, геофизика и разработка нефтяных и газовых месторождений. 2016. № 3. С. 50–57.
    6. Петров А. В. Технология термической обработки и окускования марганцевых концентратов. Кривой Рог: Изд. Р. Козлова, 2019. 517 с.
    7. Mirkovska M., Kratzer M., Teichert C., Flachberger H. P. Principal factor of contact of minerals for successful triboelectric separation process // BHM Berg- und Hüttenmännische Monatshefte. 2016. Vol. 161, Iss. 8. P. 359–382.
    8. Блехман И. И. Вибрационная механика и вибрационная реология. Теория и приложения. М.: Физматлит, 2018. 752 с.

    Производство крицы и восстановление железа

    чить тесное соприкосновение каждой частицы руды с большим количеством частиц твердого углерода, для этого требуется получение однородного подвижного слоя шихты. Менее желательным является обособление слоя руды в объеме шихты и совершенно недопустим его выход на поверхность, так как ввиду окислительного характера печных газов это сильно затруднит протекание процессов восстановления, особенно низших окислов железа, что может крайне неблагоприятно сказаться на процессе крицеобразования. Такие явления наблюдались, например,

    в опытах по переработке некоторых сортов криворожских кварцитов в ЧССР.

    Для устранения указанных недостатков желательно перерабатывать железные руды, в пустой породе которых есть некоторое количество глинистых веществ, и применять твердое восстановительное топливо со степенью измельчения, меньшей 3 мм. Положительное влияние последнего фактора, в частности, было подтверждено практикой работы некоторых кричных установок ФРГ, где восстановитель измельчали до 0—0,8 мм.

    Как указывалось выше, для успешного и полного завершения восстановления железа из руды необходимо обеспечить в зоне восстановления вполне определенный температурный режим. Время пребывания шихты в этой зоне определяется механическими параметрами вращающейся печи.

    Скорость (w) движения шихтовых материалов во вращающейся печи зависит от геометрических размеров печи, скорости ее вращения и физических свойств перерабатываемых материалов и может быть выражена следующим образом:

    to— продолжительность одного оборота печи, ч;

    (в — угол естественного откоса шихты, град.

    Из этого выражения следует, что скорость движения материала прямо пропорциональна диаметру и углу наклона печи и обратно пропорциональна углу естественного откоса материала и длительности одного оборота печи.

    Движение материалов во вращающейся печи неравномерно, так как образующаяся «горка» твердых материалов на границе раздела зон восстановления и крицеобразования оказывает большое тормозящее влияние; поэтому по мере продвижения шихты к кричной зоне скорость ее движения непрерывно уменьшается.

    Скорость движения материала уменьшается тем больше, чем больше высота «горки» материалов. Величина последней в свою очередь зависит от вязкости шлака и размера выходного подпорного кольца.

    По-видимому, такое же отрицательное влияние на скорость движения создают и образующиеся кольцевые настыли, которые вызывают местную сегрегацию отдельных компонентов шихты (например, обеднение восстановительным топливом), что способствует нарушению нормальной работы печи.

    Таким образом, изменением указанных параметров можно менять в очень широком диапазоне скорость движения материалов, а следовательно, и время пребывания шихты в различных температурных зонах печи.

    Общая продолжительность пребывания материала в печи в этом случае составит около 7—8 ч.

    Читать еще:  Сэндвич откосы коричневого цвета

    При изменении скорости вращения печи или при применении материала другого гранулометрического состава, т. е.

    Для имеющего иной угол естественного откоса, время пребывания будет соответственно изменяться. Если углы естественного откоса руды и восстановителя значительно отличаются один от другого, то возможно опережение того компонента, угол естественного откоса которого больше. Такой характер движения может вызвать сегрегацию материалов по длине печи. Данное явление, по-видимому, будет наблюдаться при применении кусков кокса очень крупных размеров. Это нежелательное явление можно в значительной степени ослабить, применяя мелкий восстановитель и уменьшая скорость вращения печи.

    Так как длительность пребывания шихты в каждой зоне печи зависит от качества шихты, необходимо для каждого типа руды подбирать опытным путем оптимальную скорость движения материалов в печи.

    Температурный режим. Скорость и полнота восстановления железа из окислов возрастают с повышением температуры нагрева, поэтому желательно осуществлять эти процессы при высокой температуре. Предел нагрева ограничен температурой начала размягчения железной руды. Превышение этого предела не только уменьшает скорость восстановления, но и способствует образованию в печи кольцевых настылей.

    Как показали исследования, температура начала размягчения железных руд зависит от их химического и минералогического состава. Ниже приводится диаграмма размягчения некоторых отечественных железных руд по данным Л. М. Цылева (рис. 4).

    Из этих данных видно, что температура начала размягчения различных железных руд колеблется в довольно широких пре-

    делах. Причем с увеличением степени восстановления она почти у всех руд снижается на 100—200° С, поэтому целесообразно проводить восстановление при температуре 1000—1050° С не выше.

    ОПЫТНЫЕ ДАННЫЕ О ХОДЕ ВОССТАНОВЛЕНИЯ ЖЕЛЕЗА ИЗ РУДЫ ВО ВРАЩАЮЩЕЙСЯ ПЕЧИ

    Исследования процессов прямого восстановления железа из руды во вращающихся печах показали, что состав газовой фазы по сечению печи неоднороден. Наблюдается как бы три газовых слоя: внутри объема шихты, на поверхности последней и в атмосфере печных газов. Газовая фаза первого слоя характеризуется высоким содержанием окиси углерода и низким содержанием углекислого газа. На поверхности содержание первого компонента сильно снижается, а второго возрастает и в третьем, газовом слое, преобладает углекислый газ. Следует отметить некоторые особенности второго слоя. Выделяющаяся из слоя шихты окись углерода сгорает на ее поверхности и образующийся при этом газ препятствует проникновению в глубь слоя шихты кислорода и углекислого газа из печных газов, т. е. предохраняет восстановленный металл или восстановительные низшие окислы от вторичного окисления.

    В начале зоны восстановления такое горение газов происходит на всей открытой поверхности шихты. При перемещении шихты к концу зоны горение газов в центре поверхности постепенно ослабевает и сохраняется лишь на периферии, в местах контакта слоя шихты с футеровкой печи. Схема такого горения показана на рис. 5.

    Детально процессы восстановления железной руды во вращающейся печи изучались многими. Например, Кузака проводил опыты на вращающейся печи длиной 24 м, с внутренним диаметром 2 м. По всей длине печи (на расстоянии 5, 8, 12, 16 и 19 м от ее конца) были сделаны специальные устройства для отбора проб газов, материалов и измерения температур внутри печи. В работе использовали богатую железную руду. Производительность вращающейся печи составляла 1000 кг губчатого железа в час. При этом на 1 т губчатого железа расходовалось 1500 кг руды и 1047 кг антрацита. Расход топлива для отопления составлял около 150 кг, т. е. условия опыта приблизительно соответствовали аналогичным процессам, совершающимся в зоне восстановления и при получении крицы, поэтому могут быть использованы для суждения о последних.

    Изменение температуры нагрева шихтовых материалов и отходящих газов по длине печи показано на рис. 6.

    Из рассмотрения этих данных видно, что в первой трети печи температура нагрева шихтовых материалов не обеспечивает существенного развития процессов прямого восстановления и

    Автор: Администрация

    _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _

    Система подземной разработки с селективной выемкой руды

    На примере пространственно-геометрической схемы, которая всегда является главной основой системы подземной разработки, показана возможность селективной выемки руды и производство переработки оставленной в недрах бедной руды с применением технологий гидрометаллургии. Концептуально изложены основные технологические процессы и операции, которые не противоречат правилам производства горных работ, поэтому имеются реальные предпосылки для создания полноценного инновационного технологического продукта.

    Ю.Г. Желябовскийзаместитель генерального директора ООО «Алмазинтех — консультации и инжиниринг», к.т.н.

    Ключевые слова: система подземной разработки, выемка руды крутонаклонными слоями, районирование руды по качеству в очистном забое, раздельная отбойка разных сортов руды, отгрузка богатой руды, магазинирование бедной руды, подземное выщелачивание замагазинированной руды.

    Массивные металлогенные месторождения зачастую характеризуются сильной изменчивостью концентрации полезного компонента в рудном теле. Особенно это проявляется в месторождениях штокверкового типа, так как они представлены рудными телами, образованными массой горной породы, пронизанной густой сетью различно ориентированных жил и прожилков, содержащих рудные минералы.

    Поэтому актуальна проблема поиска возможности раздельной добычи и раздельной переработки разных сортов руды. Если в карьере такое разделение технически осуществимо, то для подземной добычи, на сегодняшний момент, не существует технологий, позволяющих производство селективной выемки руды.

    Известные системы подземной разработки, как правило, нацелены на валовое извлечение горной массы, в состав которой входит руда различного качества, вплоть до стерильной породы. Весь этот объём выдаётся нагора и подвергается переработке. Процесс высокопроизводительный, но требует значительных затрат, часть из которых ложится на бедную руду или пустую породу, практически не добавляя при этом количества извлекаемого металла.

    Некоторые системы разработки позволяют организовать выборочное извлечение богатой руды и оставить в недрах бедное сырьё. Но это входит в противоречие с правилами охраны недр, потому что оставленная руда будет трактоваться как сверхнормативные потери балансовых запасов. Объективно опробовать оставленную руду, чтобы законным образом списать её с баланса, технически очень сложно или вообще невозможно. Поэтому была поставлена задача создания такой технологии, которая сможет обеспечить опережающее селективное извлечение высококондиционной руды и переработку оставшегося объёма бедной руды непосредственно в отработанном блоке с использованием процессов гидрометаллургии.

    Наличие такой системы разработки позволит оптимизировать технологический процесс извлечения полезного компонента и расширить диапазон экономического манёвра при отработке месторождения.

    Для реализации поставленной задачи необходимо выполнение ряда условий:

    1. Возможность послойной выемки руды с заданным шагом уходки.
    2. Обеспечение прямого доступа людей и механизмов к обнажённой площади очистного забоя для опробования, районирования и раздельной отбойки руды.
    3. Применение механизированной откатки руды из очистного забоя до ствола.
    4. Возможность складирования (магазинирования) бедной руды в недрах, в гидроизолированном от вмещающего горного массива пространстве.
    5. Производство орошения химическими или бактериальными растворами замагазинированной руды, сбор насыщенного раствора и подача его на установку переработки.

    К выполнению вышеописанных условий наиболее просто может быть адаптирована система разработки с сыпучей закладкой, которая защищена патентом [2].

    Суть этой системы состоит в том, что залежь, изображенную в виде схематичного вертикального сечения на рисунке 1, делят на крутонаклонные слои с нормальной мощностью «а» и углом наклона α.

    Рис. 1. Вертикальное сечение перпендикулярно очистной выработке

    1 — очистная выработка;
    2 — слой вынимаемой руды;
    3 — слой подсыпаемой закладки.

    Из очистной выработки 1 производят выемку руды лентами 2 толщиной ∆b в наклонном слое, продвигаясь снизу вверх, и осуществляют закладку выработанного пространства путём укладки закладочного материала на подошву выработки слоем 3 толщиной ∆h. Таким образом отрабатывают все наклонные слои рудной залежи, т.е. происходит валовое извлечение руды и её замещение закладкой, поставляемой извне.

    Читать еще:  Что такое откосы при строительстве автодорог

    С технической точки зрения роль закладки может выполнять взорванная руда. Это открывает перспективу разделения руды в очистном забое по показателям качества. Более качественную руду в первую очередь выдают на­гора, а менее качественную оставляют в недрах в виде закладки на период отработки блока. По истечении этого периода бедная руда также может быть вовлечена в переработку методом химического или бактериального выщелачивания непосредственно в подземных условиях.

    В предлагаемой к рассмотрению системе разработки рудную залежь изначально делят на выемочные блоки, желательно в форме параллелепипеда (рис. 2). По аналогии с прототипом, блок делят на крутонаклонные слои с нормальной мощностью а и углом наклона α. Мощность слоя определяется типом горно­-транспортного оборудования. Угол наклона α обязательно должен превышать угол естественного откоса взорванной руды. Выполнение этого условия исключит образование пустот между формируемым массивом из взорванной руды и целиковым массивом.

    α — угол наклона отрабатываемого слоя;

    Очистная выработка горизонтальна, за исключением небольших по протяжённости участков зарезки. В поперечном сечении она имеет форму треугольника. В качестве наклонной потолочины выступает лежачий бок вышерасположенного слоя руды. При необходимости потолочина может крепиться простой передвижной крепью [4]. Очистной забой представлен субвертикальной стенкой очистной выработки.

    Бесспорно, что данная система разработки обеспечивает непосредственный безопасный доступ к протяжённому забою по всей его высоте. Если эту возможность использовать для прямого геологического мониторинга, то можно районировать по качественным показателям каждый слой отбиваемой руды. В роли качественных показателей руды могут выступать: содержание полезного компонента, степень окисления руды, прочность руды и другие её технологические характеристики.

    Теоретически можно обеспечить раздельную добычу руды с высокой степенью дифференциации по различным показателям. Однако практически достаточно ограничиться разделением руды на две части, одна из которых является высококондиционной и может быть без задержки переработана на фабрике с получением ускоренного экономического эффекта. Бедную руду необходимо оставить в недрах в роли закладки. По завершению горных работ в блоке её подвергают выщелачиванию.

    Реализация начинается с проходки стандартного набора выработок, обеспечивающих доступ к отрабатываемому блоку. С некоторыми вариациями, в зависимости от конкретных условий, в этот набор могут входить откаточные и вентиляционные квершлаги, спиральный транспортный съезд, вертикальные выработки, предназначенные для вентиляции, перепуска горной массы, равно как и другие вспомогательные выработки.

    Подготовительные и нарезные выработки, а также горные работы, проводимые непосредственно в блоке, идентичны прототипу и подробно изложены в работе [3].

    Отработку каждого наклонного слоя начинают с проходки нарезной выработки 1 (рис. 3, с. 38), роль которой выполняет выработка, по существу являющаяся очистной на нижней отметке блока. Выработка имеет треугольное поперечное сечение. Такая, не совсем традиционная форма, органично вписывается в геометрическую модель с наклонными слоями. Кроме того, треугольная форма поперечного сечения придаёт выработке дополнительную устойчивость, а наклонную потолочину можно просто и технологично крепить передвижной крепью, обеспечивая безопасность производства работ в очистном забое.

    Рис. 3. Вертикальное сечение выемочного блока
    1 — нарезные выработки;
    2 — гидроизолирующая перемычка;
    3 — раствороприёмники;
    4 — погашенные очистные выработки;
    5 — оросители;
    6 — замагазинированная руда;
    7 — трубы для подачи воздуха (кислорода).

    В нарезной выработке перед началом процесса очистных работ сооружают гидроизолирующую перемычку 2 и монтируют раствороприёмник 3 в виде перфорированных труб, которые посредством трубопровода соединяются с аккумулирующей ёмкостью в горнокапитальной выработке. Перфорированным трубам придают небольшой уклон в сторону магистрального трубопровода, что обеспечивает самотёк раствора к трубопроводу. Аналогичные мероприятия осуществляют при отработке каждого отрабатываемого наклонного слоя. Таким образом, к окончанию отработки блока на его нижней отметке будет построен площадной раствороприёмник.

    Очистные работы в наклонном слое начинают с геологического опробования забоя и выделения зон с повышенным содержанием металла. Эти зоны забуривают и взрывают в первую очередь. Отбитую богатую руду отгружают и выдают на­гора. Вторым этапом забуривают оставшиеся площади очистного забоя. После взрывания бедную руду укладывают слоем на подошву выработки. По необходимости, продиктованной технологией выщелачивания, взорванную руду непосредственно в очистной выработке подвергают дополнительной подготовке путём дробления, окомкования и т.п. Этой операцией заканчивают цикл очистных работ. Многократным повторением циклов отрабатывают весь наклонный слой, затем, аналогично, вышележащий слой и т.д.

    Отбитая руда приобретает больший объём за счёт разрыхления. Достичь необходимого объёмного баланса с учётом разрыхления и отгрузки высококондиционной руды можно за счёт дополнительной отгрузки бедной руды, при одном виде дисбаланса, либо за счёт доставки горной массы извне, при другом виде дисбаланса. Наиболее практично изначально выдерживать баланс, манипулируя объёмом отгружаемой руды.

    В верхней части блока очистные выработки 4 останавливают (погашают) в предельном положении. Расположение погашаемых выработок на одном уровне недопустимо, так как это ослабляет устойчивость потолочины блока. Поэтому очистную выработку каждого последующего слоя останавливают с отставанием от очистной выработки слоя предыдущего. Таким образом, очистные выработки способны сохранять свою целостность в течение длительного времени, а потолочина при этом опирается на сформированный массив из разрушенной руды в промежутках между выработками.

    Кроме решения проблемы поддержания потолочины в устойчивом состоянии, при такой схеме погашения очистных выработок появляется возможность компенсации усадки насыпного массива в результате его неизбежного уплотнения. Осуществляют это путём подсыпки материала на подошву погашенной выработки. Таким образом, устойчивость потолочины обеспечивают на длительный период времени.

    В погашенных выработках монтируют систему орошения 5, посредством которой химический или бактериальный раствор распыляют по верхней площади замагазинированной руды. Раствор, перетекая вниз через массив разрушенной руды, обогащается металлом и собирается раствороприёмниками 3, откуда по трубопроводам подаётся в аккумулирующую ёмкость, а из неё на дальнейшую переработку.

    Подача раствора в массив взорванной руды может быть организована и посредством скважин, пробуренных в этот массив из горнокапитальных выработок.

    Если на скорость процесса выщелачивания значимо влияет наличие воздуха (кислорода), то его подают в разрушенный массив через трубы 7, которые по ходу горных работ монтируют в очистной выработке, засыпают рудой и, постепенно наращивая, выводят в погашаемые выработки.

    При производстве горных работ абсолютно вся поверхность отрабатываемого блока, включая боковую и донную, поочерёдно в разное время от дельными фрагментами попадает в зону активных действий с непосредственным доступом к ним людей и техники. Это предоставляет возможность объективно оценить целостность вмещающего блок горного массива и при необходимости осуществить гидроизоляционные мероприятия. Таким образом, замагазинированная руда оказывается в гидроизолированной ёмкости, что позволяет проводить выщелачивание в режиме полного затопления руды с возможностью активного управления концентрацией насыщения. С технологической точки зрения такую конструкцию и осуществляемый в ней процесс можно интерпретировать как многократно увеличенный аналог чанового выщелачивания. Большой объём руды позволяет увеличить время выщелачивания без потери производительности по сравнению с порционной переработкой такого же объема в чанах малой ёмкости. В свою очередь, увеличение времени воздействия раствора на руду позволяет увеличить размер её дробления.

    1. Именитов В.Р. Системы подземной разработки рудных месторождений — М.: Изд-во МГГУ, 2000.
    2. Пат. RU 2219339 C2, 20.12.2003. Бюл. № 35.
    3. Желябовский Ю.Г. ( ссылка на облако ).
    4. Желябовский Ю.Г. Простая передвижная крепь — основа механизированной технологии добычи кимберлита системой подземной разработки с сыпучей закладкой // Горная промышленность. — 2018. — № 5. — С. 70–71.

    Опубликовано в журнале “Золото и технологии”, № 4 (46)/декабрь 2019 г.

    голоса
    Рейтинг статьи
    Ссылка на основную публикацию
    ВсеИнструменты
    Adblock
    detector