
книги из ГПНТБ / Хетагуров, Г. Д. Эффективность систем разработки этажного и подэтажного обрушения
.pdfПеред описанием опытов по выпуску руды следует заметить, что до сих пор нет единого мнения о соотношении высоты заполнения блока рудой и породой.
Г. М. Малахов отмечает, что высота слоя пород должна при ниматься в два раза больше высоты обрушенной руды [2]. Однако в работе не приводятся доказательства для этого утверждения. Если исходить из признаков системы разработки, то налегающие породы могут обрушаться сразу вместе с обрушением блока, по степенно и по мере выпуска руды из блока. Кроме того, такую высоту пустых пород в производственных условиях трудно опре делить. Обрушение налегающих пород указанной высоты потре бует принудительной их посадки еще до окончания отработки бло ка, что связано с дополнительными затратами средств. На практи ке чаще имеют место случаи, когда толщина налегающих обру шенных пород составляет 25—30% высоты обрушенного блока.
Это имело место при отработке верхних горизонтов рудников Лениногорского, Зыряновского п Алмалыкского комбинатов. При этом потери и разубоживание руды не превышали показателей блоков нижних горизонтов. Известно также, что при значительной высоте блока, когда эллипсоиды выпуска пересекаются, контакт руды с породой некоторое время опускается горизонтально, а за тем, начиная с критической высоты обрушенного слоя руды, начи нает прогибаться, образуя воронки над каждой выпускной выра боткой [27]. Прогиб плоскости контакта руды будет иметь место независимо от высоты слоя породы. При большой высоте налегаю щей породы линия прогиба не будет заметна.
Иными словами: независимо от высоты слоя породы при рав номерно-последовательном выпуске поверхность контакта, опу скаясь, будет сохранять горизонтальное положение, пока не при близится к выпускным отверстиям настолько, что взаимное влия ние их не будет проявляться. Проникновение пустых пород зави сит также от расстояния между выпускными оѵвсрсіиямп и их диаметра. Разубоживание начинается при выпуске руды, коіда поверхность контакта руды и породы достигнет плоскости выпуск ного отверстия. Отсюда следует, что не обязательно, чтобы высота слоя породы была равной двукратной высоте слоя обрушенной
РУДЫ.
Н. Г. Дубынин отмечает, что высота, начиная с которой по верхность контакта из горизонтальной превращается в волнистую, при неизменных параметрах зон потока, а также при постоянном расстоянии между осями выпускных отверстий и их размере не прямо пропорционально зависит от первоначальной высоты вы пускаемого слоя руды над выпускным отверстием. Высота, с кото рой каждое отверстие начинает действовать обособленно, зависит от расстояния между осями отверстий и первоначальной высоты слоя обрушенной руды над отверстием [13]. С другой стороны, «вы сота опускания поверхности контакта выпускаемого слоя с покры вающими породами без существенной деформации не зависит от
30
размеров отверстия, а также от ширимы зоны потока и ширины фи гуры выпуска». Относительная величина критической высоты при выпуске слоя руды с переменном высотой практически постоянна и равна 0,75 высоты выпускаемого слоя.
Для исследования влияния основных параметров систем разра ботки на результаты выпуска и проверки полученных данных ис следований нами были проведены опыты по Еыпуску руды из мо дели в масштабе 1: 100. Длина модели была ПО см, высота 80 см и ширина 60 см. Высота слоя руды в модели 42 см, сверху руды насыпали слой породы толщиной 30 см [13]. Опытами была уста новлена возможность регулирования положения контакта руды с покрывающими породами путем изменения дозы выпуска.
В. Р. Именитов [28] при выпуске руды из модели с активной высотой блока 50 м толщину слоя налегающих пород принял рав ной 50 м. При исследовании порядка выпуска эта величина также была принята равной высоте этажа — 50 м.
Г. М. Малахов [29], освещая закономерность сводообразования, установил, что оно протекает равномерно по мере подсечки блока. При рудах средней устойчивости обрушения кровли подсеченной камеры, по мере выполнения подсечки, начинается не сразу, а спустя некоторое время. Следовательно, обрушение налегающих пород будет происходить не сразу, а постепенно, по мере ослабле ния напряжений подсеченных налегающих пустых пород.
Из изложенного следует, что в опытах Н. Г. Дубынпна высота слоя пород составляла 71,5% высоты слоя руды, а по исследова ниям В. Р. Именитова это отношение равно единице. В наших опытах первоначальная высота (до досыпки породы после начала выпуска) составляла 71,5%. Следовательно, если бы даже досыпку породы не производили, то для нормального выпуска' руды из блока принятая высота породы была вполне достаточной.
Исходя из основного признака системы этажного принудитель ного обрушения, обрушение налегающих пород может происходить в период выпуска руды. Поэтому принимать высоту налегающих пород равной двукратной высоте блока необязательно. Опа может колебаться от 30 до 50—100% и результаты выпуска от этого не изменятся.
Рассмотрим результаты выпуска на геометрически подобной модели, воспроизводившей натуру в масштабе 1: 100. Горизонталь ные размеры модели 24X66 см; высота 60 см; размеры воронок 6x6 см; диаметр выпускного отверстия 2 см; число рядов выпуск ных воронок в модели И; число воронок в ряду 4; расстояние между ними 6 см.
Нами учитывалось, что при взрывных работах выход руды по крупности колеблется в широких пределах и обусловлен рядом факторов. Одним из главных является соотношение между вели чиной линии наименьшего сопротивления (л. н. с.) и диаметром скважин. На практике при диаметре скважин 110 мм величина л. и. с. колеблется от 3 до 3,5 м, а коэффициент сближения зарядов
31
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
отличаются друг от друга. Однако имеются различные точки зре ния по оптимальному углу наклона плоскости контакта руды и породы. Поэтому нами были проведены дополнительные иссле
дования. |
осуществлялся через воронки, расположенные |
Выпуск руды |
|
на расстоянии 6 |
см друг от друга. Одновременно проводились |
опыты при торцовом выпуске руды. Модели имели масштаб соот ветственно 1 : 100 и 1 : 50 [23].
При послойном выпуске через воронки размеры модели были: высота 100 см; длина 86 см, ширина 26 см. Размеры воронок 6X6 см; диаметр выпускного отверстия 2 см; число рядов выпус каемых воронок в модели 14; число воронок в ряду 4; расстоя ние между ними 6 см. Каждый ряд воронок имел задвижку для выпуска руды. Одна из длинных сторон ящика была изготовлена из оргстекла, остальные — из фанеры.
Аналогично предыдущим опытам фракция раздробленной и от сеянной руды была: 1—3 мм —10%; 3—5 мм — 30%; 5—7 мм —
40%; |
7—10 мм — 20%; породы: 5—7 мм — 50%; |
7—9 мм — |
50%- |
Порода была выкрашена в фиолетовый цвет. |
Выпуск руды |
из модели производился слоями толщиной (t) 6; 12; 18 см. Угол наклона выпускаемого слоя в опытах принимался 70, 80, 90, 100°. Для каждого слоя с указанными углами проводились по два опыта. Высота слоя принималась 20, 30, 40, 60 см. Выпуск руды производился в последовательном порядке равномерными дозами весом 600—800 г с соблюдением выбранного угла наклона плоскости контакта руды и породы. В каждом опыте опреде лялся объем чисто выпущенной руды, а затем разубоженной при объеме выпуска 100, ПО, 120%. Выпущенную рудную массу разделяли вручную на руду и породу и определяли весовое разубоживанне и потери.
Ряд исследователей [8, 18] отмечают недостатки косвенного метода определения потерь и разубоживания. Поэтому в наших опытах величины потерь и разубоживания определяли по форму лам прямого метода:
а) |
потери |
|
|
|
|
|
|
|
|
|
п |
_ |
ѵа—tv., + (Ѵр—Ѵп)і |
10Q__ Ѵз-[(Ур + ѵ .,)-упі |
100. |
,4ч |
|||||
|
|
Va |
|
|
|
Рз |
|
' |
’ |
' |
б) |
разубоживание |
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
R =■ |
• 100; |
|
|
|
|
(5) |
||
|
|
|
ПА + Рр |
|
|
|
|
|
|
|
|
|
^ р — (Кр2 |
Крз), |
КГ, |
|
|
|
|
||
где Ѵ3— масса засыпанной |
руды |
в блок |
или балансовые |
запасы |
||||||
блока, |
кг; |
Ѵч — масса чисто выпущенной |
руды, |
кг; |
Ѵр — масса |
|||||
разубоженной рудной массы, выпущенной после чистой |
руды, |
кг; |
||||||||
— общая масса выпущенной пустой |
породы, |
кг; Ѵп1 — масса |
37
выпущенной породы при выпуске 1-ой дозы из блока (после чисто
выпущенной); кг; ѴП 2 |
— то же, при 2-ой дозе, |
кг; |
Упз — то же, |
при 3-ей дозе, кг; Ур; |
Ѵр2; Ѵр3 — масса выпущенной рудной массы |
||
при соответствующих |
дозах, кг. |
|
|
Рекомендуемые формулы для определения потерь и разубожи- |
|||
ваиия руды действительно устраняют недостатки |
существующих |
||
формул единой инструкции по учету потерь |
и |
разубоживания |
твердых полезных ископаемых.
Рассмотрим результаты выпуска слоя толщиной 12 см. Модель была засыпана рудой на высоту 30 см. Сверху и сбоку засыпан ная руда была ограничена породой так, что плоскость контакта между ними имела угол падения 80°. Высота засыпанной пустой породы достигала 30 см. Руда от породы отделялась тонкой до щечкой, которая перед началом выпуска вытаскивалась. Выпуск руды осуществлялся равномерно через два ряда выпускных воро нок вначале из первого ряда, а затем из второго так, чтобы со хранять принятый первоначальный контакт руды и породы на пло щади двух рядов воронок. По мере выпуска порода досыпалась, Выпущенную разубоженную руду вручную разделяли на руду и
по.!рЬ(ду], |
затем |
взвешивали на |
весах |
и далее |
рас |
четным |
путем определяли потери |
и разубоживание. |
Каждый |
опыт повторяли 2—3 раза. Результаты выпуска руды характе ризуются данными табл. 17.
|
|
|
|
|
|
|
|
|
Т а б л и ц а |
17 |
|
|
|
|
|
В, |
V |
ѴР |
V |
|
Vр— V П’ R . |
Л , |
|
Q, кг |
V , % |
ѵ з- |
'V |
— х |
— х |
ѵ з |
|||||
|
|
КГ |
кг |
х ю о , |
КГ |
X 1о о , |
КГ |
Х І0 0 , |
кг |
% |
% |
|
|
|
|
% |
|
% |
|
% |
|
|
|
13,8 |
69 |
20 |
13,8 |
100 |
6,2 |
0 |
2,8 |
0 |
3,4 |
14,0 |
14,0 |
20 |
100 |
20 |
13,8 |
69 |
31 |
14,0 |
|||||
22 |
ПО |
20 |
13,8 |
62,7 |
8,2 |
41 |
3,95 |
19,7 |
4,25 |
17,9 |
9,8 |
24 |
120 |
20 |
13,8 |
57,5 |
10,2 |
51 |
5,6 |
28,0 |
4,6 |
23,3 |
8,0 |
Данные в табл. |
17 получены по формулам, |
приведенным выше. |
||||||
1) При выпуске руды из блока объемом |
V=100% получим: |
|||||||
Я = Уз - [ Р ч + |
(Рр - Р п)] |
ю о = |
20 — [13,8 + (6,2 — 2,8)1 . |
(6) |
||||
|
|
|
|
|
|
20,0 |
|
|
R |
Уп • |
юо |
2,8 |
• 100 |
= 14%; |
(7) |
||
Уч + Ур |
20,0 |
|||||||
|
|
|
|
|||||
2) V =110% ; |
|
— 13,82+ о(8,2— ^ - - 1 0 0 = 9,8%; |
(8) |
|||||
|
R = |
3,95 ' 100 |
= 17,9%; |
|
(9) |
|||
|
|
13,8 + 8,2 |
|
|
|
|
38
3)К =120% ; Я = 20-0 - 13 28o+ 10■2- 5:.6- = 8,0°/o; |
(10) |
5,6-100 = 23 3
13,8+ 10,2
(11)
Рассмотрим результаты расчетов потерь руды по прямому и косвенному методам. Для косвенного метода воспользуемся фор мулой, приведенной нами выше:
|
Я = 1 — |
/С' ( 1 |
|
. 100; |
|
|
||||
|
|
|
|
100 |
|
|
|
|
||
]) при V = |
100%. |
/7 = 1 — |
О |
— |
) • 100 = |
14%; |
|
(12) |
||
|
|
|
100 |
} |
|
|
|
|
||
2) при V' = |
110%, |
Я = 1 - |
|
|
179 |
. ЮО = 9,7%; |
(13) |
|||
|
|
100 |
||||||||
|
|
|
|
|
|
|
|
|
||
3) при V = |
120%, |
|
|
|
23,3 у |
|
|
|
(14) |
|
" “ ‘ - [ ■ • Ч 1- ™ ) ] - , 0 0 = 8 и |
||||||||||
|
|
|
||||||||
Приведенные расчеты показывают, |
что оба |
метода |
дают оди |
|||||||
наковые результаты [23]. При других |
конструктивных |
элементах |
||||||||
блоков показатели |
потерь |
и разубожиівания |
|
руды |
отличаются |
друг от друга весьма незначительно.
Как видно из сравнения, при косвенном методе показатели по терь изменяются в зависимости от объема выпущенной горной массы. При прямом методе в приведенных расчетах этот показа тель не выделяется. В формуле он показан в скрытой форме в ко личестве разубоженной рудной массы. Таким образом, обе формулы дают одинаковые результаты. Заметим, что при косвен ном методе незначительное изменение содержания металла в руде дает большое отклонение в показателях потерь и разубоживания.
Следует заметить, что М. И. Агошков правильно отмечает «о невозможности проведения прямых замеров потерь и количества разубоживающих пород при разработке системами с обрушением» [33]. Правда, Г. М. Малахов рекомендуемый им метод [2] под тверждает практическими данными, несмотря на то что на руд никах Криворожского бассейна учет потерь и разубоживания осуществляется также косвенным методом [33].
Несмотря на простоту изложения обоих методов определения потерь и разубоживания, они страдают общим недостатком: неиз бежностью проведения химических анализов для определения со держания металла в руде и при ее разубоживании. Следователь но, при химанализах и при определении потерь и разубоживания сохраняется тот же недостаток, что и при косвенном методе. .
Результаты наших исследований показывают:
1) при выпуске объема горной массы, равного объему выпус каемого слоя, показатели потерь и разубоживания равны между
39