Добавил:
Опубликованный материал нарушает ваши авторские права? Сообщите нам.
Вуз: Предмет: Файл:

книги из ГПНТБ / Совершенствование горных работ на карьерах Алмалыкского горно-металлургического комбината

..pdf
Скачиваний:
13
Добавлен:
21.10.2023
Размер:
10.2 Mб
Скачать

меди в приконтактной зоне участок обуривался сгущенной сет­ кой скважин 6 X 6 м и дополнительно проводилось бороздовое опробование обнаженных поверхностей. Участок характеризуется следующими данными: высота уступа — 10 м, тип руды — смешан­ ный, окисленный; качество дробления — нормальное, угол откоса забоя — 57°, ширина заходки — 10 м, экскаватор — ЭКГ-4.

Выемка руды в приконтактной зоне производилась в соответст­ вии с методикой моделирования, т. е. равномерными по всему забою

 

стружками (рис. 39). Масса всей

 

приконтактной

зоны составила

 

1500 т.

 

 

 

 

приня­

 

По

методу селекции,

 

той на руднике, рудная масса

 

первого состава

 

направлялась

 

на обогатительную фабрику как

 

смешанная,

а

второго — как

 

окисленная.

Для установления

 

характера перемешивания двух

 

типов

руд

и

фактического

со­

 

держания

меди

производилось

 

опробование

отгруженной руд­

 

ной массы на фабрике.

 

 

 

Отбор

проб

производился

 

следующим образом.При подаче

 

состава с горной массой из

 

опытного блока, во избежание

 

перемешивания ее с ранее по­

Смешанная руда

ступившей рудной массой, вы­

рабатывались все

бункера.

За­

Окисленная руда IIтипа

тем опытная

партия

рудной

Окисленная руда I типе

массы дробилась в две стадии и

Бедные руды

подавалась в главный корпус.

Отбор

проб

производился

у

 

Рис. 38. Схема опытного блока

разгрузочной

машины

через

соответствует времени дробления

каждые 4

мин,

что примерно

руды

из

одного

вагона.

 

Всего из двух составов было отобрано 16 проб по 25 кг каждая. После усреднения проб каждых пяти вагонов получены 3 пробы. Необходимо отметить, что в результате отбора проб после двух стадий дробления, где происходит интенсивное усреднение, предста­ вительность их не может вызвать сомнения. Химический анализ трех проб руды дал соответствующие результаты.

Данные опытов участка были смоделированы в лабораторных условиях в соответствии с принятой методикой и определен харак­ тер перемешивания и среднее содержание металла по трем стружкам.

Сравнительные данные величин среднего содержания, определен­ ные в различных условиях, приведены в табл. 41.

110

Т а б л и ц а 41

 

 

Содержание металла и отклонение, %

 

JnHстружки

по опробо­

по данным

 

по данным

 

 

отклонение

отклонение

 

ванию

геологиче­

моделиро­

 

на фабрике

ской службы

 

вания

 

1

100

83,5

-16,5

93

—7

2

100

77,5

—22,5

95

—5

3

100

108

+ 8

102

+ 2

В общем объ­

100

93,2

-6 ,8

98,8

-1 ,2

еме руды

 

 

 

 

 

Приведенные результаты опытно-производственной проверки ме­ тодики моделирования показывают, что в приконтактной зоне откло­ нения общего содержания меди в составах, по данным опробования

Направление движении

ж кават ора

Порода

о 1г зьвб 7в яптга

Рис. 39. Порядок отработки приконтактной зоны опытно-промышленного блока:

1 , 2 , 3 — экскаваторные стружки; R — радиус черпа­ ния экскаватора

карьера, составляют +8, —22,5%, а при корректировке с исполь­ зованием методики моделирования +2, —7%.

Таким образом, установленные методом моделирования законо­ мерности изменения потерь и разубоживания руды для различных горно-геологических условий вполне могут быть использованы как Для целей учета и нормирования, так и для обоснования рациональ­ ной технологии выемки руд сложного состава в приконтактных зонах.

111

§ 3. Установление оптимальной границы выемки руд при отработке приконтактных зон

Ввиду сложности контуров рудных тел и породных участков, а также конструктивных особенностей прямой механической лопаты полностью исключить перемешивание различных типов руд и пород невозможно даже при высокой организации внутризабойной селек­ ции. Особенно значительные трудности возникают при отработке приконтактных зон, так как именно в этой зоне соприкасаются разносортные рудные тела и породные участки.

В этой связи эффективная отработка сложноструктурных руд в приконтурных зонах обусловливает необходимость установления рациональных пропорций смешивания различных типов и сортов руд и пород.

Изыскание оптимальной границы выемки руд и пород заклю­ чается в следующем. Рассчитав целесообразные пропорции смеши­ вания и зная направление экскаваторной отработки блока, при составлении рабочего сортового плана должны наноситься не услов­ ные контакты, как это делается на практике между разнотипными участками, а границы отработки однотипных руд и участков допу­ стимого смешивания, размеры которых могут быть заранее рас­ считаны, а качество смеси указано непосредственно на сортовом плане. Такой подход к определению границы разделения руд облег­ чит производство экскавации в приконтактной зоне и не потребует специальных методов селекции, которые приводят к снижению производительности экскаваторов на 25—30%, а также позволит значительно снизить потери и разубоживание в процессе отработки приконтактных зон.

Для определения оптимальной границы выемки руды для каж­ дого конкретного случая необходимо учитывать характер потерь и разубоживания (табл. 42).

В соответствии с предлагаемой классификацией производится изыскание оптимальной границы выемки руды из приконтактной зоны. При этом для первых двух типов контактов под рациональной границей выемки руды понимается та поверхность забоя, до которой смешанную горную массу экономически выгодно считать промыш­ ленной рудой, а после нее — непромышленной. Для третьего типа контакта под этой границей понимается поверхность забоя, до кото­

рой

рудную массу экономически выгодно считать одним сортом,

а за

ней — другим.

За критерий экономической выгодности смешанной рудной массы для первых двух типов нами принимается браковочное содержание, а для третьего типа контакта — минимальная себестоимость кон­ центрата, соответствующая его максимальному выходу.

Использование таких экономических критериев при определении оптимальной границы в прикойтактных зонах в практической дея­ тельности позволит более объективно судить об эффективности тех­ нологии выемки, выявлять соответствующие недостатки, устанавли-

112

Т а б л и ц а 42

 

 

Характер потерь

 

Ущерб

 

Тип контакта

 

 

 

и разубоживания

от потерь

от разубоживания

 

 

 

Между

балансо­

Безвозвратные поте­

Прямые

Снижение

качества

вой рудой и пустой

ри руды и разубожи­

потери

руды и извлечения ме­

породой

 

вание пустой породой

металла

талла, потери в хво­

 

 

 

 

стах обогащения

Между

балансо­

Временные потери

Заморажи­

Снижение

содержа­

выми и

забалансо­

металла. Разубожива-

вание

ния металла в руде,

выми рудами

ние рудой низкого ка­

денежных

потери в хвостах обо­

 

 

чества

средств

гащения

 

Между балансо­

Видимых потерь нет.

выми, окисленными

Смешивание с рудой

и смешанными ру­

другого качества, т. е.

дами

пересортица

Потери

Снижение извлече­

в хвостах

ния металла

обогащения

 

вать причины потерь и разубоживания, решать вопросы о рентабель­ ности и целесообразности отработки забалансовых руд.

Установление оптимальной границы выемки между рудой и поро­ дой. При открытом способе разработки месторождений цветных

В

п

С

в'

п ' с'

Рис. 40. Разрез забоя (треугольники Я и Р)

металлов со сложной морфологией рудных тел (типа Кальмакыр), как было сказано выше, основные потери и разубоживание руды (до 90% от общих) образуются при отработке приконтактных зон, особенно при валовой отбойке горной массы с последующим разде­ лением ее по сортам (руда, порода) в процессе экскавации.

Как видно из принципиальной схемы выемки горной массы в при­ контактных зонах экскаватором (рис. 40), образование потерь и разубоживания руды происходит по мере перемещения забоя из

положения АВ в положение СД. При этом, если

горная масса8

8 Закм 958

ИЗ

участка АВСД будет отгружена как товарная руда, потери будут от­ сутствовать, а разубоживание достигнет максимума. Если же гор­ ная масса этого участка будет вывезена в породный отвал, то раз­ убоживание будет равно нулю, а потери достигнут максимальных размеров.

Аналогично рассматривая процесс отработки контакта (рис. 40), приходим к следующему выводу: при отработке контакта со стороны породного блока возникает только разубоживание и, наоборот, при отработке контакта со стороны рудного блока — только потери.

Это весьма важное следствие помогает отстаивать границы руд­ ных и безрудных блоков в условиях, когда отсутствует явный кон­ такт и его приходится устанавливать по данным химанализа.

Как потери балансовых руд, так и их разубоживание оказывают весьма большое влияние на эффективность горных работ и при опре­ деленных условиях могут наносить предприятию значительный ущерб.

Известно, что стремление уменьшить потери балансовых руд неизбежно влечет за собой увеличение разубоживания и, наоборот, снижение разубоживания всегда приводит к увеличению потерь. Поэтому при отработке приконтактных зон важно установить опти­ мальное соотношение между потерями и разубоживанием такое, при котором экономические потери от этих факторов были бы мини­ мальными.

Очевидно, что это может быть достигнуто лишь в том случае, когда ущерб от потерь будет равен ущербу от разубоживания, т. е. если Уп = Ур.

При разработке месторождения открытым способом из намечен­ ного контура карьера извлекается весь объем горной массы незави­ симо от его промышленного значения. Следовательно, затраты на погрузочно-транспортные операции в контуре карьера можно счи­ тать постоянными и независящими от потерь и разубоживания.

В связи с этим ущерб от потерь балансовой руды на предприятии определится разностью между извлекаемой ценностью и затратами на переработку и транспортировку руды за пределами контура карьера, ущерб же от разубоживания — суммой затрат на пере­ работку, разницей затрат транспортировки руды к месту перера­ ботки и к отвлу, а также снижением извлекаемой ценности за счет снижения содержания металла в товарной руде. Тогда:

Уп = 1сЕ0Е»Ц — 1 (Зтр + 30-)- Зи), руб.;

Ур = В (Зтр 30) -f- (сЕ0аяЕ0) ЕМЦ, руб.,

где Уп, Ур — ущерб соответственно от потерь и разубоживания, руб.; с — содержание металла в балансовой руде в массиве приконтактной зоны, единиц и доли единиц; Е0 — извлечение металла в кон­ центрат; Еи — извлечение металла при металлургическом переделе; Ц — оптовая цена металла, руб/т; В — количество разубоживающей породы, т; Зтр — разница затрат на транспортировку горной массы

114

на фабрику и в отвал, руб/т; 3 0 — себестоимость обогащения товар­ ной руды, руб/т; Зм— затраты металлургического передела, отне­

сенные к 1 т руды, руб/т;

ЛлТ>и

а „= , . „-----содержание металла в добытой руде; Ъ— содержание

металла в разубоживающей породе, доли единиц.

Используя формулы нетрудно убедится, что допустимое количе­ ство разубоживающей породы при оптимальном соотношении потерь и разубоживания может быть определено из выражения

ЛС&0ЕмЦ—~(Зтр-|-Зо~|- Зм)

(Зтр-f- 30Зм)ЬЕо^мЦ

Из выражения видно, что оптимальное соотношение потерь и разубоживания зависит только от содержания металла в балан­ совой руде и в разубоживающей массе, так как все остальные вели­ чины являются постоянными.

При равенстве ущербов от потерь и разубоживания, содержание металла в руде из приконтактной зоны должно быть больше или рав­ ным браковочному абр, так как добыча руды с содержанием ниже браковочного принесет предприятию убытки.

Следовательно, при Уп = Ур ад = абр.

Тогда формула для определения браковочного содержания ме­ талла в товарной руде, оптимального соотношения потерь и раз­

убоживания примет вид

 

 

^бр

3тр -f-Зр-f- 3м

100%.

Е 0Е МЦ

Следует отметить, что браковочное содержание, вследствие нали­ чия различных схем переработки с различной степенью извлечения полезных компонентов, будет меняться для разных типов руд. Так, исследования показали, что для Кальмакырского карьера необхо­ димо браковочное содержание устанавливать отдельно для сульфид­ ных, смешанных и окисленных руд. При этом максимальное количе­ ство пустых пород в добытой из приконтактных зон товарной руде (предельно допустимое разубоживание) не должно быть больше

Р доп

f z ^ p 100%

с — Ь

 

На основании зависимости допустимого разубоживания в при­ контактной зоне от пропорции смешивания руд и пород (рис. 41), построенной по данным лабораторных исследований, устанавли­ вается оптимальная граница выемки руд и пород в забое, которая фиксируется номером стружки, отражающим расстояние от услов­ ного контакта до определенной границы,

n'Q

” Стр - JHU.Jy’

8*

115

где

гаСтр — номер

стружки;

п' — число

составов,

отправленных

на отвал; Q — количество рудной массы в составе, т; Ш3 — ширина

экскаваторной

заходки,

м; Н — высота

уступа,

м;

t

— толщина

стружки, м;

у — плотность,

т/м3.

 

 

 

 

 

 

 

 

На практике, соотношение потерь и разубоживания руд чаще

всего

определяют

путем

решения плоских геометрических задач.

 

 

 

 

 

 

 

 

Построив продольный

 

 

 

 

 

 

 

 

разрез забоя по площадям

 

 

 

 

 

 

 

 

треугольников,

 

опреде­

 

 

 

 

 

 

 

 

ляют: потери — треуголь­

 

 

 

 

 

 

 

 

ник ВпЕ; и разубожива-

 

 

 

 

 

 

 

 

ние — треугольник

DmE

 

 

 

 

 

 

 

 

(см. рис.

40).

 

соотно­

 

 

 

 

 

 

 

 

Однако

такое

 

 

 

 

 

 

 

 

шение рудных и породи ых

 

 

 

 

 

 

 

 

масс,

как

следует

из

 

 

 

 

 

 

 

 

рис.

42,

 

справедливо

 

 

 

 

 

 

 

 

только для сечения А А,

 

 

 

 

 

 

 

 

для

сечения

же

Б — Б

 

 

 

 

 

 

 

 

и всех других соотно­

 

 

 

 

 

 

 

 

шение их будет иное.

ука­

 

 

 

 

 

 

 

 

Вследствие

этого

 

 

 

 

 

 

 

 

занный способ

имеет

сле­

 

 

 

 

 

 

 

 

дующие недостатки.

 

 

 

 

 

 

 

 

 

1.

за

плоскость

по­

 

 

 

 

 

 

 

 

мается

 

 

 

 

 

 

 

 

верхность

экскаваторного

 

 

 

 

 

 

 

 

забоя.

Фактически

она

 

 

 

 

 

 

 

 

является

 

поверхностью

Т1ТГЛ

/| 1

Т/1Г» 1 «АТТПТТТТЛ Г» Г,

tl О > !ТГП

 

топографического

поряд-

ставе iVc

 

 

 

 

 

ка’ вследствие чего объемы

 

 

 

(Ш3 =

 

10—16 м)

 

определяются

с большой

 

 

 

 

 

 

 

 

погрешностью.

 

 

 

2.Способ^'дает значительное занижение потерь и разубоживания,

атакже не учитывает их изменения при отработке приконтактных 80Н со стороны рудного и породного блоков.

3.Определение объемов теряемой руды и примешиваемой по­

роды, зависящих от параметров забоя и элементов залегания руд­ ных тел, весьма сложно и в производственных условиях практи­ чески неосуществимо.

Учитывая сложный характер перемешивания руды с породой при экскавации в приконтактных зонах, процесс изменения каче­ ства добываемой рудной массы был исследован на моделях [87, 97], в результате чего установлены зависимости изменения разубожива­ ния в единичном объеме при отработке приконтактных зон забоями с разными параметрами при различном залегании рудных тел. За еди­ ничный объем принято количество горной массы, добываемой с 1 м подвигания экскаваторного забоя.

116

Характер изменения разубоживания определен при среднем угле

откоса забоя равным 55°,

плотности породы у = 2,6 т/м3, и коэф­

фициенте разрыхления

kv

1,3.

При высоте уступа

10

м и ширине заходок 16 м выход горной

массы с 1 м забоя составит 320 т.

Исследование процесса перемешивания руды с породой произво­ дилось при отработке приконтактных зон как из породного, так и

из рудного

блоков.

 

 

На

основании данных

 

 

исследования

авторами

 

Руда

предлагается

совершенно

 

 

отличный от ранее сущест­

\ \

'

вовавших

способ

опреде­

В\В \р

\С— А

ления

оптимальных гра­

 

 

ниц выемки при отработке

 

 

приконтактных

зон.

 

 

При отработке прикон-

 

 

тактной

 

зоны

рудного

 

 

блока

разубоживание в

 

Руда

единичном объеме

может

 

 

 

быть определено из выра­

 

 

жения

 

 

 

 

 

 

 

Рр. =

100 — Рп.,

%,

 

 

где РП/ — разубоживание

 

 

рудной массы в единичных

А ’ А'

 

объемах

при

-отработке

 

приконтактных -зон из по-

Рпс. 42. Схема экскаваторной выемки горной

родного блока,

%;

Рр. —

массы в приконтактных зонах

то же,из рудного блока,%.

Количество теряемой руды до оптимальной границы выемки с од­ ной заходки при отработке зоны из породного блока может быть определено по формуле

Я к = 0 ,0 1 Я .£ (1 0 0 -Р п.),т;

количество разубоживающей массы после оптимальной границы

составит

N

ВК= 0,01Е 2 Рпг Т.

1=П- 1 ‘

При отработке приконтактных зон из рудного блока количество разубоживающих пород до оптимальной границы

ПП

Вк- 0,02 PPl = 0,01Я 2 (100 - Р п г), т;

117

количество теряемой руды после оптимальной границы

N

N

як = о,01£ 2

( 1 0 0 - р р. ) = о,01я 2 Л,., т,

где Пк, Вк — потери руды и разубоживающая масса, т; Е — коли­ чество горной массы с 1 м подвигания забоя; п — оптимальная гра­ ница выемки, м; N — общая протяженность приконтактной зоны.

Изменение количества теряемой руды и разубоживающей массы при изменении оптимальной границы при отработке приконтактной зоны показано на графике (рис. 43).

Установление оптимальной границы выемки между различными промышленными типами руд. При определении минимальной себе-

Рис. 43. Изменение количе­ ства теряемой руды и разу­ боживающей массы при изме­ нении оптимальной границы приконтактной зоны

0

2

4

6

в

ю

/4

 

Расстояние от

контакта,м

 

стоимости концентрата, соответствующей максимальному его выходу из контурной зоны, примем следующие обозначения:

I тип — сульфидная руда, перерабатываемая по прямой схеме флотации;

II тип — окисленная руда, перерабатываемая по схеме проф. Мо­

стовича;

металла в первом типе руды;

аг — содержание

а2 — то же, во II

типе руды;

Е г — извлечение металла из сульфидной руды при прямой схеме

флотации;

металла

из

сульфидной

руды

при

схеме

Е[

— извлечение

проф.

Мостовича;

металла

из

окисленной

руды

при

схеме

Е 2 — извлечение

проф.

Мостовича;

 

 

 

 

 

 

£■' — извлечение металла из окисленной руды при прямой схеме флотации.

Для дальнейших рассуждений воспользуемся приведенными выше графической зависимостью (см. рис. 31) и формулами. Тогда, при­ нимая условно за руду I типа породную массу Вк, а за руду II типа — рудную массу А* и учитывая, что количество добытой руды из приконтурной зоны и количество полученной из нее продукции связаны

118

между

собой

показателем выхода 2 у этой

продукции

при перера­

ботке

руды,

поэтому и производственные

затраты по

добыче Сд

и переработке С0, приходящиеся на одну тонну добытой руды, свя­ заны с себестоимостью получаемой продукции тем же показателем выхода, т. е.

2 тСк= (Ак+ 5 к)(Сд+ С0).

Тогда, имея в виду, что

2 Y = Yi + Tip

ПП

 

 

2

A . S a i £ i + 2

А Аа.2Е 2

 

 

 

 

 

V

 

юор

 

 

 

 

 

 

b ^ - ^ A s j a ^ + ^ - ^ A A ] а %Е 2

 

 

Yu

 

 

loop

 

 

 

На основании изложенного себестоимость концентрата

 

= ______________________ (Л « +

Дк) (С д + С о ) ю ор________________________

руб-

 

 

 

 

 

 

 

 

S

А В а 1Е 1 + S

АЛя2 + ( В « - 2

АВ)

° i E i + ( А « + 2

АЛ) а 2Е'г

 

о

о

\

о

/

\

о

/

 

Выразив объемы через N и п, получим

 

 

 

г

-______________2iV2loop (С д + С о )______________________

.

к

{2nN— n2)a1£,1-j-re2a2£,; +

(7V2-re2)a2£,2-|-(Af — n)*arE[

Минимальная себестоимость / (п) = Ск определяется приравни­ ванием первой производной данной функции нулю

г ( » ) = с ; = о .

После математических расчетов находим

Na(Ei-E^)

П ~ a1 {E1- E i ) - a t {E’t - E i) '

Это значение п соответствует минимальной себестоимости кон­ центрата и границе разделения руд по сортам.

Порядок определения оптимальной границы выемки руд из прикоптактных зон'в пространстве забоя аналогичен вышеприведенному.

Номограмма определения исходных данных при установлении оптимальной границы выемки. Большое число составляющих, входя­ щих в формулы по определению оптимальной границы выемки, соз­ дает определенные затруднения в практическом их использовании. В этой связи нами разработана для условий Кальмакырского карьера номограмма (рис. 44) по определению оптимальной границы выемки

119

Соседние файлы в папке книги из ГПНТБ