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

книги из ГПНТБ / Альбов М.Н. Рудничная геология

.pdf
Скачиваний:
25
Добавлен:
27.10.2023
Размер:
22.03 Mб
Скачать

ников широко применяются механические станки СБШ-250 и др. Однако использование шлама для опробования на содержание асбеста при этом оказалось невозможным. От действия бурового инструмента (гидроудар­ ников, шарошечных долот) происходит настолько сильная деформация асбестового волокна, что ситовой анализ шлама дает совершенно ненадеж­ ные результаты.

Для проведения эксплуатационного опробования приходится прохо­ дить скважины колонкового бурения диаметром 100—85 мм по сетке 5 X X 5 м. Полученный из скважины керн по всей высоте уступа составляет одну пробу, которая и обрабатывается описанным в гл. X I X способом.

6. Определение содержания металла в буровзрывных скважинах

По каждой взрывной скважине определяется одно значение содержа­ ния металла, которое распространяется на блок в сфере влияния данной скважины. Если в блоке имеется две-три скважины или более, то среднее содержание по блоку обычно определяется как среднее арифметическое.

Этот давно известный способ определения качества руды в блоке не является совершенным. Содержание металла в блоке необходимо опреде­ лять на основании всей полученной информации как по блоку, так по окру­ жающему пространству. Этому требованию удовлетворяет особый способ вычисления содержания, известный под названием крайгинга [14].

Пробы различного веса учитываются в зависимости от их удаления от центра данного блока. Если содержание металла определено по пробам только внутри блока, то в промышленных блоках оно систематически завышается, а смежные непромышленные блоки оказываются более бога­ тыми. Условие геологической однородности изучаемого блока и его внеш­ него окружения является обязательным. Крайгинг невозможен между скважинами, пройденными по разным естественным типам руд.

Рассмотрим сущность крайгинга (рис. 68). Имеем центральную сква­ жину А в оцениваемом блоке, окруженную скважинами Blt В2, В3, В4 первого ореола и скважинами Cl t С2 , С3 , С4 второго ореола. Использование более удаленных скважин от скважины А не приносит заметного уточнения оценки.

 

Примем следующие условные обозначение:

 

 

 

 

 

Z — среднее содержание

металла в данном блоке при наличии цен­

 

 

тральной

скважины A (Z" — то же, в

данном

блоке

при

отсут­

 

 

ствии скважины А)

— искомая

величина;

 

 

 

 

 

 

 

 

5,8

5,7

S,1

3,9

1.8

4,2

Рис.

68.

Схема при-

g

5,2

5,0

5,3

4,7

5,0

4,9

менения

 

крайгинга

©*

два

 

 

 

 

 

 

(а)

и

примера

 

 

 

 

 

 

 

 

 

(б,

в)

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

Си

5,9

6,9

61

4,0

4,2

4, Г

 

 

 

 

 

©

©

 

©

©

@

 

 

 

 

 

 

б

 

 

в

 

231

и — содержание металла

в скважине А;

V — среднее содержание

металла в ореоле В;

w — среднее содержание металла в ореоле С;

X — вес для среднего содержания в ореоле В при наличии скважины А (X' — то же, при отсутствии скважины А);

[i — вес для среднего содержания в ореоле С при наличии скважины А (ц" — то же, при отсутствии скважины А).

Окончательные формулы для определения искомой величины имеют

вид:

Z = (1 — X — ц) и -1- Xv + [iw

и

Zl = Ku + (\ K) w.

Необходимо также учитывать показатель t — отношение мощности руды (высоты уступа) к среднему расстоянию между скважинами. В усло­

виях карьеров эта величина

близка или выше 1, но не превышает 2.

Рассмотрим

два конкретных

примера. В первом

примере

значения

у и w > и, во втором, наоборот,

и > ѵ и w. В обоих

примерах

среднее

содержание меди в блоке без учета крайгинга равно

5%.

 

П р и м е р

п е р в ы й .

Среднее содержание меди в ореоле В равно:

 

ѵ= 5 - 7+

5 - 3 + 6 ' 9 + 5 ' 2 = 5 , 5 2 % ,

 

 

р ореоле С:

w = 5.8+6.1 + 6.2 + 5.9 = 6 ) 0 Q % j

 

 

 

 

 

Среднее содержание меди в блоке с учетом крайгинга составляет:

Z = (1 — X — ц.) и + Хѵ + [aw = (1 - 0,386-0,0764) 5,0 + + 0,386 X 5,52 + 0,0764 х 6,00 = 5,277%.

Применение крайгинга позволило повысить среднее содержание меди

в оцениваемом блоке на 0,277%.

 

 

П р и м е р

в т о р о й .

Среднее содержание меди в ореоле В равно

 

,:

ѵ= 4 ' 8 0 +

4 9 4 + л л + м

=4,60%,

 

в ореоле С

 

и > = Э . 9 + 4Д + 4 . 1 + 4 0 = 4 і 0 5 % -

 

 

 

 

Среднее содержание меди

в оцениваемом блоке с учетом

крайгинга

равно

 

 

 

 

 

Z = (1 -

X -

ц.) и + ta; + yew = (1 -

0,386 - 0,0764) х 5,0

+

+ 0,386 X 4,60 + 0,0764 X 4,05 = 4,70%.

Применение крайгинга понизило среднее содержание меди в оценива­ емом блоке на 0,3%.

Значение весовых коэффициентов X и ц. взяты из соответствующих таблиц [14].

232

Вцелях практического применения ценного принципа крайгинга можно предложить введение следующих упрощений.

1.Влиянием ореола С можно пренебречь, поскольку оно очень неве­

лико.

2.Среднее содержание в оцениваемом блоке следует определять как сумму содержаний в центральной скважине А и половины разности между содержаниями в скважине Л и в ореоле В с учетом соответствующего знака.

Врассмотренных двух примерах содержание в оцениваемых блоках, вычисленное с применением этих практических правил, равно: в примере первом 5,26% (по крайгингу 5,277%), в примере втором 4,80% (по крайгингу 4,70%).

7. Особенности опробования буровых скважин на россыпных месторождениях

Содержание ценного минерала в россыпи С вычисляется путем деле' ния веса Р минерала, извлеченного из пробы, на объем V пробы:

V '

Содержание минерала определяется в килограммах, граммах, мил-' диграммах или каратах на 1 м 3 песков, в зависимости от вида полезного ископаемого.

Существует два способа вычислений — по теоретическому и факти­ ческому объему пробы. Теоретический объем равен:

V = —h,

где d — внутренний диаметр обсадной

трубы, мм;

h — интервал опробования, обычно

составляющий 0,2—0,5 м (при

бурении пустых пород интервалы могут быть увеличены).

Теоретический объем можно принимать только для скважин большого

диаметра, при этом следует часто проводить контрольные замеры факти­

ческого объема.

 

При разведке скважинами небольшого диаметра объема пробы опре­

деляют по фактическому объему — по внутреннему диаметру труб и раз­

ности высоты столбика

породы в трубе до и после желонения [16].

 

 

Содержание ценного минерала

вычисляют по

 

формуле

 

 

Г

Р 1 nnn ппл

р 1 0 0 0 0 0 0

р

fr

 

 

с = т і о о о о о о = - г - - ^ — = - д г К,

 

 

 

 

 

4

 

 

 

где

H — высота извлеченного столбика породы (разность высоты

стой

 

бика до и

после желонения), м;

 

 

 

 

d — внутренний диаметр обсадной трубы, мм;

 

1 000 000 переводный

множитель

для перехода

от квадратных

мил­

лиметров сечения к квадратным

метрам;

 

 

 

23»

К — постоянный коэффициент.

При d = 93 мм К = 4-1 000000 = 147, it-932

147.

Главные затруднения в правильном определении объема породы из скважины заключаются в следующем.

1. Породы, по которым проходит буровая скважина, разрыхляются неравномерно вследствие их различного вещественного состава и физи­ ческого состояния.

2. Мерзлые породы при бурении оттаивают, что отражается на пра­ вильности определения объема пробы.

3. Часть извлекаемой желонкой породы теряется в мути, причем про­ цент потерь непостоянен и зависит от количества глинистого материала.

4.При долочении породы в обсадных трубах некоторая часть пробы отжимается в затрубное пространство, что уменьшает объем пробы.

5.Вследствие износа башмака обсадной трубы при одной и той жѳ обсадке в трубы может поступать различное количество породы.

Для обеспечения надежного опробования при бурении необходимо постоянно следить, чтобы башмак обсадных труб находился в скважине всегда ниже бурового инструмента. Желонка выбирает столбик породы внутри обсадной трубы, а объем пробы определяется разностью отметок глубины бурения до и после желонения. При разрыхлении породы доло­ том ниже башмака трубы происходит оседание тяжелых минеральных зе­ рен вниз по скважине. В результате глубина залегания пласта и его мощность, установленные по скважине, не всегда совпадают с данными контрольных шурфов. Нередко крупные валуны ошибочно принимаются за плотик и тогда пройденная скважиной мощность рыхлых отложений оказывается меньше фактической.

Обязательному опробованию следует подвергать плотик россыпи (0,2— 0,5 м), обычно представленный элювием коренных пород. При мягких породах следует тщательно рассматривать извлеченный материал и опре­ делять, является ли он корой выветривания коренных пород или ложным плотиком. Известны случаи, когда за почву россыпи принимали глинистый слой речных наносов, ниже которого залегали богатые ценным минералом пески.

Для определения фактического объема пробы, извлеченной из сква­ жины, пользуются ендовкой или мерным ящиком. При бурении диаметра­ ми 117 и 165 мм длину мерного ящика принимают 0,8 м при внутреннем поперечном сечении 0,1 X 0,13 м. Ящик изготовляется из листового же­ леза. К ящику прилагается деревянная подвижная перегородка размером 0,10 X 0,13 X 0,05 м, плотно в него входящая.

После разгрузки пробы из желонки в ящик деревянной перегородкой сгребают породу к задней стенке, придавая ей форму параллелепипеда. Внутреннее сечение ящика, равное 130 см2 , с учетом коэффициента разрых-

234

ления породы 1,3

принимают

 

 

 

за 100

см2 .

Фактический

 

 

 

объем

пробы

определяют по

 

 

 

положению подвижной пере­

 

 

 

городки

на длинной

стороне

 

 

 

ящика,

разделенной

на

сан­

 

 

 

тиметры. Прибавляя к отсче­

 

 

 

ту в сантиметрах два нуля,

 

 

 

определяют фактический объ­

 

 

 

ем пробы

в кубических

сан­

 

 

 

тиметрах.

 

 

 

 

 

 

 

 

При

 

разведке

золотых

 

 

 

россыпей

бурением

органи­

 

 

 

ческая

 

смазка

соединений

 

 

 

штанг и труб (оленафт и пр.)

 

 

 

выдавливается

внутрь

сква­

 

 

 

жины

и, попадая в буровую

 

 

 

воду,

содействует

флотации

 

 

 

самородного золота,

которое

 

 

 

в этом состоянии трудно ула­

 

 

 

вливается

при опробовании.

 

 

 

Поэтому при разведке лучше

 

 

 

применять минеральную гра­

Рис. 69. Схема

передвижной обогатительной

фитовую

 

смазку

 

буровых

установки ПОУ. По Б. П. Макарову

и

штанг и труб.

 

 

 

 

1 — загрузочный

А. И. Лившицу.

3 —

На

россыпных

месторо­

бункер; 2 — дезинтегратор;

внешний барабан;

4 — внутренний барабан; 5 — слив­

ждениях

 

в тресте

«Амурзо-

ной лоток; 6 — шлюз; 7 — центробежный сепаратор;

 

8 — насос; 9 — рама

 

лото» испытан ударно-захват­ ный способ бурения скважин передвижным агрегатом ПУРШ с про­

мывкой извлеченных проб на передвижной обогатительной установке ПОУ [13]. Станок ПУРШ предназначен для бурения скважин диаметром 600 мм глубиной до 15 м при разведке россыпей. Станок состоит из одно-

канатного грейфера, который, падая

на забой, внедряется в

породу.

При натяжении

каната

лебедкой

челюсти грейфера

закрываются, захва­

тывая 15—25 л

породы,

которая

затем

загружается

в бункер.

Челюсти

грейфера разрушают породы только периферийной части забоя скважины. Центральная часть породы в скважине остается ненарушенной и извле­ кается на поверхность в естественном состоянии, без потерь и без переме­ щения золота по вертикали.

Установка ПОУ (рис. 69) позволяет обрабатывать россыпные разведоч­ ные пробы объемом 250—300 л. Анализ проведенных исследований пока­ зал, что среднее содержание золота, определенное с помощью новой тех­ нологии бурения и опробования скважин, более правильно отражает действительное содержание золота в россыпи. Оно примерно в полтора ра­ за выше содержания, определяемого при бурении станком «Эмпайр».

При разведке золотых россыпей на Урале применяют механическое колонковое бурение зубчатыми стальными коронками без промывки водой, с затиркой всухую. Конструкции скважин приведены в табл. 43.

235-

Т а б л и ц а 43 Конструкции скважин колонкового бурения для разведки золотых рсссыпей

Глубина скважи­

Диаметр коронки, мм

Глубина скважи­

Диаметр коронки, мм

 

 

 

 

ны, м

наружный

внутренний

ны, м

наружный

внутренний

 

 

0-15

219

190

25—35

152

130

15-20

190

168

35—45

130

115

20—25

168

152

 

 

 

Бурение ведут станками СБА-500Г и ЗИФ-650А. Забурка произво­ дится колонковой трубой диаметром 219 мм. Затем последовательно умень­ шают диаметр коронки по мере углубки скважины. Интервалы для опро­ бования приняты равными 0,5 м. Выход керна песчано-глинистых пород достигает 100%. Из колонковой трубы керн извлекают выколачиванием.

Объем пробы

определяют по внутреннему диаметру колонковой

трубы

с контрольным

замером фактического объема в ендовке. Промывка

проб

ведется очень тщательно. После отмучивания в ендовке весь материал про­

пускают через грохот с диаметром

отверстий 3 мм. Класс 3 мм промы­

вают в ковше над баком. Песок из

бака промывают вторично в ковше,

полученный черный шлих объединяют. Контроль скважин шурфами пока­ зал, что поправочный коэффициент по золоту для колонкового бурения можно принимать равным 1,32.

В условиях многолетней мерзлоты разведку золотых россыпей лучше производить механическим колонковым бурением с диаметром колонковой трубы до 230 мм. Объем пробы определяют по внутреннему диаметру ко­ лонковой трубы и длине керна. Керн оттаивают и промывают, извлекая ценный минерал.

Весь серый и черный шлих, полученный при промывке проб, после сушки ссыпают в пакет из плотной бумаги (капсюль), на котором указы­ вают точный адрес места взятия проб. Доводить шлихи с самородным золотом в полевой обстановке не рекомендуется. При этом можно потерять

мелкий

металл.

Для хранения

проб у бурового

мастера

должна

быть

запечатываемая

металлическая

банка. По возвращении с полевых

работ

банку

передают

в шлиховую

лабораторию, где

пробы

обрабатывают,

а металл взвешивают и изучают.

Наиболее простым способом выделения самородного золота или пла­ тины из шлиха является отдувка. Для этого шлих высыпают на лист плот­ ной белой бумаги размером 20 X 30 см с загнутыми бортами высотой 1—2 см. Лист бумаги берут за углы по диагонали и держат в наклонном положении. Затем на шлих, сосредоточенный в нижнем правом углу, на­ чинают осторожно дуть, постепенно усиливая струю воздуха. Золот­ ники вследствие их значительно большего удельного веса остаются на листе, тогда как остальные минеральные зерна под действием воздушной струи передвигаются вверх по диагонали листа. При отдувке нижний правый угол листа рекомендуется слегка встряхивать короткими поперечными дви-

236

жениями. Такую примитивную отдувку можно заменить использованием воздушной струи из пульверизатора. После отдувки золотники при помощи мягкой волосяной кисточки перемещают на чашечку аналити­ ческих весов и взвешивают с точностью до 1 мг.

Вместо отдувки можно применять амальгамацию. Шлих помещают в фарфоровую чашку с водой, в которую добавляют капельку ртути. По­ лученный шарик амальгамы растворяют в азотной кислоте или выпаривают в вытяжном шкафу, а чистое самородное золото взвешивают. Взвешенный металл ссыпают в общий капсюль со всех скважин и шурфов данной раз­ ведочной линии и изучают форму и крупность золотинок. При разведке смешанных рассыпей (золото-платиновых, золото-касситеритовых и пр.) определяют вес и содержание по каждому ценному минералу в отдельности. Обнаружение в пробах крупных золотин требует особого их учета, резуль­

таты которого вводятся в подсчет запасов по данным ситового

анализа.

Наиболее совершенным способом выделения самородного

золота

(и платины) из шлиха является применение доводочного центробежного

сепаратора ДЦС конструкции ЦНИГРИ. Обогащение происходит под дей­ ствием центробежной силы, направляющей поток пульпы по рифленой поверхности.

За смену на сепараторе можно обработать 80—100 шлихов с макси­ мальным объемом до 500 см3 . Объем конечного концентратора составляет 3—5 см3 с извлечением до 99,5% . Наибольшая крупность обрабатываемого

материала

равна 2 мм; расход воды составляет 3 л/мин. Мощность элек­

тромотора

привода

равна

0,08 квт, число оборотов

чаши 368 об/мин.

Габариты ДЦС 700

X 520

X 1500 мм, вес 28,3 кг.

 

 

8. Проверка

результатов опробования

скважин

 

 

опробованием горных выработок

На каждом руднике могут быть случаи вскрытия горными выработ­

ками пробуренных

ранее

скважин. При этом создаются благоприятные

условия для контроля искривления скважины и установления достовер­ ности данных опробования буровыми скважинами. Забойная проба, взя­ тая для сравнения, должна по возможности находиться в месте пересече­ ния рудного тела буровой скважиной или отстоять от него не более чем на 0,5—1,0 м. Следует тщательно сравнить описание руд по скважине и по горной выработке.

В рудных телах большой мощности сравнению подлежат средние со­ держания металла, полученные при пересечении рудного тела скважиной и по пройденному в ее профиле орту. В рудных жилах с изменчивым со­ держанием металла для сравнения одну пробу по штреку в профиле сква­ жины лучше заменить средним содержанием металла по тому же штреку из ряда проб на протяжении 20—30 м (по 10—15 м в обе стороны от про­ филя скважины).

Сопоставление результатов опробования из нескольких скважин с дан­ ными горных выработок позволяет вывести поправочный коэффициент

К по содержанию

металла:

_

Содержание металла в забое горной выработки

 

Содержание металла в буровой скважине *

237

Если коэффициент К относительно устойчив, его можно использовать при подсчете запасов металла в блоках, разведанных бурением. По опыту автора на одном руднике поправочный коэффициент по содержанию золота для скважин колонкового бурения составил 1,5. Конкретные данные о представительности кернового опробования на золоторудном месторожде­ нии приведены в статье Д. А. Лобанова [10].

Г л а в а X V I I I

ОПРОБОВАНИЕ РУДНЫХ МАСС НА ДНЕВНОЙ ПОВЕРХНОСТИ

1.Опробование отвалов горных работ

ихвостов обогатительных фабрик

Впрактике геологического обслуживания горных предприятий нередко

приходится производить опробование и подсчет запасов рудных

масс,

уже выданных на дневную поверхность и находящихся в отвалах.

Отвал

всегда неоднороден по составу: в нижних его частях преобладают более крупные куски руды, в средних — промежуточные, а в верхних — наибо­ лее мелкие обломки. Поэтому для надежного определения качественного состава рудной массы необходимо пересекать отвал канавами при малой мощности или шурфами, если вертикальная мощность отвала превышает полтора метра.

Количество шурфов и порядок их размещения по поверхности отвала зависят от изменчивости рудной массы, ожидаемого среднего содержания полезного компонента, целей опробования и, наконец, от экономических соображений. На отвалах с большой площадью шурфы можно размещать по квадратной сетке, размеры которой находятся в пределах от 10 X 10 до 50 X 50 м. На небольших отвалах с переменной мощностью размещение шурфов зависит от формы отвала и его мощности. При общем количестве шурфов, составляющем на отвале средней величины около десяти, следует стремиться к тому, чтобы в сфере влияния каждого шурфа находились примерно равные объемы рудной массы.

Проходка шурфов в отвалах должна вестись опытными забойщиками с обязательным сплошным креплением. Рудную массу от проходки каждого слоя (1 —2 м) шурфа раскладывают вокруг устья шурфа в отдельные кучи. Каждую кучу подвергают опробованию горстьевым или другими методами. Из рудной массы с относительно равномерным оруденением достаточно отбирать горстьевую пробу весом 5—8 кг с каждого слоя. При неравномер­ ном распределении металла в кусковой руде и в рудной мелочи последнюю отделяют грохочением и определяют весовой процент ее выхода. Затем отбирают горстьевые пробы отдельно от кусковой руды и от рудной мелочи в установленной пропорции с последующим объединением взятых фрак­ ций в одну пробу. Попутно с опробованием отвала иногда решают специаль­ ные технические задачи: распределение рудной массы по классам круп­ ности, отбор технологической пробы для испытания рудной массы на обогатимость и др.

238

При разработке отвалов экскаваторами необходимо внимательно сле­ дить за состоянием забоя, который может находиться в неустойчивом равновесии. Категорически запрещается отбирать пробы от поверхности забоя в отвале; внезапная осыпь его может послужить причиной несчаст­ ного случая.

Хвосты обогатительных фабрик представляют собой механические отложения осадков из вод, поступающих в отстойные бассейны. Наиболее крупные и тяжелые частицы рудных минералов отлагаются вблизи места разгрузки хвостового желоба. Поэтому лучше брать пробы из ряда точек, расположенных по расходящимся лучам от места поступления хвостов в бассейн, увеличивая расстояние между этими точками вниз по течению. Опробование производят шурфами или дудками с отбором вертикальных бороздовых проб со стенок через равные интервалы. Вместо дудок можно

применять ручное

бурение.

Опробование отвалов хвостов, вывезен­

ных из отстойных

бассейнов,

также производят буровыми скважинами.

При опробовании отвалов руд необходимо учитывать быструю окисляемость многих рудных минералов и выщелачивание полезных компонен­ тов дождевыми водами. Например, сульфиды меди при хранении в отвале очень быстро переходят в растворимые в воде сульфаты меди. Поэтому отвалы медных, а также свинцовых и некоторых других руд с течением вре­ мени заметно теряют свою ценность.

2. Опробование руд и углей в вагонетках

Для качественной характеристики добываемых руд или углей по от­ дельным эксплуатационным блокам (камерам), участкам, горизонтам, за смену, за сутки и т. п. следует проводить опробование рудной или уголь­ ной массы в вагонетках.

Опробовать руду или уголь в вагонетках можно непосредственно у ру­ доспусков эксплуатационных блоков. Результаты такого опробования весьма достоверны. Явления сегрегации или обособления мелкой фракции руды или угля от крупной почти исключаются. При движении в ваговетках по откаточным путям соотношение и пространственное положе­ ние мелкой и крупной фракции рудной массы нарушается. Мелкая фрак­ ция (часто наиболее богатая) проваливается на дно вагонетки. В результате этого содержание полезных компонентов в поверхностном слое пони­ жается.

Пробу из вагонетки берут горстьевым способом. Порции руды, из ко­ торых составляют пробу, отбирают специальным совком из трех или пяти

точек (по «конверту»), рис. 70. Если

в ме­

 

 

 

 

 

 

сте отбора пробы имеются крупные

облом­

 

 

 

 

 

 

ки

руды

или

угля,

то от

них

молотком

 

 

 

 

 

 

отбивают

мелкие

кусочки

по

линии

 

 

 

 

 

 

вкрест видимой в

обломке

полосчатости

 

п п

,

.

*

ч

т->

порции

 

»

массы

Рис.

70.

Точки

отбора

порции

(слоистости).

Вес

рудной

Г О

рС Т Ь

евой пробы

рудной

массы

с

равномерным содержанием

компонента

 

 

 

из вагонетки

 

23Ѳ

не должен превышать 0,5 кг (с неравномерным — не более 1 кг). Общий вес пробы, отбираемой из вагонетки, составляет от 1,5 до 5 кг. Взятые из вагонеток пробы направляются в лабораторию для измельчения, со­ кращения и химического анализа.

На урановых рудниках применяется радиометрическое опробование вагонеток при прохождении их через специальный пункт, оборудованный радиометрической аппаратурой. На свинцовых рудниках в этих целях используется гамма-гамма-метод. На бериллиевых рудниках опробование вагонеток производят фотонейтронным методом.

3. Товарное опробование рудных масс

Все добытые руды или продукты их переработки (концентраты), от­ правляемые металлургическим заводам и другим потребителям, обяза­ тельно должны быть опробованы для обоснования взаимных хозяйственных расчетов между предприятиями. Этот вид опробования называется товар­ ным. Производится он на руднике при погрузке руд в железнодорожные вагоны или в трюмы грузовых судов. Товарное опробование необходимо также и для определения потерь и разубоживания руд при эксплуатации. За правильностью товарного опробования на рудниках следят предста­ вители инспекции по качеству.

Пробы из вагонов берут горстьевым способом. Инструментами для отбора служат: молотки, лопаты, совки, ведра и опробовательские буры. Перед взятием пробы на глаз определяется соотношение кусковой руды и рудной мелочи. Последнюю набирают из ямок глубиной до 30 см, зачер-

~1

 

1 — I I I

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

•^---t--f--t-^f—

4 ?

 

 

I

I

 

 

 

 

 

 

I

I

I

1 I

 

I

 

I

 

 

 

 

 

I

I

\

 

 

 

 

I

I

'

'

 

 

-?

Ф

<>

 

 

 

 

 

- ? — г

 

 

 

Ц2п

Ч/п. •Z/H

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

Рис. 71. Способы

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

расположения то­

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

чек отбора

порций

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

товарной

пробы

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

из

вагонов.

По

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

М.

Ф. Локонову

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

(1961).

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

о — по квадратному

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

конверту; б — по

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

прямоугольнику;

 

в —

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

по треугольнику;

г —

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

по

диагонали;

д —

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

по конверту;

е — по

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

двум равным конвер­

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

там

 

 

 

С не менее 300мм

С не менее 300мм

240