Выпуск руды из обрушенных блоков

На практике выпуск руды осуществляют не из одного обособленного отверстия, а из серии смежных отверстий. Если при этом смежные эллипсоиды разрыхления пересекаются, то поверхность контакта руды с пустыми породами перемещается иначе, чем при выпуске из одного обособленного отверстия. Частицы на поверхности контакта перемещаются при выпуске поочередно в зоне влияния первого, второго и последующих эллипсоидов разрыхления.

Возможны следующие режимы выпуска: равномерно-последовательный (рис. 3.3.4) (выпуск руды ведут равными дозами, последовательно переходя от одного выпускного отверстия ко второму смежному, затем третьему и др.); поочередно-последовательный (выпуск руды производят полностью из одного выпускного отверстия, затем смежного второго и др.).

Рис. 3.3.4. Схема равномерно-последовательного выпуска руды:

1 – эллипсоиды выпуска в положении взаимного касания; 2 – первоначальное положение контакта «руда – пустая порода»; 3 – последующие положения этого контакта;

4 – выпускные отверстия; H_бл – высота блока; h_э – высота эллипсоида; h_кэ – высота касания

эллипсоидов; h_кр – критическая высота; D₀ – диаметр эллипсоида [1]

Касание эллипсоидов происходит при равенстве диаметра эллипсоида D и расстояния между выпускными отверстиями l₀, высота касания h_кас:

. (3.3.7)

Высота h_кр , начиная с которой поверхность контакта из горизонтальной превращается в волнистую, называется критической. Величина h_кр зависит от расстояния между отверстиями и величиной их диаметра.

При высоте слоя руды h ниже критической h_кр при выпуске начинается разубоживание руды породой. Критическая высота рассчитывается по формуле

(3.3.8)

где l₀ – расстояние между выпускными отверстиями, м;

Величина h_кр принимается [1]:

– , по Малахову Г. М.;

– , по Дубынину Н. Г.

Величина коэффициента разрыхления К_р зависит от условий взрывания и находится в пределах К_р = 1,05–1,4.

При взрывании на компенсационное пространство К_р рассчитывается по формуле

(3.3.9)

где h – высота обрушаемого слоя, м, обычно принимается равной высоте блока Н_бл; v_к – объем компенсационного пространства, доли ед.

При взрывании в зажатой среде К_р зависит от величины сдвижения контакта руда–порода. Обычная величина подвижки находится в пределах 1–2 м, а соответствующий К_р = 1,05–1,2.

В методических указаниях [3] в качестве определяющих факторов коэффициента сыпучести приняты: коэффициент разрыхления, размер кондиционного куска К_к, м, выход негабарита Z , %:

(3.3.10)

Размер кондиционного куска К_к принимаем по соотношению с размером выпускного отверстия дучки d:

d / К_к = 3–5. (3.3.11)

Для типовых сечений выпускных отверстий К_к = 500–1500 мм.

Параметры днища блока

Размеры и расположение дучек принимаются исходя из следующих положений:

– обеспечение максимального извлечения руды из блока при минимальных потерях и разубоживании;

– обеспечение устойчивости днища.

Число дучек для наиболее полного извлечения руды определяется по формуле

N = V_бл/V_э, (3.3.12)

где V_бл – объем погашаемых запасов руды в блоке (объем блока), м³.

Расстояние между выпускными отверстиями принимается в зависимости от высоты блока:

l_о = (0,1–0,2)Н_бл, (3.3.13)

где меньшие значения принимаются для ценных руд, большие – для бедных руд.

Исходя из условия обеспечения устойчивости днища блока нормами технологического проектирования [2] площадь, приходящаяся на одну выпускную выработку (дучку), принимается 40–60 м².

3.3.3. Параметры выпуска [6]

К прогнозным параметрам выпуска руды из-под обрушенных пород относятся: величина предельного засорения в последней дозе выпуска Р_пр; коэффициент извлечения чистой руды ε_гp; коэффициенты потерь руды П (%) и разубоживания Р (%).

Планируемая величина предельно допустимого весового разубоживания в последней дозе выпуска рассчитывается по формуле

Р_в.пр = (А_р – А_minC₁) / (A_p – А_п), (3.3.14)

где А_р – содержание металла в руде, %; А_min – промышленный минимум, %; А_п – содержание металла во вмещающих породах, %; С – поправочный коэффициент, учитывающий снижение промышленного минимума за счет уже произведенных затрат (С = 0,6–1,0, меньшие значения для богатой руды, большие – для бедной).

Обычно Р_в.пр ≈ 0,6–0,8 при рядовой руде и Р = 0,25–0,35 при бедной руде.

Плотность рудной массы в конечной дозе выпуска рассчитывается по формуле

γ_р.м = 0,01[γ_пР_в + γ_р(100 – Р_в)], (3.3.15)

где γ_п – плотность вмещающих пород, т/м³; γ_р – плотность руды, т/м³.

Планируемое объемное предельно допустимое разубоживание в конечной дозе выпуска

Р_о.пр = Р_в.пр (3.3.16)