Принятые условия и методика моделирования выпуска руды под обрушенными породами при недостаточно крутом падении залежей

Выпуск руды под обрушенными породами изучался в условиях мощных залежей недостаточно крутого паления (под углом от 45—50 до 70—75°), очень распространенных в России.

Задачей исследования было установить исходные данные о потерях руды на лежачем боку, необходимые для научно-обоснованного выбора системы разработки и ее элементов с точки зрения выпуска руды со стороны лежачего бока.

Опыты по моделированию выпуска проведены применительно к условиям Маслянского рудника Зыряновского комбината; выемочная мощность залежей изменяется от 8 до 50—100 м; падение различное, преобладающий угол падения 50—70°; руда в основной массе представлена крепкими микрокварцитами с вкрапленностью сульфидов, крепость руды 12—18, объемный вес руды в массиве 2,0 т/м3, обрушенной 1,9 т/м2. Руда кусковатая, содержание рудной мелочи незначительно, склонности к слеживанию не имеется; вмещающие породы в основном устойчивые, обрушаются более крупными кусками, чем руда; активная высота блока изменяется от 30—40 до 53 м. линейный масштаб моделирования 1:100.

Исходные данные для подбора эквивалентного материала определены замерами в двух камерах Маслянского рудника. В период наблюдения в камере выпускали руду через одну воронку, учитывали объемы выпуска и замеряли диаметр и глубину прогибов поверхности (руда кусковатая, поэтому можно было основываться и на равенстве углов естественного откоса в сходных условиях). Соответствующие условия были воспроизведены на модели при загрузке ее дробленой рудой (микрокварцитами с вкрапленностью сульфидов) среднего качества из Macлянской промышленной зоны. Поочередно использовались фракции 2—3, 3—5 и 5—7 мм, подобие прогиба поверхности руды получилось при крупности 3—5 мм, которая и применялась затем для моделирования.

Обрушенные вмещающие породы воспроизводились на модели дроблеными микрокварцитами крупностью 8—10 мм.

Предельное разубоживание в последней дозе выпуска bпред может быть определено из выражения

где Aр — содержание металлов в руде;

Aп — содержание металлов во вмещающей породе;

Amin — минимальное промышленное содержание металлов;

К — коэффициент, учитывающий разницу между Amin и предельным содержанием металлов, при котором прекращают выпуск, Aпред,

В общем случае К=1. При сравнительно богатой руде этот коэффициент равен 0,6—0,8, так как допускается выпуск части рудной массы с содержанием металла ниже Аmin в расчете на последующее смешение ее в рудоспуске с менее разубоженной рудой из других дучек.

Если содержание металлов выражается в процентах от минимального промышленного содержания, предельное разубоживание равно

где Ap', Aп' — содержание металла в руде и обрушенных породах в процентах от минимального промышленного содержания.

На Маслянском руднике содержание металлов в обрушенных налегающих породах составляет около 30% минимального промышленного содержания.

В лабораторных опытах предельное разубожнвание принималось 35 и 75%. В первом случае (при К=1) содержание металлов в руде составляло приблизительно 150% минимального промышленного содержания, во втором случае (при К=0,8) содержание металлов превышало промминимум приблизительно в 3 раза.

На моделях первоначально вели выпуск до появления пустой породы во всех воронках, затем — до 35%-ного разубоживания в последней дозе выпуска по всем воронкам и до тех пор, пока количество пустом породи в выпушенном дозе не достигало примерно 75%. В отдельных опытах пробовали продолжать выпуск и после этого, но уже в следующей дозе обычно оказывалась почти одна пустая порода. Следовательно, показатели извлечения руды, полученные для предельного разубоживания 75%, в большинстве случаев относятся к богатой руде, при которой предельное разубоживание может быть выше.

Нa рудниках Зыряновского комбината доза выпуска изменяется от 50 до 100—150 т. На модели руду выпускали порциями по 300±50 г, что с учетом масштаба объемного веса эквивалентно 400-тонной дозе в натуре Дозы увеличивали для того, чтобы упростить технику опытов к получить более близкие к практике результаты по сравнению с идеальным порядком выпуска малыми дозами.

Для моделирования были приняты: активная высота блока 50 м (контрольные опыты проведены применительно к высоте блока 25 и 7.1 м), горизонтальная мощность залежи 12, 18, 30, 50 м (в отдельных опытах 6 и 80 м), угол падения 50, 60, 70 и 80°, толщина слоя налегающих обрушенных пород 50 м (испытаны меньшая и большая толщина), площадь выпускных воронок 6x0 м, линейный масштаб 1:100. Висячий бок устойчивый (были испытаны и другие состояния висячего бока). Обрушенные налегающие породы моделировали дробленой рудой фракции 8—10 мм. Стенки модели, ограничивающие блок по простиранию залежи, представляли собой смотровые стекла. Стенки со стороны лежачего и висячего боков имели шероховатость, при которой кажущийся угол трепня дробленой руды о стенку составляет 45—50°.

Заторы при выпуске ликвидировали нажимом стержня, что могло изменить величину потерь руды на гребнях воронок. Однако в данном случае это не имело существенного значения, так как определялись потерн руды не между воронками, а па наклонной стенке блока.

Для определения количества отбитой руды, оставшейся па лежачем боку, из обшей величины потерь, полученной на модели, вычитались потери отбитой руды на днище блока (табл. 27), найденные по данным нескольких опытов на моделях с вертикальными стенками.

При определении полной величины потерь руды необходимо учитывать, что на модели первоначальный контакт отбитой руды с обрушенными породами условно воспроизводился в виде плоскости, тогда как в натуре верхняя часть блока обычно является днищем вышележащего этажа, в котором имеются воронки. Поэтому к общей величине потерь, полученной па модели, должны быть добавлены потерн, которые имеют место при выпуске в связи с тем, что в обрушенном днище вышележащего блока имелись выпускные воронки, заполненные пустой породой.