CC BY
53
верхности, повышение ее гидрофобности и флотируемо-сти не только угольных частиц, но и их сростков с минеральными вкраплениями.
Установлено повышение эффективности действия алкилпроизводных 1,3-диоксаланов по сравнению с
1,3-оксатиоланами.
Коэффициент эффективности 2-изопропил-1,3-диоксалана выше на 7-9% по сравнению с применением 2-изопропил-1,3-оксатиолана при расходе реагентов 0,39-0,45 кг/т.
Увеличение длины углеводородного радикала с 3 до 6 атомов углерода во втором положении молекулы обеспечивает значительное повышение эффективности флотации (рис. 3) с одновременным ухудшением селективности процесса. Применение в качестве реагента 2-бутил-1,3-оксатиолана вместо 2-пропил-1,3-оксатио-лана приводит к повышению коэффициента эффективности с 0,665-0,745 до 0,764-0,800 при расжде реагентов в пределах 0,39-0,5 кг/т (см. рис. 3). В то же время коэффициент селективности снижается с 3,62-3,48 до 3,07-2,45 долей единицы (см. рис. 2).
Наиболее высокая эффективность процесса флотации угля из исслгдованных алкилзамещенных 1,3-окса-тиоланов установлена для 2-бутил-1,3-оксатиолана (см. рис. 3). Применение 2-гексил-1,3-оксатиолана, несмотря на увеличение выхода концентрата, приводит к снижению селгктивности процесса флотации по сравнению с использованием 2-бутил-1,3-оксатиолана (см. рис. 2) и соответственно к ухудшению коэффициента эффективности (см. рис. 3). Это объясняется тем, что коэффициент эффективности учитывает как извлечение горючей массы в концентрат, так и извлечение минеральной части в отходы. Коэффициент эффективности рассчитывали по следующей формуле [4]:
Пэф = 0»0Ц/Егм • Ем ч о ,
где Егм - извлечение горючей массы в концентрат, %; Ем.чо - извлечение минеральной части в отходы, %.
Увеличение длины углеводородного радикала в молекуле 1,3-оксатиоланов обеспечивает повышенную гидрофобизацию поверхности высокоминерализованных частиц, которые переждят в пенный продукт, увеличивая его зольность.
Однако для легкообогатимых и низкозольных углей целесообразно использовать реагенты, обеспечивающие высокое извлечение горючей массы в концентрат при его общей зольности ниже 9%.
Это связано с тем, что концентраты углей поступают на коксование, и их зольность не должна превышать 9%, чтобы обеспечить зольность кокса для доменного производства в пределах 11-12°%.
При флотации углей с повышенной исходной зольностью необходимо использовать реагенты, обладающие как высокой флотационной активностью, так и повышенной селективностью действия.
Из исследованных химических соединений к таким реагентам следует отнести алкилзамещенные
1,3-оксатиоланы с изостроением углеводородных радикалов. Применение их в качестве самостоятельных реагентов при флотации угля позволяет повысить вы-жд концентрата при одновременном снижении рас-жда реагентов.
Список литературы
1. Исследование и разрабогка нового реагентного режима флотации углей на основе термодинамических параметров адсорб-ции углеводородов на угольной поверхности / Петухов В.Н., ОсинаН.Ю., Юнаш ААи др. // Башкирский химический журнал. 2007. Т. 14. № 3. С. 69-71.
2. Дебердеев И. X., Пиккат-Ордынский Г.А., Рудановская Л.А. О применении новых эффективных реагентов во флотации / Уголь. 1988. № 11. С. 49-50.
3. Совершенствование технологии флотации углей за счег использования кремнийорганических соединений / Петухов В.Н., Осина Н.Ю., Кукушкин В.В и др. // Вестник Кузбас. гос. те<н. ун-та. 2003. № 5. С. 78-81.
4. Павлович В.И., Фоменко Т.Г., Погарцева Е.М. Определение показателей обогащения утл ей. М.: Недра, 1965.
Bibliography
1. Research and working out of the new reagent condition of flotation of coals on the basis of thermodynamic parametres of adsorption of hydrocarbons on a coal surface / Petuhov V.N., Osina N.U., Unash A.A. and other // The Bashkir chemical journal. 2007. Vol. 14. № 3. P. 69-71.
2. Deberdeev I.H., Pikkat-Ordinsky G.A., Rudanovskaya L.A. About application of new effective reagents in flotation // Coal. 1988. N 11. P. 49-50
3. Perfection of technology of coals flotation at the expense of use organosilicic compounds / Petuhov V.N., Osina N.U., Kukushkin V.V. and other // Reporter of Kuznetsk Basin State Technical University. Kemerovo, 2003. № 5. P. 78-81.
4. Pavlovich V.I., Fomenko T.G., Pogarceva E.M. Definition of factors of coals enrichment. M.: Nedra, 1965.
УДК 622.27
Джиоева А.К., Паук Л.Г.
РАЗРАБОТКА МЕТОДИКИ РАСЧЕТА ЧИСЛА И ОБЩЕЙ ДЛИНЬТ ПРОБУРЕННЫХ СКВАЖИН
В практике применения скважинной отбойки широкое распространение получили веерное и параллельное расположение взрывных скважин. Целесообразность применения первого или второго способа
зависит от многих факторов, основными из которых являются: необходимая точность оконтуривания
взрываемого массива, равномерность распределения ВВ, а также экономичность буровыхработ.
Разработка методики расчета числа и общей длины пробуренных скважин
Джиоева А.К., ПаукЛ.Г.
При равномерном и одинаковом распределении ВВ общая длина скважин при веерном расположении всегда больше, чем при параллельном. Увеличение длины скважины отражается коэффициентом Кд, который равен отношению суммарной длины скважин при веерном Ьв и параллельном Ь их рас положении:
(1)
Некоторые авторы считают, что коэффициент увеличения длины скважин Дд является величиной примерно постоянной и изменжтся от 1,4 до 2 [1, 2]. Для определения этого коэффициента были сделаны графические построения вееров скважин при различных параметрах обуренного слоя, при этом коэффициент увеличения длины скважин (Кд) изменяется от 1,20 до 1,86.
При веерном расположении скважин (см. рисунок, а) постоянным принимается кратчайшге расстояние ^ между концами одних, более коротких, и осями соседних, более длинных скважин. Параллельные скважины располагаются во взрывном массиве, как показано на рисунке, б. Из рисунка видно, что площадь обуриваемо-го участка может быть представлена суммой площадей треугольников ОАБ, ОВС, ОСД... .
= - Ж 2
(
12 + 13 +
21
(2)
где ш - мощность рудного тела; Н - высота подэтажа; Ж - линия наименьшего сопротивления Л.Н.С; /2, 13 ... -соответствующие длины скважин.
При определении площадей треугольников из расчета выпадают первая и последняя скважины, составляющие в сумме мощность рудного тела, и центральная скважина равна высоте обуриваемого слоя. Самые длинные скважины участвуют в расчете дважды, поэтому можно записать:
С
1
шН = —Ж 2
Н2 + ґ ш "12
і 1 2 )
(3)
Заменяя £/и =7Ъ и преобразуя, получим
_ Ъш'Н ^ш + н_уІ4н2 + ш2
в Ж
(4)
Как показывают расчеты, величина ш + Н-у/ 4Н2 + ш2
„ 2шН
невелика по сравнению с величинои , причем она
частично компенсируется несколько меньшей глубиной скважин вследствие расположения буровой выработки в обуриваемом слое. Поэтому с достаточной для практики точностью можно записать
7 =
2шН
Ж
(5)
При параллельном распределении (см. рисунок, б) общую длину пробуренных скважин можно определить:
7 =
ш
+1 I-Н.
V Ж у
Из (1) можно найти Кд
2шН ■Ж
2ш
К =■ ґ ч -д Ж (ш + Ж) Н ш + Ж
(6)
(7)
Количество скважин в веере с некоторым приближением можно представить
7
I.
(8)
ср
Среднюю длину скважины при веерном расположении можно определить как среднюю арифметическую между минимальной и максимальной скважинами.
, / . + /
1 _ шіп тах
/ср “ 2
(9)
Из рисунка а виднo, что ^ , ^х 2
тогда
а б
Схема расположения взрывных скважин: а - веерное, б - параллельное
1СР =
ш
ш
4
(10)
Подставляя значения (5) и (10) в (8), получим
8шН
Ж (ш + \14Н2 + ш2
(11)
Для проверки достоверности полученных выражений (5), (7) и (11) по данным графических построений были определены значения общей длины скважин ^в), количество их в веере (ив) и коэффициент увеличения длины скважин (Кд) при веерном расположении
Результаты проверки расчетов по данным графических построений
Мощность рудного тела, м Высота подэтажа (этажа) h, м Л.н.с. W, м Общая длина скважин в веере Количество скважин в веере Коэффициент увеличения длины скважины
Факт ZBCD, М Расчет Z, м Ошибка, % Факт «вер Расчет «в Ошибка, % Факт, КдФ Расчет кд Ошибка, %
40 80 5 1238 1280 +2,6 24 25 +4,1 1,72 1,78 +3,5
30 60 5 697 720 +3,3 18 18,7 +3,9 1,66 1,72 +3,5
20 40 5 300 320 +6,7 11,5 12,5 +8,7 1,50 1,60 +6,7
30 60 3 1187 1200 +1,1 31 31,1 - 1,80 1,86 +3,4
20 40 3 506 534 +5,5 20 20,8 +4 1,65 1,74 +5,5
10 30 3 176 200 +12 12 11,3 -5,8 1,47 1,54 +4,7
10 20 3 115 133 +15,6 10 10,4 +4 1,34 1,54 +15
10 10 3 65 67 +3,1 8 8,2 +2,5 1,62 1,54 -5
20 40 1,5 1064 1068 +0,4 41 42 +2,4 1,86 1,86 -
10 40 1,5 503 534 +6, 25 23,4 -6,4 1,64 1.74 +6,1
10 20 1,5 262 267 +1,9 21 20,8 -1,0 1,71 1,74 +2,0
10 10 1,5 124 133 +8,9 15 17 +13,4 1,77 1,74 -1,7
5 20 1,5 112 133 +18,7 10 12 +20,0 1,40 1,54 +10,0
5 10 1,5 60 67 +11,7 10 10,5 +5,0 1,50 1,54 +2,7
5 5 1,5 32 33 +3,1 8 8,3 +3,7 1,60 1,54 4,0
скважин, которые приведены в таблице. Отклонения фактических значений указанных величин от расчетных в основном не превышают 10%. Такая точность вполне достаточна для технико-экономическихрасчетов.
Список литературы
1. Зеленкин В.Н., Горбатов Ю.В. Сравнительная оценка парал-лельного и веерного расположения взрывных скважин // Изв. вузов. Горный журнал. 1970. № 2.
2. Иофин С.Л. и др. Принудительное этажное обрушение. М.: Мегаллургиздаг, 1957.
Bibliography
1. Zelenkin V.N., Gorbatov J.V. Comparative assessment of parallel and radial pattern of blastholes drilling // Bulletin of universities Mining Journal. 1970. № 2.
2. lofin S.L. et al. Artificial block caving: Metallurgiz dat, 1957.
УДК 622.35:622.271.4 Першин Г.Д., Уляков М.С.
ОБОСНОВАНИЕ СПОСОБОВ ПОДГОТОВКИ К ВЫЕМКЕ БЛОЧНОГО ПРИРОДНОГО КАМНЯ ВЫСОКОЙ ПРОЧНОСТИ
Природный камень высокой прочности (ПКВП) характеризуется входящими в его состав минералами с твердостью 6-7 по шкале Мооса (полевой шпат, кварц, слюда и др.) и его предел прочности на сжатие составляет 110-220 МПа.
ПКВП представлены не только гранитами. Среди изверженных пород существуют как глубинные (сиениты, диориты, габброиды, лабрадориты и др.), так и излившиеся (диабазы, порфириты, базальты, липариты и др.). К метаморфическим относят гнейс, кварциты.
При добыче блочного ПКВП распространенным способом извлечения является шпуровой с применением различных распорных средств: механических клиньев и гидроклиньев, НРС и ВВ (бурение и подрыв, бурение и расклинивание, бурение сплошной щели). В качестве вспомогательных процессов при проходке фланговых щелей применяются термическая резка, пиление алмазным канатом.
Одной из главных особенностей при разработке месторождений облицовочного камня является требование сохранения монолитности добываемых блоков и их декоративных качеств, обеспечение правильной геометрической формы блоков и сохранности разрабатываемого массива. Этим требованиям удовлетворяют механические способы отделения блоков и их разделка с помощью клиньев (гидроклиньев, гидрораскалывающих устройств - ГРУ), сплошное обуривание массива, использование невзврывчатых разрушающих составов или смесей (НРС) [1, 2], а также в последнее время при подготовке прочных пород к выемке в России и за рубежом применяется алмазно-канатная технология [3, 4].
Алмазно-канатное пиление еще в большей степени удовлетворяет условиям сохранения монолитности и геометрических параметров блоков. Как следствие, возможно повышение выхода товарных блоков. Появляется возможность производства блоков повы-
