CC BY
54
© В.А. Белин, А.В. Логачев, Т. Т. Исмаилов, 2008
УДК 622.271
В.А. Белин, А.В. Логачев, Т. Т. Исмаилов
УПРАВЛЕНИЕ ПАРАМЕТРАМИ ВЗРЫВА ПРИ ПОДГОТОВКЕ РУД К ВЫЩЕЛАЧИВАНИЮ
Приведены результаты управления показателями взрыва для оптимизации процессов выщелачивания на заключительном этапе разработки месторождения путем модернизации схемы отбойки на основе учета энергии взрыва.
У'"Ъсвоение техногенных запасов сырья выщелачивание нуждается в управления энергией взрыва для получения заданной крупности руд.
Качество дробления оценивают по количеству раздробленного продукта, распределению по фракциям крупности и характером проработки поверхности отрыва, но основным показателем является суммарная площадь образованных в результате взрыва кусков.
Одним из основных параметров взрыва является величина энергии взрывчатого превращения ВВ. Реализация энергии взрыва по формам зависит от многих факторов, в том числе параметров взрывного импульса и геометрии расположения зарядов относительно поверхности, на которую производится отбойка. Для достижения требуемых результатов отбойки параметры взрыва должны определяться в зависимости от назначения взрыва и свойств разрушаемой среды.
Плотность распределения гранулометрического состава пород, отобранных вне зоны влияния взрывных работ, подчиняется нормальному закону распределения, а образцов, предварительно подвергнутых взрывному нагружению, - бимодальному при увеличенном выходе мелкокусковых фракций. Так как отклонения от заданных пара-
метров измельчения полезного ископаемого происходит в зоне дробления, при отбойке стремятся уменьшить объем этой зоны.
Для уменьшения выхода негабаритных или переизмельченных фракций минералов в процессе отбойки снижают затраты энергии взрыва на проработку участков забоя и степень разупрочнения пород.
Выход сортируемых фракций минералов прогнозируется с учетом последующих процессов обогащения в зависимости от параметров отбойки и трещиноватости массива.
Структура геологической среды и размеры минеральных зерен в значительной степени определяют механизм взрывного разупрочнения горных пород. С увеличением размеров отдельных зерен прочность минеральных агрегатов снижается, поскольку силы сцепления пропорциональны средней величине поверхности соприкосновения зерен, а последняя с увеличением размера зерна уменьшается.
Поэтому при взрывном разрушении горных массивов необходимо учитывать характер сочетания в структуре и текстуре полиметаллической руды различных минеральных агрегатов, так как при разрушении определяющую роль играет высвобождение кристал-
Таблица
Типизация работы взрыва при разрушении горных пород
Категории крепости пород по М.М. Протодьяконову
14-20 9-14 5-9 3-5 1-3 0,5-1
Потенциальная энергия рекомендуемых к использованию ВВ, Кдж/кг 103
5-5,5 4,7-5 4,4-4,7 4,0-4,4 3,4-4,0 3,0-3,4
Удельный расход ВВ, кг/м3 при прочих работах с ііс = 10 см
,4 О, ,0 2 ,7 2 1,1 0,9
Удельный расход ВВ, кг/м3 при прочих работах при ііс = 15 см
2,3 1,8 1,5 1,2 1,0 0,8
При очистных работах с ёс = 15 см
2,3 1,8 1,5 1,2 1,0 0,8
При очистных работах с ёс = 15 см
1,9 1,5 1,25 0,95 0,85 0,75
лов или зерен минералов из состояния срастания.
Качественное разрушение, облегчающее последующее выщелачивание золота из хвостов обогащения, состоит в отделении неповрежденных зерен полезного компонента от минералов пустой породы, что достигается при избирательном расходе энергии только на разрыв межатомных связей вдоль поверхностей срастаний.
Оптимальное дробление руд обеспечивается путем оптимизации типа ВВ и их энергетических показателей (таблица). С увеличением удельного расхода ВВ с 0,6-0,7 до 2-2,1 кг/м3 средний линейный размер куска снижается с 10-12 до 5-6 см, а показатель степени дробления возрастает с 1,2-1,3 до 1,5-1,6.
На одинаковом расстоянии для двух различных по весу, но одинаковых по форме и плотности зарядов максимальные напряжения в среде равны, а удельные импульсы пропорциональны радиусам этих зарядов.
Производство взрывных работ на карьерах России, где в сжатые сроки подготавливаются для взрывного разрушения одновременно несколько блоков, в современных условиях нуждается в качествен-
но иной реализации, что обуславливает актуальность разработки систем компьютерного проектирования взрывных работ.
Большинство из известных работ ориентированы на оптимизацию стоимости и параметров взрывных работ. Программы хотя и способны формировать базы данных и содержат картографическую информацию, еще предусматривают выполнение целого ряда процедур вручную.
Сложность создания автоматизированного проектирования взрывов заключается в необходимости обеспечения программными средствами реальной геологической и маркшейдерской базы данных, автоматизированного доступа к этим данным, их наглядную графическую интерпретацию. Расчет параметров расположения скважин производится в соответствии с энергетическим принципом, согласно которому для разрушения горного массива необходимо затратить определенную энергию зарядов взрывчатых веществ, исходя из критериев энергоемкости разрушения горной породы.
По данным о структурных блоках горного массива определяют энергоемкость разрушения горного массива. Величину энергоемкости разрушения определяют
непосредственно или вычисляют, исходя из характеристик массива.
Закономерности дробления руд для последующего извлечения золота на завершающей стадии разработки месторождения включают в себя:
- при взрыве заряда ВВ основная часть микротрещин образуется при прохождении прямой волны напряжений до начала процесса дробления горного массива на отдельности;
- плотность микротрещин пропорциональна амплитуде напряжения и с удалением от заряда уменьшается (причем при уменьшении амплитуды до некоторого порогового значения образование микротрещин прекращается);
- при воздействии взрыва на горную породу существует предельно достижимая плотность микротрещин, которая зависит от типа ВВ и исходных свойств породы.
Разрушение массива горных пород при взрывании заряда происходит под воздействием системы сил и напряжений, изменяющихся в пространстве и времени. Формируемая при этом система трещин вызывает частичное разрушение пород в результате перехода накопленной энергии в поверхностную энергию трещин и проникновения в них расширяющихся продуктов взрыва.
Затраты энергии на разрушение массива горных пород тем эффективнее, чем больше прочность горной породы и степень ее дробления. Зная свойства горного массива и технические характеристики применяемого оборудования, используемые взрывчатые вещества и элементы технологической схемы, можно рассчитать параметры буровзрывных работ, в том числе выход сортируемых классов с минимальным выходом негабаритов и рудной мелочи.
Параметры дробления руд для выщелачивания из них золота исследуются ме-
тодом критического анализа аспектов их отбойки.
Диаметр скважин. При отбойке скважинами диаметром от 57 до 85 мм с уменьшением диаметра скважин размер отбиваемого рудного куска уменьшается.
Коэффициент сближения скважин. При равенстве расходов взрывчатых веществ (ВВ) и неизменном диаметре скважин отмечена тенденция снижения среднего диаметра отбиваемого рудного куска и уменьшения выхода негабаритной фракции при увеличении коэффициента сближения.
Удельный расход ВВ. При постоянном диаметре скважин и увеличении удельного расхода ВВ средний диаметр отбиваемого рудного куска уменьшается в 1,5 раза.
Тип ВВ. Применение граммонита № 79/21В с большей скоростью детонации по сравнению с гранулитом АС-8 ((3900 м/с против 3200 м/с), позволяет наиболее полно использовать энергию взрыва для пород средней акустической жесткости и улучшить качество дробления.
Пространственное расположение зарядов ВВ характеризуется расстоянием до свободной поверхности - линией наименьшего сопротивления (ЛНС), определяемой характером ведения взрывных работ, трещиноватостью пород, их крепостью, плотностью заряжания ВВ и его потенциальной энергией, количеством свободных поверхностей и диаметром заряда с1а а также расстоянием между зарядами.
Мощность зажимаемой горной массы. При скважинной отбойке для целей выщелачивания коэффициент компенсации, на основе которого оцениваются условия отбойки и ожидаемое качество дробления, определяется для каждого конкретного случая дифференцировано. Коэффициент компенсации имеет величину 1,15-1,35. При взрывании в зажатой
среде подвыпуск горной массы из компенсационного пространства выполняется так, чтобы коэффициент разрыхления последующего взрыва не превышал 1,06.
Параметры замедления взрыва в веере. Время последовательного короткозамедленного взрывания зарядов ВВ прямо пропорционально упруго-пластическим свойствам пород и расстоянию до границы раздела полупространства, и обратно пропорционально крепости горных пород, что отражает особенности механизма их разрушения. Оно устанавливается на основании характеристики горных пород, возможной скорости роста трещин и расстояния от заряда до свободной поверхности или границы раздела полупространства, в направлении которых трещины увеличиваются.
Выход негабарита прямо пропорционален диаметру заряда и обратно пропорционален удельному расходу ВВ. Важной особенностью изменения размера куска горной массы в зависимости от параметров применяемых взрывных работ является прямая пропорциональная зависимость от диаметра применяемых зарядов ао (ас=41-05).
Выход машинного класса достаточно стабилен при использовании в трещиноватых породах граммонитов № 79/21В. Качество дробления улучшается при коэффициенте разрыхления 1,46.
При разрушении скальных руд взрыванием нагрузка, носящая импульсивный характер, определяется величиной и направлением действующей силы, временем действия и местом ее приложения. Показатели взрыва связаны с изменением перечисленных характеристик.
В общем случае интервал замедления пропорционален величине л.н.с., обратно пропорционален крепости пород и зависит от степени трещиноватости массива.
ВВ оценивают по бризантности и энергетическому критерию, согласно ко-
торому общий объем разрушения среды взрывом пропорционален энергии взрыва ВВ. При этом учитывают количество выделившейся энергии и время, в течение которого она выделяется, что определяется скоростью детонации ВВ. Пространственное расположение зарядов регулируется величиной коэффициента сближения, который определяют на основе экспоненциального закона распределения энергии взрыва в среде и положений энергетической теории прочности. Для пород средней крепости большинства месторождений величина коэффициента сближения зарядов веерных скважин изменяется от 2 до 3.
Основное влияние на выход оптимального для выщелачивания класса 0-200 мм оказывает соотношение диаметра скважины с коэффициентом сближения и удельным расходом ВВ. Выход этого класса достаточно стабилен при использовании в трещиноватых породах, например, грам-монита № 79/21В. Улучшение качества дробления достигается при коэффициенте разрыхления 1,5.
Параметры дробления руд для выщелачивания из них золота отличаются от параметров дробления при традиционной добыче тем, что должны удовлетворять условиям извлечения золота без дополнительной переработки на заключительном этапе разработки месторождений - при выщелачивании хвостов флотационного обогащения. Основное различие состоит в равномерности дробления, зависящей от пространственного расположения зарядов, разрыхления, выхода не сортируемых машинных классов и др. аспектов.
Показатель оптимальности буро-
взрывной отбойки - гранулометрический состав горной массы или крупность отдельных кусков разрушенного взрывом участка массива. При добыче металлов выщелачиванием это требование определяется не только возможностями уст-
ройств и механизмов, участвующих в переработке руд, но и созданием условий для проникновения в глубь куска выщелачивающего реагента.
Если при традиционных технологиях куски размером более 400-600 мм не проникают сквозь решетку грохотов, то при ПВ скальных руд выход класса 200 - 150 мм более 15-20 % ухудшает показатели добычи до полной дискредитации этого способа добычи.
Комплексом буровзрывных работ можно изменять площадь, с которой происходит диффузия металлов при выщелачивании на завершающем этапе эксплуатации месторождения. Излишнее измельчение руды чрезмерно увеличивает площадь компонентов горной массы и снижает фильтрационную способность выщелачиваемого массива. Горная порода должна быть разделена на составляющие ее кристаллы минералов так, чтобы полностью освободить их для последующего эффективного доступа технологических растворов.
Взрывом следует раскрывать сростки для того, чтобы затем осуществить процесс выщелачивания металла, пользуясь возникшими микротрещинами. На месторождениях с тонковкрапленной минерализацией полезный компонент в отбитой руде при дроблении распределяется равномерно по содержанию в кусках разной крупности, поэтому извлечение снижается пропорционально выходу крупных классов.
При прожилковой и тонкопрожилко-вой минерализации минеральное вещество в отбитой руде перераспределяется -мелкие классы имеют более высокое содержание металла. Структура потерь металла и их влияние на показатели технологии добычи изменяются с крупностью.
Несмотря на относительно невысокое извлечение металла из кусков размером + 150 мм, удельные потери в них меньше,
чем в мелочи. Увеличение размера куска отбитой руды за счет средних и крупных классов и сокращение удельного веса мелких классов не ухудшают показатель извлечения, положительно влияя на показатели добычи металла на всех переделах.
Наличие в отбитой руде более 15-20 % класса 200-150 мм резко ухудшает качественные показатели добычи и повышает себестоимость готовой продукции до границ ее полной неприемлемости. Коэффициент извлечения золота на месторождениях с вкрапленной минерализацией при выщелачивании снижается пропорционально выходу крупных классов, потому что полезный компонент в отбитой руде при дроблении распределяется равномерно по содержанию в кусках разной крупности.
При прожилковой и тонкопрожилко-вой минерализации минеральное вещество в отбитой руде перераспределяется и мелкие классы имеют более высокое содержание металлов. При изменении формы минерализации изменяется структура потерь металлов и характер их влияния на показатели применяемого способа ШПВ.
Так, несмотря на относительно невысокое извлечение металлов из кусков размером +150 мм, удельные потери, приходящиеся на их долю, невелики, а в ряде случаев - гораздо меньше, чем из мелочи. Увеличение размера средневзвешенного куска отбитой руды за счет повышения выхода средних и крупных классов и сокращения удельного веса мелочи не только не ухудшает показатель выщелачивания, но даже положительно влияет на него.
Для многих жильных металлов содержание полезного компонента в отбитой руде снижается с увеличением размера кусков. Среднее содержание в негабаритных классах (+200 мм) в 5 и более раз ниже, чем в товарном с точки зрения выщелачивания продукте - в кусках размером
от 0 до 200 мм, а суммарное количество в них металла превышает 92 % от запасов в блоке ПВ.
Поскольку процесс выщелачивания металлов наиболее интенсивно протекает в начальные 4-6 месяцев, которых достаточно для проработки фракций 0-150 мм, то при достигнутой крупности дробления продолжительность выщелачивания сокращается вдвое.
Уровень оптимальности взрывного дробления горной массы определяется не столько возможностями устройств и механизмов, участвующих в переработке руд, сколько созданием условий для проникновения выщелачивающего реагента в глубь куска, особенно на завершающем этапе разработки месторождения.
Степень первичного дробления руд определяется условиями кинетики процесса выщелачивания полиметаллов, гидродинамикой технологических растворов
1. Голик В.И., Исмаилов Т.Т., Дольников Е.Б. Геодинамические факторы строительства горных объектов. //Горный информационноаналитический бюллетень - Москва,. № 10, 2005 г., с.9-10.
2. Голик В.И., Исмаилов Т.Т. , Дольников Е.Б. Управление состоянием массива /Учебник. М.: Изд. МГГУ, 2005 г. -374 с.
3. Голик В.И., Исмаилов Т.Т., Дольников Е.Н. Физико-химические превращения руд в процессе выщелачивания //Горный информационно-аналитический бюллетень. - 2005.-№12.- с.257-258.
4. Исмаилов Т.Т., Голик В.И., Дольников Е.Б. Специальные способы разработки место-
и возможностью последующей утилизации оставшихся в хвостах добычи и обогащения металлов.
В отличие от традиционных схем при подготовке руды к выщелачиванию параметры БВР должны обеспечивать:
- равномерное дробление с минимальным выходом негабаритных фракций;
- равномерное разрыхление взорванного слоя руды;
- полную проработку взрываемых участков массива;
- заполнение выработанного пространства геоматериалами.
Практика подтверждает возможность управления показателями взрыва для оптимизации процессов выщелачивания на заключительном этапе разработки месторождения путем модернизации схемы отбойки на основе учета энергии взрыва.
-------------- СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ
рождений полезных ископаемых /Учебник, М: Изд. МГГУ, 2006г. -350 с.
5. Исмаилов Т.Т. Обоснование параметров буро-взрывных работ с учетом их воздействия на окружающую среду при комбинированной разработке рудных месторождений //Горный журнал «Известия Вузов», - Екатеринбург, № 1, 2007,с.24-28
6. Голик В.И., Логачев А.В. Природоохранное использование техногенных ресурсов горного производства. Горнодобывающий комплекс России: состояние, перспективы развития. Владикавказ.2006. ИНН
— Коротко об авторах ------------------------------------
Белин В.А. - доктор технических наук, профессор,
Исмаилов Т. Т. - кандидат технических наук, доцент, Московский государственный горный университет,
Логачев А.В. - кандидат технических наук, доцент, ЮРГТУ,
Файл: 8_Белин
Каталог: Е:\С диска по работе в униве-
ре\ГИАБ_2008\11\Рубрика Шаблон:
С:\ивегв\Таня\АррВа1а\Коат^\Мкговой\Шаблоны\
Когта1.ёо1;т
Заголовок: УПРАВЛЕНИЕ ПАРАМЕТРАМИ ВЗРЫВА ПРИ
ПОДГОТОВКЕ РУД Содержание:
Автор: Владимир
Ключевые слова:
Заметки:
Дата создания: 02.09.2008 17:12:00
Число сохранений: 2
Дата сохранения: 02.09.2008 17:12:00 Сохранил: Гитис Л.Х.
Полное время правки: 0 мин.
Дата печати: 25.11.2008 23:10:00
При последней печати страниц: 6
слов: 2 572 (прибл.)
знаков: 14 665 (прибл.)
