Содержание к диссертации
Введение
1. Современное состояние вопроса управления разрушением горных пород при их добыче и переработке 8
1.1. Анализ способов и средств ресурсосбережения при взрывной отбойке пород на карьерах 8
1.2. Анализ состояния вопроса о влиянии формы заряда и удельного расхода ВВ на показатели взрывного дробления и разупрочнения железистых кварцитов 15
1.3. Анализ способов и средств ресурсосбережения при дроблении и измельчении железистых кварцитов на обогатительной фабрике 19
1.4. Выводы, цель и задачи исследования 25
2. Неокисленные железистые кварциты, их состав, свойства и энергозатраты при добыче и переработке 30
2.1. Неокисленные железистые кварциты, их минеральный состав и свойства породообразующих минералов 30
2.2. Железистые кварциты Оленегорского ГОКа и их свойства. 33
2.3. Определение удельной поверхностной энергии при разрушении железистых кварцитов 39
2.3.1. Методика экспериментов 39
2.3.2. Результаты экспериментальных исследований по оценке вновь образованной поверхности и удельной поверхностной энергии при - разрушении железистых кварцитов на копре 43
2.4. Исследование дробимости и измельчаемое железистых кварцитов Оленегорского ГОКа 45
2.5. Энергопотребление при добыче и пеработке железных руд в России
2.6. Выводы
3. Исследование и разработка способа ресурсосбережения на стадии буровзрывных работ при разработке железистых кварцитов на карьерах 59
3.1. Обоснование оптимальной ориентации ряда скважинных зарядов относительно слоистости массива железистых кварцитов 59
3.2. Определение оптимальной ориентации рядов скважин при вертикальном расположении взрывной волны сжатия 62
3.3. Исследование влияния неодновременности взрывания скважинных зарядов одного ряда коммутации и места размещения боевика в скважине на ориентацию плоскости взрывной волны сжатия в массиве 74
3.4. Выводы 82
4. Механизм разрушения горных пород при дроблении и измельчении 85
4.1. Модель разрушения при дроблении 85
4.2. Влияние концевых эффектов на разрушение при дроблении 89
4.3. Механизм разрушения при измельчении 95
4.4. Энергоемкость дробления и измельчения 1<ЭЗ
4.5. Выводы , 117:
5. Разработка рекомендации по энергосбережению при рудоподготовке железистых кварцитов 119
5.1. Методика проектирования рациональных параметров буровзрывных работ при взрывной отбойке слоистых массивов железистых кварцитов 119
5.2. Исходные условия для проектирования схем обуривания уступов на карьерах ; 125
5.3. Методика проектирования БВР 126
5.4. Примеры реализации схем обуривания и коммутации взрывной сети на карьерах 127
5.5. Дробление и измельчение железистых кварцитов после их предварительного взрывного разупрочнения 132
5.6. Разработка рекомендаций по модернизации дробильного комплекса на ОГОКе І 137
5.7. Выводы 142
Заключение 144
Литература
- Анализ состояния вопроса о влиянии формы заряда и удельного расхода ВВ на показатели взрывного дробления и разупрочнения железистых кварцитов
- Определение удельной поверхностной энергии при разрушении железистых кварцитов
- Определение оптимальной ориентации рядов скважин при вертикальном расположении взрывной волны сжатия
- Влияние концевых эффектов на разрушение при дроблении
Введение к работе
В последние 30 + 40 лет в связи с научнр техническим процессом и интенсивным развитием энергоемких производств стремительно возрастает энергопотребление во всех странах и во всех отраслях. Практически до 50% в себестоимости продукции занимают энергозатраты. В связи р этим энергосбережение является проблемой номер один в мировом масштабе. В наиболее развитых странах эта проблема решается довольно успешно. Например, топливно-энергетические затраты (МДж) на 1 $ валового национального продукта (ВНП) по некоторым странам составляют: Швеция « 12; Франция « 12; Германия «15; США «23; Россия «35; Китай « 45.
Одним из наиболее энергоемких производств (после алюминиевой промышленности) является промышленность; черной металлургии, 0(эщее потребление энергоресурсов промышленностью черной металлургии России составляет 25% от производимых топливногэнергетическим комплексом страны, в том числе 5,5% - горнорудное производство.
В настоящее ;врсмя горнорудные предприятия России добывают и перерабатывают ежегодно примерно 220 млн.т железной руды. Средний расход энергии на: добычу и переработку 1 т железной руды составляет примерно 45 кВт.ч, из них примерно 30 кВт.ч затрачивается на процессы разрушения (бурение « 0,5 кВт.ч/т, взрывание « 0,6 кВт.ч/т, дробление « 3 кВт.ч/т, измельчение «26 кВт.ч/т). Таким образом, железорудные предприятия России ежегодно потребляют примерно 10 млрд, кВт.ч энергии - это половина электроэнергии, вырабатываемой Красноярской ГЭС.
Примерно 70% энергии от общих энергозатрат на железорудных предприятиях России расходуется на процессы разрушения руды, из них примерно 60% - на измельчение в мельницах.
В себестоимости готового продукта (концентрата) процессы разрушения составляют в РФ примерно 60%, в том числе процесс измельчения примерно 50%.
Из изложенного следует, что задача разработки ресурсосберегающих процессов разрушения железистых кварцитов при их рудоподготовке является актуальной и имеет большое народнохозяйственное значение.
Целью работы является разработка научно обоснованных рекомендаций по минимизации интегральной энергоемкости разрушения железистых кварцитов при их добыче и переработке.
Идея работы заключается во взрывном разупрочнении межзерновых связей в железистых кварцитах по плоскостям наибольшего срастания минеральных зерен с целью снижения интегральной энергоемкости последующих процессов их дробления и измельчения.
Научные положения, разработанные лично соискателем, и их новизна.
1. Разработана методика и выполнены экспериментальные исследования по оценке энергоемкости образования новой поверхности при ударном разрушении горных пород в виде кусков неправильной формы.
2. Установлено, что наиболее трудно дробимыми и трудно измельчаемыми
- являются силикатно-магнетитовые железистые кварциты, для них энергоемкость образования новой поверхности при дроблении равна 1,88-Ю"3 кВт.ч/м , а измельчаемость 0,33 кг/л.час при 65-ти процентной готовности по классу минус 71 мкм. Наиболее легко дробимыми и легко измельчаемыми являются существенно магнетитовые железистые кварциты, для них указанные цифры соответственно равны 1,27-10" кВт.ч/м и 0,388 кг/л.час.
3. Установлены закономерности для определения условий максимального взрывного разупрочнения железистых кварцитов при отбойке от массива с учетом их текстуры.
4. Разработана геометрически-вероятностная модель разрушения кусков руды при дроблении и измельчении и аналитический метод оценки физической энергоемкости этих процессов в зависимости от -минерального состава железистых кварцитов.
5. Разработаны научные рекомендации для проектирования схем обуривания уступов на карьерах железистых кварцитов и схем коммутации взрывной сети, обеспечивающих их максимально возможное взрывное разупрочнение и снижение интегральной энергоемкости последующих процессов дробления и измельчения.
Обоснованность и достоверность научных положений, выводов и рекомендаций подтверждаются:
- инженерной оценкой аналитических исследований;
- сходимостью теоретических исследований по рассмотренным направлениям ресурсосбережения в процессах разрушения железистых кварцитов с практическими результатами;
- внедрением схем обуривания и коммутации скважинных зарядов на карьерах ОАО «ОЛКОН», а также технологической схемы с циркуляционным додрабливанием руды на стадии мелкого дробления с целью снижения энергоемкости последующего ее измельчения.
Научное значение работы заключается:
- в разработке методики и оценке энергоемкости образования новой поверхности при ударном разрушении горных пород;
- в установлении закономерности для определения максимальных сдвиговых напряжений на площадках наибольшего сростания минеральных зерен железистых кварцитов при взрывной отбойке от массива в зависимости от угла падения их слоев, схем обуривания и коммутации взрывной сети;
- в разработке геометрически-вероятностной модели разрушения кусков руды при дроблении и измельчении.
Практическое значение работы состоит: - в разработке схем обуривания и коммутации скважин на карьерах железистых кварцитов, обеспечивающих максимальное разупрочнение межзерновых связей в руде при ее взрывной отбойке;
- в разработке технологический схемы дробления руды с отсевом фракции минус 25 мм после 2-й стадии дробления и подачей ее в дробилку 4-й стадии, минуя 3-ю стадию.
Реализация выводов и рекомендаций работы. На ОАО «ОЛКОН» внедрены:
- схемы обуривания и коммутации скважин, обеспечивающие максимально возможное взрывное разупрочнение межзерновых связей в железистых кварцитах, что позволило снизить интегральную энергоемкость их дробления и измельчения с 19,15 до 17,77 кВт.ч/труды
- технологическая схема дробления железистых кварцитов с отсевом фракции минус 30 мм после 2-й стадии дробления и подачей ее в дробилку 4-й стадии, минуя 3-ю стадию, что позволило снизить интегральную энергоемкость дробления и измельчения с 17,77 до 16,95 кВт.ч/труды.
Апробация работы. Основные положения диссертации докладывались на технических советах ОАО «ОЛКОН» в 2003 - 2005 г.г. и на международной конференции «Неделя горняка» в МГГУ в 2006 г.
Публикации. По теме диссертации опубликовано четыре статьи и получен патент на одно изобретение.
Объем работы. Диссертационная работа состоит из введения, пяти глав и заключения, изложенных на 146 страницах машинописного текста, содержит 56 рисунков, 14 таблиц, список литературы из 57 наименований.
Анализ состояния вопроса о влиянии формы заряда и удельного расхода ВВ на показатели взрывного дробления и разупрочнения железистых кварцитов
В работе [46] приведены результаты исследований влияния диаметра скважины на технико-экономические показатели буровзрывных работ на ЮГОКе. По мере освоения бурения котловых расширений в нижней части скважины диаметром 350 - 450 мм технико-экономические показатели буровзрывных работ улучшились: в 2 - 3 раза увеличился выход горной массы с 1 м скважины, значительно увеличилось качество дробления пород и проработка подошвы уступа.
При исследовании влияния формы зарядной полости на показатели дробления было установлено, что при взрыве удлиненных зарядов массив разрушается радиальными трещинами, в плоскости которых лежит ось заряда. Это ограничивает возможность управления процессом трещинообразования. Трещины, перпендикулярные оси заряда, образуются только при сдвижении массива в сторону открытой поверхности. При взрыве сферического заряда радиальные трещины развиваются во всех направлениях равномерно, что создает предпосылки для более интенсивного дробления.
Недостатком взрыва сферических зарядов является быстрое затухание волн напряжений, что обуславливает неравномерность дробления пород в радиальном направлении. Недостатком взрыва удлиненных зарядов является отсутствие зарождения трещин в массиве в плоскостях, перпендикулярных оси заряда, и быстрое истечение из скважины продуктов, детонации, приводящее к непроизводительным потерям энергии взрыва.
Исследованиями, выполненными под руководством д.т.н. Ю.С.Меца [28, 29] на кварцитах Криворожского бассейна, установлено, что взрывное нагружение в большом диапазоне удельных нагрузок способствует образованию в руде сети трещин, что снижает прочность руды при измельчении до крупности, соизмеримой с размерами зерен магнетита. Производительность мельниц благодаря этому повышается, а раскрытие рудных зерен уменьшается, Промышленная проверка полученных результатов, проведеная на Ингулецком горно-обогатительном комбинате, подтвердила выявленные зависимости: взорванная руда с удельным расходом взрывчатых веществ 1,3 кг/м3 вместо 0,95 кг/м обеспечила повышение производительности фабрики на 4% без изменения содержания железа в концентрате [28, 29].
Эти исследования указывают на реальную возможность управления с помощью взрыва технологическими свойствами руды в направлении, обеспечивающем значительное повышение эффективности рудоподготовки при сокращении расхода электроэнергии, повышение извлечения из руды полезных компонентов и снижение их потерь.
Из приведенных результатов следует, что существует два главных направления повышения эффективности добычи полезного ископаемого. Первое направление связано с увеличением доли затрат на стадии взрывной рудоподготовки для того, чтобы повысить показатели обогатительного передела. Второе направление предполагает повышение экономической эффективности за счет уменьшения удельного расхода ВВ на стадии взрывных работ. Очевидно, что в зависимости «себестоимость продукта (железорудного концентрата) - удельный расход ВВ» существует оптимум, перемещение относительно которого влево или вправо приводит к росту себестоимости продукта.
В работе [9] показано, что тенденция увеличения удельного расхода ВВ, с целью экономии энергии на стадии дробления и измельчения на фабрике, не оправдывает себя. Этот важный вывод основан на том, что энергоемкость получения железорудного концентрата достигает 120 - 130 кВт.ч/т, в том числе на долю обогатительного передела руды приходится 80 - 90 кВтч/т, из которых 55-60 кВтч/т - на измельчение.
При стоимости ВВ до 19300 руб за 1 т (гранулотол в 2005 г.) или 19,3 руб/кг затраты на ВВ при добыче железистых кварцитов в пересчете на 1 т концентрата (при удельном расходе ВВ 0,35 кг на 1 т руды или примерно в среднем 0,87 кг/т концентрата) составят 19,3 0,87 = 16,8 руб/т концентрата.
Стоимость водонаполненных ВВ (акватол с 17% содержанием тротила) составляет около 7758 руб/т. В пересчете на 1 т концентрата себестоимость взрывной отбойки при использовании водонаполненных ВВ составит 6,75 руб (это только составляющая стоимости ВВ.).
Теплота взрыва гранулотола равна 3,452 106 Дж/кг или 0,988 кВтч/кг. Таким образом стоимость 1 кВтч взрывной энергии гранулотола будет равна 19,3 / 0,988 = 19,07 руб/кВт.ч. Теплота взрыва водонаполненных ВВ в среднем равна 3,5 106 Дж/кг или 0,972 кВтч/кг, а стоимость 1 кВтч взрывной энергии этих ВВ будет равна 6,75 / 0,972 = 6,94 руб/кВтч.
Стоимость 1 кВтч электроэнергии на Оленегорском ГОКе (2005 г.) была равна 0,6 руб/кВтч, что в 11,56 раза ниже стоимости энергии взрыва водонаполненных ВВ и в 31,78 раза ниже стоимости энергии взрыва гранулотола. Отсюда следует вывод, что увеличивать удельный расход ВВ с целью снижения энергоемкости помола руды в мельницах целесообразно только в том случае, если каждый процент дополнительного расхода ВВ обеспечит снижение энергоемкости помола руды (в связи с ее разупрочнением на стадии взрывных работ) не менее чем на 11,56% при использовании водоэмульсионных ВВ и не менее чем на 31,78% при использовании гранулотола. Как показывает опыт, такая ситуация на практике не существует, Следовательно, идея повышения удельного расхода ВВ с целью снижения энергоемкости помола руды экономически не оправдана и является ошибочной,
Определение удельной поверхностной энергии при разрушении железистых кварцитов
Методика предназначена для определения вновь образованной поверхности и удельной поверхностной энергии при дроблении железистых кварцитов на копре (внутренний диаметр трубы копра - 70 мм, вес сбрасываемого груза Gr = 2,385 кг, высота сбрасывания Н = 0,7 м). Методика состоит из следующих этапов: 1. Определение физически связанной воды, адсорбированной на единице поверхности железистого кварцита. 2. Определение суммарной поверхности кусков руды в пробе до ее разрушения. 3. Определение суммарной поверхности кусков руды в пробе после ее разрушения. 4. Определение прироста поверхности кусков руды в пробе после разрушения. 5. Определение удельной поверхностной энергии. Этап 1.
Оценка физически связанной воды, адсорбированной на единице, поверхности железистого кварцита производится следующим образом: 1) из железистого кварцита изготавливают эталонную пластину толщиной 1 мм и площадью не менее 7000 мм (нами была изготовлена пластина размером 98 х 75 х 1 мм); 2) рассчитывают общую поверхность пластины (в нашем случае эта поверхность равна S„ =98-75-2 + 98-1-2 + 75-1-2 = 14700 + 196 + 150 = 15046 мм2 = 15,046-10"3 м2); 3) на электронных весах с точностью до 0,1 г определяют вес сухой пластины, Gnc, кг; 4) пластину окунают в воду, затем ее извлекают из воды и дают возможность стеканию свободной воды с пластины, после этого на пластине останется физически связанная вода; 5) на электронных весах взвешивают пластину и определяют ее вес вместе с адсорбированной на ней физически связанной водой, GnM, кг; 6) определяют количество адсорбированной на поверхности пластины физически связанной воды по формуле: Ge=(GnM-GnJ, кг; (2.3.1.1) 7) определяют количество адсорбированной на единице поверхности пластины физически связной воды по формуле: 0.л =GJSn, кг/м2 (2.3.1.2) Этап 2. Определение суммарной поверхности кусков руды в контрольной пробе до ее разрушения производят следующим образом: 1) из дробленной руды отсеивают фракцию (+ 7 - 10 мм) и из нее отбирают четыре партии проб, в каждой партии по 5 проб (примерно по 0,15 кг в каждой пробе, что соответствует (30 -г- 35 кускам); 2) каждую из проб взвешивают с точностью до 0,1 г и определяют вес каждой пробы в сухом виде: Gc]; Gc2; Gc3; Gc4; Gc5; кг; 3) каждую неразрушенную пробу помещают в химстакан и наливают туда воды; 4) сливают из сосуда свободную воду, извлекают мокрые куски руды и взвешивают их, определяя вес каждой мокрой неразрушенной пробы: GMl; GM2\ GM.3 GMA QM.5 «И 5) определяют количество адсорбированной воды на кусках каждой неразрушенной пробы по формуле: G..,={GMJ-GCJ) ,кг, (2.3.1.3) 6) определяют значение адсорбированной воды на поверхности кусков руды неразрушенных проб по формуле: Ge.tp=flGJNtKrt (2.3.1.4) 7) определяют общую поверхность кусков неразрушенной пробы по формуле: S =G/G.A,M2 (2.3.1.5) Этап З
Определение суммарной поверхности кусков руды в пробе после ее разрушения производят следующим образом: 1) каждую неразрушенную пробу высушивают в естественных условиях в течении 3х суток; 2) каждую пробу подвергают разрушению на ударном копре -путем двухкратного сбрасывания груза; вес груза Gr = 2,385 кг; высота сбрасывания груза Я- 0,7 м; 3) каждую разрушенную пробу помещают в химстакан и наливают в него воды; 4) сливают из сосуда свободную воду, извлекают мокрые разрушенные куски руды и взвешивают их, определяя вес каждой мокрой разрушенной пробы: GpMy, GPMX\ GPy, G?MA\ Gp5; кг; 5) определяют количество адсорбированной воды на каждой разрушенной пробе по формуле: ( = ( ,- , кг; (2.3.1.6) 6) определяют значение адсорбированной воды на поверхности кусков разрушенных проб по формуле:
Результаты экспериментальных исследований по оценке вновь образованной поверхности и удельной поверхностной энергии при разрушении железистых кварцитов на копре.
В соответствии с 1-м этапом методики экспериментальных исследований установлено: - поверхность эталонной пластины равна S 15,0 46 10 3 м2; - количество адсорбированной на поверхности пластины физически связанной воды согласно определению по формуле (2.3.1.1) равно Ge =0,25 10 3кг; - количество физически связанной воды, адсорбированной на единице поверхности эталонной пластины, согласно (2.3.1.2) равно о-в1 = 16,6157 10 3кг/м2,
Результаты определения адсорбированной воды (кг) и вновь образозанной поверхности (м ) при разрушении железистых кварцитов на копре для четырех партий, в каждой из которых по пять проб, приведены в таблице 2.3.2. .. :. В левом столбце таблицы приведены результаты определения адсорбированной воды и поверхности кусков неразрешенных проб; в правом столбце - тоже самое, для тех же проб, но уже после разрушения.
В этих же таблицах приведены (внизу) значения вновь образованной после разрушения поверхности кусков железистых кварцитов Оленегорского ГОКа.
Определение оптимальной ориентации рядов скважин при вертикальном расположении взрывной волны сжатия
Эффективность разупрочнения массива железистых кварцитов на микро- и макроуровнях существенно зависит от их строения: макротекстуры или ориентации слоистости кварцитов и микротекстуры или ориентации и формы составляющих их зерен. Экспериментальными исследованиями, проведенными в МГТУ, установлена анизотропия микротекстуры железистых кварцитов [12]. Размеры рудных зерен (агрегатов) вдоль слоистости находятся в пределах 13 - 110 мкм, перпендикулярно слоистости - в пределах 9-80 мкм. Коэффициент изометричности (отношение размеров зерен параллельно и перпендикулярно слоистости) колеблется в пределах 1,0-3,3 с достоверностью 90 %, а его среднее значение равно 1,54. Это определяет большую площадь поверхности зерен и соответственно значительную энергоемкость разрушения межзерновых связей вдоль слоистости по сравнению с таковыми поперек нее. В работе [12] показана возможность повышения показателей обогатительного передела на стадии взрывной отбойки без дополнительных расходов на увеличение удельного расхода ВВ. Предполагается применение оптимальных схем обуривания рабочих площадок и схем коммутации скважин, при которых на наиболее энергоемких (с позиции раскрытия зерен) направлениях слоистости обеспечиваются максимальные сдвиговые напряжения при взрывной отбойке железистых кварцитов на карьерах. При взрывании ряда скважин на достаточном удалении от заряда (за пределами зоны дробления) распространяющуюся от данного ряда упругую волну в первом приближении можно считать плоской волной сжатия.
Известно, что при одноосном сжатии максимальные касательные напряжения реализуются на площадках, ориентированных под углом 45 к направлению действия сжимающих сил [21].
Консультантом по материалам главы 3 является доц., к.т.н. Дугарцыренов А.В. Введем относительное касательное напряжение т( р) положив [21]: rGp) = lM = i.s;n.2 (3.1.1) a 2 еж где т((р) - касательное напряжение при угле (р между плоскостями волны сжатия и слоев железистых кварцитов; аем - напряжение сжатия в плоской взрывной волне.
Максимальное значение сдвиговых напряжений т {(р) = fmax достигается при Фопт= 45- Действительно, при (ропт 45 имеем sin2 pomn =sin(2-45)=sin90 =1, а максимальное значение тригонометрической функции «синус» равно единице. Следовательно, максимум относительного касательного напряжения т((р) имеет место при (ропш - 45 и равен r(45") = -sin(2-45") = -. 2 2
Отсюда, максимальное сдвиговое напряжение г( р) = гтах, действующее в плоскости слоев железистых кварцитов, может достигать величины, равной половине сжимающего напряжения, действующего перпендикулярно плоскости фронта волны сжатия, т.е. Т(Ф) = г =— с . \тг / k max п еж Касательное напряжение т(ср), отнесенное к его максимальному значению, равно т{(р)= =sin 2(р. г.. тач
Таким образом, для создания максимальных сдвиговых напряжений в плоскостях слоев железистых кварцитов необходимо ориентировать плоскость фронта волны сжатия, движущуюся в массиве от ряда скважин под углом (ропт- 45 к плоскостям слоев. Поскольку слои железистых кварцитов параллельны друг другу и фронт волны сжатия проходит при своем движении через все слои массива в пределах взрываемого блока, то при расчетах достаточно взять один произвольный слой.
Отклонения от угла (ропт как в большую, так и в меньшую сторону приводят к снижению величины т{(р) (рис. 3.1.1). Так как на практике затруднительно ориентировать плоскость фронта волны сжатия точно под углом ропт = =45 к плоскостям слоев, то целесообразно рассмотреть влияние отклонения от угла раю, 45 в і у или другую сторону на снижение величины сдвиговых напряжений т{ф). Для практического осуществления данного способа достаточно создать в плоскостях слоев сдвиговые напряжения, не меньшие 95 % от максимальных. 70 Р, град
Найдем угол р95 ориентации фронта взрывной волны сжатия при котором в плоскости слоев достигается касательное напряжение, равное 95 % от максимального, т.е. когда г95 = 0,95 г шах = 0,5-0,95 = 0,475. Тогда согласно (3.1.1) и в соответствии с элементарной геометрией имеем 2 ру5 =(-1) -arcsin 0,95+ ят sin 2(р95 = 0,95 или 95=(-1)А .--arcsin 0,95+ — /:. I . „ „. 71 В диапазоне 0 (р 90 это уравнение справедливо при = 0 и & = 1, Это соответствует следующим углам между плоскостями слоев и фронта взрывной волны: ср9ь , (к = 0) = i- arcsin0,95 = 35,902 36 ; 95.2 ( =!) = V arcsin 0,95 « 54 .
Следовательно, для обеспечения значений сдвиговых напряжений на площадках, параллельных слоистости, не менее 95 % от максимального, угол (р между плоскостями фронта взрывной волны и слоев железистых кварцитов должен находиться в пределах от 36 до 54, т.е. 36 ср 54 (А(р = \&) (рис. 3.1.1). Соответственно для всех углов ср в промежутке 36 р 54 эффект разупрочнения межзерновых связей на плоскостях, параллельных слоистости будет достигать не менее 95 % от максимальной величины этого эффекта.
Влияние концевых эффектов на разрушение при дроблении
Из опытов по испытанию горных пород на одноосное сжатие известно, что характер разрушения и прочность на сжатие зависят от условий на контактах образца с плитами испытательной машины. Если торцевые поверхности сжимаемых образцов находятся в состоянии полного сцепления с плитами (отсутствует проскальзывание между поверхностью плит испытательной машины и торцами образцов), разрушение происходит по поверхности конуса, ось которого совпадает с осью образца — «коническое» разрушение (рис.4.2.1), или происходит «косое» разрушения (рис.4.2.2). Если же торцы образца смазать, їем
С помощью моделей разрушения (рис 4.2.1 и рис 4.2.2) дадим объяснение разрушению типа «раскалывание», так и типа коническое («косое») разрушение, а также разнице в прочности на сжатие при различных условиях на контактах.
При смазанных плитах испытательной машины, между которыми зажимается образец, касательные напряжения на торцах образца, обусловленные трением, будут пренебрежимо малы, по сравнению с пределом прочности на растяжение зерен. Отсюда, согласно механизма разрушения, под! действием растягивающих напряжений - ах и - а2, индуцированных \ внешним одноосным сжимающим напряжением аъ, в «благоприятно» ориентированных зернах образца возникнут микротрещины, преимущественная ориентация которых будет параллельна направлению действия внешней нагрузки а3 и имеющиеся трещины дадут ответвления, ориентация которых также будет параллельна т3, и, в конце концов объединятся, образуя магистральные макротрещины, выстроенные вдоль оси нагружения. Распространение последних и приведет к разрушению типа «раскалывания».
Иначе обстоитдело, если испытания на одноосное сжатие проводятся при наличии трения на торцах с разрушающим органом дробильного устройства. Трение на торцах; развивает некоторые сжимающие поперечные напряжения у[ и (j 2. Эти поперечные сжимающие напряжения а[ и сг2 уменьшают растягивающие напряжения - сг, и - т2. Если сжимающие напряжения и[ и ст2 по величине равны прочности на растяжение, то в «благоприятно» ориентированных; относительно а[ и сг 2 зернах растягивающие напряжения -сг, и - т2 будут полностью компенсированы, а в менее «благоприятно» ориентированных зернах напряжение уменьшается до пренебрежимо малых величин. При этом на незначительную величину уменьшаются в некоторых зернах сжимающие напряжения т3, ибо поперечные сжимающие напряжения cr[ и a 2 индуцируют растягивающие напряжения в направлении противоположном 73 В результате получается, что в приторцевых областях образца кристаллической горной1 породы зерна испытывают только сжимающие напряжения.
Так как при наличии трения поперечным стеснением охвачены зерна, расположенные в приторцевых областях, то по мере продвижения по торцам образца от краев к середине стеснением охватываются все больше и больше зерен. Действительно, зерна, расположенные на границе боковой и торцевой поверхностей, испытывают поперечное стеснение только лишь за счет трения их поверхности с разрушающим органом дробильного устройства и поэтому их влияние в смысле стеснения минимально на зерна, лежащие ниже (выше) поверхности верхнего (нижнего) торца. Следующие к середине зерна испытывают стеснения, как за счет трения их поверхностей с поверхностью разрушающего органа дробильного устройства, так и под влиянием крайних зерен, и поэтому их влияние на зерна, лежащие под (над) ними у верхнего (нижнего) торца, ібольше. И так по мере продвижения к середине влияние верхних (нижних) зерен на нижние (верхние) у верхнего (нижнего) торца увеличивается. Следовательно, и глубина (от торцов к центру) влияния увеличивается по мере продвижения к середине образца и достигает максимума в середине его. В связи с изложенным, можно считать, что приторцевые области сжимающих напряжений имеют форму конусов. В данном контексте под стеснением необходимо понимать ограничение, накладываемое трением на торцах на поперечное деформирование, обусловленное действием только внешних сжимающих усилий. Таким образом, при дроблении кусков горной породы они разрушаются, образуя конические области, в которых возникают только сжимающие напряжения (рис.4.2.4). что нельзя сказать об остальной части образца. Согласно предложенной модели (рис. 4.2.1.) и (рис.4.2.2) начальное разрушение должно произойти в центре образца,. вне. указанных конических областей, где осевое напряжение т3 наибольшее, а поперечное стеснение а[ и а 2 минимальное. В центральном сечении образца будет происходить ответвление всех имеющихся трещин и образование новых. Все эти трещины примут направление вдоль оси образца, независимо от начальной ориентации, так как на них действуют растягивающие напряжения - 7Х и - т2, направленные поперек образца
При увеличении внешней нагрузки т3 плотность вертикально ориентированных трещин непрерывно растет вблизи центра образца, сливаясь между собой, образуют одну или несколько магистральных трещин, направленных вдоль оси образца. В конических приторцевых областях плотность имеющихся трещин не будет увеличиваться.
Похожие диссертации на Разработка взрывного ресурсосберегающего способа разрушения железистых кварцитов при их рудоподготовке
