Uploaded byigdweb
864 views

Проблемы недропользования. 2015. Выпуск 2 (5).

Документ представляет собой научное издание, посвященное проблемам недропользования и методологии освоения недр, выпущенное в 2015 году в Екатеринбурге. Он включает статьи по различным аспектам горной науки, методам разработки месторождений и инновационным технологиям в области горного дела. В работе подробно освещаются этапы развития технологий освоения недр с 1945 года до современного периода, с акцентом на необходимость новых подходов и исследований.

Embed presentation

Сетевое периодическое научное издание ISSN 2313-1586 Выпуск 2 Екатеринбург 2015 16+
Сетевое периодическое научное издание ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ Учредитель – Федеральное государственное бюджетное учреждение науки Институт горного дела Уральского отделения РАН № государственной регистрации Эл № ФС77-56413 от 11.12.2013 Выходит 4 раза в год только в электронном виде РЕДАКЦИОННАЯ КОЛЛЕГИЯ: С.В. Корнилков, д.т.н., проф., директор ИГД УрО РАН, г. Екатеринбург - главный редактор Г.Г. Саканцев, д.т.н., с.н.с., ИГД УрО РАН, г. Екатеринбург – зам. главного редактора Члены редакционной коллегии: Н.Ю. Антонинова, к.т.н., заведующая лабораторией ИГД УрО РАН, г. Екатеринбург А.А. Барях, д.т.н., проф., директор ГИ УрО РАН, г. Пермь Н.Г. Валиев, д.т.н., проф., проректор по науке УГГУ, г. Екатеринбург С.Д. Викторов, д.т.н., проф., заместитель директора ИПКОН РАН, г. Москва С.Е. Гавришев, д.т.н., проф., директор ИГД и Т, МГТУ, г. Магнитогорск А.В. Глебов, к.т.н., заместитель директора ИГД УрО РАН, г. Екатеринбург С.Н. Жариков, к.т.н., с.н.с., ИГД УрО РАН, г. Екатеринбург А.Г. Журавлев, к.т.н., с.н.с., ИГД УрО РАН, г. Екатеринбург В.С. Коваленко, д.т.н., проф., заведующий кафедрой МГГУ, г. Москва В.А. Коротеев, д.т.н., проф., академик, советник РАН ИГГ УрО РАН, г. Екатеринбург М.В. Курленя, д.т.н., проф., академик, директор ИГД СО РАН, г. Новосибирск С.В. Лукичев, д.т.н., проф., заместитель директора ГоИ КНЦ РАН, г. Апатиты В.В. Мельник, к.т.н., заведующий лабораторией ИГД УрО РАН, г. Екатеринбург И.Ю. Рассказов, д.т.н., директор ИГД ДВО РАН, г. Хабаровск И.В. Соколов, д.т.н., заведующий лабораторией ИГД УрО РАН, г. Екатеринбург С.М. Ткач, д.т.н., директор ИГДС СО РАН, г. Якутск С.И. Фомин, д.т.н., проф. кафедры, НМСУ «Горный», г. Санкт-Петербург А.В. Яковлев, к.т.н., заведующий лабораторией ИГД УрО РАН, г. Екатеринбург В.Л. Яковлев, д.т.н., проф., чл.-корр., советник РАН, ИГД УрО РАН, г. Екатеринбург Издатель: Федеральное государственное бюджетное учреждение науки Институт горного дела Уральского отделения РАН Все статьи проходят обязательное рецензирование Адрес редакции: 620075, г. Екатеринбург, ул. Мамина-Сибиряка, д. 58, тел. (343)350-35-62 Сайт издания: trud.igduran.ru Выпускающий редактор: О.В. Падучева Редактор: О.А. Истомина, Н.У. Макарова Компьютерный набор и верстка: Т.Н. Инякина, Я.В. Неугодникова, Т.Г. Петрова 16+
ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ № 2, 2015 г. 3С е т е в о е п е р и о д и ч е с к о е н а у ч н о е и з д а н и е Содержание МЕТОДОЛОГИЯ ОСВОЕНИЯ НЕДР Яковлев В. Л. О развитии методологических подходов к исследованию проблем освоения недр …………………………………………………………………………………….. 5 ГЕОМЕХАНИЧЕСКИЕ ИССЛЕДОВАНИЯ Рахимов З. Р., Моисеев В. А. Математическая модель оценки устойчивости нагруженного откоса слабых глинистых пород ……………………………………………….. 11 Харисов Т. Ф., Замятин А. Л., Ведерников А. С. Особенности ликвидации ствола шахты им. С.М.Кирова Турьинского медного рудника ……………...……………….. 19 РУДНИЧНАЯ АЭРОГАЗОДИНАМИКА Зайцев А. В., Клюкин Ю. А. Ресурсосберегающие решения в системах кондиционирования рудничного воздуха………………………………………………………. 26 Макаров Н. В., Кабелев Д. В. Вентиляторы местного проветривания повышенной производительности . Особенности использования вихревых камер в аэродинамически активных профилях турбомашин ….……………………………………………………………. 32 РАЗРУШЕНИЕ ГОРНЫХ ПОРОД Реготунов А. С., Антонов В. А. Регрессионное моделирование экспериментального разрушения кристаллических горных пород ударом ………………………………………... 37 Жабко А. В. Критерий разрушения твердых тел ……………………………………………… 46 МЕХАНИЗАЦИЯ ОТКРЫТЫХ ГОРНЫХ РАБОТ Журавлев А. Г., Скороходов А. В. К вопросу обоснования производительности экскаваторно-автомобильных комплексов методом компьютерного моделирования ……… 53 ПОДЗЕМНАЯ ГЕОТЕХНОЛОГИЯ Громов Е. В. Разработка способов вскрытия глубокозалегающих рудных месторождений с применением современных типов конвейерного транспорта ……………………………….. 62 ОБОГАЩЕНИЕ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ Бобылева А. В., Домрачева В. А. О возможности эффективного извлечения ртути из техногенного сырья углеродными сорбентами ………………………………………………... 75 Реутов Д. С., Котельникова А. Л., Халезов Б. Д., Кориневская Г. Г. Поиск технологии извлечения цинка, меди и утилизации песков из твердых отходов, полученных после флотации медеплавильных шлаков …………………………………………………………….. 79
ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ № 2, 2015 г. С е т е в о е п е р и о д и ч е с к о е н а у ч н о е и з д а н и е МЕТОДОЛОГИЯ ОСВОЕНИЯ НЕДР
ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ № 2, 2015 г. 5С е т е в о е п е р и о д и ч е с к о е н а у ч н о е и з д а н и е УДК 622.014.3 : 553.042 : 001.891.5 Яковлев Виктор Леонтьевич член-корр. РАН, доктор технических наук, профессор, Институт горного дела УрО РАН 620075, Екатеринбург, ул. Мамина-Сибиряка, 58 e-mail: yakolev@igduran.ru О РАЗВИТИИ МЕТОДОЛОГИЧЕСКИХ ПОДХОДОВ К ИССЛЕДОВАНИЮ ПРОБЛЕМ ОСВОЕНИЯ НЕДР Yakovlev Victor L. The RAS corresponding member, Doctor of technical sciences, professor, The Institute of Mining, UB RAS, 620219, Yekaterinburg, Mamin-Sibiryak st., 58 e-mail: yakolev@igduran.ru ON THE PROGRESS OF METHDOLOGICAL APPROACHES TO STUDYING THE PROBLEMS OF MINERAL RESOURCES MANAGEMENT Аннотация: Выделены шесть этапов развития технологий и методологии освоения недр России и стран СНГ начиная с 1945 г. по современный период, характеризующиеся особенностями условий развития и соответствующих им основным направлениям научных исследований. Современ- ный этап развития горного дела характеризу- ется необходимостью создания технологий и техники для вскрытия и отработки глубоких горизонтов действующих горных предприятий и освоения новых месторождений, в том числе в Северных регионах страны. Одним из важнейших направлений в эволюции решений проблем освоения недр является иссле- дование переходных процессов и учет законо- мерностей их развития при разработке иннова- ционных технологий оценки, добычи и рудопод- готовки минерального сырья. Ключевые слова: особенности этапов развития горного дела, инновационные технологии, пере- ходные процессы Abstract: Six stages of technologies progress and methodol- ogy of Russia and CIS countries mineral resources mining beginning from 1945 up to the present pe- riod are marked out. They are characterized by the features of conditions development and scientific researches’ basic directions corresponding to them. The present stage of mining art is characterized by the necessity of laying technologies and technique for running mining plants’ deep levels development and mining as well as for new deposits mining, the country’s northern regions including. One of the major directions in evolution of solving the problems of mineral resources mining is the in- vestigation of transient processes and the account of their development regularities by working out in- novational technologies of estimation, mining and mineral raw material ore concentration. Key words: the features of mining art progress stages, innovational technologies, transient pro- cesses. История горного дела насчитывает многие сотни, если не тысячи лет, но в совре- менном представлении этапы развития технологий и методологии освоения недр целе- сообразно рассматривать, начиная с послевоенных лет (c 1945 г.). В таблице приведен последовательный ряд таких этапов, характеризующихся со- циально-экономическими условиями развития горнодобывающих отраслей промышлен- ности, и основных направлений научных исследований, которые были наиболее акту- альны и соответствовали целям разработки научных основ проектирования, строитель- ства и эксплуатации шахт, рудников и карьеров, горно-обогатительных комбинатов. В период 1945 – 1960 гг. были разработаны методы определения производитель- ности рудников [1], основы теории проектирования угольных шахт [2], вскрытия и си- стем открытой разработки месторождений полезных ископаемых [3, 4]. Уже тогда реша- лись вопросы разработки железных руд сложного состава [5], что послужило в дальней- шем основой развития важного направления – селективной разработки и усреднения руд [19]. И, хотя глубина карьеров была еще незначительной по современным представле- ниям, вопросы устойчивости бортов карьеров послужили темой докторской диссертации [6], а в дальнейшем проблема устойчивости бортов глубоких карьеров вошла в разряд наиболее актуальных.
ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ № 2, 2015 г. 6С е т е в о е п е р и о д и ч е с к о е н а у ч н о е и з д а н и е 1960 – 1975 гг. характеризуются интенсивным, приоритетным развитием откры- тых горных разработок. С ростом глубины карьеров в число важнейших вошла проблема транспорта, в том числе вопросы развития открытых горных разработок с автомобильным транспор- том [7] и основы поточной технологии открытой разработки месторождений [8]. Свое- временной явилась публикация «Глубокие карьеры» [9], в которой впервые было дано обоснование понятия «глубокий карьер», которое в дальнейшем развивалось и другими авторами публикаций [17, 22, 32]. Этапы развития технологий и методологии освоения недр России и стран СНГ Годы Особенности этапов развития горного дела Основные направления научных исследований 1945 – 1960 гг. Послевоенный период восстанов- ления и развития народного хозяй- ства Научные основы проектирования и строительства комплексно-механизи- рованных предприятий 1960 – 1975 гг. Интенсивное развитие открытых горных разработок, строительство крупных горно-обогатительных комбинатов для обеспечения сы- рьем заводов черной и цветной ме- таллургии, строительство уголь- ных разрезов большой мощности Научное обоснование приоритетного развития открытых разработок; зарож- дение методов экономико-математи- ческого моделирования, ЭВМ для пла- нирования и управления производ- ством на карьерах 1975 – 1987 гг. На основе анализа опыта эксплуа- тации ГОКов установлено отстава- ние фактических объемов добычи и вскрыши от проектных Необходимость новых подходов к ис- следованию, проектированию и пла- нированию горных работ, схем вскры- тия, систем разработки; формирова- нию транспортных систем карьеров с учетом роста их глубины 1987 – 1996 гг. Изменение социально-экономиче- ских условий. Переход от плано- вой экономики к рыночной. Резкое снижение объемов добычных и вскрышных работ Необходимость разработки принципи- ально новых подходов к исследова- нию и решению проблем горного про- изводства 1997 – 2010 гг. Восстановление объемов добычи полезных ископаемых на действу- ющих ГОКах. Дефицит рудного сырья на Урале и необходимость завоза товарной руды на металлур- гические предприятия из других регионов Новый этап в развитии горных наук: «Освоение и сохранение недр». Клас- сификация горных наук 2010 – совре- менный пе- риод Освоение глубоких горизонтов на действующих горных предприя- тиях и новых месторождениях, в том числе в северных регионах УрФО и ДФО Программно-целевые методы иссле- дований на основе принципов систем- ности, комплексности, междисципли- нарности и инновационной направ- ленности К началу 60-х годов относится зарождение методов экономико-математического моделирования и ЭВМ; персональных компьютеров еще в России не было, а в Свердлов- ске, в частности в СОМИ им. Стеклова, задачи решались на БЭСМ-6 с использованием перфокарт. В Москве центром развития этого нового направления постановки и решения задач горных наук был Горный институт (имевший несколько лет название МИРГЭМ),
ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ № 2, 2015 г. 7С е т е в о е п е р и о д и ч е с к о е н а у ч н о е и з д а н и е ИГД им. А.А. Скочинского, а в Свердловске – СГИ и ИГД УФАН СССР (с 1965 г. до 1994 г. – ИГД МЧМ СССР). В эти годы с использованием методов линейного програм- мирования и ЭЦВМ были рассмотрены вопросы планирования горнотранспортных ра- бот на карьерах [10, 11], проектирования, планирования и управления производством на карьерах посредством ЭВМ [12, 14]. Важным вкладом в теорию и практику открытых горных разработок явились ра- боты [13, 15, 16, 18]. К середине 70-х годов на большинстве глубоких карьеров железорудных горно- обогатительных комбинатов наметилось и возрастало отставание фактических объемов добычных и особенно вскрышных работ от проектных, возникли сложности со вскры- тием глубоких горизонтов. Предстояло выяснить причины этих явлений; их оказалось в основном две: несовершенство методов проектирования и отставание в развитии транс- портных систем карьеров от необходимых темпов понижения горных работ с ростом глубины карьеров. Решению этих проблем были посвящены работы [17, 22]. С началом перестройки в стране и последующим изменением социально-эконо- мических условий, с переходом от плановой экономики к рыночной перед горной наукой и горным производством встали новые задачи, и, хотя публикации этого периода еще предлагали решение проблем открытых и подземных разработок [20, 21, 23], необходи- мым был новый методологический подход к решению проблемы освоения недр. Новый этап развития горных наук, в том числе в методологии выполнения иссле- дований, связан с изданием коллективной монографии «Освоение и сохранение недр Земли» [24], о значении которой вице-президент Российской академии наук академик Н.П. Лавёров сказал: «Выход в свет такой книги – событие знаменательное. В отличие от нее известные работы по этой проблематике не выходили за рамки сложившихся и остававшихся неизменными до сего времени воззрений на горные науки, которые брали начало из традиционных отношений между науками и доминировавшей над ними горной промышленностью. Важно отметить, что данный труд – это результат научной деятель- ности многочисленного коллектива, в котором авторы представляют различные отрасли горных знаний. Создание этой значительной, глубокой по содержанию книги является свидетельством принятия новой идеологии и методологии горных наук». Одной из глав- ных заслуг этой монографии явилось обоснование новой классификации горных наук, в которой выделено шесть групп, в каждой из которых представлены не только названия входящих в них научных дисциплин, но и объекты и методы изучения и исследования практически всех целей и задач горного производства, а также перспектив их развития в освоении недр Земли. Новые подходы к оценке состояния, проблем и перспектив развития горнодобы- вающих отраслей промышленности России и стран СНГ [25], методологические аспекты стратегии освоения минеральных ресурсов [26], геотехнологическая оценка минерально- сырьевой базы России [27], проблемы комплексного освоения месторождений [28] яви- лись дальнейшим развитием методологических основ в публикациях этого периода. Современный этап развития горного дела характеризуется необходимостью со- здания технологий и техники для вскрытия и отработки глубоких горизонтов, действую- щих горных предприятий и освоения новых месторождений, в том числе в северных ре- гионах страны. Основным направлением развития горных наук является применение программно-целевых методов исследований на основе принципов системности, ком- плексности, междисциплинарности и инновационной направленности [33 – 35]. При этом основная тематика публикаций связана с обоснованием технологий комплексного освоения месторождений [28]; с учетом особенностей формирования горнопромышлен- ных комплексов Дальневосточного и Уральского регионов [29], новых подходов к обес- печению устойчивого развития горного производства [30]; научным обоснованием и раз- работкой новых методов эффективного и экологически безопасного освоения природ- ных и техногенных месторождений Урала [31].
ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ № 2, 2015 г. 8С е т е в о е п е р и о д и ч е с к о е н а у ч н о е и з д а н и е В число актуальных направлений дальнейших исследований проблем освоения недр входит исследование переходных процессов и учет закономерностей их развития при разработке инновационных технологий оценки, добычи и рудоподготовки минераль- ного сырья. Литература 1. Агошков М.И. Определение производительности рудника / М.И. Агошков. - М.: Металлургиздат, 1948. - 272 с. 2. Шевяков Л.Д. Основы теории проектирования угольных шахт / Л. Д. Шевя- ков. - М.-Л.: Углетехиздат, 1950. - 324 с. 3. Шешко Е.Ф. Вскрытие и системы открытой разработки месторождений по- лезных ископаемых: автореф. дис. … докт. техн. наук / Е. Ф. Шешко; ИГД АН СССР. - М., 1950. - 29 с. 4. Шешко Е. Ф. Основы теории вскрытия карьерных полей / Е.Ф. Шешко. - М.- Л.: Углетехиздат, 1953. - 216 с. 5. Зурков П. Э. Основные вопросы открытой разработки железных руд сложного состава: автореф. … докт. техн. наук / П. Э. Зурков; ИГД АН СССР. - М., 1958. - 43 с. 6. Попов С.И. Устойчивость бортов рудных карьеров: автореф. дис. … докт. техн. наук / С.И. Попов; МГИ. - М., 1960. - 46 с. 7. Васильев М. В. Научные основы проектирования и эксплуатации автомобиль- ного транспорта на открытых горных разработках / М.В. Васильев // Труды ИГД УФАН СССР. – Вып.1. - Свердловск, 1962. – 332 с. 8. Мельников Н.В. Основы поточной технологии открытой разработки место- рождений / Н.В. Мельников, К.Е. Виницкий, М.Г. Потапов. - М.: Изд - во АН СССР, 1962. - 175 с. 9. Новожилов М.Г. Глубокие карьеры / М.Г. Новожилов, В.Г. Селянин, А.Е. Троп. - М.: Госгортехиздат, 1962. - 276 с. 10. Васильев М.В. Применение методов линейного программирования и элек- тронных вычислительных машин при исследовании и планировании работы карьерного транспорта / М.В. Васильев, В.Л. Яковлев, Б.В. Яковенко // Труды ИГД Госметаллургко- митета. – Вып. 9. – Свердловск, 1964. – С. 153 - 165. 11. Яковлев В.Л. Оптимальное планирование горнотранспортных работ Баже- новских асбестовых карьеров с помощью ЭЦВМ / В.Л. Яковлев, Г.Ф. Корнилова // Про- мышленность нерудных и неметаллорудных материалов / ЦНИИТЭстром. – 1965. – Вып.5. 12. Проектирование, планирование и управление производством на карьерах по- средством ЭВМ / ред. В.В. Ржевский. - М., 1966. - 238 с. 13. Хохряков В.С. Исследование этапов развития и экономичности открытых горных работ в глубоких карьерах: автореф. дис. … докт. техн. наук / В. С. Хохряков; МИРГЭМ. - М., 1968. - 32 с. 14. Научные основы проектирования карьеров / ред. В.В. Ржевский. - М.: Недра, 1971. - 598 с. 15. Мельников Н.В. Теория и практика открытых горных разработок / Н.В. Мель- ников. – М.: Недра, 1973. 16. Мельников Н.Н. Метод выбора параметров драглайнов и технология их но- вого применения на открытых разработках: автореф. дис. … докт. техн. наук / Н.Н. Мель- ников; ИГД им. А.А. Скочинского. - М., 1974. - 38 с. 17. Яковлев В.Л. Теоретические основы выбора транспорта рудных карьеров: дис. … докт. техн. наук / В.Л. Яковлев; ИГД МЧМ СССР. - Свердловск, 1978. - 421 с. 18. Арсентьев А.И. Законы формирования рабочей зоны карьера: учеб. пособ. / А. И. Арсентьев; Ленинградский горный институт им. Г. В. Плеханова. - Л., 1986. - 52 с.
ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ № 2, 2015 г. 9С е т е в о е п е р и о д и ч е с к о е н а у ч н о е и з д а н и е 19. Бастан П. П. Теория и практика усреднения руд / П.П. Бастан, Е.И. Азбель, Е.И. Ключкин. - М.: Недра, 1979. - 255 с. 20. Каплунов Д. Р. Особенности проектирования подземных рудников в системе комплексного освоения месторождений / Д.Р. Каплунов, Б.В. Болотов. - М.: ИПКОН, 1988. - 178 с. 21. Комплексное освоение минерально-сырьевых ресурсов: сб. ст. / ред. К.Н.Тру- бецкой. - М.: ИПКОН, 1989. - 207 с. 22. Яковлев В.Л. Теория и практика выбора транспорта глубоких карьеров / В.Л. Яковлев. - Новосибирск: Наука СО, 1989. – 240 с. 23. Закономерности развития горного дела / С.А. Батугин, В.Л. Яковлев. – Якутск: ЯНЦ СО РАН, 1992. – 116 с. 24. Горные науки. Освоение и сохранение недр Земли / К.Н. Трубецкой и др. – М.: Изд-во Академии горных наук, 1997. – 478 с. 25. Яковлев В.Л. Состояние, проблемы и перспективы развития горнодобываю- щей промышленности России и стран СНГ / Проблемы геотехнологии и недроведения (Мельниковские чтения): доклады междунар. конф., 6 - 10 июля 1998 г. – Екатеринбург: УрО РАН, 1998. – Т. 4. – С. 3 - 36. 26. Яковлев В.Л. Методологические аспекты стратегии освоения минеральных ресурсов / В.Л. Яковлев, А.В. Гальянов. - Екатеринбург: ИГД УрО РАН, 2001. - 152 с. 27. Геотехнологическая оценка минерально-сырьевой базы России / под ред. К.Н. Трубецкого, В.А. Чантурия, Д.Р. Каплунова. – М., 2008. – 464 с. 28. Комплексное освоение месторождений / К.Н. Трубецкой и др.– М.: Наука, 2010. – 437 с. 29. Особенности формирования горнопромышленных комплексов Дальнево- сточного и Уральского регионов / С.В. Корнилков и др. // Изв. вузов. Горный журнал. - 2012. - № 6. – С. 4 - 11. 30. Трубецкой К.Н. О новых подходах к обеспечению устойчивого развития гор- ного производства // К.Н. Трубецкой, С.В. Корнилков, В.Л. Яковлев / Горный журнал. - 2012. - № 1. – С. 15 - 19. 31. Яковлев В. Л. Научное обоснование и разработка новых методов эффектив- ного и экологически безопасного освоения природных и техногенных месторождений Урала / В.Л. Яковлев, С. В. Корнилков и др. // Проблемы минерагении России / ред. Д.В. Рундквист, Н.С. Бортников, Ю.Г. Сафонов; РАН Отд. наук о Земле. Гл. 2.2.3. - М.: Изд- во ГЦ РАН, 2012. - C. 471 - 486. 32. Мельников Н.Н. Глубокие карьеры / Н.Н. Мельников // Сб. докл. Всероссий- ской научно-техн. конф. с междунар. участием 18 - 22 июня 2012 г. – Апатиты; СПб, 2012. – С. 13 - 18. 33. Яковлев В.Л. Методологические особенности освоения недр на современном этапе / В.Л. Яковлев, С.В. Корнилков // Вестник УрО РАН. - 2013. – С. 11 – 18. 34. Яковлев В.Л. Исторический опыт развития научных идей и методологических подходов к обоснованию технологий, параметров горных работ / В.Л. Яковлев // Про- блемы недропользования. - 2014. - № 3. - C. 15 - 26. 35. Корнилков С.В. Концептуальные вопросы изучения техногенных минераль- ных объектов и прогноз их формирования и комплексного освоения / С.В. Корнилков, В.А. Коротеев, В.Л. Яковлев // Фундаментальные исследования и прикладные разра- ботки процессов переработки и утилизации техногенных образований. Техноген - 2014: труды Конгресса с междунар. участием и элементами школы молодых ученых: сб. докл. / РАН, Правительство Свердловской обл., УГМК, ИМЕТ УрО РАН. - Екатеринбург: Уральский рабочий, 2014. - C. 27 - 35.
ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №1, 2015 г. С е т е в о е п е р и о д и ч е с к о е н а у ч н о е и з д а н и е ГЕОМЕХАНИЧЕСКИЕ ИССЛЕДОВАНИЯ
ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ № 2, 2015 г. 11С е т е в о е п е р и о д и ч е с к о е н а у ч н о е и з д а н и е УДК [ 622.271.332 : 624.131.537] : 519.86 Рахимов Зуфар Рафисович, кандидат технических наук, доцент кафедры, Республиканское государственное предприятие «Рудненский индустриальный институт» 111500, Республика Казахстан, Костанайская область, г. Рудный, ул. 50 лет Октября, 38 e-mail: rakhimov.zufar@mail.ru Моисеев Виктор Александрович, старший преподаватель, Республиканское государственное предприятие «Рудненский индустриальный институт» e-mail: v-mo@mail.ru МАТЕМАТИЧЕСКАЯ МОДЕЛЬ ОЦЕНКИ УСТОЙЧИВОСТИ НАГРУЖЕННОГО ОТКОСА СЛАБЫХ ГЛИНИСТЫХ ПОРОД Rakhimov Zufar R. candidate of technical sciences, (PhD), assistant professor Republican state enterprise «The Rudnensky industrial institute». 111500, Kazakhstan republic, Kostanajsky area, Rudny, October 50 years st., 38 e-mail: rakhimov.zufar@mail.ru Moiseev Victor A. the senior teacher, the competitor for a scientific degree of a candidate of technical sciences the Republican state enterprise «Rudnensky industrial institute» e-mail: rakhimov.zufar@mail.ru THE MATHEMATICAL MODEL OF ESTI- MATION STABILITY OF A LOADED SLOPE IN WEAK CLAY ROCKS Аннотация: В исследовании осуществлена разработка ма- тематической модели упрощенного (инженер- ного) способа оценки устойчивости карьерных откосов, сложенных слабыми пластичными по- родами. Приведен анализ влияния угла откоса уступа и высоты уступа на его несущую способ- ность Ключевые слова: устойчивость, откос, несущая способность Abstract: Mathematical model development of a simplified (engineering) mode of estimation open pit slopes stability composed of weak plastic rocks is per- formed. The analysis of both bench slope angle and bench height influence on its carrying capacity is cited Keywords: stability, a slope, carrying capacity В связи с тем что метод конечных элементов до сих пор является в большей сте- пени исследовательским инструментом анализа устойчивости откосов, возникает необ- ходимость в разработке упрощенного способа для его повседневного использования гор- ными инженерами на практике. На рис. 1 представлен схематичный разрез деформированного участка уступа раз- резной траншеи карьера № 6 Восточно-Аятского месторождения бокситов по линии А– А, построенный по результатам маркшейдерской съемки. Оползень произошел в резуль- тате того, что объем призмы активного давления оползневого тела возрос за счет пород внешнего отвала, складированных в 45÷50 м от верхней бровки откоса, преодолел со- противление призмы упора, и уступ сдвинулся в сторону выработанного пространства на 12÷15 м. На основе полученных представлений о деформационных процессах [1], проис- ходящих в нагруженных откосах, сложенных пластичными слабыми глинистыми поро- дами, а также опираясь на метод векторного сложения сил (метод многоугольника сил) [2, 4], предлагается следующая расчетная схема для исследуемого случая (рис. 2). Де- формирующийся объем нагруженного откоса разбивается для простоты на две взаимо-  Исследования выполнены в рамках грантового финансирования Министерства образования и науки Республики Казахстан по теме 0360/ГФ3(2013 – 2015 гг.)
ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ № 2, 2015 г. 12С е т е в о е п е р и о д и ч е с к о е н а у ч н о е и з д а н и е действующие друг с другом призмы: упора FECBD и активного давления ABC. Указан- ная механическая система будет находиться в состоянии предельного равновесия, если межблочные реакции, при изолированной оценке устойчивости каждой призмы будут равны [2]. Межблочные реакции характеризуют воздействие тангенциальных составля- ющих вертикальных нагрузок в зависимости от веса рассматриваемых блоков и являются основными сдвигающими силами призмы активного давления [2, 4]. Рис. 1 – Оползень уступа разрезной траншеи: 1 – направление деформирования откоса; 2 – просадка пород отвала; 3 – зона деформирования откоса; 4 – перемятие пород на торцах зоны оползня; 5 – внешний отвал; 6, 7 – призма упора и активного давления, соответственно; 8 – слабый слой На расчетные блоки схемы, представленной на рис. 2, действуют следующие силы: ΔP, P1, P2 – вес пород внешнего отвала, призмы упора и активного давления, соот- ветственно; соlо, cmaxl1, cоl2, cоl3 – силы сцепления вдоль участков скольжения lо, l1, l2 и l3, соответственно. Действие сил приводит к появлению реакций опор: R1, R3 – противодей- ствия массива оседанию призм упора и активного давления, соответственно; R2 ’ , R2 – межблочного взаимодействия.
ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ № 2, 2015 г. 13С е т е в о е п е р и о д и ч е с к о е н а у ч н о е и з д а н и е В процессе деформирования откоса реакции опор R2, R2 ’ и R3 отклонены от нор- мали к поверхности скольжения на угол δ = φmax/2. Величины δ и cо определяются свой- ствами пластичной горной породы на глубине H/2, исходя из предположения их линей- ного изменения. Поскольку на глубине H порода переходит в идеально-пластическое со- стояние, сцепление приобретает максимальное (cmax), а угол внутреннего трения – нуле- вое значение. Разумнее разделить оползневое тело на три расчетных блока, рассмотрев отдельно призму выпора FED, но в этом случае результирующая формула будет чрезвы- чайно усложнена и мало пригодна для использования на практике. В связи с этим реак- ция опоры R1 отклоняется от нормали не на угол φ (величина угла внутреннего трения), а на угол ε = ε1 + ε2, где ε1 – геометрически эквивалентный угол наклона основания сег- мента BDF, а ε2 – эквивалентный угол внутреннего трения основания того же сегмента. Данный подход позволяет упростить расчетные формулы, при этом в значении ε учиты- вается влияние изменения наклона поверхности скольжения (составляющая ε1) и изме- нение угла внутреннего трения под бермой безопасности, где угол внутреннего трения равен нулю, и под откосной частью, где угол внутреннего трения изменяется от нуля (φmin) до максимального значения (φmax). Рис. 2 – Расчетная схема нагруженного откоса, сложенного пластичными глинистыми породами для инженерного способа оценки его устойчивости Эквивалентный угол наклона основания сегмента BDF (ε1) определяется из три- гонометрических соотношений (рис. 3) [3]. Эквивалентный угол наклона сегмента BDF (ε1) может быть рассчитан, исходя из несложных геометрических построений, при использовании следующих условий: 1) постоянство длины истинного (линии BDF) и эквивалентного (линия BJ) осно- вания; 2) неизменность площади, лежащей под ломаной линией истинного BDF и экви- валентного (BJ) сегментов. Рис. 3 – Схема к определению эквивалентного угла наклона основания призмы упора
ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ № 2, 2015 г. 14С е т е в о е п е р и о д и ч е с к о е н а у ч н о е и з д а н и е Эквивалентный угол наклона сегмента BDF (ε1), учитывающий первое условие, наилучшим способом подходит для удовлетворения критерия постоянства сил сцепле- ния, действующих в основании призмы упора оползневого тела, а эквивалентный угол наклона сегмента BDF (ε1), учитывающий второе условие, подходит для критерия по- стоянства силы веса оползневого тела. Поскольку для удовлетворения критерия неиз- менности сил сцепления вдоль основания призмы упора нет каких-либо препятствий, то есть без труда можно использовать реальные их значения, зная и длины участков лома- ной линии BDF, и углы их наклона, поэтому в предлагаемом решении используется эк- вивалентный угол наклона (ε1), отвечающий критерию постоянства площади (объема) призмы упора: SLFD = S KJB . (1) Площадь под истинным сегментом FDB определится как  sincos2 o2 1 FDB lS  , (2) где до = H cos α /sin θ ω = θ – α. По теореме синусов из треугольника MFD определяется длина его основания lX:    sinsin OllX   ,     sin sin O   llX . Выразив через неизвестную x длину отрезка MK, рассчитываем площадь тре- угольника KJB: .ctg)( 2 1 )( 2 1 11KJB xxllhxllS XX  (3) В соответствии с (1), приравняв выражения (2) и (3), получаем следующее равен- ство: ,cossin 2 1 ctg)( 2 1 2 O1  lxlxlX  сгруппировав которое относительно неизвестных, получаем квадратное уравнение .0cossinctg)(ctg 2 O1 2   lxllx X (4) Данное квадратное уравнение имеет следующие корни решения:     . ctg2 cossinctg4 2 O 2 11 2,1  lllll x XX   Из двух корней x1 и x2 решению практической задачи удовлетворяет только одно:     , ctg2 ωcosωsinctg4 2 O 2 11 1  lllll x XX   так как второе (x2) приводит к существенно большей величине lX. В связи с этим искомое значение эквивалентного угла внутреннего трения основания призмы упора определяется из выражения: . )( ctg arctgε 1 1         xll x X  (5)
ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ № 2, 2015 г. 15С е т е в о е п е р и о д и ч е с к о е н а у ч н о е и з д а н и е Развернутое уравнение (5) является громоздким для упрощенного инженерного способа. Предполагая, что длина отрезка KD (см. рис. 3) равна lо, и выполняя соответ ствующие преобразования, тот же угол определяем по упрощенной формуле:   ,2 1о 2 о 1 + ωcosωsin arctg=ε ll l (6) Эквивалентный угол внутреннего трения ε2, находя- щийся в основании всего сегмента BDF, вычисляется из от- ношения сил веса, приходящихся на участок FB, так как ве- личины реакций опор пропорциональны весу. Значение ε2 рассчитывается из уравнения , cos 2 cos sin 2 sin tg min max min max 2 1O 1O        PP PP    где Pℓo, Pℓ1 – вес призмы упора, приходящийся на участки ее основания длиной ℓО и ℓ1, соответственно. С учетом того, что для условий горной породы, пере- ходящей в состояние пластического течения, минимальное значение угла внутреннего трения равно нулю (φmin =0°), предыдущее уравнение принимает более компактный вид: . 2 cos 2 sin tg 1O O max max 2   PP P      С достаточной для инженерного метода точностью, вследствие незначительной величины угла φmax/2 (< 15о ), значение его косинуса заменяется единицей, а синуса – самой величиной угла (в радианах). Тогда эквивалентный угол внутреннего трения опре- деляется по формуле , 4 cosγ arctg=ε max 1 о 2   P Hl  (7) где Р1 – вес призмы упора, который рассчитывается так: На основе системы уравнения статического равновесия призмы упора ;ν=lcβRl+cl+с=RΔx i= i 0sinsinωcosεsin 2о21maxоо1 5 1 ∑  (8) ,ν=l+cPβRlc=RΔy i= i 0coscosωsinεcos 2о12оо1 5 1 ∑  вычисляется межблочная реакция R2:     βcosεctgβsin εctgωsinεctgωcoscosεctgsin 1maxоо2о1 2 t l+cl+сννlcP =R  , (9) Рис.4 – Схема к определению эквивалентного угла внутреннего трения НrlНP 3cosω5,0(γ 01  /8).8/ctg Н
ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ № 2, 2015 г. 16С е т е в о е п е р и о д и ч е с к о е н а у ч н о е и з д а н и е где β = π/4 – φmax/4; ν = π/4 + φmax/4; cо = (cmax + cmin)/2; l1 = r + H ( ctg ψ+1)/2; l2 = 0,5 H/sin ψ + H/√2. Используя систему уравнений статического равновесия призмы активного давле- ния, 0;=νsin+νsinβsinβsin=Δ 32о3 ' 2 6 1= i lclcRRx i о∑  (10) 0,=Δνcos+νcos+cos+cos=Δ 23о2о3 ' 2 6 1= i PPlclcRRy i ββ∑ вычисляем межблочную реакцию R2 ’ где l3 = l2; P2 = γH2 (ctg ψ / 4 + 3 / 4). Система из двух расчетных блоков находится в равновесии, если межблочные ре- акции равны (сдвигающие нагрузки меньше удерживающих), то есть R2 = R2 ’ . (12) Приравнивая выражения (9) и (11), вычисляем искомое значение предельной не- сущей способности откоса по следующей формуле:      V lclclcP P    βcosεctgβsin εctg+νcos+εctgνsinωsin+εctgωcos+β2cos =Δ 1max2ооо1 , (13) или предельное внешнее напряжение: , Δ = L P q (14) где V = P2 – 2 cо l2 cos ν; L=H (ctg ψ+1). Превышение дополнительной нагрузки или внешнего напряжения приведет к нарушению равенства R2 = R’2 и, как следствие этого, к деформационным процессам, проявляющимся в виде оползней. Расчет параметров открытых выработок, произведенный по предлагаемой мето- дике, позволяет построить графики (рис. 5, 6). На основе графика (см. рис. 5) можно сде- лать заключение, что угол откоса для рассматриваемых типов пород несущественно вли- яет на несущую способность прибортового массива. Однако уменьшение высоты откоса оказывает определяющее влияние на рост несущей способности верхнего уступа (см. рис. 6). Осуществляя оценку устойчивости уступа, сложенного слабыми глинистыми по- родами, переходящими в пластическое и текучее состояние, нельзя упрощать решение задачи созданием подступов. Такое решение для уступов, сложенных слабыми глини- стыми породами, является по своей сути выполаживанием угла откоса, что по приведен- ным расчетам является неэффективным. , β2cos νcos2Δ+ = 2о2' 2 lcPP R  (11)
ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ № 2, 2015 г. 17С е т е в о е п е р и о д и ч е с к о е н а у ч н о е и з д а н и е 1,2 1,6 q, МПа 0,8 0,4 6020 40 80 r, м а б в г Рис. 5 – Определение инженерным способом несущей способности откоса, сложенного слабыми глинистыми породами при высоте откоса Н = 15 м: а – угол откоса α= 15о ; б – угол откоса α=20о ; в – угол откоса α=25о ; г – угол откоса α=30о Рис. 6 – Определение инженерным способом несущей способности откоса, сложенного слабыми глинистыми породами при угле откоса α = 30о : а – высота уступа Н=5 м; б – высота уступа Н=10 м; в – высота уступа Н=15 м; г – высота уступа Н=20м
ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ № 2, 2015 г. 18С е т е в о е п е р и о д и ч е с к о е н а у ч н о е и з д а н и е Литература 1. Рахимов З.Р. Моделирование откосов методом физического подобия / З.Р. Ра- химов, А.И. Барулин // Материалы 65-й науч.-техн. конф.: сб. докл. Т. 1. – Магнитогорск: Изд-во ГОУ ВПО «МГТУ», 2007. – С. 156 – 158. 2. Шахунянц Г.М. Железнодорожный путь / Г.М. Шахунянц. – М. Трансжелдо- риздат, 1961. – 615 с. 3. Барулин А.И. Инженерный метод оценки несущей способности откоса пла- стичных горных пород / А.И. Барулин, З.Р. Рахимов // Горный журнал Казахстана. – 2007. – № 3. – С. 15–19. 4. Правила обеспечения устойчивости откосов на угольных разрезах / Мин- топэнерго РФ; РАН Гос. НИИ горн. геомех. и маркшейд. дела; Межотраслевой науч. центр ВНИМИ. – СПб, 1998. – 208 с.
ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ № 2, 2015 г. 19С е т е в о е п е р и о д и ч е с к о е н а у ч н о е и з д а н и е УДК 622.83 Харисов Тимур Фаритович младший научный сотрудник, Институт горного дела УрО РАН, 620075, г. Екатеринбург, ул. Мамина-Сибиряка, 58 e-mail: Timur-ne@mail.ru Замятин Алексей Леонидович младший научный сотрудник, Институт горного дела УрО РАН e-mail: A.zamyatin@mail.ru Ведерников Андрей Сергеевич младший научный сотрудник, Институт горного дела УрО РАН e-mail: avedernikov@igduran.ru ОСОБЕННОСТИ ЛИКВИДАЦИИ СТВОЛА ШАХТЫ им. С.М. КИРОВА ТУРЬИНСКОГО МЕДНОГО РУДНИКА Kharisov Timur F. junior researcher, The Institute of mining UB RAS, 620075, Yekaterinburg, Mamin-Sibiryak st., 58 e-mail: Timur-ne@mail.ru Zamyatin Alexey L. junior researcher, The Institute of mining UB RAS e-mail: A.zamyatin@mail.ru Vedernikov Andrew S. junior researcher, The Institute of mining UB RAS e-mail: avedernikov@igduran.ru FEATURES OF ELIMINATION THE SHAFT OF THE "S.M. KIROV" MINE IN TURYINSKY COPPER MINE Аннотация: По результатам геофизических исследований, выполненных на стволе шахты им. С.М. Кирова, были определены глубина залегания пробки из грунта и обломков крепи в нарушенном стволе 50 – 55 м, глубина залегания коренных пород 20 – 25 м. Исходя из полученных данных, согласно РД 07-291-99 «Инструкция о порядке ведения работ по ликвидации и консервации опасных производственных объектов, связанных с поль- зованием недрами», были разработаны реко- мендации, обеспечивающие ликвидацию ствола шахты с учетом его аварийного состояния. Ключевые слова: ствол шахты, ликвидация, нарушения крепи, деформация массива, геофи- зические исследования Abstract: By the results of geophysical researches performed on a shaft of the "S. M. Kirov" mine the plug soil depth and support fragments were defined in the broken shaft 50-55 m as well as bedrock depth of 20-25 m. Proceeding from the obtained data, ac- cording to RD 07-291-99 "The instruction on the order of conducting operations on elimination and preservation hazardous production facilities con- nected with use of natural resources" the recom- mendations providing for elimination the mine shaft with due regard for its critical state were de- veloped. Key words: mine shaft, elimination, support’s faults, rock mass deformation, geo-physical re- searches Турьинский медный рудник был открыт приблизительно в конце 18-го века и являлся основным поставщиком меди в России. В 1920 г. шахты рудника были законсер- вированы (затоплены). В 1930 г. работа Турьинского рудника была восстановлена, вследствие чего в 1980 г. проведена реконструкция стволов шахты им. С.М. Кирова, «Ка- питальная» и «Никитинская». Ствол шахты им. С.М. Кирова предназначен для выполнения вспомогательных операций; в стволе также размещено лестничное отделение и трубопровод водоотлива, по которому велась откачка воды со всего Турьинского медного рудника. Сечение пря- моугольное, площадь сечения в свету Sсв=7,7 м2 , глубина ствола 425 м, где он сбит с выработками ТМР лишь одним горизонтом 425 м на отметке –210 м [1]. Ствол закреплен  Исследования выполнены в рамках гранта РФФИ №14-05-00324
ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ № 2, 2015 г. 20С е т е в о е п е р и о д и ч е с к о е н а у ч н о е и з д а н и е деревянной крепью, состояние которой на сегодня неизвестно. Данные о размере ворот- ника ствола отсутствуют. 15 ноября 2011 г. в 23:00 произошел прорыв воды на отметке –20 м ствола шахты им. С.М. Кирова с разрушением восточной части крепи и вывалом глинистого грунта в ствол. С целью недопущения подобных происшествий была произведена перекрепка нарушенного участка на протяжении 20 м. В июле 2012 г., в связи с продолжающейся деформацией конструкций зданий и сооружений на промплощадке, был произведен де- монтаж конструкций копра, надшахтного здания и части галереи ствола шахты. 7 апреля 2014 г. в стволе этой шахты произошел вывал горной массы, который заполнил приямок зумпфового насоса и ствол почти до кровли рудного двора с образованием пробки. Также произошло оседание земной поверхности вокруг ствола. В связи со сложившейся аварийной ситуацией 07.04.2014 ООО «ВМК» был произведен демонтаж оставшихся прилегающих построек с засыпкой образовавшегося провала и выравниванием промплощадки ствола. Ствол шахты им. С.М. Кирова находится в аварийном состоянии, и необходимо ликвидировать его согласно правилам РД 07-291-99 «Инструкция о порядке ведения ра- бот по ликвидации и консервации опасных производственных объектов, связанных с пользованием недрами», с возведением двух перекрытий из железобетона или металли- ческих балок, одно из которых устанавливается на глубине залегания коренных пород, но не менее 10 м от земной поверхности, а другое – на уровне земной поверхности [2]. Образовавшаяся пробка из грунта и обломков крепи не дает полностью засыпать ствол шахты, вследствие чего для ликвидации разрушенного ствола необходимо произ- вести научно-исследовательскую работу по определению глубины расположения пробки, состояния вмещающих пород, чтобы оценить возможность ее устранения и вы- полнения необходимых мероприятий по требуемой процедуре его ликвидации. Для ре- шения поставленной задачи были произведены натурные геофизические исследования горного массива вблизи ствола и непосредственно над образовавшейся пробкой [3]. Для зондирования горного массива около ствола использовался комплекс геофи- зических методов: спектральная сейсморазведка (метод спектрального сейсмопрофили- рования (ССП)) и георадарное зондирование (георадиолокация) [4]. Метод спектраль- ной сейсморазведки основан на использовании зависимости между спектральным соста- вом колебательного процесса, возникающего при ударном воздействии на обнаженную поверхность горного массива, и структурным строением этого массива. Физические ос- новы метода подробно описаны в размещенных на сайте его разработчика (www.newgeophys.spb.ru). Метод спектрального сейсмопрофилирования хорошо рабо- тает в комплексе с георадарным зондированием, основой которого является отражение электромагнитной волны от границ между средами, имеющими различные электрофизи- ческие свойства. Комплексное геофизическое зондирование с использованием георадара ОКО-2 и комплекса ССП было выполнено по двадцати двум профилям, образующим сетку вблизи ствола и над ним. Расположение сетки профилей зондирования с интервалом между про- филями 3 м показано на рис. 1. На данных, полученных при спектральном сейсмопрофилировании и георадар- ном зондировании, возможно структурировать массив от поверхности и до глубины 100 м [5]. В качестве образца проанализируем спектральное изображение сейсмосигналов профиля № 16, проходящего непосредственно по поверхности пробки, над стволом шахты (рис. 2). Исходя из величины добротности гармонических составляющих сейсмо- сигнала на интервале глубины от 0 до 20 – 25 м можно утверждать, что граница залега- ния коренных пород находится на глубине 20 – 25 м от поверхности (выделена фиоле- товым цветом на рис. 2).
ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ № 2, 2015 г. 21С е т е в о е п е р и о д и ч е с к о е н а у ч н о е и з д а н и е Рис. 1 – Схема расположения профилей зондирования промплощадки ствола шахты им. С.М. Кирова Зоны с наименьшей добротностью сейсмосигнала обозначены зеленым цветом, это области деструкторизованного массива, повышенная нарушенность которого обу- словлена проводившимися ранее на Турьинском медном руднике горными работами. По спектральному изображению сейсмосигнала на профиле № 16 между 4-м и 8- м метрами по горизонтальной оси и на глубине 50 – 55 м прослеживается скачок доб- ротности сейсмосигнала, что свидетельствует о резкой смене величины сцепления между породами и наличии границы в массиве пород с разной степенью структурной нарушенности, поэтому можно утверждать, что верхняя граница пробки находится на отметке 50 – 55 м от поверхности. Второй скачок данного сейсмосигнала наблюдается на глубине 77 – 87 м, обозначая нижнюю границу пробки в стволе. Для устранения образовавшейся в стволе пробки необходимо провести вскрыш- ные работы с поверхности и до глубины 87 м. Поскольку обрушенная в ствол порода разрушила крепь, расстрелы, лестничный ходок и коммуникации, велика вероятность того, что на глубине более 100 м могла образоваться еще одна пробка. Также высока вероятность того, что при засыпке ствола образуется новая пробка из-за высокой захлам- ленности ствола. Отсюда следует, что полную засыпку ствола шахты им. С.М. Кирова произвести крайне проблематично. Сложившаяся ситуация делает невозможным процесс ликвидации ствола по всем правилам инструкции РД 07-291-99, поэтому были разработаны дополнительные орга- низационно-технические мероприятия, обеспечивающие безопасную ликвидацию нару- шенного ствола с учетом его состояния на данный момент. Предполагается, в связи с невозможностью вскрытия ствола, соорудить два прочных железобетонных перекрытия без засыпки ствола до земной поверхности. (На рис. 3 представлен ствол шахты в аксо- нометрии со схемой деформаций массива на глубинах 20, 30, 40, 50 и 60 м изображенных изолиниями.) Первое перекрытие, увеличенное по контуру ствола не менее чем на 1 м
ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ № 2, 2015 г. 22С е т е в о е п е р и о д и ч е с к о е н а у ч н о е и з д а н и е (3200×5700 мм), обустроить на глубине залегания коренных пород, т. е. около 20 м от поверхности. Второе перекрытие заглубить за зону промерзания (около 2 м от поверх- ности), чтобы обеспечить его долговечность. Размеры второго (верхнего) перекрытия определяются исходя из угла воронкообразования, который составляет 85˚. Следова- тельно, размеры второго перекрытия должны составлять 3600×6100 мм [2]. Рис. 2 – Профиль спектрального сейсмопрофилирования профиля № 16
ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ № 2, 2015 г. 23С е т е в о е п е р и о д и ч е с к о е н а у ч н о е и з д а н и е Рис. 3 – Схема ликвидации ствола шахты им. С.М. Кирова в аксонометрии
ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ № 2, 2015 г. 24С е т е в о е п е р и о д и ч е с к о е н а у ч н о е и з д а н и е Толщину перекрытий надо рассчитать исходя из принятых материалов (металли- ческие балки, бетон, арматура и т. д.) и их характеристик. Нагрузку определить исходя из веса налегающих пород, на первой – между перекрытиями, на второй – из веса пород до поверхности. После возведения перекрытий и засыпки их сверху грунтом вокруг устья ствола следует установить ограждение высотой не менее 2,5 м. Таким образом, разработанные рекомендации к инструкции о порядке ведения ра- бот по ликвидации и консервации опасных производственных объектов, связанных с пользованием недрами, позволяют обеспечить безопасную ликвидацию ствола шахты им. С.М. Кирова с учетом его аварийного состояния. Согласно анализу результатов выполненных исследований, можно сделать вывод, что используя современные геофизические методы зондирования горного массива, поз- воляет разработать оптимальный вариант ликвидации аварийного или действующего ствола исходя из конкретной горно-геологической и горно-технологической ситуации. Литература 1. Надеин А.Г. Турьинский медный рудник / А.Г. Надеин // Материалы научно- практической конференции, посвященной 150-летию Евграфа Степановича Федорова. – Краснотурьинск, 2004. - С. 24 - 25. 2. Инструкция о порядке ведения работ по ликвидации и консервации производ- ственных объектов, связанных с пользованием недрами (РД 07-291-99) [Электронный ресурс] – Режим доступа: http://ohranatruda.ru/ot_biblio/normativ/data_normativ /7/7996/ 3. Боликов В.Е. Усовершенствованная технологическая схема проходки сопря- жений ствола с горизонтом в массивах со сложными горно-геологическими условиями / В.Е. Боликов, И.Л. Озорнин, Т.Ф. Харисов // Проектирование, строительство и эксплуа- тация комплексов подземных сооружений: материалы международной научно-практи- ческой конференции, г. Екатеринбург, 14 - 16 октября 2009 г. – Екатеринбург: УГГУ, 2009. – С. 35 - 40. 4. Замятин А.Л. Исследование геодинамической активности геофизическими методами / А.Л. Замятин // Горный информационно-аналитический бюллетень. – 2012. - № 6. – С. 312 – 315. 5. Ведерников А.С. Уточнение безопасного расположения автомобильной раз- вязки с помощью геофизических исследований / А.С. Ведерников, Л.В. Григорьев // Геомеханика в горном деле: материалы международной научно-практической конфе- ренции, г. Екатеринбург, 12 - 14 октября 2011 г. – Екатеринбург: ИГД УрО РАН, 2011. – С. 35 - 40.
ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ № 2, 2015 г. С е т е в о е п е р и о д и ч е с к о е н а у ч н о е и з д а н и е РУДНИЧНАЯ АЭРОГАЗОДИНАМИКА
ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ № 2, 2015 г. 26С е т е в о е п е р и о д и ч е с к о е н а у ч н о е и з д а н и е УДК 622.43 Зайцев Артем Вячеславович, кандидат технических наук, научный сотрудник, Горный институт УрО РАН 614007, г. Пермь, ул. Сибирская, 78 а e-mail: aerolog.artem@gmail.com Клюкин Юрий Андреевич, инженер, Горный институт УрО РАН e-mail: aero_yuri@mail.ru РЕСУРСОСБЕРЕГАЮЩИЕ РЕШЕНИЯ В СИСТЕМАХ КОНДИЦИОНИРОВАНИЯ РУДНИЧНОГО ВОЗДУХА Zaitzev Artem V. candidate of technical sciences, researcher, the Mining Institute, UB RAS 614007, Perm, Sibirskaya str., 78 a e-mail: aerolog.artem@gmail.com Klyukin Yuri A. engineer, The Mining Institute, UB RAS e-mail: aero_yuri@mail.ru RESOURCE-SAVING SOLUTIONS IN MINE AIR-CONDITIONING SYSTEMS Аннотация: В статье представлены результаты разра- ботки технических решений, обеспечивающих разработку ресурсосберегающих систем конди- ционирования рудничного воздуха: использова- ние высокоэффективных теплообменных аппа- ратов в подземных установках кондициониро- вания, распределенной подачи охлажденного воздуха и разработку систем кондиционирова- ния на основе критерия оптимальности. Ключевые слова: глубокие рудники, горные вы- работки, тепловой режим, теплообмен, мате- матическое моделирование, источники тепло- выделения, кондиционирование воздуха, микро- климат, воздухораспределение Abstract: The article presents the results of working out tech- nical solutions providing the development of a mine’s resource-saving air-conditioning systems. The solutions include using high-efficient heat ex- changers in underground conditioning units, dis- tributed supply of cooling air and air-conditioning systems development based on the criterion of opti- mality. Key words: deep mines, mine workings, thermal condition, heat transfer, mathematical modeling, sources of heat release, air conditioning, microcli- mate, air distribution. В настоящее время запасов неглубоко залегающих и легкодоступных полезных ископаемых остается все меньше. В то же время спрос на них на мировых рынках неиз- менно растет. Поэтому для поддержания и увеличения мощности добычи горные пред- приятия вынуждены вовлекать в отработку все более труднодоступные и глубокозале- гающие залежи с одновременным повышением интенсивности ведения горных работ. С увеличением глубины происходит увеличение температуры окружающего породного массива, усиливается влияние техногенных источников тепловыделения на формирова- ние неблагоприятных микроклиматических условий. Примерами, когда уже остро стоит вопрос снижения температуры воздуха в рабочих зонах, являются шахта «Скалистая» и рудник «Таймырский» ОАО «ГМК «Норильский никель», где в ходе проведения темпе- ратурных съемок были выявлены зоны с температурой воздуха, значительно превышаю- щей 26С, максимально разрешенной правилами безопасности [1]. Отдел аэрологии и теплофизики Горного института УрО РАН разрабатывает ком- плексные решения регулирования и нормализации микроклиматических условий шахт и рудников. Основой комплексного решения является сочетание горнотехнических и теп- лотехнических мероприятий в зависимости от специфики горного предприятия (глубины залегания рудных тел, технологии добычи полезного ископаемого, использования мощ- ных двигателей внутреннего сгорания, твердеющей закладки и т. д.). Горнотехнические  Исследования выполнены в рамках гранта РФФИ №13-05-96013
ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ № 2, 2015 г. 27С е т е в о е п е р и о д и ч е с к о е н а у ч н о е и з д а н и е мероприятия включают в себя непосредственно вентиляцию горных выработок, приме- нение специальных тепломассообменных и теплоаккумулирующих выработок и камер, особых теплозащитных покрытий и крепей. Теплотехнические мероприятия предусмат- ривают использование систем кондиционирования воздуха. Поскольку любые системы нормализации микроклиматических условий характеризуются значительными капиталь- ными и эксплуатационными затратами, в современных условиях рыночной экономики остро стоит вопрос обеспечения ресурсосбережения при разработке систем кондициони- рования рудничного воздуха. Для обеспечения ресурсосбережения предложены следующие технические реше- ния: – построение комплексных систем кондиционирования воздуха, оптимально сочетающих горнотехнические и теплотехнические мероприятия регулирования тепло- вого режима на основе критерия энергоэффективности;  применение современных автоматизированных систем кондиционирования воздуха с высокоэффективными теплообменными аппаратами;  использование способа распределенной подачи охлажденного воздуха, обес- печивающего минимальные тепловые потери при взаимодействии с источниками теп- ловыделения в горных выработках. Разработанный критерий эффективности, используемый при построении подзем- ных систем кондиционирования воздуха, таков [2]: min81,9 3  ERQTcQ , где ρ – плотность воздуха, кг/м3 ; c – удельная изохорическая теплоемкость воздуха, Дж/(кг·о С); R – аэродинамическое сопротивление выработки, кмюрг; Q – расход воздуха по выработке, м3 /с; ΔT – разница температур между началом и концом выработки, °С; E – холодопроизводительность систем охлаждения воздуха, кВт. Суммирование в приведенном выражении производится по всем горным выработ- кам рудника. Первое слагаемое учитывает тепловые потери вследствие взаимодействия рудничного воздуха с источниками тепловыделения, второе – аэродинамические затраты на движение воздуха по горным выработкам, третье – эксплуатационные затраты на ра- боту технических средств системы кондиционирования воздуха. Непосредственно по- строение системы кондиционирования осуществляется на базе метода вариантов, для сравнения эффективности используется представленный критерий. В результате для ин- дивидуальных условий шахты или рудника разрабатывается оптимальное решение, от- личающееся эффективностью и минимальным объемом затрат на реализацию. На эффективность работы технических компонентов систем кондиционирования воздуха (СКВ), особенно в условиях подземных горных выработок шахт и рудников, влияет множество факторов. В частности, эффективность кондиционирования воздуха зависит от фактической схемы вскрытия, подготовки и технологии ведения горных ра- бот, применяемых горных машин, интервала температурно-влажностных условий в под- земных горных выработках, возможности размещения технических средств СКВ, хими- ческого и аэрозольного состава рудничной атмосферы, особенностей вентиляции и т. д. В настоящее время сотрудниками отдела аэрологии и теплофизики Горного ин- ститута УрО РАН совместно с научно-производственным объединением ООО «НПО «АэроСфера» разработан кондиционер шахтный раздельный (КШР), который предна- значен для использования в автоматизированных системах регулирования температуры воздуха в шахтах, рудниках и иных подземных сооружениях, в том числе опасных по взрыву газов и пыли [3].
ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ № 2, 2015 г. 28С е т е в о е п е р и о д и ч е с к о е н а у ч н о е и з д а н и е КШР представляет собой автономный шахтный кондиционер с возможностью са- мостоятельной установки входящих агрегатов (раздельный кондиционер). Одним из ос- новных узлов кондиционера, от которого зависит эффективность работы всех составля- ющих агрегатов, является установка охлаждения воздуха с высокоэффективным тепло- обменником, обеспечивающим высокий отбор холода от холодоносителя к рудничному воздуху. Геометрическая конструкция охлаждающих элементов кондиционера КШР отли- чается от конструкции нагревательных элементов калориферов формой. Теплообмен- ники калориферов представляют собой змеевики, расположенные в плоскости поперек движения воздуха, а теплообменники кондиционера – объемные спирали (рис. 1), рас- положенные рядом поперек движения воздуха и наполовину вложенные друг в друга по ходу движения воздуха. Рис. 1 – Воздухоохладитель кондиционера КШР Особенности кондиционера, обеспечивающие его эксплуатационную эффектив- ность, таковы:  конструкция агрегатов позволяет применять неполный комплект агрегатов и их различные комбинации;  в конструкции воздухоохладителей и охладителей воды не применяются мед- ные или алюминиевые сплавы, что в атмосфере, содержащей серу или ее соединения, повышает надежность. Применены нержавеющие стали;  применены гофрированные стальные трубы для змеевиков малого радиуса навивки, что обеспечивает высокие показатели при высокой запыленности и загазован- ности. Указанные конструкции легко поддаются очистке при необходимости. Блочная конструкция секций воздухо- и водоохладителей обеспечивает высокую ремонтопригод- ность и замену секции в условиях подземных выработок;
ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ № 2, 2015 г. 29С е т е в о е п е р и о д и ч е с к о е н а у ч н о е и з д а н и е  конструкция воздухоохладителей обладает пониженным аэродинамическим со- противлением, что обеспечивает подачу охлажденного воздуха на расстояние до 800 – 1000 м. Это позволяет подавать воздух в протяженные выработки без многократных пе- рестановок агрегатов и размещения агрегатов вблизи от места работ;  конструкция воздухоохладителя позволяет дополнительно увлажнять подава- емый воздух и использовать агрегат для снижения содержания пыли и ускоренной вен- тиляции выработок после буровзрывных работ;  воздухоохладители могут работать как на фреоне, так и на воде с температурой от 0 до +5о . Следующим этапом обеспечения ресурсосбережения является максимальное ис- пользование потенциала системы кондиционирования воздуха за счет снижения холодо- потерь при движении воздуха от мест его охлаждения до подземных рабочих зон и уве- личения зоны нормализации микроклиматических параметров. Для этого предложено использование принципа распределенной подачи охлажденного воздуха с целью обеспе- чения минимального температурного напора между рудничным воздухом и породным массивом. Рис. 2 – Зависимость интенсивности подачи воздуха в шахтную атмосферу от координаты Для определения технических параметров распределенной подачи воздуха ре- шена задача определения математической зависимости требуемого количества воздуха dQ от координаты по длине выработки dx (рис. 2). Для этого подача охлажденного воз- духа в шахтную атмосферу принимается в рамках данной модели непрерывной по всей длине исследуемого участка. В результате решения поставленной задачи получены сле- дующие зависимости [4, 5]. Температура воздуха в выработке Т: где Q0 – количество воздуха в шахтной атмосфере на начальном участке, кг/с; Qfr – количество воздуха, поступающего в галерею по воздуховоду, кг/с; L – длина воздуховода, м; Tw – температура стенки выработки, о С; α – коэффициент теплообмена, Вт/м2 · о С; ρ – плотность воздуха, кг/м3 ; cv – удельная изохорическая теплоемкость воздуха, Дж/(кг·о С); , 1log2 1log2 0 0                    Q Q RvcL Q Q vRTcLT T fr v fr frvw
ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ № 2, 2015 г. 30С е т е в о е п е р и о д и ч е с к о е н а у ч н о е и з д а н и е R – радиус выработки, м; Tfr – температура воздуха, поступающего в выработку, о С; v – скорость движения воздуха, м/с. Количество воздуха в выработке Q(x):   .1 0 0 L x fr Q Q QxQ          Количество воздуха, поступающего в выработку Qfr(x):     .11 0 00                    L x fr fr Q Q QQxQxQ Распределенная подача охлажденного воздуха характеризуется минимальной тре- буемой холодильной мощностью, так как обеспечивает минимальный температурный напор между воздухом и нагретыми горными породами. Рис. 3 – Зависимость эффективности использования холодильной мощности Keff от расстояния между сосредоточенными струями охлажденного воздуха L На практике реализация непрерывной подачи свежего воздуха является техниче- ски сложной и заменяется дискретной подачей через регулируемые отверстия в воздухо- воде. Для оценки эффективности применяемых решений необходимо оценить эффектив- ность использования холодильной мощности при различных значениях расстояния L между сосредоточенными струями охлажденного воздуха (рис. 3). Критерием эффектив- ности использования холодильной мощности в данной системе является соотношение Keff, определяющееся по следующей формуле:   %,100 .. ..  тх рх eff Q Q LK где Qх.р. – холодильная мощность модели системы кондиционирования с дис- кретной подачей свежего воздуха в рабочие зоны (характеризуется расстоянием между воздухораспределительными отверстиями L), кВт; Qх.т. – холодильная мощность теоретической модели системы непрерывной рас- пределенной подачи свежего воздуха в рабочие зоны, кВт.
ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ № 2, 2015 г. 31С е т е в о е п е р и о д и ч е с к о е н а у ч н о е и з д а н и е Детальные расчеты с учетом особенностей топологии вентиляционной сети, аэро- динамических и теплофизических параметров ее участков выполняются в программно- вычислительном комплексе «АэроСеть». В результате находится массив значений тем- пературы, влажности и скорости движения воздуха в каждой точке исследуемой венти- ляционной сети. Полученные в результате моделирования данные позволяют уточнить принятые технические решения. Комплекс проведенных исследований и разработанных технических решений позволяет увеличить эффективность нормализации микроклиматических параметров в условиях шахт и рудников с неблагоприятным тепловым режимом. Литература 1. Особенности формирования микроклиматических условий в горных выработ- ках глубоких рудников / В.Н. Карелин и др. // Горный журнал. —2013. - № 6. 2. Казаков Б.П. Современные подходы к разработке способов управления тепло- вым режимом рудников при высокой температуре породного массива / Б.П. Казаков, Л.Ю. Левин, А.В. Зайцев // Горный журнал. —2014. - № 5. 3. Левин Л.Ю. Разработка шахтной подземной установки кондиционирования воздуха для условий глубокого рудника «Таймырский» // Стратегия и процессы освоения георесурсов: материалы ежегодной научной сессии Горного института УрО РАН по ре- зультатам НИР в 2012 г. — Пермь: ГИ УрО РАН, 2013. 4. Клюкин Ю.А. Разработка систем кондиционирования воздуха протяженных ра- бочих зон в условиях неблагоприятного теплового режима нефтешахт // Стратегия и про- цессы освоения георесурсов: материалы ежегодной научной сессии Горного института УрО РАН по результатам НИР в 2013 г. — Пермь: ГИ УрО РАН, 2014. 5. Щербань А.Н. Руководство по регулированию теплового режима шахт: 3-е изд., перераб. и доп. / А.Н. Щербань, О.А. Кремнев, В.Я. Журавленко. — М.: Недра, 1977. — 359 с.
ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ № 2, 2015 г. 32С е т е в о е п е р и о д и ч е с к о е н а у ч н о е и з д а н и е УДК 622.44 Макаров Николай Владимирович кандидат технических наук, Уральский государственный горный университет, 620144, г. Екатеринбург, ул. Куйбышева, 30 Кабелев Денис Владимирович студент Горно-механического факультета, Уральский государственный горный университет e-mail: denkabelev@mail.ru ВЕНТИЛЯТОРЫ МЕСТНОГО ПРОВЕТРИВАНИЯ ПОВЫШЕННОЙ ПРОИЗВОДИТЕЛЬНОСТИ. ОСОБЕННОСТИ ИСПОЛЬЗОВАНИЯ ВИХРЕВЫХ КАМЕР В АЭРОДИНАМИЧЕСКИ АКТИВНЫХ ПРОФИЛЯХ ТУРБОМАШИН Makarov Nikolai V. Associate Professor, Department of Mining Mechanics, head of the intellectual property commercialization, Ph.D the Ural State Mining University, 620144, Yekaterinburg, Kuibyshev st., 30 Kabelev Denis V. student of the Mining and Mechanical Faculty, the Ural State Mining University e-mail: denkabelev@mail.ru INCREASED PRODUCTIVITY FANS FOR LOCAL VENTILATION FEATURES OF APPLICATION VORTEX CHAMBERS IN TURBOMACHINES AERO- DYNAMIC ACTIVE PROFILES Аннотация: Приведен конструктивный и обоснованный спо- соб повышения эффективности шахтных тур- бомашин (вентиляторов местного проветрива- ния) в части повышения их аэродинамической нагруженности и адаптивности при использо- вании вихревых камер, представлены данные аэродинамических испытаний опытного об- разца вентилятора местного проветривания ВРВП в сравнении с существующими анало- гами. Ключевые слова: турбомашина, вентилятор, циркуляция, вихревая камера, аэродинамиче- ская схема, аэродинамическая нагруженность, местное проветривание Abstract: The structural and well-grounded way to improve mines’ turbo-machines efficiency (fans for local ventilation) in terms of increasing their aerody- namic loading and adaptability usingvortex cham- bers is cited. The aerodynamic test findings of the fan prototype for local ventilation VRVP com- pared with existing analogues are presented. Keywords: turbo-machine, fan, circulation, vortex chamber, aerodynamic design, aerodynamic load- ing, local ventilation. Постоянно повышающийся уровень интенсивности извлечения полезных ископа- емых современными добычными комплексами в очистной выработке приводит к необ- ходимости увеличения диапазона развиваемого давления и глубины экономичного дав- ления вентиляторами местного проветривания (ВМП) [1]. Кроме этого, важным момен- том является обеспечение максимальной энергоэффективности аэродинамической изо- ляции очистной выработки от выработанного пространства при комбинированном спо- собе проветривания с одновременным использованием в технологической связке венти- ляторов главного проветривания, газоотсасывающих и ВМП. Исходя из вопросов ком- пактности, экономичности и безопасности для современных конкурентных горных пред- приятий требуется разработка ВМП повышенной аэродинамической нагруженности, адаптивности и, соответственно, с низкими массо-габаритными характеристиками. Поскольку отсутствуют ВМП на требуемые в настоящее время вентиляционные  Исследования выполнены в рамках программы «старт» Фонда содействия развитию малых форм пред- приятий в научно-технической сфере (фонд Бортника)
ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ № 2, 2015 г. 33С е т е в о е п е р и о д и ч е с к о е н а у ч н о е и з д а н и е режимы, задача ученых заключается в разработке теоретических основ расчета и науч- ного обоснования технических решений создания данного типа вентиляторов. Применительно к ВМП наиболее перспективным способом повышения аэродина- мической нагруженности, адаптивности и экономичности является вихревое управление обтеканием лопаток рабочего колеса. В зависимости от параметров управляющего по- тока достигается такое воздействие на пограничный слой в лопатках рабочих колес тур- бомашин, при котором наблюдается практически только снижение потерь давления на трение и, как результат, повышение КПД либо управление потоком с влиянием на его ядро для целенаправленного увеличения угла выхода потока, изменения циркуляцион- ного течения с целью повышения аэродинамической нагруженности вентилятора. Конструктивные особенности ВМП позволяют реализовывать прямоточную ра- диально-вихревую аэродинамическую схему с энергетическим управлением течением в межлопаточных каналах [1] рабочих колес с применением интегрированных вихреисто- чников (рис. 1, а, б) с использованием высокоэнергетического закрученного управляю- щего потока без применения дополнительных устройств подвода энергии, что суще- ственно повышает эффективность их взаимодействия с основным потоком, при этом обеспечивая достаточную простоту и надежность конструктивного исполнения вихре- вых камер на лопатках рабочего колеса ВМП. Полости профильных лопаток вращающегося колеса ВМП вентилятора, выпол- ненных в хвостовой части в форме вихревых камер, можно рассматривать как устройство передачи энергии управляющему потоку, являющемуся в исходном состоянии частью основного потока, поскольку их совокупность представляет собой интегрированную внутрь рабочего колеса ступень компрессора, геометрические параметры которого обес- печивают требуемые энергетические характеристики управляющего потока вихреисточ- ника. а б Рис. 1 – Хвостовик лопатки рабочего колеса радиально-вихревого прямоточного вентилятора местного проветривания: а – общий вид (чертеж); б – опытный образец Удельная идеальная аэродинамическая характеристика вращающейся круговой решетки аэрогазодинамических профилей с вихревыми камерами приведена на рис. 2. Из данного рисунка видно, что идеальная аэродинамическая характеристика вращаю- щейся круговой решетки аэрогазодинамических профилей имеет существенно большую наполненность по давлению в сравнении с аэродинамической характеристикой вращаю- щейся круговой решетки классических профилей. Целенаправленный выбор геометри- ческих параметров круговой решетки профилей и вихревых устройств позволяет в ши- роком диапазоне изменять максимальный коэффициент теоретического давления и, что
ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ № 2, 2015 г. 34С е т е в о е п е р и о д и ч е с к о е н а у ч н о е и з д а н и е принципиально важно, функциональную зависимость прироста коэффициента теорети- ческого давления таψ от коэффициента расхода тq [2, 3]. Рис. 2 – Аэродинамическая характеристика вращающейся круговой решетки профилей с вихреисточником: 1 – классический теоретический профиль; 2 – профиль с положительным вихреисточником; 3 – профиль с отрицательным вихреисточником; 4 – профиль со знакопеременным вихреисточником Проведенные расчеты позволили спроектировать прямоточную радиально-вихре- вую аэродинамическую схему, разработать чертежи и изготовить модель вентилятора ВРВП-6 (рис. 3). Результаты его аэродинамических испытаний в сравнении с вентилято- рами ВМЭ-6 приведены в таблице. а б Рис. 3 – Общий вид радиально-вихревого прямоточного вентилятора местного проветривания ВРВП-6: а – 3D модель; б – опытный образец Предположительно годовой эффект от применения на предприятиях горно-метал- лургического комплекса вентиляторов местного проветривания составляет 120 млн кВт.
ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ № 2, 2015 г. 35С е т е в о е п е р и о д и ч е с к о е н а у ч н о е и з д а н и е Сравнительная технико-экономическая характеристика вентилятора местного проветривания ВРВП-6 с выпускаемыми аналогами Разработка и применение параметрического ряда вентиляторов типа ВРВП на базе предложенной аэродинамической схемы с использованием энергии частотных ре- гуляторов позволит существенно повысить как энергоэффективность, так и безопасность вентиляции, а также конкурентоспособность газообильных угольных шахт. Литература 1. Косарев Н.П. Аэродинамика квазипотенциального течения в межлопаточных ка- налах рабочих колес высоконагруженных центробежных вентиляторов: науч. изд. / Н.П. Косарев, В.Н. Макаров. – Екатеринбург: Изд-во УГГУ, 2005. – 108 с. 2. Макаров Н.В. Особенности течения в круговой решетке профилей с вихреисто- чником в критических точках / Н.В. Макаров // Известия УГГУ. – 2010. - Вып. 24. – С. 99 – 101. 3. Макаров Н.В. Радиально-вихревые прямоточные вентиляторы местного провет- ривания. Особенности идеальной аэродинамической характеристики / Н.В. Макаров, С.А. Горбунов // Уральская горная школа - регионам: междунар. науч.-практ. конф., г. Екатеринбург, 8 - 9 апреля 2013 г. – Екатеринбург, 2013. – С. 386 – 387. Характеристики ВРВП-6 ВМЭ-6 ВР-6 Гидравлическая мощность, кВт 47,1 19,0 22,0 Удельная энергоэффективность 1,15 1,35 1,29 КПД 0,87 0,74 0,77 Глубина экономичного регулирования 0,98 0,56 0,61 Удельная материалоемкость, кг/кВт 4,2 6,6 6,1 Удельные затраты, руб/кВт 9,4 18,9 15,8 Производственная себестоимость, руб. 165 000 135 000 125 000
ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ № 2, 2015 г. С е т е в о е п е р и о д и ч е с к о е н а у ч н о е и з д а н и е РАЗРУШЕНИЕ ГОРНЫХ ПОРОД
ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ № 2, 2015 г. 37С е т е в о е п е р и о д и ч е с к о е н а у ч н о е и з д а н и е УДК 622.236.001.57 Реготунов Андрей Сергеевич младший научный сотрудник, Институт горного дела УрО РАН, 620075, г. Екатеринбург, ул. Мамина-Сибиряка, 58 e-mail: pochta8400@inbox.ru Антонов Владимир Александрович главный научный сотрудник, доктор технических наук, Институт горного дела УрО РАН e-mail: Antonov@igduran.ru РЕГРЕССИОННОЕ МОДЕЛИРОВАНИЕ ЭКСПЕРИМЕНТАЛЬНОГО РАЗРУШЕНИЯ КРИСТАЛЛИЧЕСКИХ ГОРНЫХ ПОРОД УДАРОМ Regotunov Andrew S. junior researcher, The Institute of Mining UB RAS, 620075, Yekaterinburg, Mamin-Sibiryak st., 58 e-mail: pochta8400@inbox.ru Antonov Vladimir A. chief researcher, Doctor of technical sciences, The Institute of Mining UB RAS e-mail: Antonov@igduran.ru REGRESSIVE MODELING OF EXPERIMENTAL CRYSTALLINE ROCKS BREAK-DOWN BY ROCK BURST Аннотация: Изложены результаты регрессионного модели- рования объема кристаллической горной по- роды, разрушенной в ее образце эксперимен- тальными ударами инденторов бурового ин- струмента. Показано, что модели отобра- жают закономерности его изменения в связи с влиянием прочностной структуры горной по- роды, энергии удара и расположения инденто- ров. Дано теоретическое толкование законо- мерностей, исходя из упруго-хрупких свойств горной породы и явлением квазирезонансного разрушения ее стенок, образующихся между ин- денторами. Приведены практические выводы и рекомендации. Ключевые слова: горная порода, удар, объем разрушения, квазирезонанс, регрессия, модель Abstract: The results of regressive modeling the volume of crystalline rock broke down in its experimental sam- ple with drilling tool indenters by experimental bursts are cited. It is displayed that the models rep- resent regularities of its change due to the influence of rock structure strength, the impact energy and in- denters’ location. The theoretical interpretation of regularities in terms of rock’s elastic-brittle proper- ties and quasi-resonant phenomenon of the destruc- tion of its walls formed between the indenters is given. Practical conclusions and recommendations are adduced. Key words: mine rock, burst, the amount of destruc- tion, quasi-resonance, regression, model Введение. В настоящее время для бурения кристаллических горных пород пер- спективно развитие ударного способа, когда осуществляется их объемное разрушение при одновременном динамическом воздействии на забой скважины (шпура) группы ин- денторов. Наилучшая эффективность удара, при котором разрушение производится с наименьшей энергоемкостью, во многом определяется оптимальным их расположением в соответствующем буровом инструменте. Для этого необходимо выявление законо- мерностей разрушения с учетом основных его факторов: прочностной структуры гор- ных пород, энергии удара, формы и расположения инденторов на изменчивом рельефе забоя. Объем разрушений существенно различается при промежуточном сколе горной породы, находящейся на горизонтальном участке забоя между инденторами, и краевом сколе породы, находящейся между индентором и краем уступа, образованного преды- дущими ударами. Теоретическое описание закономерностей с необходимой точностью дает пока лишь обобщенные результаты.
ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ № 2, 2015 г. 38С е т е в о е п е р и о д и ч е с к о е н а у ч н о е и з д а н и е В известных экспериментальных исследованиях [1 – 3], проведенных в указанном направлении, рассмотрены схемы удара, при которых одновременно внедряемые сосед- ние инденторы находятся в линии, в вершинах равностороннего треугольника, правиль- ного многоугольника. При этом интервалы породы, находящиеся между инденторами, на расстоянии в 1 – 4 диаметра их цилиндрической части, разрушаются крупным ско- лом. В связи с этим объем разрушения возрастает в среднем в 1,5 – 2,5 раза. В работе [4] установлено, что при краевом скалывании породы энергоемкость разрушения уменьша- ется в 1,7 – 3,5 раза. Относительное расстояние от индентора до уступа при краевом сколе крепких пород, обеспечивающее его максимальный объем, изменяется, согласно данным [4, 5], от 1,2 до 2,0 диаметров индентора. В работе [5] дополнительно установ- лено, что возрастание объема разрушений по мере увеличения энергии удара имеет экс- тремальный характер, объясняемый явлением квазирезонанса трещиноватой структуры горной породы, развивающейся под действием боковых напряжений. Результаты приведенных исследований, являясь оценочными и усредненными, позволяют понять лишь причину и схему разрушений, а их функциональные закономер- ности, необходимые для количественного расчета устройств ударного бурения, остаются неизвестными. Решение возможно путем регрессионного функционально-факторного моделирования объема кристаллической горной породы, разрушенной ударами инден- торов в экспериментальных условиях. В данной статье показана процедура построения таких моделей, оценены их достоверность и практическая значимость. Теоретические положения. При интерпретации экспериментальных феноменов и соответствующих модельных построений приняты следующие положения. 1. Структура горной породы неоднородная, зернистая (или гранулированная). По- скольку зерна в разных направлениях срастаются и взаимодействуют неодинаково, не- которое их количество по признаку устойчивой связи образует агрегаты. Наоборот, между агрегатами возникают ослабленные адгезионные границы. Вдоль них по мере развития эрозии и силовых нагрузок развиваются поля напряжений, приводящие к раз- витию имеющихся дислокаций, микро- и макротрещин. 2. Объем ударного разрушения состоит из объемов лунок, образующихся при вер- тикальном внедрении инденторов в горную породу, и объемов разрушенных стенок, находящихся между лунками. Боковая компонента силы удара по мере удаления от лунки в направлении стенок между инденторами экспоненциально снижается. Соответ- ствующая длина релаксации Lр, определяемая ее ослаблением при взаимодействии с множеством агрегатов, соизмерима с их средним размером. 3. По сопротивлению динамической нагрузке агрегатно-зернистая горная порода имеет упруго-хрупкие свойства. На разрушение стенки горной породы, находящейся между инденторами, затрачивается часть механической энергии удара, переходящая в волновую энергию ее упругой деформации. При сопоставимых значениях длины удар- ной волны и амплитуды предельной деформации с размером Lр возникает явление ква- зирезонанса, при котором происходит резкое расширение трещин между агрегатами гор- ной породы, их растяжение и последующий скол стенки. Поэтому изменение объема раз- рушенной стенки в зависимости от ее размера описывается симметричной функцией, имеющей экстремум, и характеризуется по связи с энергией квадратичным параметром Lр 2 . Зависимость разрушенного объема стенки от энергии удара в области квазирезо- нанса также выражается функцией с экстремумом. Его спад характеризуется энергети- ческим параметром . Дальнейшее увеличение энергии удара приводит к перераспреде- лению боковых напряжений и соответствующему изменению длины ударной волны, вы- водящей разрушение стенки из области квазирезонанса. Экспериментальные измерения. Объем разрушенной горной породы состоит из суммы элементарных объемов, представленных лунками, образованными инденторами,
ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ № 2, 2015 г. 39С е т е в о е п е р и о д и ч е с к о е н а у ч н о е и з д а н и е и возникающими между ними стенками. Поэтому важно исследовать повторяющийся в сумме элемент разрушения в виде отдельной стенки и примыкающих к ней лунок. Для достижения отмеченной цели проведено два эксперимента, каждый из кото- рых состоял из серии измерений параметров объемного разрушения на образцах горной породы. В первом эксперименте для выявления зависимости разрушения от горизонталь- ных расстояний и энергии удара в полном масштабе производился краевой скол образца горной породы одним индентором. Его удары размещались в точках, удаленных в раз- личной степени от края углубления в образце горной породы. При этом стенка породы находилась между краем углубления и лункой, образованной индентором. Во втором эксперименте с той же целью производился промежуточный скол образца горной по- роды, находящейся между двумя инденторами. При этом стенка породы возникала между краями лунок, образованных инденторами (рис. 1). Образец горной породы, имеющий форму куба 90×90×90 мм, представлен мелко- зернистым гранитом пятнисто-серого цвета, содержащим включения кварца и темно- цветных минералов. По данным лабораторных испытаний определен предел прочности образца на сжатие: сж=187,2 МПа. Удары производились инструментом, на который падал груз. Инструмент состоял из цельнометаллических цилиндров, к каждому из которых крепился индентор с парабо- лическим профилем наконечника, имеющий диаметр d = 8 мм. Инденторы сдвигались между собой и краем лунки на горизонтальный интервал L (см. рис. 1). Выразив этот интервал в относительном виде m =L/d, отметим, что величина m принимала следующие значения: 0,5, 1, 1,5, 2 в эксперименте краевого скола и, соответственно, 1, 2, 3, 4 в эксперименте промежуточного скола. Энергия удара Ei определялась косвенно как по- тенциальная энергия падающего груза с учетом его массы и высоты падения. Она при- нимала дискретные значения 16, 32, 48, 64, 80 Дж. При каждом значении mi и Ei ударное разрушение производилось пять раз. Объем разрушения измерялся по слепку из пла- стичного материала. Затем рассчитывалось среднее значение объема Vi. По совокупно- стям экспериментальных измерений зафиксированы множества узловых i-х точек, об- разованных значениями mi, Ei, Vi (рис. 2). Средняя квадратичная погрешность измерения объема разрушенной горной по- роды в экспериментах краевого и промежуточного скола, рассчитанная с учетом их мно- гократности (n = 5), составила, соответственно, эк=28,4 мм3 и эп=10,96 мм3 . Рис. 1 – Схема ударного разрушения образца горной породы в экспериментах краевого (а) и промежуточного (б) скола а б п
ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ № 2, 2015 г. 40С е т е в о е п е р и о д и ч е с к о е н а у ч н о е и з д а н и е Построение регрессионных моделей. Регрессионные модели выражают в анали- тическом виде зависимость объема разрушенной горной породы от относительного рас- стояния между горизонтальными положениями инденторов и от энергии удара. Они строятся по методологии, опубликованной в работах [6, 7], с использованием результа- тов измерения величин mi, Ei, Vi в узловых точках описанных экспериментов. В исходной позиции с учетом погрешности эк и эп измерений разрушенного объема рассчитаны граничные значения допустимого коэффициента детерминации ис- комой модели, выражающей зависимость V(m, E) адекватно упомянутым погрешностям. Нижняя R2 н и верхняя R2 в границы адекватного коэффициента детерминации опреде- лены по следующим формулам: V D R f f 2 , 2 1 2 н α э χ σ 1 ; V D R f f 2 2 ,2 2 α э в χ σ 1 , где э – средняя квадратичная погрешность измерений разрушенного объема горной породы; f – число степеней свободы в расчете погрешности э; 2 1, f и 2 2, f – процент- ные точки распределения Пирсона на соответствующих уровнях значимости 1 и 2 ( 2 P)(1α1  , 2 P)-(1α2  ); Dv – дисперсия разрушенного объема Vi, измеренного в уз- ловых точках. В расчетах приняты значения f =80 и Р=0,95. По данным эксперимента краевого скола (э=эк) получен интервал допустимого коэффициента детерминации R2 в границах от 0,875 до 0,933. Погрешность измерений в эксперименте промежуточного скола существенно снижена (э=эп). Поэтому соответствующие адекватные значения R2 рассчитаны в повышенном интервале от 0,958 до 0,977. Вид регрессионных моделей определяется особенностями распределения объема Vi в узловых точках. Из анализа данных краевого скола (см. рис. 2, а) следует, что изме- нение объема Vкi обусловлено влиянием распространенных и локализованных факторов. Распространены четыре фактора монотонностей в изменении данного объема. Две из них направлены вдоль осей относительного расстояния m и энергии удара E. Еще две моно- тонности направлены под углом к этим осям. Действие факторов, изгибающих модель- ные поверхности объема Vк по упомянутым монотонностям, выразим суммой соответ- ствующих степенных функций: осевых 1μ 1mA , 2μ 2EA и диагональных 43 μμ 3 EmA , 80 69 58 46 35 24 13 0,53 0,77 1,01 1,25 1,49 1,73 1,97 0 20 40 60 80 100 120 140 160 180 200 220 240 260 280 300 1,00 1,49 1,98 2,47 2,96 3,45 3,94 80 69 58 46 35 24 13 0 20 40 60 80 100 120 140 160 180 200 220 m, отн.ед. E , Дж а б m, отн.ед. E , Дж Vпi, мм3Vкi, мм3 Рис. 2 – Распределение объема разрушенной горной породы в узловых точках экспериментов краевого (а) и промежуточного (б) скола
ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ № 2, 2015 г. 41С е т е в о е п е р и о д и ч е с к о е н а у ч н о е и з д а н и е 65 μμ 4 EmA . Наличие локализованного фактора обусловлено явлением квазирезонанса. Его действие выразим двумерной функцией гауссовой формы, представленной в виде, смещенном по осям координат и углу поворота, 2 окок 2 окок 5 2 ]cos)(sin)([ 2 ]sin)()([ кк     EEmmEEmm cos eA     . (1) Здесь, k=Lрк/d, где Lрк – длина релаксации в модели краевого скола. Суммируя отмеченные функции, получим общий вид искомой модели Vк. Приведем модель к виду с конкретными параметрами. Для этого оптимизируем коэф- фициенты и параметры, используя данные узловых точек. Коэффициенты А и параметры  , , , , dо, Eо рассчитаем совмещенно методом наименьших квадратов (МНК) и ме- тодом приближений параболической вершины (МППВ), разработанным в Институте горного дела УрО РАН. В итоге получена регрессионная модель Vк, выражающая изме- нение разрушенного объема горной породы в эксперименте свободного скола в зависи- мости от приведенного удаления m индентора от края углубления и энергии удара E. )2( 22 4058378905572065640803101251 820 2 0050cos2500050sin0571 3150 2 0050sin2500050cos0571 9898 104143150431152007611 , ],),(E,),[(m , ,),(E,),[(m ] ,,--,,-,,- e. EEEV , ,,,,к mmm         Графически данная модель представлена на рис. 3, а. Значение коэффициента ее детер- минации R2 = 0,928 попадает в заданный интервал адекватности. 0,53 0,77 1,01 1,25 1,49 1,73 1,97 80 69 58 46 35 24 13 0 20 40 60 80 100 120 140 160 180 200 220 240 260 280 300 X 1 260-280 240-260 220-240 200-220 180-200 160-180 140-160 120-140 100-120 80-100 60-80 40-60 20-40 1,00 1,49 1,98 2,47 2,96 3,45 3,94 80 69 58 46 35 24 13 0 20 40 60 80 100 120 140 160 180 200 220 240 V dE а б Vп, мм3 m, отн.ед. m, отн.ед. E , Дж E , Дж Vк, мм3 Рис. 3 – Графический вид модельного распределения объема разрушенной горной породы в экспериментах краевого (а) и промежуточного (б) скола
ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ № 2, 2015 г. 42С е т е в о е п е р и о д и ч е с к о е н а у ч н о е и з д а н и е Обратимся теперь к эксперименту промежуточного скола. Особенности распре- деления разрушенного объема горной породы VПi в узловых точках (см. рис. 2, б) обу- словлены наличием двух факторов. Действие одного распространенного фактора со- стоит в монотонном росте объема при увеличении энергии E. Математически оно выра- жается соответствующей степенной функцией 7μ 6EA . Действие второго локализован- ного фактора объясняется так же, как в предыдущем эксперименте, наличием квазирезо- нанса и выражается двумерной функцией гауссовой формы (1) с той лишь разницей, что параметр релаксации представляется отношением п=Lрп/d, где Lрп – длина релаксации в модели промежуточного скола. Обобщенную математическую модель Vп, выражаю- щую изменение разрушенного объема, представим суммой отмеченных функций. После ее оптимизации методами МНК и МППВ получим регрессионную модель зависимости разрушенного объема горной породы в эксперименте промежуточного скола Vп от при- веденного удаления m инденторов друг от друга и энергии удара E в конкретном виде 2 27,3 73,2)( 2 0,635 1,063)( 22    Em eEV 30,30,583п 1,33 . (3) Графически данная модель представлена на рис. 3, б. Коэффициент ее детерминации R2 =0,970 также соответствует допустимому интервалу адекватности. Оценка результатов моделирования. Распределение отклонения регрессии Vк и Vп от значений объема разрушенной горной породы Vкi и Vпi в узловых точках близко к нормальному, а также обладает свойством гомоскедастичности при возрастании каждого аргумента – относительного расстояния m и энергии удара E. Средние квадратичные по- грешности регрессии разрушенного объема горной породы в экспериментах краевого и промежуточного скола, соответственно рк=25,5 мм3 и рп=10,9 мм3 , близки по значе- ниям к погрешностям его экспериментальных измерений эк и эп. Это значит, что слу- чайные отклонения регрессии разрушенного объема от его значений в узловых точках с доверительной вероятностью 0,95 объясняются погрешностью воспроизводимости экс- периментальных измерений. Следовательно, математическими моделями регрессий (2) и (3) по признаку их адекватности выражены закономерности изменения разрушенного объема горной породы Vк и Vп с необходимой и достаточной полнотой и достоверностью. Доверительные интервалы моделей с вероятностью 0,68 выражаются соотношениями Vк(m, E)25,5 мм3 и Vп(m, E)10,9 мм3 . Изменение объемов Vк и Vп в широких интервалах аргументов m и E описано сте- пенными функциями. Происхождение этой наибольшей части разрушенного объема объ- ясняется образованием лунок. Их объем существенно увеличивается с ростом энергии удара E. На достоверность модельного отображения данной закономерности указывает то обстоятельство, что после удвоения энергии удара в условиях удаленных инденторов (m 1,5) объем лунок в модели Vп становится приближенно равным удвоенному объему лунки, образованному в модели Vк. В обеих моделях в локализованной области аргументов симметричной функцией гауссовой формы выделяется сравнительно меньший объем разрушений, происходящих из-за явления квазирезонанса стенки горной породы. Наиболее полно квазирезонанс вы- ражен в регрессионной модели Vк, поскольку в эксперименте краевого скола удары ин- дентора производились в интервалах m 1 и m 1. По модели найдены условия mкр=1,057 и Eкр=50,2 Дж, при которых достигается амплитуда квазирезонанса и проис- ходит максимальный скол стенки. При этом ее доля в разрушенном объеме относительно высока и составляет 39 %. Укрупненный скол стенки объясняется влиянием свободного
ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ № 2, 2015 г. 43С е т е в о е п е р и о д и ч е с к о е н а у ч н о е и з д а н и е края примыкающей к ней лунки. Снижение квазирезонанса, происходящее по мере сме- щения аргументов m и E, характеризуется относительным расстоянием к=0,315 и энер- гией к=20,8 Дж. В регрессионной модели Vп при условиях mпр=1,063 и Eпр=73,2 Дж тоже прояв- ляется квазирезонанс разрушения стенки горной породы с амплитудой объема Vр =30,3 мм3 . Увеличение его энергии в данном эксперименте (Eпр > Eкр) связано с относительно большим уплотнением горных пород, прилегающих к стенке. Из-за этого так же снижена ее доля 15 % в суммарном разрушенном объеме. По модели определены относительный размер стенки m=0,063 и параметры снижения квазирезонанса п=0,635, п=27,3 Дж. Оценим реальность регрессионной модели, используя установленные в ней пара- метры разрушения в расчете прочности сж образца горной породы на сжатие. Предста- вим прочность согласно закону Гука соотношением ррсж ΔL/VKL , (4) где K – жесткость образца горной породы; L – размер разрушенной стенки в условиях квазирезонанса. Жесткость выразим из связи деформации Lр с параметром ее энергии . . 2θ 2 рL K  (5) После подстановки (5) в (4) и приведения размеров к относительному виду получим фор- мулу, выражающую прочность на сжатие параметрами регрессионной модели, λθ рсж m/V2  . В расчете сж используем параметры Vр, m, п, п модели Vп как наиболее достоверной и приближенной к условиям лабораторных испытаний образца горной породы на сжатие. После подстановки их в данную формулу получим значение сж=178 МПа, близкое к упомянутому выше результату лабораторных испытаний. Эффективность разрушения горной породы выражается его энергоемкостью Э, представленной соотношением Э=E/V. На рис. 4 графически представлена зависимость энергоемкостей Эк и Эп, построенных по соответствующим регрессионным моделям Vк и Vп, от аргументов m и E. 0,50 0,75 0,99 1,24 1,48 1,72 1,97 80 69 57 46 35 23 12 0,00 0,04 0,08 0,12 0,16 0,20 0,24 0,28 0,32 0,36 0,40 0,44 0,48 0,52 0,56 0,60 Е/ V dЕ 0,16-0,20 0,20-0,24 0,24-0,28 0,28-0,32 0,32-0,36 0,36-0,40 0,40-0,44 0,44-0,48 0,48-0,52 0,52-0,56 1,00 1,49 1,98 2,47 2,96 3,45 3,94 80 69 58 46 35 24 13 0,30 0,33 0,35 0,38 0,40 0,43 0,45 0,48 0,50 0,53 0,55 0,58 0,60 0,30-0,33 0,33-0,35 0,35-0,38 0,38-0,40 0,40-0,43 0,43-0,45 0,45-0,48 0,48-0,50 0,50-0,53 0,53-0,55 0,55-0,58 0,58-0,60 m, отн. ед. Эк, Дж/мм3 E, Дж m, отн. ед. E, Дж Эп, Дж/мм3 а б Рис. 4 – Графики модельного распределения энергоемкости разрушения горной породы в экспериментах краевого (а) и промежуточного (б) скола
ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ № 2, 2015 г. 44С е т е в о е п е р и о д и ч е с к о е н а у ч н о е и з д а н и е По локальным экстремумам полученных моделей оценим оптимальные режимы mо, Eо ударного разрушения горной породы. Очевидно, что их значения находятся вблизи областей квазирезонанса. В модели объема краевого скола Vк локальный максимум Vко=269 мм3 наблюдается при следующих значениях параметра расположения инден- тора: mко=1,11 и энергии удара Eко=61,6 Дж. В модели объема промежуточного скола Vп он заметен только в направлении роста параметра m при значении mпо=1,063. По мере увеличения энергии E такой максимум не выражен, поскольку амплитуда квазирезо- нанса в данной модели существенно меньше возрастающего объема луночных разруше- ний. На рис. 5, а показаны графики зависимости модельных объемов от энергии E при соответствующих параметрах mко=1,11 и mпо=1,063. Более отчетливо оптимальные режимы разрушения горной породы выявляются в моделях энергоемкости по критерию ее минимума. В эксперименте краевого скола ми- нимум Эко=0,198 Дж/мм3 достигается в режимах mко=1,02 и Eко=46,1 Дж. В экспери- менте промежуточного скола такой минимум имеет более высокое значение: Эпо= 0,352 Дж/мм3 . Его положение mпо=1,063, Eпо=78 Дж несколько смещено от квази- резонанса в сторону повышения энергии удара. Графики изменения энергоемкости раз- рушений в областях оптимальных режимов удара показаны на рис. 5, б. Различия опти- мальных режимов в моделях объема V и энергоемкости Э объясняются изменяющимся по мере роста энергии соотношением луночного и квазирезонансного разрушения гор- ной породы. Заключение. Закономерности экспериментального разрушения кристаллической горной породы, например гранита, пироксенита или кварцита, ударами одного и двух инденторов отображаются с достаточной достоверностью моделями нелинейной регрес- сии, построенными по функционально-факторным представлениям о влиянии лунок, об- разованных инденторами, и квазирезонансном сколе возникающей рядом стенки. Об этом свидетельствуют соответствующие коэффициенты детерминации моделей 0,928 и 0,970, адекватные погрешностям измерений объема разрушенной горной породы в экс- периментах. Модели не противоречат известным выводам об аналогичных разрушениях, отмеченным во введении. Тем не менее, они впервые выражают в математическом виде функциональную связь параметров ударного разрушения с учетом влияния расположе- ния инденторов и энергии удара. Интерпретация измеренных объемов разрушения, про- веденная с помощью этих моделей, дает возможность определить оптимальные условия удара, обеспечивающие максимальный объем разрушения и минимальную его энергоем- кость. 0 50 100 150 200 250 300 30 40 50 60 70 80 90 100 0,0 0,1 0,2 0,3 0,4 0,5 0,6 30 40 50 60 70 80 90 Vк, Vп, мм3 Vк, Vп, Эк, Эп, Дж/мм3 Дж/мм3 Эк Эп E, Дж E, Дж Рис. 5 – Графики зависимости объема (а) и энергоемкости (б) разрушения горной породы от энергии удара. Значения m: 1,11 (Vк); 1,063(Vп); 1,02 (Эк); 1,063 (Эп) Область оптимальных режимов ударного разрушения а б
ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ № 2, 2015 г. 45С е т е в о е п е р и о д и ч е с к о е н а у ч н о е и з д а н и е В практике ударного разрушения горных пород многими инденторами их распо- ложение на рабочей поверхности бурового инструмента и затраты энергии можно опре- делять, выбирая оптимальные параметры и суммируя эффекты разрушений по приведен- ным моделям с учетом образующихся пар вокруг каждого индентора. Литература 1. Эйгелес Р.М. Расчет и оптимизация процессов бурения скважин / Р.М. Эйге- лес, Р.В. Стрекалова. - М.: Недра, 1977. - 200 с. 2. Арцимович Г.В. Механофизические основы создания породоразрушающего бурового инструмента / Г.В. Арцимович. – Новосибирск: Наука, 1985. 3. Жуков И.А. Разработка научно-методических основ исследования и совершен- ствования ударных систем (на примере машин, применяемых при разрушении хрупких сред): автореф. дис. … докт. техн. наук / И.А. Жуков; СГИУ. - Новокузнецк, 2009. - 32 с. 4. Протасов Ю.И. Разрушение горных пород / Ю.И. Протасов. – 2-е изд., стер. – М.: Издательство МГГУ, 2001. - 453 с. 5. Тимонин В.В. Обоснование параметров породоразрушающего инструмента и гидравлической ударной машины для бурения скважин в горных породах: автореф. дис. … канд. техн. наук / В.В. Тимонин; ИГД СО РАН. - Новосибирск, 2009. - 22 с. 6. Антонов В.А. Построение функционально-факторной нелинейной регрессии в горно-технологических исследованиях / В.А. Антонов // Альманах современной науки и образования. - Тамбов: Грамота, 2013. - № 5 (72). - C. 16 – 24. 7. Антонов В.А. Достоверность регрессионных моделей в горно-техноло-гиче- ских исследованиях / В.А. Антонов // Проблемы недропользования. - Екатеринбург, ИГД УрО РАН, 2014. - Вып. 3. - С. 216 – 222. [Электронный ресурс] - RL: http://trud.igduran.ru/edition/3
ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ № 2, 2015 г. 46С е т е в о е п е р и о д и ч е с к о е н а у ч н о е и з д а н и е УДК 622.23.01: 622.83 Жабко Андрей Викторович кандидат технических наук, доцент кафедры маркшейдерского дела, Уральский государственный горный университет, 620144 г. Екатеринбург, ул. Куйбышева, 30 e-mail: zhabkoav@mail.ru КРИТЕРИЙ РАЗРУШЕНИЯ ТВЕРДЫХ ТЕЛ Zhabko Andrew V. candidate of technical sciences, associate professor, mine surveying chair the Ural State Mining University 620144 Yekaterinburg, Kuibishev st., 30 e-mail: zhabkoav@mail.ru THE CRITERION OF HARD ROCKS DESTRUCTION Аннотация: На основании ранее выполненных автором ис- следований в работе предлагается критерий разрушения твердых тел (горных пород). Изла- гаются методологические основы его получения с краткими теоретическими выкладками. Про- изводится его анализ и интерпретация получа- емых результатов. Анализируется значение угла наклона наиболее опасной площадки среза в предельном равновесии для различного уровня напряженного состояния. Показывается, что значение данного угла не является постоянной величиной, а зависит от значений предельных компонент главных напряжений. Рассматрива- ются частные случаи предлагаемого критерия для идеально сыпучих и идеально связных сред. Указывается на принципиальное отличие кри- териев Кулона и Мора. Указывается на преиму- щества предлагаемого критерия перед извест- ным аналогом при его использовании в качестве поверхности текучести (пластического потен- циала). Дана физическая интерпретация явле- нию дилатансии при разрушении твердых тел. Ключевые слова: критерий разрушения, условия равновесия, дифференциальное уравнение, глав- ные напряжения, угол наклона площадки сколь- жения, критерий Кулона, критерий Мора, ассо- циированный закон пластического течения, ко- эффициент дилатансии, пластическое дефор- мирование. Abstract: In terms of earlier performed researches the crite- rion of hard rocks’ destruction is proposed. Meth- odological foundations of its obtaining with brief theoretical calculations are set forth. Its analysis and the results interpretation are performed. The slope angle value of the most dangerous area in the cut-off limit equilibrium for different levels of stressed state is analyzed. It is shown that this an- gle’s value is not constant one, it depends on the values of limiting components of principal stresses. Particular cases of the proposed criterion both for perfectly granular and perfectly coherent medium are reviewed. Fundamental difference of the Mohr and Coulomb criteria is pointed to. The proposed criterion advantages to known analogue when it is used as the yield surface (plastic potential) are in- dicated. Physical interpretation of the dilatancy phenomenon is given. Key words: criterion of destruction, equilibrium conditions, differential equation, principal stresses, slope angle of slide ground, Coulomb cri- terion, Mohr criterion, associated law of plastic flow, dilatancy coefficient, plastic deformation. В работе [1] автором получен критерий разрушения горных пород, имеющий сле- дующий вид: C C 1 13 tg 12σσ   , (1) где 13 σ,σ – главные напряжения; C – сцепление;  – угол внутреннего трения. Критерий (1) получен при решении следующей геомеханической задачи. Рассмот- рим полупространство (толщу земной коры). Разобьем его вертикальным сечением на две части, отбросим одну из них, заменяя ее действие по глубине эпюрой распределения горизонтальных главных напряжений 3 σ (рис. 1). Таким образом, определение пласти- ческой (жесткопластической) составляющей компоненты горизонтальных напряжений сводится к определению этой эпюры, то есть определению закона распределения нор- мальных напряжений с глубиной. Для определения эпюры распределения напряжений
ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ № 2, 2015 г. 47С е т е в о е п е р и о д и ч е с к о е н а у ч н о е и з д а н и е необходимо знать положение и форму поверхности скольжения, по которой будет раз- рушен массив, а также располагать условием равновесия породной призмы. С упомяну- тыми уравнениями и методикой определения напряжений можно ознакомиться в работах [1 – 3]. Потенциальные поверхности скольжения для рассматриваемой задачи и различ- ных глубин приведены на рис. 1. Рис. 1 – Расчетная схема к определению эпюры горизонтальных напряжений с глубиной Перейдем к анализу выражения (1). Его можно представить в следующем виде:  ctg2σσ 13 , (2) где  – угол наклона наиболее опасной площадки скольжения к направлению действия главного напряжения 3 σ . Если 0σ3  (одноосное сжатие), то 24     , а сж1 σ  ( сж  – предел проч- ности на одноосное сжатие). При увеличении 3 σ (сжимающие напряжения считаются положительными) угол наклона критической площадки также увеличивается. Если вы- полняется условие 0σ3р  ( р – предел прочности на одноосное растяжение), то 24     . В случае, если материал имеет пластический характер разрушения, то есть 0 , угол наклона критической площадки среза является постоянной величиной, не за- висящей от уровня напряжений, и равен  45 . А критерий (1, 2) принимает следую- щий вид: C2σσ 31  . (3) Выражение (3) есть не что иное, как известный критерий разрушения Треска (Сен- Венана), (1868) [4]. Для идеально сыпучих материалов ( 0С  ) критерий прочности таков (в рамках данной работы приводится без доказательства):  1 3 1 sin     . (4) Формула (4) выражает линейную связь между главными напряжениями. Таким образом, при отсутствии как трения, так и сцепления критерий прочности имеет линей-
ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ № 2, 2015 г. 48С е т е в о е п е р и о д и ч е с к о е н а у ч н о е и з д а н и е ный вид. Как известно, идеальная жидкость не обладает внутренним трением (вязко- стью) и прочностью на разрыв, а соответственно, и сцеплением. Если положить в урав- нении (3) 0С  или в уравнении (4) 0  , получим условие равновесия (прочности) в виде гидростатического поля распределения напряжений: 1 3    . Из выражения (1) также следует, что для высокого уровня напряжений предель- ные компоненты главных напряжений равны, то есть условие предельного равновесия обеспечивается гидростатическим полем распределения напряжений: 1lim 1 3 1     . (5) Из выражений (4) и (5) следует, что для несвязных материалов и материалов, об- ладающих сцеплением, но находящихся в условиях высоких напряжений, условия пре- дельного равновесия совпадают. Другими словами, можно говорить о том, что на боль- ших глубинах породы проявляют свойства жидкости. Очевидно, что напряжение 1 σ в критерии (1) не может быть отрицательным, по- этому, положив 0σ1  , получим C2σ3  , то есть предел прочности на растяжение по модулю не может превышать двойного сцепления ( C2р  ). Таким образом, для не- связных материалов 0р  . Заметим, что при выводе условия (1) использовался линейный критерий Кулона, (1776) [4]: Cn  tg , (6) где n , – предельные касательные и нормальные напряжения на площадке среза, соот- ветственно. Уравнение (6) в литературе часто называют критерием Кулона – Мора, Мора – Кулона или просто Мора. В 1900 г. Мор предложил общую форму критерия прочности, связывающую главные нормальные напряжения, однако конкретную функциональную зависимость он не предлагал. В дальнейшем было предложено построение паспорта прочности в виде огибающей предельных кругов Мора. Отметим, что в случае криволи- нейной огибающей угол наклона критической площадки среза к линиям действия глав- ных напряжений будет меняться, что противоречит существующей теории. Однако заметим очень важное различие между критериями Кулона и Мора. Кри- терий Кулона в форме (6) был получен чисто эмпирически, и в нем совершенно ничего не говорится о главных напряжениях. Критерий Мора выражает предельное соотноше- ние только через главные напряжения, и в нем ничего не говорится о напряжениях на площадке среза. Паспорт прочности по Кулону может быть непосредственно получен по результатам испытаний на прямой срез. Для получения паспорта прочности в осях глав- ных напряжений по Мору необходимо произвести трехосные (объемные) испытания. Для получения отображения паспорта прочности в осях главных напряжений из системы напряжений на площадке среза (и наоборот), то есть связи критериев Кулона и Мора, необходимо располагать условиями передачи внешней нагрузки (главных напря- жений) на площадку среза, что на современном этапе развития экспериментальной базы невозможно. Тем не менее критерий (6) в осях главных напряжений некоторые авторы, например [5], представляют в виде: 3сж1 σ sin1 sin1 σ    . (7) Между критериями (1) и (7) существуют два принципиальных отличия. Во-пер- вых, в критерии разрушения (7) угол наклона наиболее опасной площадки скольжения к
ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ № 2, 2015 г. 49С е т е в о е п е р и о д и ч е с к о е н а у ч н о е и з д а н и е линии действия главного напряжения 3σ является величиной постоянной 24     . Данный угол обеспечивает максимальную разницу между сдвигающими и удерживаю- щими силами по площадке среза в окрестности конкретной точки при заданном уровне напряжений. В критерии (1) угол наклона критической площадки является величиной переменной, зависящей от уровня напряжений, это и придает критерию прочности кри- визну. Кроме того, значение угла наклона критической площадки определяется из усло- вия максимума разности сдвигающих и удерживающих сил вдоль всей поверхности раз- рушения на возможном перемещении всей механической системы (призмы смещения). Во-вторых, минимальное главное напряжение 3σ не совершает работу на площадке сдвига, то есть не реализует удерживающего эффекта в виде трения. И действительно, если подставить критерий разрушения (1) в систему уравнений (8), то получим критерий Кулона в виде равенства (6):   .2sin 2 1 ;cosσσ 31 2 1  n (8) Фактически критерий (1) получен моделированием разрушения твердого тела в изменяющемся поле главных напряжений, и в этой связи он имеет некоторое методоло- гическое сходство с микродефектными теориями прочности. Если линеаризовать уравнение (1) в окрестности точек  0σ;σ 3сж1  , то кри- терий разрушения примет вид:   3сж1 σsin1σ  . (9) Линеаризация критерия (1) эквивалентна замене криволинейной поверхности скольжения на прямолинейную с углом падения площадки среза 24     при тех же механических характеристиках. Анализируя выражения (7) и (9), констатируем их каче- ственное сходство, а при 0 они совпадают. Известно, что пластическое деформирование у хрупких материалов ( 0 ) сопро- вождается увеличением их объема (дилатансией). Вопрос об увеличении объема при пла- стическом деформировании удобнее рассматривать в осях, совпадающих с направле- нием действия главных напряжений. Если принять ассоциированный закон пластиче- ского течения (принцип нормальности), то приращение пластических деформаций будет нормальным к поверхности текучести (пластического потенциала). На рис. 2 представ- лены критерии (1), (7) и (9), а также вектора приращений пластических деформаций в случае принятия ассоциированного закона пластического течения. Для оценки объемных изменений при пластическом деформировании использу- ется так называемый коэффициент дилатансии, представляющий собой котангенс угла наклона паспорта прочности  (при ассоциированном законе пластического течения) к оси 1 σ (см. рис. 2). Значение коэффициента дилатансии определяется выражением [5]: п 1 п 3 ctg    d d , (10) где ctg – коэффициент дилатансии; п 3 п 1 ,  dd – приращения пластических деформаций по направлениям главных осей.
ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ № 2, 2015 г. 50С е т е в о е п е р и о д и ч е с к о е н а у ч н о е и з д а н и е Рис. 2 – Критерии прочности (пластичности): 1 – C C 1 13 tg 12σσ   ; 2 –   3сж1 σsin1σ  ; 3 – 3сж1 σ sin1 sin1 σ    В случае, когда коэффициент дилатансии равен единице, пластическое течение называется эквиволюмиальным (равнообъемным). Такое деформирование характерно для материалов пластического разрушения. Приращения пластических деформаций определяется по формулам [4]: 3 п 3 1 п 1 ;       Q d Q d , (11) где  – постоянная; Q – функция пластического потенциала (условие пластичности или прочности (1, 7, 9) с нулем в правой части). Согласно уравнениям (10, 11), коэффициент дилатансии для поверхности текуче- сти в виде (7) равен    sin1 sin1 ctg . (12) Коэффициент дилатансии для линеаризованного критерия (9) равен  sin1ctg . (13) Увеличение объема при пластическом деформировании, согласно (12), дает завы- шенную величину, что противоречит экспериментальным данным [6]. Для устранения данного несоответствия прибегают к искусственному уменьшению приращения объема пластических деформаций посредством необоснованной замены угла внутреннего тре- ния в критерии (7) так называемым углом дилатансии i или его максимальным значе- нием 0 i при отсутствии нормального напряжения на площадке среза (при разрушении трещины 0 i будет стремиться к углу подъема неровностей контактирующих поверхно- стей). В общем случае, величина дилатансии является производной sn dd  / (где sn  , – величины нормального и касательного сдвига, соответственно). Лейхтниц и Ербан по- лучили максимальное значение угла дилатансии на трещине в пределах  2010 [6]. По- добным образом переходят к неассоциированному закону пластического течения. Для неассоциированного закона пластического течения в нашем случае, то есть для соответствия критериев (7) и (9), а также равенства коэффициентов дилатансии (12)
ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ № 2, 2015 г. 51С е т е в о е п е р и о д и ч е с к о е н а у ч н о е и з д а н и е и (13) при углах внутреннего трения  20,30,35 углы дилатансии должны быть приняты равными  4,8,5,11,8,12 , соответственно. Выше указывалось на отсутствие реализации механизма трения на площадке среза от действия минимального главного напряжения, что обосновано аналитически, однако физические предпосылки данного феномена объяснить достаточно сложно. Рис. 3 – Схема пластического деформирования и разрушения образца Можно предположить, что его сущность заключается в принципиальном отличии упругого и пластического деформирования, а именно в дилатансии. Как при упругом, так и при пластическом деформировании в направлении максимального главного сжи- мающего напряжения происходит уменьшение размера образца, а в направлении мини- мального – расширение. При упругом деформировании не происходит увеличения объ- ема (явление дилатансии не наблюдается), и поэтому деформирование происходит в “естественной упаковке” с полным контактом между зернами образца. В случае пласти- ческого деформирования происходит разуплотнение зерен, и поэтому в направлении расширения (увеличения объема V ), по-видимому, теряется контакт (рис. 3), что и объ- ясняет отсутствие проявления механизма трения в предельном равновесии от действия минимального главного напряжения. Литература 1. Жабко А.В. Напряженное состояние земной коры / А.В. Жабко // Известия Уральского государственного горного университета. – 2014. – № 3 (35). – С. 57 - 60. 2. Zhabko A.V. Calculation theory of stability of foundations and slopes // Proceedings XV International ISM Congress 2013. 16 – 20 September 2013, Aachen, Germany. - Р. 85 – 97. 3. Жабко А.В. Основы общей теории расчета устойчивости откосов / А.В. Жабко // Известия Уральского государственного горного университета. – 2013. – № 4 (32). – С. 47 – 58. 4. Фадеев А.Б. Метод конечных элементов в геомеханике / А.Б. Фадеев. – М.: Недра, 1987. – 221 с. 5. Прочность и деформируемость горных пород / Ю.М. Карташов и др. – М.: Недра, 1979. – 269 с. 6. Кашников Ю.А. Механика горных пород при разработке месторождений угле- водородного сырья / Ю.А. Кашников, С.Г. Ашихмин. – М.: ООО «Недра-Бизнесцентр», 2007. – 467 с.
ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ № 2, 2015 г. С е т е в о е п е р и о д и ч е с к о е н а у ч н о е и з д а н и е МЕХАНИЗАЦИЯ ОТКРЫТЫХ ГОРНЫХ РАБОТ
ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ № 2, 2015 г. 53С е т е в о е п е р и о д и ч е с к о е н а у ч н о е и з д а н и е УДК 622.684:621.879.004.94 Журавлев Артем Геннадиевич кандидат технических наук, старший научный сотрудник, Институт горного дела УрО РАН, 620075, г. Екатеринбург, ул. Мамина-Сибиряка, 58 e-mail: juravlev@igduran.ru Скороходов Антон Васильевич инженер-исследователь, Институт горного дела УрО РАН e-mail: skorokhodov@igduran.ru К ВОПРОСУ ОБОСНОВАНИЯ ПРОИЗВОДИТЕЛЬНОСТИ ЭКСКАВАТОРНО-АВТОМОБИЛЬНЫХ КОМПЛЕКСОВ МЕТОДОМ КОМПЬЮТЕРНОГО МОДЕЛИРОВАНИЯ Zhuravlev Artem G. candidate of technical sciences, senior researcher, The Institute of mining UB RAS 620075, Yekaterinburg, Mamin-Sibiryak st., 58 e-mail: juravlev@igduran.ru Skorokhodov Anton V. engineer- researcher, The Institute of mining UB RAS e-mail: skorokhodov@igduran.ru TO THE QUESTION OF GROUNDING EXCAVATOR-TRUCK SETS CAPACITY BY COMPUTER SIMULATION Аннотация: Увязаны воедино известные закономерности изменения производительности и себестоимо- сти экскаваторно-автомобильного комплекса с ростом вместимости ковша экскаватора и количества автосамосвалов, обслуживающих один экскаватор. Представлены результаты компьютерного моделирования с применением специализированных программных средств, разработанных в ИГД УрО РАН, разных вари- антов простых экскаваторно-автомобильных комплексов, произведены технико-экономиче- ский расчет на основе результатов моделиро- вания и оценка стоимости владения ЭАК за 7 лет, сформулированы принципы подбора пара- метров ЭАК. Ключевые слова: экскаваторно-автомобиль- ный комплекс, компьютерное моделирование, транспортная система карьера, стоимость владения, технико-экономические показатели. Abstract: The regularities of changing both the capacity and prime cost of an excavator-truck set are correlated together with the growth of the excavator’s bucket capacity and the number of trucks, serving one excavator. The results of computer simulation us- ing specialized software developed in the IM UB RAS are presented as well as different variants of common excavator-truck sets. Technical and eco- nomic calculations in terms of simulation results and estimation the cost of ETS ownership for 7 years are performed. The principles of selection EAS parameters are formulated. Key words: excavator-truck set, computer simula- tion, open pit transport system, ownership cost, technical and economic indices. Вопросам обоснования производительности экскаваторно-автомобильных ком- плексов (ЭАК) на карьерах посвящено большое количество работ, что связано с опреде- ляющей ролью этого оборудования в себестоимости добычи полезных ископаемых, тем- пах развитии горных работ и др. Решение задач в этой области требуется в двух аспектах: - теоретические исследования, связанные с поиском рациональных структур ор- ганизации работ, оптимальных параметров горных и транспортных машин, исследова- ние развития транспортных систем карьеров и др.; - прикладные расчеты для определения типов, моделей и количества горного обо- рудования при проектировании карьеров или их техническом перевооружении. Одним из важных вопросов является правильный подбор экскаваторно-автомо- бильных комплексов по набору взаимоувязанных факторов: соотношению вместимости ковша экскаватора и кузова автосамосвала (весовой и объемный модули ЭАК по Куле- шову А.А. [1]), количеству автосамосвалов, обслуживающих экскаватор, их грузоподъ- емности. Решение этой задачи рассматривалось многими авторами в разных аспектах.
ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ № 2, 2015 г. 54С е т е в о е п е р и о д и ч е с к о е н а у ч н о е и з д а н и е Так, в работе Васильева М.В., Сироткина З.Л., Смирнова В.П. [2] представлено решение методами теории массового обслуживания задачи выбора рационального соче- тания погрузочного и транспортного оборудования по производительности экскаватора в зависимости от количества автосамосвалов, обслуживающих данный экскаватор. Ав- торами показано, что при малом числе автосамосвалов на трассе коэффициент их ис- пользования близок к единице, а производительность экскаватора растет по прямолиней- ному закону. С увеличением числа автосамосвалов темп нарастания их производитель- ности падает, а в случае предельного насыщения системы автосамосвалами рост произ- водительности полностью прекращается (рис.1). При этом из рисунка видно, что диапа- зон варьирования производительности (заштрихованная область) достаточно широк и зависит от ряда дополнительных факторов организации работ. Согласно [2, с. 224], наибольшая производительность экскаватора может быть получена при полном насыще- нии технологической линии автомобилями. Отметим, что при этом важно оценить не только технологические, но и технико-экономические показатели, которые могут повли- ять на выбор рационального варианта. Так, наиболее экономичный вариант будет, веро- ятнее всего, соответствовать не полному насыщению линии автосамосвалами. Рис.1 – Производительность экскаватора ЭКГ-4 в зависимости от количества обслуживающих его автосамосвалов БелАЗ-540, по данным [2, с. 224] В работе А.А. Кулешова [3] приведены расчеты удельных затрат на экскавацию и транспортирование горной массы ЭАК в зависимости от весового и объемного модуля комплекса, отражающие наличие минимума удельных затрат в зависимости от соотно- шения объема ковша экскаватора и вместимости грузовой платформы автосамосвала (рис. 2). Представляется важным решение комплексной задачи технико-экономического обоснования рациональных параметров экскаваторно-автомобильного комплекса как по весовому и объемному модулю ЭАК (согласно Кулешову А.А.), так и по количеству ав- тосамосвалов, обслуживающих ЭАК. Решение этой задачи возможно на основе компью- терного моделирования в программе «Транспортная система карьера» (ТСК), разрабо- танной в ИГД УрО РАН [4]. Это позволяет, с одной стороны, решить проблемы, возни- кающие при решении задачи методами теории массового обслуживания (погрешности), с другой – максимально приблизить режим работы ЭАК к реальному карьеру за счет Число экскаваторов, шт. 0 1 2 3 4 5 10 20 30 40 Производит.экскаватора,тыс.т/смену
ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ № 2, 2015 г. 55С е т е в о е п е р и о д и ч е с к о е н а у ч н о е и з д а н и е моделирования возникающих систематических и случайных простоев, изменений про- должительности операций процессов экскавации и транспортирования. Рис. 2 – Зависимость удельных приведенных затрат по ЭАК от грузоподъемности автосамосвалов [3, с. 293]: 1 – удельные приведенные затраты по ЭАК, 2 – коэффициенты маневренности Км комплекса, 3 – коэффициент стабильности ЭАК Алгоритм работы программы ТСК заключается в пошаговом (с шагом времени от 1 с и грубее) воспроизведении работы выемочно-погрузочных, транспортных средств, перегрузочных пунктов в составе заданной в базе данных пространственной модели транспортной системы карьера (включая автодороги, места погрузки и разгрузки). Мо- дель может содержать до трех одновременно моделируемых видов транспорта (автомо- бильный, железнодорожный, конвейерный), каждый из которых функционирует по от- дельным алгоритмам и в рамках отдельной схемы транспортных коммуникаций, связан- ных при необходимости перегрузочными пунктами. Программа ТСК позволяет моделировать различные варианты работы транспорт- ной системы карьера, используя при этом нужные виды карьерного транспорта (экскава- торы, автосамосвалы), на реальной схеме движения. После моделирования можно вы- брать оптимальный вариант сочетания экскаваторов и автосамосвалов и такой вариант использовать на реальном карьере, что даст максимальную эффективность. Программа ТСК применима для: – определения «узких мест» варианта организации транспортной системы; – выбора параметров горно-транспортного оборудования путем сопоставления результатов моделирования разных сочетаний и моделей оборудования; – оптимизации управления технологическими процессами горно-транспортных работ; – долгосрочного прогнозирования рациональных вариантов формирования транспортных систем карьеров. Условия проведения расчетов: для всех рассматриваемых ЭАК была принята оди- наковая расчетная трасса с кольцевым движением между одной погрузкой и одной раз- грузкой (рис. 3). Протяженность трассы от погрузки до разгрузки 7 км. Объем переве- зенной горной массы определялся исходя из максимально возможной производительно- сти комплекса по результатам имитационного компьютерного моделирования. По ре- зультатам моделирования определялись технологические показатели каждого ком- плекса: объем фактически перевезенной горной массы, пробег по парку автосамосвалов, 50 100 150 200 250 300 350 400 450 qα, m 0,2 0,4 0,6 0,8 0,3 0,4 Сопт, руб/т 0,5 Км, Кст 1 3 2
ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ № 2, 2015 г. 56С е т е в о е п е р и о д и ч е с к о е н а у ч н о е и з д а н и е расход топлива и т.п. Объем погруженной горной массы экскаватором, очевидно, равен объему перевезенной горной массы. Рис.3 – Окно моделирования программы ТСК с кольцевой трассой Сравнение проводилось для нескольких простых экскаваторно-автомобильных комплексов (табл. 1). Для каждого сочетания модели экскаватора и автосамосвала рас- сматривались несколько подвариантов с различным количеством автосамосвалов в ком- плексе. Таблица 1 Сравниваемые варианты экскаваторно-автомобильных комплексов Параметр Вариант ЭАК* ЭКГ-5 (7540) ЭКГ-8 (7540) ЭКГ-20 (7540) ЭКГ-5 (7555) ЭКГ-8 (7555) ЭКГ-20 (7555) ЭКГ-8 (7513) ЭКГ-15 (7513) ЭКГ-20 (7513) ЭКГ-40 (7513) Весовой мо- дуль ЭАК (с учетом коэф. заполнения ковша и раз- рыхления) 3,6 2,3 2,3 6,6 4,1 1,7 10,2 5,4 4,1 2,0 Объемный мо- дуль ЭАК 3,8 2,4 1,0 6,6 4,1 1,7 8,8 4,7 3,5 1,8 Подварианты по количеству автосамосва- лов (ед.) 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 10 10 10 10 10 10 10 10 10 10 15 15 15 15 15 15 15 15 15 15 20 20 20 20 20 20 20 20 20 20 * В скобках приведена модель автосамосвалов БелАЗ Моделирование проводилось для промежутка одной 8-часовой смены по всем ва- риантам. Далее с учетом годового фонда рабочего времени при круглогодичном 3-смен- ном режиме работы рассчитана годовая производительность каждого ЭАК, которая представлена на рис. 4. Из графика (рис. 4) видно, что для всех вариантов на уровне 10 – 15 автосамосвалов, работающих на линии, достигнуто насыщение транспортной си- стемы, когда производительность практически не растет с увеличением парка транспорт-
ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ № 2, 2015 г. 57С е т е в о е п е р и о д и ч е с к о е н а у ч н о е и з д а н и е ных машин. При этом насыщение происходит тем раньше, чем больше весовой (объем- ный) модуль ЭАК. Также наблюдаются известные закономерности: с увеличением гру- зоподъемности автосамосвалов существенно повышается производительность ком- плекса, однако в случае использования экскаваторов с малой вместимостью ковша при объемном модуле ЭАК более 6,5 – 7,0 производительность комплекса даже ниже, чем у ЭАК с менее грузоподъемными самосвалами, но большим ковшом экскаватора (см. ЭКГ- 8(7513) и ЭКГ-20(7555)). В то же время при работе в паре с экскаватором, объем ковша которого близок к оптимальному для данного автосамосвала (согласно рекомендациям многих литературных источников: 4 – 6 ковшей экскаватора на погрузку одного автоса- мосвала), значительно увеличивается производительность ЭАК. Например, 15 самосва- лов БелАЗ-7513 в паре с экскаватором ЭКГ-40 обеспечивают производительность на 26,5 % выше относительно варианта с ЭКГ-20, а 20 таких самосвалов – на 32 %. Рис. 4 – Расчетная годовая производительность для рассматриваемых ЭАК С точки зрения увеличения производительности рационально выбирать ЭАК с ве- совым (объемным) модулем менее 4. Однако экскаваторы большого типоразмера влекут повышенные капитальные и эксплуатационные затраты. Поэтому важно оценить тех- нико-экономические показатели по рассмотренным вариантам. Технико-экономический расчет базируется на полученных моделированием тех- нологических параметрах и затратных показателях, определенных как по аналогам и имеющимся ценам на расходные материалы, так и на регрессионных зависимостях ана- логично методике, описанной в [5]. Для автосамосвалов использовались данные иссле- дований [5, 6]. Для экскаваторов на основе сведений о стоимостных показателях [7, 8] были установлены регрессионные зависимости и путем экстраполяции и интерполяции определены искомые удельные экономические показатели экскавации в зависимости от вместимости ковша экскаватора. 0 5000 10000 15000 20000 25000 30000 35000 40000 45000 5 10 15 20 Превезено,тыс.т/год Количество самосвалов, шт. ЭКГ-5 (7540) ЭКГ-8 (7540) ЭКГ-20 (7540) ЭКГ-5 (7555) ЭКГ-8 (7555) ЭКГ-20 (7555) ЭКГ-8 (7513) ЭКГ-15 (7513) ЭКГ-20 (7513) ЭКГ-40 (7513) БелАЗ-7540 БелАЗ-7555 БелАЗ-7513 Объемный модуль ЭАК 1,8 3,5 4,7 1,7 8,8 4,1 6,6 1,0 2,4 3,8
ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ № 2, 2015 г. 58С е т е в о е п е р и о д и ч е с к о е н а у ч н о е и з д а н и е Для установления общих закономерностей без привязки к конкретному инвести- ционному проекту по конкретному горнодобывающему предприятию удобно использо- вать показатель «стоимость владения», рассчитываемая как сумма капитальных и экс- плуатационных затрат за фиксированный промежуток времени (обычно – срок службы оборудования). Для расчетов в данной статье принят срок 7 лет (средний срок службы карьерных автосамосвалов). На рис. 5 видно, что наименьшие затраты имеют место при использовании более производительного оборудования. При этом наиболее экономичный вариант необхо- димо выбирать по комплексу факторов: для одной и той же модели автосамосвала при малых объемах перевозок и количестве автосамосвалов преимуществом будет обладать вариант с меньшим по типоразмеру экскаватором, а с увеличением объема перевозок – вариант с более производительным экскаватором. Также видно, что при использовании слишком малых экскаваторов (весовой (объемный) модуль ЭАК более 8) ведет к резкому повышению затрат (см. ЭКГ-5(7555) и ЭКГ-8(7513)). Рис. 5 – Удельная стоимость владения ЭАК за 7 лет, приведенная к 1 т перевезенной горной массы Вопросы формирования ЭАК достаточно глубоко исследованы. Так, например, в работах А.А. Кулешова [3] приведены расчеты удельных затрат на экскавацию и транс- портирование горной массы ЭАК при различных весовых и объемных модулях ком- плекса, отражающие наличие минимума удельных затрат в зависимости от соотношения вместимости ковша экскаватора и грузовой платформы автосамосвала. Расчеты, приве- денные в данной статье, показывают, что в большинстве случаев имеется также оптимум и по критерию удельных затрат на тонну перевезенной горной массы в зависимости от количества автосамосвалов, обслуживающих экскаватор. При этом положение оптимума зависит как от объема ковша экскаватора, так и от грузоподъемности автосамосвалов. Указанный факт и данные рисунка 5 позволяют сформулировать дополнительный методический принцип, при выборе параметров ЭАК: для близких или тождественных 100 150 200 250 300 350 5 10 15 20 25 Удельнаястоимостьвладения,руб./т Количество самосвалов, шт. ЭКГ-5 (7540) ЭКГ-8 (7540) ЭКГ-20 (7540) ЭКГ-5 (7555) ЭКГ-8 (7555) ЭКГ-20 (7555) ЭКГ-8 (7513) ЭКГ-15 (7513) ЭКГ-20 (7513) ЭКГ-40 (7513) БелАЗ-7513 БелАЗ-7540 БелАЗ-7555
ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ № 2, 2015 г. 59С е т е в о е п е р и о д и ч е с к о е н а у ч н о е и з д а н и е по технико-экономическим показателям вариантов ЭАК при большем количестве авто- самосвалов, обслуживающих экскаватор, следует отдавать предпочтение экскаваторам с большей вместимостью ковша (или, что то же самое, принимать меньшие значения ве- сового и объемного модуля ЭАК), а для вариантов с меньшим количеством автосамосва- лов в ЭАК – отдавать предпочтение экскаваторам с меньшей вместимостью ковша (боль- шими значениями весового и объемного модуля ЭАК). При этом необходимо учитывать, что минимальные удельные затраты не всегда соответствуют минимальным абсолютным показателям затрат. Так, на рис. 6 приведены суммарные затраты за 7 лет на эксплуата- цию простого ЭАК с автосамосвалами БелАЗ-7513. Видно, что наиболее дешевый по удельным затратам (см. рис. 5) вариант с экскаватором ЭКГ-40 по абсолютным цифрам является наиболее капиталоемким. Поэтому, если предприятие не имеет возможности вложить большие средства в мощный комплекс, оно должно выбирать наиболее рацио- нальный из вариантов с меньшими экскаваторами, например: экскаватор ЭКГ-20 с 12 автосамосвалами БелАЗ-7513 или ЭКГ-15 с 9 автосамосвалами БелАЗ-7513. Рис. 6 – Зависимость суммарной стоимости владения ЭАК от количества автосамосвалов в нем (ЭАК состоит из одного экскаватора и автосамосвалов БелАЗ-7513) Проведенные исследования позволяют сделать следующие выводы. 1. Существующая методическая база выбора параметров и состава экскаваторно- автомобильных комплексов требует уточнения с учетом внедрения методов имитацион- ного компьютерного моделирования ЭАК. 2. Важным вопросом при выборе параметров ЭАК наряду с оптимальным сочета- нием вместимости ковша экскаватора и кузова автосамосвала является подбор количе- ства и грузоподъемности автосамосвалов, обслуживающих экскаватор. Наиболее эконо- мичный вариант зависит от параметров маршрута транспортирования и требуемой про- изводительности ЭАК . 3. Минимум затрат на экскавацию и транспортирование горной массы экскава- торно-автомобильным комплексом при варьировании количества автосамосвалов на ли- нии определяется точкой насыщения транспортной системы автосамосвалами (когда с увеличением их количества производительность комплекса практически не растет). 4. Для близких или тождественных по технико-экономическим показателям вари- антов ЭАК при большем количестве автосамосвалов, обслуживающих экскаватор, сле- дует отдавать предпочтение экскаваторам с большей вместимостью ковша (или, что то 1500 2000 2500 3000 3500 4000 4500 5000 5500 6000 6500 5 10 15 20 Стоимостьвладения7лет,млн.руб. Количество самосвалов, шт. ЭКГ-8 ЭКГ-15 ЭКГ-20 ЭКГ-40
ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ № 2, 2015 г. 60С е т е в о е п е р и о д и ч е с к о е н а у ч н о е и з д а н и е же самое, принимать меньшие значения весового и объемного модуля ЭАК), а для вари- антов с меньшим количеством автосамосвалов в ЭАК – отдавать предпочтение экскава- торам с меньшей вместимостью ковша (большими значениями весового и объемного мо- дуля ЭАК). 5. Рост производительности ЭАК существенно замедляется при достижении зна- чений объемного модуля ЭАК на уровне 2,5, а при достижении значений 1,8 – 2,0 про- изводительность не растет. Литература 1. Кулешов А.А. Выбор оптимальной типажной структуры экскаваторно-автомо- бильных комплексов для условий конкретного карьера: учеб. пособие / А.А. Кулешов. – Л.: Ленинградский горный институт, 1989. – 70 с. 2. Васильев М.В. Автомобильный транспорт карьеров / М.В. Васильев, З.Л. Си- роткин, В.П. Смирнов. – М.: Недра, 1973. – С. 221 - 226. 3. Кулешов А.А. Мощные экскаваторно-автомобильные комплексы карьеров / А.А. Кулешов. – М.: Недра, 1980. – 317 с. 4. Имитационное моделирование и автоматизированное управление горнотранс- портными работами в карьерах / Р.Г. Салахиев, А.В. Дедюхин, Ю.А. Бахтурин, А.Г.Жу- равлев // Горный журнал. – 2012. - № 1. – С. 82 - 85. 5. Журавлев А.Г. Выбор рациональной грузоподъемности карьерных автосамо- свалов для конкретных условий транспортирования / А.Г. Журавлев // Транспорт Урала. – 2014. – № 4. – С. 96 - 101. 6. Проблемы магистрального транспортирования руды от удаленных кимберли- товых месторождений / П. И. Тарасов, А. Г. Журавлев, В. А. Черепанов и др. // Горное оборудование и электромеханика. – 2014. – № 5. – С. 25 – 31. 7. Глебов А.В. Оценка эффективности применения мехлопат и гидравлических экскаваторов в условиях Кузбасса / А.В. Глебов, Л.А. Репин // Горное оборудование и электромеханика. – 2013. - № 6. – С. 20 - 22. 8. Глебов А.В. Цена владения – критерий выбора горного оборудования (на при- мере тяжелых экскаваторов) / А.В. Глебов, Л.А. Репин // Горное оборудование и элек- тромеханика. – 2014. - № 5. – С. 10 - 13. 9. Журавлев А.Г. Компьютерное моделирование режимов движения карьерных автосамосвалов с КЭУ / А.Г. Журавлев // Горный информационно-аналитический бюл- летень. – 2011. – № ОВ11. – С. 371 - 382.
ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ № 2, 2015 г. С е т е в о е п е р и о д и ч е с к о е н а у ч н о е и з д а н и е ПОДЗЕМНАЯ ГЕОТЕХНОЛОГИЯ
ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ № 2, 2015 г. 62С е т е в о е п е р и о д и ч е с к о е н а у ч н о е и з д а н и е УДК 622.222 : 622.647 Громов Евгений Викторович научный сотрудник, Горный институт КНЦ РАН, 184209, г. Апатиты Мурманской обл., ул. Ферсмана, 24 e-mail: evgromov@goi.kolasc.net.ru РАЗРАБОТКА СПОСОБОВ ВСКРЫТИЯ ГЛУБОКОЗАЛЕГАЮЩИХ РУДНЫХ МЕСТОРОЖДЕНИЙ С ПРИМЕНЕНИЕМ СОВРЕМЕННЫХ ТИПОВ КОНВЕЙЕРНОГО ТРАНСПОРТА Gromov Evgeny V. researcher, the Mining Institute, KSC RAS 184209, Apatites, Murmansk region, Fersman st. 24 e-mail: evgromov@goi.kolasc.net.ru ELABORATION THE PROCESSES OF MINING DEEP-BEDDING ORE DEPOSITS APPLYING UP-TO-DATE CONVEYOR TRANSPORT Аннотация: Показаны недостатки схемы вскрытия запасов месторождения для подземной разработки ме- сторождения «Олений ручей» с выдачей руды по вертикальному слепому скиповому стволу и кон- вейерной штольне на поверхность. Разрабо- таны рациональные схемы вскрытия запасов месторождения с применением современных типов конвейеров, предусматривающие поэтап- ный ввод рудника в эксплуатацию. Получен ряд зависимостей технологических параметров лен- точного конвейера, позволяющих частично ти- пизировать и упростить его эксплуатационный расчет. По предложенным вариантам выпол- нено укрупненное технико-экономическое срав- нение. Показано преимущество поэтапного вскрытия подземных запасов месторождения «Олений ручей» наклонными конвейерными стволами. Ключевые слова: подземная разработка, схемы вскрытия запасов, шахтный ствол, скип, штольня, камера подъемной машины, камера дробления, конвейер, технико-экономическое сравнение Abstract: The drawbacks of previously developed process of the Oleny Ruchey deposit reserves subsurface min- ing are revealed, the ore being hoisted to the sur- face through a vertical skip shaft and a conveyor adit. Efficient schemes of the deposit development were worked out employing up-to-date conveyors that provide for staged mine introduction into oper- ation. Dependencies of a belt conveyor’s techno- logical parameters have been obtained that permit to partially typify and simplify its operating calcu- lation. An extended feasibility comparison was per- formed on the methods proposed. The advantages of staged mining subsurface reserves of the Oleny Ruchey deposit by inclined conveyer shaft are dis- played. Key words: subsurface mining, the patterns of sub- surface reserves development, mine shaft, skip, adit, hoisting chamber, crushing chamber, con- veyer, feasibility comparison Введение Месторождение «Олений Ручей» расположено в крайней юго-восточной части Хибинского массива, в долинах ручьев Минерального и Оленьего, на расстоянии 22 км от города Кировска Мурманской области. С северо-востока месторождение «Олений Ру- чей» примыкает к Ньоркпахкскому месторождению, разрабатываемому Восточным руд- ником АО «Апатит». Месторождение приурочено к склонам гор Ньоркпахк, Суолуайв и Коашкар. Абсолютные отметки рельефа находятся в пределах +300 ÷ +700 м. Запасы месторождения «Олений ручей» составляют 385,5 млн т. Рудные тела в пределах месторождения сконцентрированы в двух ярусах: верхнем – мощностью 200 м и нижнем – мощностью от 50 до 330 м. Они разделены безрудной толщей мощностью 200 – 300 м (рис. 1). В настоящее время разработка месторождения осуществляется от- крытым способом при годовой производительности рудника 3,0 млн т. Календарным графиком строительства начало добычи подземными горными работами предусматри-
ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ № 2, 2015 г. 63С е т е в о е п е р и о д и ч е с к о е н а у ч н о е и з д а н и е вается с 2016 г. с последующим выходом на производительность по добыче и перера- ботке 6 млн т руды в год к 2020 г., которая будет поддерживаться до 2064 г. Балансовые запасы подземного рудника составляют 353 млн т при бортовом содержании Р2О5 4 %. Рис. 1 – Модели рудных тел верхнего и нижнего ярусов месторождения «Олений ручей» Вскрытие запасов месторождения «Олений ручей» для подземной разработки по существующему проекту должно осуществляться тремя штольнями различного назначе- ния с отметок +240 м: Транспортной, Конвейерной, Вентиляционной (рис. 2). Проектом предусматривается строительство трех вертикальных стволов: Главного № 1 (ГС-1) (сле- пого), Воздухоподающего № 1 (слепого) и Вспомогательного № 1 . Рис. 2 – Схема вскрытия месторождения «Олений ручей» по проекту АО «Гипроруда» Транспортная схема по проекту предусматривает выдачу руды от комплекса крупного дробления (ККД) с концентрационного горизонта –220 м по ГС-1, оборудо- ванному скиповым подъемом (емкость скипов по 20 м3 каждый), на уровень транспорт- ного горизонта +240 м, где руда перегружается на конвейерную линию, расположенную в Конвейерной штольне. Основные параметры ГС-1: диаметр в свету 6 м, глубина 580 м, отметки сопряжений с выработками горизонтов +240, –300, –340 м. На горизонте +240
ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ № 2, 2015 г. 64С е т е в о е п е р и о д и ч е с к о е н а у ч н о е и з д а н и е м от приемного бункера ГС -1 по конвейерным штольне (длина 1350 м) и галерее (длина 135 м) руда поступает в перегрузочный бункер обогатительной фабрики. Выработки концентрационного горизонта –220 м предполагается оборудовать же- лезнодорожными путями узкой колеи (750 мм), и транспортировать руду в вагонетках с донной разгрузкой от рудоспусков до разгрузочных станций ККД. Разработка альтернативных проектным решениям вариантов вскрытия запасов месторождения «Олений ручей» Выполненные ранее в Горном Институте КНЦ РАН исследования показали пре- имущество вскрытия данного месторождения конвейерными транспортными выработ- ками по сравнению со скиповым и автомобильным типом транспортирования. Расчеты показали, что применение дробильно-конвейерных комплексов на выдаче руды позво- ляет – существенно сократить сроки ввода рудника в эксплуатацию (до 2,6 раза); – уменьшить объем первоначальных капитальных вложений в строительство пус- кового комплекса и в приобретение основного технологического оборудования (до 4,75 млрд руб.), распределив их во времени; – сократить эксплуатационные расходы первой очереди подземного рудника; – избежать неблагоприятного геомеханического состояния горного массива в рай- оне строительства камер подъемной машины (высотой 73,3 м и объемом 5398 м3 ) и раз- грузки скипов (объемом 26259 м3 ) ГС-1 в условиях месторождения, склонного к прояв- лению горного давления в динамической форме. С учетом этого в рамках технологического регламента рассмотрены варианты вскрытия запасов месторождения с применением современных типов конвейеров. Схемы вскрытия первоочередного участка запасов нижнего яруса месторождения «Олений ручей» предполагают выдачу руды конвейерным транспортом в отметках +240/–40 м. Предварительно руда, поступающая по капитальным рудоспускам РС № 1 и РС № 2, проходит стадию крупного дробления. Далее сборочным ленточным конвейером (СЛК) руда передается на магистральные конвейерные линии, по которым поступает на обогатительную фабрику. Производительность рудника при отработке запасов первоочередного участка составит 1 млн т/год, однако параметры соответствующих горно-механических устано- вок сформированы исходя из проектной производительности рудника в 6 млн т/год. Для выпуска руды из рудоспусков предполагается использование фронтальных люковых устройств NMT (фирма «Nordic», Канада), успешно зарекомендовавших себя на руднике «Северный» ОАО «Кольская ГМК». При промышленных испытаниях на руд- нике «Северный» данное люковое устройство показало высокую техническую готов- ность, а также производительность до 5,5 млн т/год на единицу оборудования. Дробле- ние руды предусматривается осуществлять на полустационарных двухвалковых дробилках первичного дробления DRC 18-18 с пластинчатыми питателями типа RFK 1800 x 13000 - D6I (фирма «ThyssenKrupp», Германия). Технико-экономическое сравне- ние с аналогами – щековыми дробилками компании «Metso», эксплуатируемыми в насто- ящее время на Расвумчоррском руднике АО «Апатит», – показало превосходство и уни- версальность дробилок DRC 18-18. Основными преимуществами данного оборудования являются – возможность работы без дополнительных закупок при росте производительно- сти от 1 до 6 млн т/год; – простота устройства и надежность работы валковой дробилки; – возможность совместного использования с любым типом конвейеров (обеспе- чивает дробление в одну стадию с заданной крупностью куска на выходе от 350 до 150
ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ № 2, 2015 г. 65С е т е в о е п е р и о д и ч е с к о е н а у ч н о е и з д а н и е мм, а аналогичная установка вторичного дробления, смонтированная на фабрике, позво- лит выдать продукт с крупностью 30 мм, избежав традиционной для апатит-нефелино- вых руд стадии среднего дробления) [1, 2]. Все рассматриваемые варианты транспортирования руды в зависимости от пространственного расположения транспортных коммуникаций предусматривают 6 схем с различными комбинациями последовательно установленных конвейеров: – горизонтальных и наклонных (варианты № 1, 4, 6); – горизонтальных, наклонных, а также крутонаклонных (варианты № 2, 3); – горизонтальных и радиального наклонного (вариант № 5) [3, 4]. Для всех вариантов вскрытия конвейеры в наклонных и горизонтальных выработках устанавливаются в кровле, что позволяет обеспечить механизированную уборку просыпи и уменьшить площадь сечения конвейерных выработок. Все предусмот- ренное горно-транспортное оборудование, а также параметры его работы согласованы с фирмами-производителями на основе технико-коммерческих предложений. Моделирование объектов геотехнологии осуществлялось программными сред- ствами системы MINEFRAME [5, 6]. Рис. 3 – Схема вскрытия №1 с транспортированием руды по наклонному конвейерному стволу Схема вскрытия № 1 (рис. 3) предполагает использование горизонтальных и наклонных ленточных конвейеров. Руда из рудоспусков после крупного дробления по- ступает на горизонтальный сборочный ленточный конвейер горизонта –40 м, посред- ством которого перегружается на наклонный магистральный конвейер и выдается на по- верхность, где происходит перегрузка на поверхностный конвейер и дальнейшее транс- портирование на обогатительную фабрику. Схема вскрытия № 2 предусматривает удлинение СЛК в отметках –40/+3 м с увеличением угла наклона конвейера до 12 градусов. Далее на отметке +3 м происходит перегрузка на вертикальный конвейер типа «Flexowell» с лентой ящичного вида, который поднимает руду до отметки +234 м, где оборудуется перегрузочный узел на существующую конвейерную штольню, по которой руда транспортируется до обогатительной фабрики на расстояние L=1442 м (рис. 4, а) [7]. Схема вскрытия № 3 аналогична варианту № 2. Отличие заключается в том, что вместо вертикального используется крутонаклонный конвейерный подъем с углом
ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ № 2, 2015 г. 66С е т е в о е п е р и о д и ч е с к о е н а у ч н о е и з д а н и е наклона β=500 и протяженностью транспортирования L=360 м. При данной схеме сокра- щается протяженность сборочного конвейера на 180 м (рис. 4, б). В качестве крутонаклонного конвейерного транспортера предлагается использо- вание конвейерной системы «RailCon» производства компании «Doppelmayr Transport Technology GmbH» (Австрия). Конвейер «RailCon» – это транспортер непрерывного действия, который объединяет в себе преимущества испытанных технологий железной дороги и традиционного ленточного конвейера. Система состоит из плоской ленты с бо- ковыми гофрированными бортами и интегрированными через определенное расстояние колесными парами. Колеса двигаются по рельсам, исключая боковой сход ленты, выпол- няющей тяговую функцию [9]. Рис. 4 – Схемы вскрытия: а) № 2 – с транспортированием руды горизонтально-наклонным и вертикальным конвейерами; б) № 3 – с транспортированием руды ленточными и крутонаклонным конвейерами Схема вскрытия № 4 предполагает транспортирование руды ленточным конвейе- ром по конвейерному уклону под углом β=12° до перегрузочного узла в устье рудо- спуска +249/+234 м (рис. 5). Днище рудоспуска оборудуется люковым устройством, ко- торым регулируется перепуск руды на конвейерную штольню. Кроме того, в отметках +249/+234 м имеется автоуклон в камеру перегрузки. Рис. 5 – Схема вскрытия № 4 с транспортированием руды по конвейерным уклону с рудоспуском и штольне В схеме вскрытия № 5 (рис. 6, а), предусматривается перегрузка руды с СЛК на магистральный ленточный конвейер, состоящий из трех участков: радиального наклон- ного, расположенного в стволе (β=12°, L=1311 м), горизонтального в конвейерной штольне (L=287 м) и наклонного поверхностного (β=6,5°, L=155 м). а) б)
ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ № 2, 2015 г. 67С е т е в о е п е р и о д и ч е с к о е н а у ч н о е и з д а н и е Магистральным конвейером руда транспортируется в бункер крупнодробленой руды обогатительной фабрики. Отличительной особенностью данного варианта вскры- тия является применение криволинейного в плане ленточного конвейера с одним гори- зонтальным поворотным участком радиусом 1880 м, что позволяет избавиться от необ- ходимости сооружения дополнительных перегрузочных узлов. Большой опыт в проек- тировании пространственных криволинейных конвейерных систем имеется у компании «Beumergroup» (Германия). Примером такого конвейера является проект, реализован- ный в провинции Сычуань (Китай), где план трассы представлен 8 поворотными участ- ками с радиусом поворота от 1000 м. Общая протяженность трассы при этом составляет 12,6 км без перегрузочных станций [10]. Схема вскрытия № 6 (рис. 6, б) предполагает удлинение СЛК на 120 м в сторону конвейерной штольни до достижения единой вертикальной плоскости в точке пере- грузки (отметка +10 м) на магистральный ленточный конвейер, состоящий, аналогично предыдущему варианту, из трех участков: наклонного, расположенного в стволе (β=12°, L=1080 м), горизонтального в конвейерной штольне (L=71 м) и наклонного поверхност- ного (β=6,5°, L=155 м). Рис. 6 – Схемы вскрытия: а) № 5 – с транспортированием руды по конвейерным радиальному уклону и штольне; б) № 6 – с транспортированием руды по конвейерным уклонам и штольне Достоинства и недостатки по рассматриваемым вариантам вскрытия, оцененные по наиболее существенным техническим характеристикам, представлены в табл. 1. Технико-экономические показатели начального периода отработки запасов месторождения В данном разделе приведены результаты расчетов технических характеристик конвейерного оборудования, капитальных затрат на строительство и приобретение ос- новного оборудования по вариантам вскрытия, а также определены эксплуатационные затраты за 10 лет работы дробильно-транспортных комплексов. При эксплуатационном расчете конвейерного оборудования коэффициенты ис- пользования календарного фонда времени определялись по формуле где Тф = (𝑇н − Тпр − Трем) × Кг – фактическое количество часов работы оборудования; Ткал – календарный фонд рабочего времени; Тн – нормативное или плановое количество часов работы, ч; Тпр – принятое время простоев по организационным причинам, ч; Трем – временные нормы продолжительности текущих ремонтов, ч; Кг= 1 1+ 1−К1 К1 + 1−К2 К2 + 1−К3 К3 + 1−К𝑛 К𝑛 – коэффициент готовности ДКК; К1,..,Кn – коэффициенты готовности. , кал ф исп.кал Т Т К  а) б)
ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ № 2, 2015 г. Таблица 1 Достоинства и недостатки по рассматриваемым вариантам вскрытия Характеристики Вариант №1 Вариант №2 Вариант №3 Вариант №4 Вариант №5 Вариант №6 Использование существу- ющей конвейерной штольни Не задействована Полное использова- ние Полное использова- ние 77 м 71 м 287 м Освоенность применяе- мого оборудования Все оборудование достаточно хорошо освоено на многих рудниках Небольшой опыт ис- пользования верти- кальных конвейеров на скальных рудах Отсутствует опыт эксплуатации КНК типа «RailCon» на подземных рудниках Все оборудование достаточно хорошо освоено на многих рудниках Все оборудование достаточно хорошо освоено на многих рудниках Все оборудование достаточно хорошо освоено на многих рудниках Количество промежуточ- ных перегрузочных узлов 2 2 2 3 1 1 Объем горно-проходче- ских работ, м3 107 480 84 590 80 585 110 277 105 611 105 678 Дополнительные затраты на строительство и креп- ление строительство портала наклонного ствола нет нет сооружение допол- нительного перегру- зочного узла, рудо- спуска и автосъезда к его устью крепление конвейер- ных уклона и штольни в месте стыковки крепление конвейер- ных уклона и штольни в месте стыковки Прочие существенные ха- рактеристики - возможность про- ходки наклонного ствола встречными забоями; - изменение транс- портной схемы на поверхности - в 2-3 раза умень- шается диаметр шахтного ствола по сравнению с исполь- зованием скипового подъема; - высокий коэффи- циент технической готовности верти- кального конвейера; - высокая стои- мость конвейерной ленты - отсутствие прису- щих традиционным ленточным конвейе- рам, продольных из- гибных циклов в КНК за счет исполь- зования ходовых опор, что повышает срок службы ленты, полноту загрузки и обеспечивает сниже- ние энергоемкости - возможность про- ходки наклонного ствола встречными забоями; - необходимость приобретения обо- рудования для до- полнительного пере- грузочного узла - возможность про- ходки наклонного ствола встречными забоями; - минимум перегру- зок за счет примене- ния криволинейного в плане ленточного конвейера - возможность про- ходки наклонного ствола встречными забоями; - минимум перегру- зок; - необходимость удлинения штреко- вого конвейера Примечание: красным курсивом выделен текст, описывающий отрицательные характеристики вариантов, черным без курсива – положительные
ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ № 2, 2015 г. 69С е т е в о е п е р и о д и ч е с к о е н а у ч н о е и з д а н и е В целях упрощения многовариантных расчетов ленточных конвейеров опреде- лена зависимость удельной мощности привода конвейера от годовой производительно- сти дробильно-конвейерного комплекса (рис. 7). Рис. 7 – Зависимость удельной мощности привода конвейера от производительности Значения часовой производительности конвейера, соответствующие определен- ной годовой производственной мощности ДКК даны для наиболее простой системы, со- стоящей из 1 комплекта оборудования дробления и выпуска руды, а также одного кон- вейера, где Кисп.кал.=0,75. Для расчета более сложных систем, состоящих из большего ко- личества оборудования, предложен повышающий поправочный коэффициент (kn) к удельной потребляемой мощности двигателя (Nуд), значение которого при Кисп.кал.=0,75 равняется единице (рис. 8). Таким образом, умножая Nуд на kn, можно получить скоррек- тированное значение удельной мощности для ДКК с любым количеством единиц обору- дования. Рис. 8 – Зависимость поправочного коэффициента мощности двигателя ленточного конвейера от коэффициента использования календарного фонда Основные технические характеристики конвейерного оборудования по рассмат- риваемым вариантам схем вскрытия приведены в табл. 2.
ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ № 2, 2015 г. Таблица 2 Технические характеристики рассматриваемых вариантов вскрытия Параметры Ед. изм. I Вариант II Вариант III Вариант IV Вариант V Вариант VI Вариант СЛК МЛК ПК СЛК МКНК МЛК СЛК МКНК МЛК СЛК МЛК -1 МЛК -2 СЛК МЛК СЛК МЛК Годовая продолжитель- ность работы ком- плекса час. 5920 5920 5920 5725 6130 6130 Коэффициент техниче- ской готовности / то же с учетом оборудования выпуска и дробления руды - 0,89/0,82 0,89/0,82 0,89/0,82 0,86/0,79 0,92/0,85 0,92/0,85 Эксплуатационная производительность тыс. т/год До 6 000 До 6 000 До 6 000 До 6 000 До 6 000 До 6 000 Тип конвейера ЛЖ ЛЖ Flexowell ЛЖ ЛЖ RailCon ЛЖ ЛЖ ЛЖ ЛЖ Угол наклона конвейера град. 0,1 11,4 6,5 0÷12 90 0÷6,5 0,1 50 0÷6,5 0,1 12 0÷6,5 0,1 0÷12 0÷11 0÷12 Длина м 360 1339 155 540 240 1442 360 360 1442 400 1420 235 345 1519 560 1502 Общая протяженность транспортирования м 1854 2222 2162 2055 1864 2062 Ширина ленты конвейера мм 1000 1000 1000 1000 1000 1000 1000 800 1000 1000 1000 1000 1000 1200 1000 1200 Разрывное усилие ленты Н/мм 800 2800 400 800 8000 800 800 8000 800 800 2800 630 800 2800 800 2800 Скорость движения ленты м/с 2,5 2,5 2,5 2,5 1÷4 1÷2,7 2,5 1÷3,3 1÷2,7 2,5 2,5 2,5 2,7 2,7 2,7 2,7 Общая номинальная мощность приводов кВт - при Аг = 1 млн т -"- 308 293 323 334 305 340 - при Аг = 6 млн т -"- 1619 1541 1696 1755 1603 1785 Гранулометрический состав (кусковатость) мм -300 -200+0 -200+0 -300 -300 -300 СЛК – сборочный ленточный конвейер, МЛК – магистральный ленточный конвейер, МКНК – магистральный крутонаклонный конвейер, ЛЖ – ленточный желобчатый
ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ № 2, 2015 г. 71С е т е в о е п е р и о д и ч е с к о е н а у ч н о е и з д а н и е Оценка эксплуатационных затрат выполнена по следующим статьям: – вспомогательные материалы; – электроэнергия; – услуги производственного характера; – затраты на оплату труда; – отчисления на социальные нужды; – амортизация основных фондов. В качестве исходных данных приняты цены и тарифы на отдельные виды затрат, а также сетка страховых взносов в ПФ РФ, ФСС РФ, ФФОМС и ТФОМС. Основные технико-экономические показатели (ТЭП) по вариантам вскрытия приведены в табл. 3 и на рис. 9. Изменение оценочной себестоимости дробления и транспортирования руды при наращивании производственной мощности подземного рудника от 1 до 6 млн т/год приведено на рис. 10. Таблица 3 Технико-экономические показатели по схемам вскрытия Наименование показателей Единицы измерения Варианты схем вскрытия I II III IV V VI Годовая добыча руды млн т 1÷6 1÷6 1÷6 1÷6 1÷6 1÷6 – в среднем за расчетный период -"- 3,6 3,6 3,6 3,6 3,6 3,6 Добыча за весь расчетный период -"- 36 36 36 36 36 36 Период отработки запасов (эксплуатации комплекса) лет 10 10 10 10 10 10 Срок строительства -"- 2,2 2,3 2,3 2,2 2,2 2,2 Капитальные вложения: млн руб. 1845,1 1814,3 1690,0 1888,9 1813,0 1837,9 – горно-капитальные работы (ГКР) -"- 1490,6 1270,1 1240,6 1523,0 1462,3 1463,0 – оборудование -"- 354,5 544,2 449,4 365,9 350,7 374,8 Годовые эксплуатационные затраты, всего -"- 232,9 237,4 222,7 242,1 233,2 237,2 – в том числе амортизация -"- 176,9 175,6 163,2 181,2 177,1 178,6 Средняя себестоимость 1 т руды руб. 64,7 65,9 61,9 67,2 64,8 65,9 – в том числе амортизация основных фондов -"- 49,2 48,8 45,3 50,3 49,2 49,6 Эксплуатационные расходы за рас- четный период, всего млн руб. 2329,3 2373,9 2226,8 2420,6 2331,9 2371,6 – в том числе амортизация -"- 1769,5 1755,7 1631,9 1812,4 1771,1 1786,0 Анализируя представленные результаты, следует отметить, что минимальные капитальные вложения характерны для варианта № 3 с транспортированием руды по горизонтальным и крутонаклонному конвейерам, что в большей степени обусловлено наименьшими объемами горно-проходческих работ. Установленные зависимости себестоимости дробления и транспортирования руды от роста годовой производительности рудника показывают тенденцию к ее планомерному снижению с наращиванием производственной мощности по всем схемам вскрытия. При минимальных значениях производительности наиболее экономичными являются варианты № 5, 6 (комбинации горизонтальных и наклонных конвейеров), однако, по
ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ № 2, 2015 г. 72С е т е в о е п е р и о д и ч е с к о е н а у ч н о е и з д а н и е достижении производительности в 2,5 млн т/год и более, наибольший экономический эффект достигается при транспортировании руды в соответствии с вариантом № 3. Тем не менее, ввиду отсутствия опыта эксплуатации крутонаклонных конвейеров типа «RailCon» в подземных условиях, предпочтение отдается варианту № 5. Выводы Рассмотрены 6 вариантов вскрытия месторождения с использованием конвейер- ного транспорта, что обеспечивает поэтапный ввод рудника в эксплуатацию, сокращает сроки строительства и позволяет распределить во времени капитальные затраты. В результате выполненных расчетов установлено: 1. Затраты на проходку горно-капитальных выработок и шахтное оборудование, а также сроки строительства по вариантам близки между собой. 2. Объем проходки для вариантов с вертикальным и крутонаклонным конвейер- ными восстающими ниже на 20 – 25 тыс. м3 , а затраты – на 200 – 250 млн руб. Однако за счет использования дорогостоящего конвейерного оборудования суммарные капи- тальные затраты отличаются незначительно. 3. Минимальная средняя себестоимость дробления и конвейерного транспорти- рования руды за 10 лет эксплуатации характерна для варианта № 3 (61,9 руб/т), наибо- лее близкими являются варианты № 1 и 5 (64,7 и 64,8 руб/т, соответственно). Кроме того, в работе получены зависимости – удельной мощности привода конвейера от годовой производительности ДКК, позволяющей упростить расчеты ленточных конвейеров для сложных систем, состоящих из большого количества единиц оборудования; – себестоимости дробления и конвейерного транспортирования руды от произ- водственной мощности рудника, что при выборе оптимальной транспортной системы дает возможность учесть изменение технико-экономических показателей ДКК в период развития производительности рудника до проектных показателей. На основе калькуляции затрат по вариантам вскрытия может быть рекомендован вариант № 5, предполагающий транспортирование руды горизонтальными и наклон- ными ленточными конвейерами по криволинейной в плане схеме расположения маги- стрального конвейера. Основным преимуществом варианта является минимальное коли- чество перегрузочных узлов, что повышает техническую готовность системы, позволяет сократить расстояние транспортирования, тем самым оптимизировать себестоимость дробления и транспортирования руды. Рис. 9 – Затраты на строительство и приобретение оборудования дробильно-конвейерных комплексов по вариантам схем вскрытия Рис. 10 – Изменение себестоимости дробления и транспортирования руды при наращивании производственной мощности
ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ № 2, 2015 г. 73С е т е в о е п е р и о д и ч е с к о е н а у ч н о е и з д а н и е Литература 1. Леонтьев А.А. Вскрытие глубоких горизонтов карьера «Железный» Ковдор- ского месторождения комплексных руд транспортными выработками подземного руд- ника / А.А. Леонтьев, О.В. Белогородцев, Е.В. Громов // Глубокие карьеры: сб. науч. докл. Всерос. науч.-техн. конф. с междунар. участием (18 - 22 июня 2012 г.) – Апа- титы; СПб., 2012.– С. 235 - 241. 2. Леонтьев А.А. Вскрытие глубоких горизонтов карьера «Железный» Ковдор- ского ГОКа подземными выработками / А.А. Леонтьев, О.В. Белогородцев, Е.В. Громов // Горный информационно-аналитический бюллетень. - 2013. – № 4. – С. 212 - 220. 3. Пертен Ю.А. Конвейеры: справочник / Ю.А. Пертен. – Л.: Машиностроение, 1984. – 367 с. 4. Современная теория ленточных конвейеров горных предприятий / В.И. Галкин и др. – М.: Горная книга, 2011. – 545 с. 5. Мельников Н.Н. Компьютерная технология инженерного обеспечения горных работ на основе системы MINEFRAME / Н.Н. Мельников, С.В. Лукичёв, О.В. Наговицын // Горный информационно-аналитический бюллетень. - 2013. – № 5. – С. 223 - 234. 6. Лукичёв С.В. Автоматизированные инструменты инженерного обеспечения горных работ в системе MINEFRAME / С.В. Лукичёв, О.В. Наговицын // Горный инфор- мационно-аналитический бюллетень. - 2013. – № 7. – С. 184 - 192. 7. Громов Е.В. Выбор транспортной схемы для выдачи руды при комбинирован- ной разработке месторождений полезных ископаемых (на примере рудника «Железный» Ковдорского ГОКа) / Е.В. Громов, А.А. Леонтьев, О.В. Белогородцев // Изв. вузов. Горный журнал. - 2013. – № 8. – С. 10 - 17. 8. Довженко М.В. Результаты эксплуатации системы вертикального конвейерного транспорта / М.В. Довженко // Горная промышленность. – 2008. − № 5. – С. 52 − 53. 9. Твердов А.А. Современные системы транспортировки полезных ископаемых и вскрышных пород / А.А. Твердов, А.В. Жура, С.Б. Никишичев // Горная промышлен- ность. - 2012. - № 2. - С. 96 - 98. 10. Галкин В.И. Обоснование целесообразности применения специальных видов ленточных конвейеров на карьерах / В.И. Галкин, Е.Е. Шешко // Машины и оборудование для открытых горных работ: сборник трудов конф. – Новосибирск, 2013. – С. 13 - 17.
ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ № 2, 2015 г. С е т е в о е п е р и о д и ч е с к о е н а у ч н о е и з д а н и е ОБОГАЩЕНИЕ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ
ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ № 2, 2015 г. 75С е т е в о е п е р и о д и ч е с к о е н а у ч н о е и з д а н и е УДК 669.791 Бобылева Анастасия Витальевна бакалавр, Иркутский государственный технический университет (ИрГТУ), 664074 г. Иркутск, ул. Лермонтова, 83 e-mail: Lastochc2009@yandex.ru Домрачева Валентина Андреевна профессор, доктор технических наук, Иркутский государственный технический университет e-mail: tina-domra@yandex.ru О ВОЗМОЖНОСТИ ЭФФЕКТИВНОГО ИЗВЛЕЧЕНИЯ РТУТИ ИЗ ТЕХНОГЕННОГО СЫРЬЯ УГЛЕРОДНЫМИ СОРБЕНТАМИ Bobileva Anastasiya V. bachelor, The Irkutsk state technical University, 664074, Irkutsk, Lermontov st., 83 e-mail: Lastochc2009@yandex.ru Domracheva Valentina A. professor, doctor of technical sciences, The Irkutsk state technical University e-mail: tina-domra@yandex.ru ON THE POSSIBILITY OF EFFICIENT MERCURY EXTRACTION FROM MAN-MADE MATERIALS BY CARBON SORBENTS Аннотация: Одним из методов 2извлечения металлов из сточных вод и техногенных образований, обес- печивающих полноту выделения металлов, явля- ется сорбционный метод с применением уголь- ных сорбентов. Исследования по определению оптимального значения рН проводили в статических условиях. Была определена оптимальная область рН для сорбции Hg(II) pH 3.5 – 4.5. Сорбция – процесс экзотермический, следова- тельно, с увеличением температуры емкость сорбента по отношению к металлам уменьша- ется. Кинетические исследования показали, что сорб- ционное взаимодействие в системе металлосо- держащий раствор – углеродный сорбент про- текает достаточно интенсивно. При исходной концентрации ртути 4 – 5 мг/л для ртути при увеличении температуры с 20 до 80° С время установления сорбционного равновесия умень- шается с 90 до 30 минут. Для повышения эффективности извлечения ртути из техногенного сырья проведено моди- фицирование углеродных сорбентов методом сульфирования. Применение сорбционного метода позволяет извлекать ионы тяжелых металлов из сточных вод промышленных предприятий до значений ПДК. Ключевые слова: угольные сорбенты, сорбция, извлечение, модифицированный углеродный сор- бент Abstract: One of the methods of extraction metals from waste waters and man-made structures that provide for the completeness of metals extraction is the sorption method using coal sorbents. Studies on determining optimum pH were carried out in static conditions. The optimum pH-region for the sorption of Hg(II) pH 3.5-4.5.was determined. The sorption is an exothermic process, therefore with the increase of temperature the capacity of the sorbent for metals decreases. Kinetic studies displayed that the sorption interac- tion in the metal-containing solution- carbon sorbent is actually fairly intensely. When the initial mercury concentration of 4-5 mg/l for mercury by increasing the temperature from 20 to 80 0C the time for setting sorption equilibrium is reduced from 90 to 30 minutes. For improving the efficiency of mercury extraction from man-made materials, the modification of car- bon sorbents by sulfonation process is performed. The use of sorption method permits to extract heavy metal ions from waste waters of industrial enter- prises up to MPC values. Key words: coal sorbents, sorption, extraction, modified carbon sorbent В настоящее время экологическая ситуация далека от благополучной. Около 15 процентов территории России по экологическим показателям находятся в критическом или околокритическом состоянии. Особое беспокойство вызывает экологическая обста- новка в районе деятельности горно- обогатительных предприятий Сибири, Урала и Даль- него Востока. Восточно- Сибирский регион также нельзя назвать благополучным, что связано прежде всего с загрязнением биосферы тяжелыми металлами, которые представ- ляют значительную опасность для окружающей среды и здоровья человека.
ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ № 2, 2015 г. 76С е т е в о е п е р и о д и ч е с к о е н а у ч н о е и з д а н и е Основными техногенными источниками поступления тяжелых металлов в гидро- сферу являются стоки горно-обогатительных и гидрометаллургических предприятий, машиностроительных и химических производств. Содержание тяжелых металлов, таких как ионы цинка, меди, железа, ртути, кадмия, хрома, свинца, в окружающей среде со- ставляет от 50 до 90 % общего загрязнения биосферы. Практически все отрасли промышленности, использующие ртуть и ее соедине- ния, создают проблему загрязнения биосферы высокотоксичными соединениями ртути. Проблема извлечения ртути при демеркуризации производственных растворов, текущих и складируемых шламов и грунта стоит остро на предприятиях горной, а также химиче- ской промышленности. ОАО «Рудник «Веселый» более 50 лет занимается переработкой полезных иско- паемых Синюхинского месторождения (Республика Алтай) с целью добычи золота. На протяжении десятилетий на ЗИФ в технологическом процессе использовались гравита- ционно-амальгамационный и флотационный циклы обогащения. Средний расход ртути на амальгамацию составил 4 – 5 г на тонну перерабатываемой руды. Потери ртути со- ставляли порядка 5 %. По предварительным подсчетам, объем хвостов составил 2,5 млн т, содержание ртути в них не менее 9 – 10 т. Процесс амальгамации при добыче золота в настоящее время запрещен, а ртутьсодержащие хвосты по-прежнему представляют прежде всего экологическую опасность для окружающей среды. Вместе с тем они явля- ются дополнительным источником получения ртути. Поэтому необходимо проводить утилизацию ртутьсодержащих отходов. Одним из методов извлечения металлов из сточных вод и техногенных образова- ний, обеспечивающих полноту выделения металлов, является сорбционный метод с при- менением угольных сорбентов. Основная предпосылка использования ископаемых углей в качестве сырья для получения адсорбентов – сравнительно легкое образование у них пористой развитой структуры. Из ископаемых углей можно получитькак дешевые адсор- бенты одноразового действия, так и более дорогие гранулированные активные угли с развитой системой микро- и мезопор и высокой механической прочностью. Решение задач по разработке сорбционных технологий извлечения металлов из сточных вод и техногенных образований связано прежде всего с сокращением мине- рально-сырьевых ресурсов страны и необходимостью уменьшения антропогенного воз- действия металлов на природную среду. Получение сорбентов из ископаемых углей и их исследование с целью извлечения ими тяжелых металлов проведено в научно-исследовательской лаборатории кафедры обогащения полезных ископаемых и инженерной экологии ИрГТУ. Рис.1 – Зависимость сорбции ионов ртути от рН Исследование сорбентов на основе каменных и бурых углей показало, что сорб- ционная активность сорбентов на основе бурых углей по отношению к ионам металлов значительно выше, чем сорбентов на основе каменных углей. Увеличение сорбционной емкости объясняется природой сорбентов, а именно: бурые угли более «молодые», чем 0 0,5 1 1,5 2 2,5 3 3,5 4 4,5 0 2 4 6 8 А,мг/г pH АБЗ
ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ № 2, 2015 г. 77С е т е в о е п е р и о д и ч е с к о е н а у ч н о е и з д а н и е каменные, поэтому функциональных групп на поверхности сорбента у них больше, больше и активных центров, участвующих в процессе сорбции. Значительное влияние на процесс сорбции оказывает кислотность среды. Иссле- дования по определению оптимального значения рН проводили в статических условиях. Была определена оптимальная область рН для сорбции Hg(II)pH 3.5 – 4.5 (рис.1). Проведено исследование закономерностей сорбции ионов ртути в статических условиях. При оптимальных значениях рН были получены изотермы сорбции ионов Нg(II). Концентрация ионов ртути изменялась от 4,5 до 20 мг/л. Время контакта сорбента с растворами солей составило 2 часа. Изотерма (рис. 2) характеризуется монотонным приближением адсорбции к некоторому предельному значению, соответствующему за- полненному монослою. Для изотерм мономолекулярной сорбции характерно высокое сродство извлекаемых ионов с сорбентом. Такая форма кривой является следствием не- однородности поверхности, и различные адсорбаты (возможно, комплексы между адсор- батом и адсорбентом) могут претерпевать фазовые переходы, которые четко проявля- ются на однородных поверхностях. Для мономолекулярной сорбции характерно высокое сродство извлекаемых ионов с сорбентом. Рис. 2 – Изотерма сорбции ртути сорбентом АБЗ Сорбция – процесс экзотермический, следовательно, с увеличением температуры емкость сорбента по отношению к металлам уменьшается. Результаты исследований приведены на рис. 3. Рис. 3 – Кинетические кривые сорбции ионов Нg(II) из модельного раствора при различных температурах 0 2 4 6 8 10 12 14 0 5 10 15 20 А,мг/г С, мг/л АБЗ 0 2 4 6 8 10 12 14 16 0 20 40 60 80 Емкость,мг/г t, мин Hg(II) 20 C 40 C 60 C
ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ № 2, 2015 г. 78С е т е в о е п е р и о д и ч е с к о е н а у ч н о е и з д а н и е Кинетические исследования показали, что сорбционное взаимодействие в си- стеме металлосодержащий раствор – углеродный сорбент протекает достаточно интен- сивно. При исходной концентрации ртути 4 – 5 мг/л для ртути при увеличении темпера- туры с 20 до 80 о С время установления сорбционного равновесия уменьшается с 90 до 30 минут. Для повышения эффективности извлечения ртути из техногенного сырья, прове- дено модифицирование углеродных сорбентов методом сульфирования. В результате эксперимента были определены оптимальные условия сульфирования: предварительная обработка сорбента в дихлорэтане в течение часа для предварительного набухания угольных гранул; сульфирование в течение 5 часов для увеличения количества активных групп и улучшения ионообменных свойств при температуре 70 о С; соотношение сорбент : серная кислота составляет 1 : 7. Полученные сульфированные образцы модифицированных сорбентов были ис- следованы на сорбционную активность по отношению к ионам ртути. Выявлено, что емкость модифицированных сорбентов по отношению к ионам ртути значительно выше, чем у исходных сорбентов. Применение сорбционного метода позволяет извлекать ионы тяжелых металлов из сточных вод промышленных предприятий до значений ПДК. Такой метод имеет ряд существенных преимуществ перед другими физико-химическими методами. Использо- вание углеродных сорбентов, полученных из ископаемых углей, делает угольно-сорбци- онную технологию по очистке сточных вод и извлечению из них металлов эффективной, экологичной и ресурсосберегающей. С учетом резкого сокращения добычи полезных ис- копаемых извлечение металлов из сточных вод и техногенных образований с использо- ванием углеродных сорбентов является перспективным. Литература 1. Кельцев Н.В. Основы адсорбционной техники / Н.В. Кельцев. - М.: Химия, 1984. - 592 с. 2. Домрачева В.А. Технологические и экологические аспекты переработки техно- генного сырья, содержащего тяжелые металлы / В.А. Домрачева, Е.Н. Вещева, В.В. Тру- сова // «Научные основы и современные процессы комплексной переработки труднообо- гатимого минерального сырья «Плаксинские чтения 2010»: материалы междунар. со- вещ., Казань, 13-18 сент. 2010 г. / ЦНИИгеолнеруд. - М., 2010. – С. 437 – 440. 3. Домрачева В.А. Адсорбционное извлечение ионов тяжелых металлов угле- родными сорбентами в статических условиях / В.А. Домрачева, Г. Шийрав // Цветные металлы. – 2013. – № 1 – С. 35 - 40.
ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ № 2, 2015 г. 79С е т е в о е п е р и о д и ч е с к о е н а у ч н о е и з д а н и е УДК 622.765 : 002.68 Реутов Дмитрий Сергеевич аспирант, Институт металлургии УрО РАН, 620016, г. Екатеринбург, ул. Амундсена, 101 e-mail: IIeporr@mail.ru Котельникова Алла Леонидовна кандидат геолого-минералогических наук, старший научный сотрудник, Институт Геологии и Геохимии УрО РАН, 620075, г. Екатеринбург, пер. Почтовый, 7 e-mail: kotelnikova@prm.uran.ru Халезов Борис Дмитриевич доктор технических наук, главный научный сотрудник, Институт металлургии УрО РАН e-mail: bd-chalezov@yandex.ru Кориневская Галина Геннадьевна младший научный сотрудник, Институт Минералогии УрО РАН, 456301, г. Миасс, Челябинская обл., Ильменский заповедник e-mail: galkor@yandex.ru ПОИСК ТЕХНОЛОГИИ ИЗВЛЕЧЕНИЯ ЦИНКА, МЕДИ И УТИЛИЗАЦИИ ПЕСКОВ ИЗ ТВЕРДЫХ ОТХОДОВ, ПОЛУЧЕННЫХ ПОСЛЕ ФЛОТАЦИИ МЕДЕПЛАВИЛЬ- НЫХ ШЛАКОВ Reutov Dmitry S. post-graduate student, the Institute of Metallurgy, UB RAS 620016, Yekaterinburg, Amundsen str., 101 e-mail: IIeporr@mail.ru Kotelnikova Alla L. senior researcher, candidate of geological and mineralogical sciences The Institute of Geology and Geochemistry, UB RAS 620075, Yekaterinburg, Pochtovy lane, 7 e-mail: kotelnikova@prm.uran.ru Halezov Boris D. Dr. of technical sciences, chief researcher The Institute of Metallurgy, UB RAS e-mail: bd-chalezov@yandex.ru Korinevskaya Galina G. junior researcher The Institute of Mineralogy, UB RAS 456301, Chelyabinsk Region, Miass, Ilmensky national park e-mail: galkor@yandex.ru QUEST FOR THE TECHNOLOGY OF EX- TRACTING ZINC, COPPER AND SAND UTI- LIZATION FROM SOLID WASTES OB- TAINED AFTER COPPER SMELTING SLAGS FLOTATION Аннотация: Отобраны пробы отходов вторичной перера- ботки отвальных медеплавильных шлаков. Изу- чен химический, фазовый и минералогический составы шлака. По данным рентгено-фазового анализа (РФА) практически вся медь сосредо- точена в ферритах, а цинк в ферритах, силика- тах, цинките и сфалерите. Сделана попытка разделить шлак на магнитную и немагнитную фракции методом мокрой магнитной сепарации. Проведен синтез и исследование железосодер- жащих стекол, близких по составу железистой стеклообразной фазе медеплавильных шлаков. Были проведены исследования по выщелачива- нию ферритов меди и цинка из шлака СУМЗа агитационным выщелачиванием серной, азот- ной и соляной кислотами. Наибольшее извлече- ние меди и цинка наблюдается в сравнительно слабых растворах серной кислоты. Ключевые слова: медь, цинк, утилизация, от- ходы флотации, выщелачивание, мокрая маг- нитная сепарация, серная кислота Abstract: Wastes’ samples of recycling smelting dump slag are taken. The chemical, mineralogical and phase composition of the slag is studied. According to X- ray phase analysis (XRPA) almost all of the copper is concentrated in ferrites and zinc in ferrites, sili- cates, zincite and sphalerite. An attempt was made to divide the slag into mag- netic and non-magnetic fractions by wet magnetic separation. The synthesis and research of iron glass, similar in composition to ferrous glassy phase of smelting slag is performed. Studies have been conducted on copper and zinc ferrites leaching from the SUMZ slag by agitation leaching with sulfuric, nitric and hydrochloric ac- ids. Most copper and zinc extraction is observed in comparatively weak solutions of sulfuric acid. Keywords: copper, zinc, utilization, flotation wastes, leaching, wet magnetic separation, sulfuric acid  Исследования выполнены в рамках проекта № 12-П-З5-2020 Программы № 27 фундаментальных иссле- дований Президиума РАН
ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ № 2, 2015 г. 80С е т е в о е п е р и о д и ч е с к о е н а у ч н о е и з д а н и е Отходы вторичной переработки отвальных медеплавильных шлаков «техниче- ские пески», полученные при флотации старогодних отвалов, представляют собой до- полнительный источник сырья для получения различных продуктов. Кроме того, эти тонкоизмельченные отходы оказывают негативное влияние на окружающую среду за счет эмиссии тяжелых цветных металлов. Пески отнесены к IV классу опасности в соот- ветствии с ТУ. Использование их для рекультивации нарушенных земель возможно только после извлечения тяжелых металлов. Разработка способов гидрометаллургиче- ского извлечения цветных металлов из этого сырья и утилизации получаемых твердых отходов путем введения их в биогеоценозы в качестве микроэлементной добавки позво- лит не только извлечь полезные компоненты, но и решить экологические проблемы. Гранулометрический состав «песков» следующий: (0,21 – 0,10) мм – 1,1 –4,1 %; (0,1 – 0,05) мм – 21 – 30 %; <0,05 мм - 69 – 75 %. В табл. 1 приведены данные химического анализа состава шлака (песков) СУМЗа, на котором имеется более 10 млн т этого сырья. Таблица 1 Данные химического анализа шлака, масс. % Элемент SiO2 Al2O3 Fe2O3 FeO MnO CaO MgO P2O5 Cu Zn Pb % 31,90 4,94 7,70 40,50 0,09 4,16 1,22 0,09 0,51 3,94 0,18 По данным РФА практически вся медь сосредоточена в ферритах. Цинк распре- делен в ферритах, силикатах, цинките, сфалерите. Результаты минералогического ана- лиза продуктов мокрой магнитной сепарации «технических песков» Средне-Уральского металлургического завода (СУМЗ) приведены в табл. 2. Таблица 2 Распределение минералов по фракциям, масс. % Минерал Магнитная фракция Слабомагнитная фракция Немагнитная фракция Фаялит Fe2SiO4 79,81 13,09 7,09 Магнетит Fe3O4 + ферриты цинка и меди Cu0.5Zn0.5Fe2O4 96,13 3,27 0,61 Форстерит (MgMn)SiO4 84,17 9,87 5,94 Диопсид CaZn(Si2O6) 83,63 10,57 5,82 Цинкит ZnO 77,69 8,56 13,50 Сфалерит ZnS 84,04 11,56 4,29 Основной минеральной фазой всех фракций является фаялит. Распределение фор- стерита (MgMn)SiO4, диопсида CaZn(Si2O6), сфалерита ZnS и цинкита ZnO по фракциям может свидетельствовать о том, что после дробления шлака сохраняются тонкие агре- гаты фаялита, форстерита и стекла, включающие цинк и медьсодержащие минералы. Расчеты с учетом весового выхода фракций магнитной сепарации свидетель- ствуют о том, что цинк и медь в основном сконцентрированы в магнитной фракции (табл. 3).
ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ № 2, 2015 г. 81С е т е в о е п е р и о д и ч е с к о е н а у ч н о е и з д а н и е Таблица 3 Распределение химических элементов по фракциям с учетом весового выхода, масс. % Фракция SiO2 Al2O3 MnO CaO MgO K2O Na2O P2O5 Cu Zn Pb As Feобщ Магнитная 81,78 81,60 80,49 81,59 77,84 80,43 78,10 80,26 83,89 82,08 82,58 84,30 84,61 Слабомаг- нитная 11,58 11,14 11,38 12,06 12,85 12,05 12,89 11,92 8,63 12,12 11,41 10,82 10,15 Немагнит- ная 6,65 7,26 8,12 6,36 9,31 7,53 9,01 7,82 7,48 5,80 6,01 4,89 5,24 В магнитной фракции сконцентрированы магнетит и ферриты цветных металлов (около 97 %), медь и цинк – в немагнитной фракции, вероятно, за счет куприта и цин- кита. В связи со значительным выходом магнитной фракции сепарацию следует усовер- шенствовать с целью уменьшения весового выхода магнитной фракции. Минералогическим анализом медеплавильных шлаков определено, что в состав отвальных шлаков входит до 34 % железистой стекловатой фазы, а гранулированных – до 90 %. Образование стекловатой фазы происходит при охлаждении шлака. Основная масса минералов находится в виде включений в стекле. Железистая стекловатая фаза ме- тастабильна и с течением времени кристаллизуется чаще в оливин (фаялит) или магнетит в зависимости от химического состава шлака. Состав стекла по зондовым анализам нескольких проб стекол шлака СУМЗа та- ков: кремнезем 30 – 50 %, глинозем 7 – 20 %, щелочи до 10 %, цинк 1,5 – 10 %, медь до 1 %, оксиды железа до 30 % (табл. 4) . Таблица 4 Зондовые анализы для стеклообразной фазы шлака СУМЗа (ИГГ УрО РАН) Формула Состав, масс. % Проба 1 Проба 2 Проба 3 Проба 4 Na2O 3,58 2,13 1,85 2,33 MgO ─ 0,21 0,06 0,15 Al2O3 7,49 7,56 8,53 9,22 SiO2 38,22 40,74 41,80 43,36 P2O5 0,14 0,25 0,21 0,20 SO3 4,52 1,54 2,66 2,56 K2O 1,54 1,52 1,09 1,47 CaO 4,02 5,31 13,88 13,45 MnO 0 ─ 0,05 0,04 FeO 30,02 34,93 25,56 22,42 CuO 0,1 0,09 0,12 0,66 ZnO 9,51 5,25 3,49 3,78 As2O3 1,30 0,50 0,70 0,28 Sb2O3 н.о. н.о. н.о. 0,08 Сумма 99,57 100,06 100,00 100,00 Проведен синтез модельных железосодержащих стекол, близких по составу же- лезистой стеклообразной фазе медеплавильных шлаков СУМЗа состава Na2O (СаO, К2O) – Al2O3 – SiO2 – Fe2O3 – (ZnO – CuO) с целью экспериментального изучения структурных
ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ № 2, 2015 г. 82С е т е в о е п е р и о д и ч е с к о е н а у ч н о е и з д а н и е и физико-химических свойств стеклообразной фазы медеплавильных шлаков. Синтез проводился из реактивов Na2CO3, СаO, К2CO3, Al2O3, SiO2, Fe2O3, ZnO, CuO квалифика- ции “хч”. Исходные реактивы предварительно высушивались в сушильной печи при 110о С в течение двух часов. Приготовленную исходную шихту тщательно перемешивали в ступке с C2H5OH, затем высушивали при температуре 110о С. Прокаленную смесь по- мещали в платиновый тигель и плавили в высокотемпературной печи при температуре 1580 о С до полной гомогенизации. Исследования по изучению структурных особенностей стекол данных систем проведены различными методами. Спектроскопические исследования полученных сте- кол выполнены методом спектроскопии комбинационного рассеяния света (КР спектро- скопией). Для регистрации спектров КР использовался спектрометр Horiba Jobin Yvon HR 320 Labram с микроскопом Olimpus BX41. Спектры КР исследуемых стекол содержат полосы, характерные для железосодержа- щих стекол. В низкочастотной части спектра доминирует широкая полоса в области 400 – 600 см-1 , представляющая собой суперпозицию нескольких полос. Высокочастотная часть спектра представлена полосой в области 1000 –1200 см-1 и, вероятно, связана с проявлением валентных колебаний немостиковых связей силикатных структурных единиц. Все это ука- зывает на то, что в структуре железосодержащих стекол железо играет значительную роль и может выступать как в роли катиона-сеткообразователя, так и в роли катиона-модифика- тора. Эти данные могут быть использованы для изучения процессов выщелачивания и для выявления структурной роли каждого компонента в стекловатой фазе шлака. Рентгеноструктурные исследования проводились на порошкообразных пробах сте- кол на автоматизированном дифрактометре ДРОН-2. По результатам рентгеноструктур- ного анализа в исследуемых образцах можно выделить аморфное стекло и кристалличе- ские фазы кварца синтетического, кристобалита, магнетита, а также незначительное коли- чество гематита (или алюмогематита). На образцах стекол исследуемых систем наряду с описанными выше кристаллическими фазами появляются полосы франклинита (ZnFe2O4) и купрошпинеля (CuFe2O4), которые практически слабо разрешимы от полос магнетита (FeFe2O4). Эти данные подтвердились и электронно-микроскопическим анализом (РЭММА-202M). Выполнены поисковые исследования гидрометаллургической переработки отхо- дов вторичной переработки отвальных медеплавильных шлаков СУМЗа в зависимости от концентрации и продолжительности выщелачивания (табл. 5, 6, 7). Таблица 5 Извлечение меди и цинка из шлака СУМЗ в водный раствор серной кислоты, % Концентра- ция серной кислоты, г/дм3 Извлечение Cu Извлечение Zn 3 ч рН 5 ч рН 12 ч рН 3 ч рН 5 ч рН 12 ч рН 106 2,70 2,06 ─ ─ 35,59 1,97 28,35 2,06 ─ ─ 43,2 1,97 290 52,51 0,65 60,14 0,85 64,53 0,95 67,29 0,65 76,15 0,85 77,21 0,95 697 52,35 0,55 ─ ─ 57,14 0,62 69,47 0,55 ─ ─ 81,94 0,62 1252 50,16 0,48 ─ ─ ─ ─ 54,50 0,48 ─ ─ ─ ─ 1799 55,57 -1,30 ─ ─ ─ ─ 71,45 -1,30 ─ ─ ─ ─
ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ № 2, 2015 г. 83С е т е в о е п е р и о д и ч е с к о е н а у ч н о е и з д а н и е Таблица 6 Извлечение меди и цинка из шлака СУМЗ в водный раствор азотной кислоты, % Концентрация азотной кис- лоты, г/дм3 Извлечение Cu Извлечение Zn 3 ч рН 5 ч рН 3 ч рН 5 ч рН 5 6,7 1,7 ─ ─ 11,39 1,7 ─ ─ 10 ─ ─ ─ ─ 10,34 2,1 ─ ─ 25 ─ ─ 6,29 1,85 12,38 2,01 12,52 1,85 50 8,51 1,9 12,53 1,43 17,47 1,9 24,79 1,43 Таблица 7 Извлечение меди и цинка из шлака СУМЗ в водный раствор соляной кислоты, % Концентрация соляной кис- лоты, г/дм3 Извлечение Cu Извлечение Zn 3 ч рН 3 ч рН 5 ч рН 5 12,23 2,4 3,88 2,4 ─ ─ 15 9,54 2,33 17,43 2,33 ─ ─ 25 12,50 2,17 12,24 2,17 16,74 1,97 50 40,4 2,1 22,15 2,1 15,03 1,9 По полученным данным можно судить о том, что извлечение меди и цинка в рас- твор при испытанных концентрациях в солянокислой и азотнокислой средах в несколько раз меньше, чем в сернокислой среде. Планируются эксперименты по накоплению меди и цинка за счет оборачивания маточных растворов при сернокислотном выщелачивании, а также поиск способов из- влечения металлов из растворов, пригодных для переработки экстракционными и сорб- ционными способами. Ранее исследована кинетика растворения минералов меди и цинка (ковеллина, куприта, сфалерита, цинкита, малахита, азурита) в растворах серной кислоты [3] мето- дом вращающегося диска. Невыясненным является характер растворения феррита цинка и меди, являющихся основными составляющими «песков». В связи с этим были синтезированы ферриты меди и цинка. Синтез проводился по керамической технологии. Оксиды меди и железа смешивали в стехиометрическом со- отношении CuO:Fe2O3=1:2, измельчали и обжигали в муфельной печи при температуре 1200°С в течение 4 часов. Осадок повторно измельчали и повторно обжигали в течение 5 часов. Для удаления остаточных оксидов железа и меди образец обрабатывали водным раствором соляной кислоты с концентрацией 25 масс. % и тщательной сушкой при 140°С. Феррит цинка синтезировали аналогично. Затем из синтезированных ферритов были спрессованы таблетки для проведения исследований растворения методом вращающегося диска. В качестве материала для изо- ляции диска (боковой поверхности оси и верхней поверхности диска) была использована обойма из фторопласта. Таблетки вклеивали в обойму с помощью клея Poxipol, в состав которого входят эпоксидная и меркаптановая смолы. Опыты по кинетике растворения ферритов методом вращающегося диска являются долговременными и в настоящее время продолжаются. Это позволит разработать научные основы гидрометаллургиче- ского способа извлечения цветных металлов из «песка».
ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ № 2, 2015 г. 84С е т е в о е п е р и о д и ч е с к о е н а у ч н о е и з д а н и е Выводы 1. Проведены гранулометрические, химические и минералогические исследова- ния шлака. Выполнена мокрая магнитная сепарация, которая может быть полезна при разработке метода переработки шлаков СУМЗа. 2. Синтезированы железосодержащие стекла, близкие по составу железистой стеклообразной фазе медеплавильных шлаков. Проведены рентгеноструктурные иссле- дования и исследования структурных особенностей данных стекол методом спектроско- пии комбинационного рассеяния света. Выявлено, что в структуре железосодержащих стекол железо играет значительную роль и может выступать в качестве как катиона-сет- кообразователя исследуемого стекла, так и катиона-модификатора. 3. В лабораторных условиях достигнуто достаточно высокое извлечение меди и цинка (60,14 и 81,94 %, соответственно, при сернокислотном выщелачивании). 4. Синтезированы ферриты меди и цинка для изучения кинетики выщелачивания. Литература 1. КотельниковаА.Л.Оповедениицинкавтехногенныхсистемах /А.Л.Котельникова, В.Ф. Рябинин, Б.Д. Халезов. // Труды ИГГ УрО РАН. - 2012. - Вып. 160. - С. 104 - 106. 2. Проблемы экологически безопасного использования и утилизации отходов меде- плавильного производства / А.Л. Котельникова и др. // Твердые полезные ископаемые: техно- логические и экологические проблемы отработки природных и техногенных месторождений: сб. докл. I Науч.-техн. конф. с междунар. участием. - Екатеринбург, 2013. - С. 88 - 92. 3. Халезов Б.Д. Кучное выщелачивание медных и медно-цинковых руд / Б.Д. Хале- зов. - Екатеринбург: РИО УрО РАН, 2013. – 332 с. 4. Исследование и изыскание технологии извлечения цинка, меди и утилизации песков из твердых отходов, полученных после флотации медеплавильных шлаков / Д.С. Реутов и др. // Современные проблемы экологии: сб. докл. IX Междунар. науч.-техн. конф. - Тула, 2013. – С. 49 – 53.

More Related Content

PDF
Проблемы недропользования. 2015. Выпуск 3 (6).
byigdweb
 
PDF
Проблемы недропользования. 2015. Выпуск 4 (7).
byigdweb
 
PDF
Проблемы недропользования. 2015. Выпуск 1 (4)
byigdweb
 
PDF
Проблемы недропользования. 2016. Выпуск 1 (8).
byigdweb
 
PDF
Проблемы недропользования. 2016. Выпуск 3 (10).
byigdweb
 
PDF
Проблемы недропользования. 2016. Выпуск 2 (9).
byigdweb
 
PDF
Проблемы недропользования. 2016. Выпуск 4 (11).
byigdweb
 
PDF
Проблемы недропользования. 2014. Выпуск 1.
byigdweb
 
Проблемы недропользования. 2015. Выпуск 3 (6).
byigdweb
 
Проблемы недропользования. 2015. Выпуск 4 (7).
byigdweb
 
Проблемы недропользования. 2015. Выпуск 1 (4)
byigdweb
 
Проблемы недропользования. 2016. Выпуск 1 (8).
byigdweb
 
Проблемы недропользования. 2016. Выпуск 3 (10).
byigdweb
 
Проблемы недропользования. 2016. Выпуск 2 (9).
byigdweb
 
Проблемы недропользования. 2016. Выпуск 4 (11).
byigdweb
 
Проблемы недропользования. 2014. Выпуск 1.
byigdweb
 

What's hot

PDF
Проблемы недропользования. 2015. Выпуск 1 (4).
bymikhail-66
 
PDF
Проблемы недропользования. 2017. Выпуск 2 (13).
byigdweb
 
PDF
Проблемы недропользования. 2014. Выпуск 3.
byigdweb
 
PDF
Проблемы недропользования. 2017. Выпуск 1 (12).
byigdweb
 
PDF
план мероприятий по 150 летию вернадского 13.02.06-150-вернадский
byEcolife Journal
 
PDF
The scientific heritage No 81 (81) (2021) Vol 3
byThe scientific heritage
 
PDF
Mir 10
byedinayass
 
PPTX
содействие в трудоустройстве
byAlexander Krinitski
 
PDF
Атлас Пермского края
byАнтон Толмачев
 
PDF
The scientific heritage No 80 (80) (2021) Vol 2
byThe scientific heritage
 
PPT
27.06.2014 отчет ифпр за 1 полугодие
byYermek Toktarov
 
PDF
The scientific heritage No 69 (69) (2021) Vol 2
byThe scientific heritage
 
PDF
The scientific heritage No 81 (81) (2021) Vol 1
byThe scientific heritage
 
PDF
The scientific heritage No 80 (80) (2021) Vol 1
byThe scientific heritage
 
PDF
Вестник СКГМИ № 2-3 от 28 марта 2013 г.
byvestnik-skgmi
 
PPT
Менеджмент качества образования
bylibuspu
 
PDF
Mir 3
byedinayass
 
PPTX
план работы института 17.03.2017
byiphkz
 
PPT
Отчет ИФПР за 1 полугодие 2016 года
byYermek Toktarov
 
PDF
kazahstan_v_globalnyh_processah_1_2016
byPeter Enders
 
Проблемы недропользования. 2015. Выпуск 1 (4).
bymikhail-66
 
Проблемы недропользования. 2017. Выпуск 2 (13).
byigdweb
 
Проблемы недропользования. 2014. Выпуск 3.
byigdweb
 
Проблемы недропользования. 2017. Выпуск 1 (12).
byigdweb
 
план мероприятий по 150 летию вернадского 13.02.06-150-вернадский
byEcolife Journal
 
The scientific heritage No 81 (81) (2021) Vol 3
byThe scientific heritage
 
Mir 10
byedinayass
 
содействие в трудоустройстве
byAlexander Krinitski
 
Атлас Пермского края
byАнтон Толмачев
 
The scientific heritage No 80 (80) (2021) Vol 2
byThe scientific heritage
 
27.06.2014 отчет ифпр за 1 полугодие
byYermek Toktarov
 
The scientific heritage No 69 (69) (2021) Vol 2
byThe scientific heritage
 
The scientific heritage No 81 (81) (2021) Vol 1
byThe scientific heritage
 
The scientific heritage No 80 (80) (2021) Vol 1
byThe scientific heritage
 
Вестник СКГМИ № 2-3 от 28 марта 2013 г.
byvestnik-skgmi
 
Менеджмент качества образования
bylibuspu
 
Mir 3
byedinayass
 
план работы института 17.03.2017
byiphkz
 
Отчет ИФПР за 1 полугодие 2016 года
byYermek Toktarov
 
kazahstan_v_globalnyh_processah_1_2016
byPeter Enders
 

Similar to Проблемы недропользования. 2015. Выпуск 2 (5).

PDF
Проблемы недропользования. 2014. Выпуск 2.
byigdweb
 
PDF
конспект лекцій по виробнич. процесам. для ауп
byКафедра «Разработка месторождений полезных ископаемых»
 
DOC
нпг лекция 1
byssates
 
PDF
POLISH-JOURNAL-OF-SCIENCE-№16-2019-VOL.-2
byPOLISH JOURNAL OF SCIENCE
 
PDF
«Северная широта» корпоративная газета для сотрудников
byАКМР Corpmedia.ru
 
PDF
Khasanov vakulenko mon_2012_12_18_версия_3
by4smpir
 
Проблемы недропользования. 2014. Выпуск 2.
byigdweb
 
конспект лекцій по виробнич. процесам. для ауп
byКафедра «Разработка месторождений полезных ископаемых»
 
нпг лекция 1
byssates
 
POLISH-JOURNAL-OF-SCIENCE-№16-2019-VOL.-2
byPOLISH JOURNAL OF SCIENCE
 
«Северная широта» корпоративная газета для сотрудников
byАКМР Corpmedia.ru
 
Khasanov vakulenko mon_2012_12_18_версия_3
by4smpir
 

Проблемы недропользования. 2015. Выпуск 2 (5).

  • 1.
    Сетевое периодическое научноеиздание ISSN 2313-1586 Выпуск 2 Екатеринбург 2015 16+
  • 2.
    Сетевое периодическое научноеиздание ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ Учредитель – Федеральное государственное бюджетное учреждение науки Институт горного дела Уральского отделения РАН № государственной регистрации Эл № ФС77-56413 от 11.12.2013 Выходит 4 раза в год только в электронном виде РЕДАКЦИОННАЯ КОЛЛЕГИЯ: С.В. Корнилков, д.т.н., проф., директор ИГД УрО РАН, г. Екатеринбург - главный редактор Г.Г. Саканцев, д.т.н., с.н.с., ИГД УрО РАН, г. Екатеринбург – зам. главного редактора Члены редакционной коллегии: Н.Ю. Антонинова, к.т.н., заведующая лабораторией ИГД УрО РАН, г. Екатеринбург А.А. Барях, д.т.н., проф., директор ГИ УрО РАН, г. Пермь Н.Г. Валиев, д.т.н., проф., проректор по науке УГГУ, г. Екатеринбург С.Д. Викторов, д.т.н., проф., заместитель директора ИПКОН РАН, г. Москва С.Е. Гавришев, д.т.н., проф., директор ИГД и Т, МГТУ, г. Магнитогорск А.В. Глебов, к.т.н., заместитель директора ИГД УрО РАН, г. Екатеринбург С.Н. Жариков, к.т.н., с.н.с., ИГД УрО РАН, г. Екатеринбург А.Г. Журавлев, к.т.н., с.н.с., ИГД УрО РАН, г. Екатеринбург В.С. Коваленко, д.т.н., проф., заведующий кафедрой МГГУ, г. Москва В.А. Коротеев, д.т.н., проф., академик, советник РАН ИГГ УрО РАН, г. Екатеринбург М.В. Курленя, д.т.н., проф., академик, директор ИГД СО РАН, г. Новосибирск С.В. Лукичев, д.т.н., проф., заместитель директора ГоИ КНЦ РАН, г. Апатиты В.В. Мельник, к.т.н., заведующий лабораторией ИГД УрО РАН, г. Екатеринбург И.Ю. Рассказов, д.т.н., директор ИГД ДВО РАН, г. Хабаровск И.В. Соколов, д.т.н., заведующий лабораторией ИГД УрО РАН, г. Екатеринбург С.М. Ткач, д.т.н., директор ИГДС СО РАН, г. Якутск С.И. Фомин, д.т.н., проф. кафедры, НМСУ «Горный», г. Санкт-Петербург А.В. Яковлев, к.т.н., заведующий лабораторией ИГД УрО РАН, г. Екатеринбург В.Л. Яковлев, д.т.н., проф., чл.-корр., советник РАН, ИГД УрО РАН, г. Екатеринбург Издатель: Федеральное государственное бюджетное учреждение науки Институт горного дела Уральского отделения РАН Все статьи проходят обязательное рецензирование Адрес редакции: 620075, г. Екатеринбург, ул. Мамина-Сибиряка, д. 58, тел. (343)350-35-62 Сайт издания: trud.igduran.ru Выпускающий редактор: О.В. Падучева Редактор: О.А. Истомина, Н.У. Макарова Компьютерный набор и верстка: Т.Н. Инякина, Я.В. Неугодникова, Т.Г. Петрова 16+
  • 3.
    ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №2, 2015 г. 3С е т е в о е п е р и о д и ч е с к о е н а у ч н о е и з д а н и е Содержание МЕТОДОЛОГИЯ ОСВОЕНИЯ НЕДР Яковлев В. Л. О развитии методологических подходов к исследованию проблем освоения недр …………………………………………………………………………………….. 5 ГЕОМЕХАНИЧЕСКИЕ ИССЛЕДОВАНИЯ Рахимов З. Р., Моисеев В. А. Математическая модель оценки устойчивости нагруженного откоса слабых глинистых пород ……………………………………………….. 11 Харисов Т. Ф., Замятин А. Л., Ведерников А. С. Особенности ликвидации ствола шахты им. С.М.Кирова Турьинского медного рудника ……………...……………….. 19 РУДНИЧНАЯ АЭРОГАЗОДИНАМИКА Зайцев А. В., Клюкин Ю. А. Ресурсосберегающие решения в системах кондиционирования рудничного воздуха………………………………………………………. 26 Макаров Н. В., Кабелев Д. В. Вентиляторы местного проветривания повышенной производительности . Особенности использования вихревых камер в аэродинамически активных профилях турбомашин ….……………………………………………………………. 32 РАЗРУШЕНИЕ ГОРНЫХ ПОРОД Реготунов А. С., Антонов В. А. Регрессионное моделирование экспериментального разрушения кристаллических горных пород ударом ………………………………………... 37 Жабко А. В. Критерий разрушения твердых тел ……………………………………………… 46 МЕХАНИЗАЦИЯ ОТКРЫТЫХ ГОРНЫХ РАБОТ Журавлев А. Г., Скороходов А. В. К вопросу обоснования производительности экскаваторно-автомобильных комплексов методом компьютерного моделирования ……… 53 ПОДЗЕМНАЯ ГЕОТЕХНОЛОГИЯ Громов Е. В. Разработка способов вскрытия глубокозалегающих рудных месторождений с применением современных типов конвейерного транспорта ……………………………….. 62 ОБОГАЩЕНИЕ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ Бобылева А. В., Домрачева В. А. О возможности эффективного извлечения ртути из техногенного сырья углеродными сорбентами ………………………………………………... 75 Реутов Д. С., Котельникова А. Л., Халезов Б. Д., Кориневская Г. Г. Поиск технологии извлечения цинка, меди и утилизации песков из твердых отходов, полученных после флотации медеплавильных шлаков …………………………………………………………….. 79
  • 4.
    ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №2, 2015 г. С е т е в о е п е р и о д и ч е с к о е н а у ч н о е и з д а н и е МЕТОДОЛОГИЯ ОСВОЕНИЯ НЕДР
  • 5.
    ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №2, 2015 г. 5С е т е в о е п е р и о д и ч е с к о е н а у ч н о е и з д а н и е УДК 622.014.3 : 553.042 : 001.891.5 Яковлев Виктор Леонтьевич член-корр. РАН, доктор технических наук, профессор, Институт горного дела УрО РАН 620075, Екатеринбург, ул. Мамина-Сибиряка, 58 e-mail: yakolev@igduran.ru О РАЗВИТИИ МЕТОДОЛОГИЧЕСКИХ ПОДХОДОВ К ИССЛЕДОВАНИЮ ПРОБЛЕМ ОСВОЕНИЯ НЕДР Yakovlev Victor L. The RAS corresponding member, Doctor of technical sciences, professor, The Institute of Mining, UB RAS, 620219, Yekaterinburg, Mamin-Sibiryak st., 58 e-mail: yakolev@igduran.ru ON THE PROGRESS OF METHDOLOGICAL APPROACHES TO STUDYING THE PROBLEMS OF MINERAL RESOURCES MANAGEMENT Аннотация: Выделены шесть этапов развития технологий и методологии освоения недр России и стран СНГ начиная с 1945 г. по современный период, характеризующиеся особенностями условий развития и соответствующих им основным направлениям научных исследований. Современ- ный этап развития горного дела характеризу- ется необходимостью создания технологий и техники для вскрытия и отработки глубоких горизонтов действующих горных предприятий и освоения новых месторождений, в том числе в Северных регионах страны. Одним из важнейших направлений в эволюции решений проблем освоения недр является иссле- дование переходных процессов и учет законо- мерностей их развития при разработке иннова- ционных технологий оценки, добычи и рудопод- готовки минерального сырья. Ключевые слова: особенности этапов развития горного дела, инновационные технологии, пере- ходные процессы Abstract: Six stages of technologies progress and methodol- ogy of Russia and CIS countries mineral resources mining beginning from 1945 up to the present pe- riod are marked out. They are characterized by the features of conditions development and scientific researches’ basic directions corresponding to them. The present stage of mining art is characterized by the necessity of laying technologies and technique for running mining plants’ deep levels development and mining as well as for new deposits mining, the country’s northern regions including. One of the major directions in evolution of solving the problems of mineral resources mining is the in- vestigation of transient processes and the account of their development regularities by working out in- novational technologies of estimation, mining and mineral raw material ore concentration. Key words: the features of mining art progress stages, innovational technologies, transient pro- cesses. История горного дела насчитывает многие сотни, если не тысячи лет, но в совре- менном представлении этапы развития технологий и методологии освоения недр целе- сообразно рассматривать, начиная с послевоенных лет (c 1945 г.). В таблице приведен последовательный ряд таких этапов, характеризующихся со- циально-экономическими условиями развития горнодобывающих отраслей промышлен- ности, и основных направлений научных исследований, которые были наиболее акту- альны и соответствовали целям разработки научных основ проектирования, строитель- ства и эксплуатации шахт, рудников и карьеров, горно-обогатительных комбинатов. В период 1945 – 1960 гг. были разработаны методы определения производитель- ности рудников [1], основы теории проектирования угольных шахт [2], вскрытия и си- стем открытой разработки месторождений полезных ископаемых [3, 4]. Уже тогда реша- лись вопросы разработки железных руд сложного состава [5], что послужило в дальней- шем основой развития важного направления – селективной разработки и усреднения руд [19]. И, хотя глубина карьеров была еще незначительной по современным представле- ниям, вопросы устойчивости бортов карьеров послужили темой докторской диссертации [6], а в дальнейшем проблема устойчивости бортов глубоких карьеров вошла в разряд наиболее актуальных.
  • 6.
    ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №2, 2015 г. 6С е т е в о е п е р и о д и ч е с к о е н а у ч н о е и з д а н и е 1960 – 1975 гг. характеризуются интенсивным, приоритетным развитием откры- тых горных разработок. С ростом глубины карьеров в число важнейших вошла проблема транспорта, в том числе вопросы развития открытых горных разработок с автомобильным транспор- том [7] и основы поточной технологии открытой разработки месторождений [8]. Свое- временной явилась публикация «Глубокие карьеры» [9], в которой впервые было дано обоснование понятия «глубокий карьер», которое в дальнейшем развивалось и другими авторами публикаций [17, 22, 32]. Этапы развития технологий и методологии освоения недр России и стран СНГ Годы Особенности этапов развития горного дела Основные направления научных исследований 1945 – 1960 гг. Послевоенный период восстанов- ления и развития народного хозяй- ства Научные основы проектирования и строительства комплексно-механизи- рованных предприятий 1960 – 1975 гг. Интенсивное развитие открытых горных разработок, строительство крупных горно-обогатительных комбинатов для обеспечения сы- рьем заводов черной и цветной ме- таллургии, строительство уголь- ных разрезов большой мощности Научное обоснование приоритетного развития открытых разработок; зарож- дение методов экономико-математи- ческого моделирования, ЭВМ для пла- нирования и управления производ- ством на карьерах 1975 – 1987 гг. На основе анализа опыта эксплуа- тации ГОКов установлено отстава- ние фактических объемов добычи и вскрыши от проектных Необходимость новых подходов к ис- следованию, проектированию и пла- нированию горных работ, схем вскры- тия, систем разработки; формирова- нию транспортных систем карьеров с учетом роста их глубины 1987 – 1996 гг. Изменение социально-экономиче- ских условий. Переход от плано- вой экономики к рыночной. Резкое снижение объемов добычных и вскрышных работ Необходимость разработки принципи- ально новых подходов к исследова- нию и решению проблем горного про- изводства 1997 – 2010 гг. Восстановление объемов добычи полезных ископаемых на действу- ющих ГОКах. Дефицит рудного сырья на Урале и необходимость завоза товарной руды на металлур- гические предприятия из других регионов Новый этап в развитии горных наук: «Освоение и сохранение недр». Клас- сификация горных наук 2010 – совре- менный пе- риод Освоение глубоких горизонтов на действующих горных предприя- тиях и новых месторождениях, в том числе в северных регионах УрФО и ДФО Программно-целевые методы иссле- дований на основе принципов систем- ности, комплексности, междисципли- нарности и инновационной направ- ленности К началу 60-х годов относится зарождение методов экономико-математического моделирования и ЭВМ; персональных компьютеров еще в России не было, а в Свердлов- ске, в частности в СОМИ им. Стеклова, задачи решались на БЭСМ-6 с использованием перфокарт. В Москве центром развития этого нового направления постановки и решения задач горных наук был Горный институт (имевший несколько лет название МИРГЭМ),
  • 7.
    ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №2, 2015 г. 7С е т е в о е п е р и о д и ч е с к о е н а у ч н о е и з д а н и е ИГД им. А.А. Скочинского, а в Свердловске – СГИ и ИГД УФАН СССР (с 1965 г. до 1994 г. – ИГД МЧМ СССР). В эти годы с использованием методов линейного програм- мирования и ЭЦВМ были рассмотрены вопросы планирования горнотранспортных ра- бот на карьерах [10, 11], проектирования, планирования и управления производством на карьерах посредством ЭВМ [12, 14]. Важным вкладом в теорию и практику открытых горных разработок явились ра- боты [13, 15, 16, 18]. К середине 70-х годов на большинстве глубоких карьеров железорудных горно- обогатительных комбинатов наметилось и возрастало отставание фактических объемов добычных и особенно вскрышных работ от проектных, возникли сложности со вскры- тием глубоких горизонтов. Предстояло выяснить причины этих явлений; их оказалось в основном две: несовершенство методов проектирования и отставание в развитии транс- портных систем карьеров от необходимых темпов понижения горных работ с ростом глубины карьеров. Решению этих проблем были посвящены работы [17, 22]. С началом перестройки в стране и последующим изменением социально-эконо- мических условий, с переходом от плановой экономики к рыночной перед горной наукой и горным производством встали новые задачи, и, хотя публикации этого периода еще предлагали решение проблем открытых и подземных разработок [20, 21, 23], необходи- мым был новый методологический подход к решению проблемы освоения недр. Новый этап развития горных наук, в том числе в методологии выполнения иссле- дований, связан с изданием коллективной монографии «Освоение и сохранение недр Земли» [24], о значении которой вице-президент Российской академии наук академик Н.П. Лавёров сказал: «Выход в свет такой книги – событие знаменательное. В отличие от нее известные работы по этой проблематике не выходили за рамки сложившихся и остававшихся неизменными до сего времени воззрений на горные науки, которые брали начало из традиционных отношений между науками и доминировавшей над ними горной промышленностью. Важно отметить, что данный труд – это результат научной деятель- ности многочисленного коллектива, в котором авторы представляют различные отрасли горных знаний. Создание этой значительной, глубокой по содержанию книги является свидетельством принятия новой идеологии и методологии горных наук». Одной из глав- ных заслуг этой монографии явилось обоснование новой классификации горных наук, в которой выделено шесть групп, в каждой из которых представлены не только названия входящих в них научных дисциплин, но и объекты и методы изучения и исследования практически всех целей и задач горного производства, а также перспектив их развития в освоении недр Земли. Новые подходы к оценке состояния, проблем и перспектив развития горнодобы- вающих отраслей промышленности России и стран СНГ [25], методологические аспекты стратегии освоения минеральных ресурсов [26], геотехнологическая оценка минерально- сырьевой базы России [27], проблемы комплексного освоения месторождений [28] яви- лись дальнейшим развитием методологических основ в публикациях этого периода. Современный этап развития горного дела характеризуется необходимостью со- здания технологий и техники для вскрытия и отработки глубоких горизонтов, действую- щих горных предприятий и освоения новых месторождений, в том числе в северных ре- гионах страны. Основным направлением развития горных наук является применение программно-целевых методов исследований на основе принципов системности, ком- плексности, междисциплинарности и инновационной направленности [33 – 35]. При этом основная тематика публикаций связана с обоснованием технологий комплексного освоения месторождений [28]; с учетом особенностей формирования горнопромышлен- ных комплексов Дальневосточного и Уральского регионов [29], новых подходов к обес- печению устойчивого развития горного производства [30]; научным обоснованием и раз- работкой новых методов эффективного и экологически безопасного освоения природ- ных и техногенных месторождений Урала [31].
  • 8.
    ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №2, 2015 г. 8С е т е в о е п е р и о д и ч е с к о е н а у ч н о е и з д а н и е В число актуальных направлений дальнейших исследований проблем освоения недр входит исследование переходных процессов и учет закономерностей их развития при разработке инновационных технологий оценки, добычи и рудоподготовки минераль- ного сырья. Литература 1. Агошков М.И. Определение производительности рудника / М.И. Агошков. - М.: Металлургиздат, 1948. - 272 с. 2. Шевяков Л.Д. Основы теории проектирования угольных шахт / Л. Д. Шевя- ков. - М.-Л.: Углетехиздат, 1950. - 324 с. 3. Шешко Е.Ф. Вскрытие и системы открытой разработки месторождений по- лезных ископаемых: автореф. дис. … докт. техн. наук / Е. Ф. Шешко; ИГД АН СССР. - М., 1950. - 29 с. 4. Шешко Е. Ф. Основы теории вскрытия карьерных полей / Е.Ф. Шешко. - М.- Л.: Углетехиздат, 1953. - 216 с. 5. Зурков П. Э. Основные вопросы открытой разработки железных руд сложного состава: автореф. … докт. техн. наук / П. Э. Зурков; ИГД АН СССР. - М., 1958. - 43 с. 6. Попов С.И. Устойчивость бортов рудных карьеров: автореф. дис. … докт. техн. наук / С.И. Попов; МГИ. - М., 1960. - 46 с. 7. Васильев М. В. Научные основы проектирования и эксплуатации автомобиль- ного транспорта на открытых горных разработках / М.В. Васильев // Труды ИГД УФАН СССР. – Вып.1. - Свердловск, 1962. – 332 с. 8. Мельников Н.В. Основы поточной технологии открытой разработки место- рождений / Н.В. Мельников, К.Е. Виницкий, М.Г. Потапов. - М.: Изд - во АН СССР, 1962. - 175 с. 9. Новожилов М.Г. Глубокие карьеры / М.Г. Новожилов, В.Г. Селянин, А.Е. Троп. - М.: Госгортехиздат, 1962. - 276 с. 10. Васильев М.В. Применение методов линейного программирования и элек- тронных вычислительных машин при исследовании и планировании работы карьерного транспорта / М.В. Васильев, В.Л. Яковлев, Б.В. Яковенко // Труды ИГД Госметаллургко- митета. – Вып. 9. – Свердловск, 1964. – С. 153 - 165. 11. Яковлев В.Л. Оптимальное планирование горнотранспортных работ Баже- новских асбестовых карьеров с помощью ЭЦВМ / В.Л. Яковлев, Г.Ф. Корнилова // Про- мышленность нерудных и неметаллорудных материалов / ЦНИИТЭстром. – 1965. – Вып.5. 12. Проектирование, планирование и управление производством на карьерах по- средством ЭВМ / ред. В.В. Ржевский. - М., 1966. - 238 с. 13. Хохряков В.С. Исследование этапов развития и экономичности открытых горных работ в глубоких карьерах: автореф. дис. … докт. техн. наук / В. С. Хохряков; МИРГЭМ. - М., 1968. - 32 с. 14. Научные основы проектирования карьеров / ред. В.В. Ржевский. - М.: Недра, 1971. - 598 с. 15. Мельников Н.В. Теория и практика открытых горных разработок / Н.В. Мель- ников. – М.: Недра, 1973. 16. Мельников Н.Н. Метод выбора параметров драглайнов и технология их но- вого применения на открытых разработках: автореф. дис. … докт. техн. наук / Н.Н. Мель- ников; ИГД им. А.А. Скочинского. - М., 1974. - 38 с. 17. Яковлев В.Л. Теоретические основы выбора транспорта рудных карьеров: дис. … докт. техн. наук / В.Л. Яковлев; ИГД МЧМ СССР. - Свердловск, 1978. - 421 с. 18. Арсентьев А.И. Законы формирования рабочей зоны карьера: учеб. пособ. / А. И. Арсентьев; Ленинградский горный институт им. Г. В. Плеханова. - Л., 1986. - 52 с.
  • 9.
    ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №2, 2015 г. 9С е т е в о е п е р и о д и ч е с к о е н а у ч н о е и з д а н и е 19. Бастан П. П. Теория и практика усреднения руд / П.П. Бастан, Е.И. Азбель, Е.И. Ключкин. - М.: Недра, 1979. - 255 с. 20. Каплунов Д. Р. Особенности проектирования подземных рудников в системе комплексного освоения месторождений / Д.Р. Каплунов, Б.В. Болотов. - М.: ИПКОН, 1988. - 178 с. 21. Комплексное освоение минерально-сырьевых ресурсов: сб. ст. / ред. К.Н.Тру- бецкой. - М.: ИПКОН, 1989. - 207 с. 22. Яковлев В.Л. Теория и практика выбора транспорта глубоких карьеров / В.Л. Яковлев. - Новосибирск: Наука СО, 1989. – 240 с. 23. Закономерности развития горного дела / С.А. Батугин, В.Л. Яковлев. – Якутск: ЯНЦ СО РАН, 1992. – 116 с. 24. Горные науки. Освоение и сохранение недр Земли / К.Н. Трубецкой и др. – М.: Изд-во Академии горных наук, 1997. – 478 с. 25. Яковлев В.Л. Состояние, проблемы и перспективы развития горнодобываю- щей промышленности России и стран СНГ / Проблемы геотехнологии и недроведения (Мельниковские чтения): доклады междунар. конф., 6 - 10 июля 1998 г. – Екатеринбург: УрО РАН, 1998. – Т. 4. – С. 3 - 36. 26. Яковлев В.Л. Методологические аспекты стратегии освоения минеральных ресурсов / В.Л. Яковлев, А.В. Гальянов. - Екатеринбург: ИГД УрО РАН, 2001. - 152 с. 27. Геотехнологическая оценка минерально-сырьевой базы России / под ред. К.Н. Трубецкого, В.А. Чантурия, Д.Р. Каплунова. – М., 2008. – 464 с. 28. Комплексное освоение месторождений / К.Н. Трубецкой и др.– М.: Наука, 2010. – 437 с. 29. Особенности формирования горнопромышленных комплексов Дальнево- сточного и Уральского регионов / С.В. Корнилков и др. // Изв. вузов. Горный журнал. - 2012. - № 6. – С. 4 - 11. 30. Трубецкой К.Н. О новых подходах к обеспечению устойчивого развития гор- ного производства // К.Н. Трубецкой, С.В. Корнилков, В.Л. Яковлев / Горный журнал. - 2012. - № 1. – С. 15 - 19. 31. Яковлев В. Л. Научное обоснование и разработка новых методов эффектив- ного и экологически безопасного освоения природных и техногенных месторождений Урала / В.Л. Яковлев, С. В. Корнилков и др. // Проблемы минерагении России / ред. Д.В. Рундквист, Н.С. Бортников, Ю.Г. Сафонов; РАН Отд. наук о Земле. Гл. 2.2.3. - М.: Изд- во ГЦ РАН, 2012. - C. 471 - 486. 32. Мельников Н.Н. Глубокие карьеры / Н.Н. Мельников // Сб. докл. Всероссий- ской научно-техн. конф. с междунар. участием 18 - 22 июня 2012 г. – Апатиты; СПб, 2012. – С. 13 - 18. 33. Яковлев В.Л. Методологические особенности освоения недр на современном этапе / В.Л. Яковлев, С.В. Корнилков // Вестник УрО РАН. - 2013. – С. 11 – 18. 34. Яковлев В.Л. Исторический опыт развития научных идей и методологических подходов к обоснованию технологий, параметров горных работ / В.Л. Яковлев // Про- блемы недропользования. - 2014. - № 3. - C. 15 - 26. 35. Корнилков С.В. Концептуальные вопросы изучения техногенных минераль- ных объектов и прогноз их формирования и комплексного освоения / С.В. Корнилков, В.А. Коротеев, В.Л. Яковлев // Фундаментальные исследования и прикладные разра- ботки процессов переработки и утилизации техногенных образований. Техноген - 2014: труды Конгресса с междунар. участием и элементами школы молодых ученых: сб. докл. / РАН, Правительство Свердловской обл., УГМК, ИМЕТ УрО РАН. - Екатеринбург: Уральский рабочий, 2014. - C. 27 - 35.
  • 10.
    ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №1,2015 г. С е т е в о е п е р и о д и ч е с к о е н а у ч н о е и з д а н и е ГЕОМЕХАНИЧЕСКИЕ ИССЛЕДОВАНИЯ
  • 11.
    ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №2, 2015 г. 11С е т е в о е п е р и о д и ч е с к о е н а у ч н о е и з д а н и е УДК [ 622.271.332 : 624.131.537] : 519.86 Рахимов Зуфар Рафисович, кандидат технических наук, доцент кафедры, Республиканское государственное предприятие «Рудненский индустриальный институт» 111500, Республика Казахстан, Костанайская область, г. Рудный, ул. 50 лет Октября, 38 e-mail: rakhimov.zufar@mail.ru Моисеев Виктор Александрович, старший преподаватель, Республиканское государственное предприятие «Рудненский индустриальный институт» e-mail: v-mo@mail.ru МАТЕМАТИЧЕСКАЯ МОДЕЛЬ ОЦЕНКИ УСТОЙЧИВОСТИ НАГРУЖЕННОГО ОТКОСА СЛАБЫХ ГЛИНИСТЫХ ПОРОД Rakhimov Zufar R. candidate of technical sciences, (PhD), assistant professor Republican state enterprise «The Rudnensky industrial institute». 111500, Kazakhstan republic, Kostanajsky area, Rudny, October 50 years st., 38 e-mail: rakhimov.zufar@mail.ru Moiseev Victor A. the senior teacher, the competitor for a scientific degree of a candidate of technical sciences the Republican state enterprise «Rudnensky industrial institute» e-mail: rakhimov.zufar@mail.ru THE MATHEMATICAL MODEL OF ESTI- MATION STABILITY OF A LOADED SLOPE IN WEAK CLAY ROCKS Аннотация: В исследовании осуществлена разработка ма- тематической модели упрощенного (инженер- ного) способа оценки устойчивости карьерных откосов, сложенных слабыми пластичными по- родами. Приведен анализ влияния угла откоса уступа и высоты уступа на его несущую способ- ность Ключевые слова: устойчивость, откос, несущая способность Abstract: Mathematical model development of a simplified (engineering) mode of estimation open pit slopes stability composed of weak plastic rocks is per- formed. The analysis of both bench slope angle and bench height influence on its carrying capacity is cited Keywords: stability, a slope, carrying capacity В связи с тем что метод конечных элементов до сих пор является в большей сте- пени исследовательским инструментом анализа устойчивости откосов, возникает необ- ходимость в разработке упрощенного способа для его повседневного использования гор- ными инженерами на практике. На рис. 1 представлен схематичный разрез деформированного участка уступа раз- резной траншеи карьера № 6 Восточно-Аятского месторождения бокситов по линии А– А, построенный по результатам маркшейдерской съемки. Оползень произошел в резуль- тате того, что объем призмы активного давления оползневого тела возрос за счет пород внешнего отвала, складированных в 45÷50 м от верхней бровки откоса, преодолел со- противление призмы упора, и уступ сдвинулся в сторону выработанного пространства на 12÷15 м. На основе полученных представлений о деформационных процессах [1], проис- ходящих в нагруженных откосах, сложенных пластичными слабыми глинистыми поро- дами, а также опираясь на метод векторного сложения сил (метод многоугольника сил) [2, 4], предлагается следующая расчетная схема для исследуемого случая (рис. 2). Де- формирующийся объем нагруженного откоса разбивается для простоты на две взаимо-  Исследования выполнены в рамках грантового финансирования Министерства образования и науки Республики Казахстан по теме 0360/ГФ3(2013 – 2015 гг.)
  • 12.
    ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №2, 2015 г. 12С е т е в о е п е р и о д и ч е с к о е н а у ч н о е и з д а н и е действующие друг с другом призмы: упора FECBD и активного давления ABC. Указан- ная механическая система будет находиться в состоянии предельного равновесия, если межблочные реакции, при изолированной оценке устойчивости каждой призмы будут равны [2]. Межблочные реакции характеризуют воздействие тангенциальных составля- ющих вертикальных нагрузок в зависимости от веса рассматриваемых блоков и являются основными сдвигающими силами призмы активного давления [2, 4]. Рис. 1 – Оползень уступа разрезной траншеи: 1 – направление деформирования откоса; 2 – просадка пород отвала; 3 – зона деформирования откоса; 4 – перемятие пород на торцах зоны оползня; 5 – внешний отвал; 6, 7 – призма упора и активного давления, соответственно; 8 – слабый слой На расчетные блоки схемы, представленной на рис. 2, действуют следующие силы: ΔP, P1, P2 – вес пород внешнего отвала, призмы упора и активного давления, соот- ветственно; соlо, cmaxl1, cоl2, cоl3 – силы сцепления вдоль участков скольжения lо, l1, l2 и l3, соответственно. Действие сил приводит к появлению реакций опор: R1, R3 – противодей- ствия массива оседанию призм упора и активного давления, соответственно; R2 ’ , R2 – межблочного взаимодействия.
  • 13.
    ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №2, 2015 г. 13С е т е в о е п е р и о д и ч е с к о е н а у ч н о е и з д а н и е В процессе деформирования откоса реакции опор R2, R2 ’ и R3 отклонены от нор- мали к поверхности скольжения на угол δ = φmax/2. Величины δ и cо определяются свой- ствами пластичной горной породы на глубине H/2, исходя из предположения их линей- ного изменения. Поскольку на глубине H порода переходит в идеально-пластическое со- стояние, сцепление приобретает максимальное (cmax), а угол внутреннего трения – нуле- вое значение. Разумнее разделить оползневое тело на три расчетных блока, рассмотрев отдельно призму выпора FED, но в этом случае результирующая формула будет чрезвы- чайно усложнена и мало пригодна для использования на практике. В связи с этим реак- ция опоры R1 отклоняется от нормали не на угол φ (величина угла внутреннего трения), а на угол ε = ε1 + ε2, где ε1 – геометрически эквивалентный угол наклона основания сег- мента BDF, а ε2 – эквивалентный угол внутреннего трения основания того же сегмента. Данный подход позволяет упростить расчетные формулы, при этом в значении ε учиты- вается влияние изменения наклона поверхности скольжения (составляющая ε1) и изме- нение угла внутреннего трения под бермой безопасности, где угол внутреннего трения равен нулю, и под откосной частью, где угол внутреннего трения изменяется от нуля (φmin) до максимального значения (φmax). Рис. 2 – Расчетная схема нагруженного откоса, сложенного пластичными глинистыми породами для инженерного способа оценки его устойчивости Эквивалентный угол наклона основания сегмента BDF (ε1) определяется из три- гонометрических соотношений (рис. 3) [3]. Эквивалентный угол наклона сегмента BDF (ε1) может быть рассчитан, исходя из несложных геометрических построений, при использовании следующих условий: 1) постоянство длины истинного (линии BDF) и эквивалентного (линия BJ) осно- вания; 2) неизменность площади, лежащей под ломаной линией истинного BDF и экви- валентного (BJ) сегментов. Рис. 3 – Схема к определению эквивалентного угла наклона основания призмы упора
  • 14.
    ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №2, 2015 г. 14С е т е в о е п е р и о д и ч е с к о е н а у ч н о е и з д а н и е Эквивалентный угол наклона сегмента BDF (ε1), учитывающий первое условие, наилучшим способом подходит для удовлетворения критерия постоянства сил сцепле- ния, действующих в основании призмы упора оползневого тела, а эквивалентный угол наклона сегмента BDF (ε1), учитывающий второе условие, подходит для критерия по- стоянства силы веса оползневого тела. Поскольку для удовлетворения критерия неиз- менности сил сцепления вдоль основания призмы упора нет каких-либо препятствий, то есть без труда можно использовать реальные их значения, зная и длины участков лома- ной линии BDF, и углы их наклона, поэтому в предлагаемом решении используется эк- вивалентный угол наклона (ε1), отвечающий критерию постоянства площади (объема) призмы упора: SLFD = S KJB . (1) Площадь под истинным сегментом FDB определится как  sincos2 o2 1 FDB lS  , (2) где до = H cos α /sin θ ω = θ – α. По теореме синусов из треугольника MFD определяется длина его основания lX:    sinsin OllX   ,     sin sin O   llX . Выразив через неизвестную x длину отрезка MK, рассчитываем площадь тре- угольника KJB: .ctg)( 2 1 )( 2 1 11KJB xxllhxllS XX  (3) В соответствии с (1), приравняв выражения (2) и (3), получаем следующее равен- ство: ,cossin 2 1 ctg)( 2 1 2 O1  lxlxlX  сгруппировав которое относительно неизвестных, получаем квадратное уравнение .0cossinctg)(ctg 2 O1 2   lxllx X (4) Данное квадратное уравнение имеет следующие корни решения:     . ctg2 cossinctg4 2 O 2 11 2,1  lllll x XX   Из двух корней x1 и x2 решению практической задачи удовлетворяет только одно:     , ctg2 ωcosωsinctg4 2 O 2 11 1  lllll x XX   так как второе (x2) приводит к существенно большей величине lX. В связи с этим искомое значение эквивалентного угла внутреннего трения основания призмы упора определяется из выражения: . )( ctg arctgε 1 1         xll x X  (5)
  • 15.
    ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №2, 2015 г. 15С е т е в о е п е р и о д и ч е с к о е н а у ч н о е и з д а н и е Развернутое уравнение (5) является громоздким для упрощенного инженерного способа. Предполагая, что длина отрезка KD (см. рис. 3) равна lо, и выполняя соответ ствующие преобразования, тот же угол определяем по упрощенной формуле:   ,2 1о 2 о 1 + ωcosωsin arctg=ε ll l (6) Эквивалентный угол внутреннего трения ε2, находя- щийся в основании всего сегмента BDF, вычисляется из от- ношения сил веса, приходящихся на участок FB, так как ве- личины реакций опор пропорциональны весу. Значение ε2 рассчитывается из уравнения , cos 2 cos sin 2 sin tg min max min max 2 1O 1O        PP PP    где Pℓo, Pℓ1 – вес призмы упора, приходящийся на участки ее основания длиной ℓО и ℓ1, соответственно. С учетом того, что для условий горной породы, пере- ходящей в состояние пластического течения, минимальное значение угла внутреннего трения равно нулю (φmin =0°), предыдущее уравнение принимает более компактный вид: . 2 cos 2 sin tg 1O O max max 2   PP P      С достаточной для инженерного метода точностью, вследствие незначительной величины угла φmax/2 (< 15о ), значение его косинуса заменяется единицей, а синуса – самой величиной угла (в радианах). Тогда эквивалентный угол внутреннего трения опре- деляется по формуле , 4 cosγ arctg=ε max 1 о 2   P Hl  (7) где Р1 – вес призмы упора, который рассчитывается так: На основе системы уравнения статического равновесия призмы упора ;ν=lcβRl+cl+с=RΔx i= i 0sinsinωcosεsin 2о21maxоо1 5 1 ∑  (8) ,ν=l+cPβRlc=RΔy i= i 0coscosωsinεcos 2о12оо1 5 1 ∑  вычисляется межблочная реакция R2:     βcosεctgβsin εctgωsinεctgωcoscosεctgsin 1maxоо2о1 2 t l+cl+сννlcP =R  , (9) Рис.4 – Схема к определению эквивалентного угла внутреннего трения НrlНP 3cosω5,0(γ 01  /8).8/ctg Н
  • 16.
    ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №2, 2015 г. 16С е т е в о е п е р и о д и ч е с к о е н а у ч н о е и з д а н и е где β = π/4 – φmax/4; ν = π/4 + φmax/4; cо = (cmax + cmin)/2; l1 = r + H ( ctg ψ+1)/2; l2 = 0,5 H/sin ψ + H/√2. Используя систему уравнений статического равновесия призмы активного давле- ния, 0;=νsin+νsinβsinβsin=Δ 32о3 ' 2 6 1= i lclcRRx i о∑  (10) 0,=Δνcos+νcos+cos+cos=Δ 23о2о3 ' 2 6 1= i PPlclcRRy i ββ∑ вычисляем межблочную реакцию R2 ’ где l3 = l2; P2 = γH2 (ctg ψ / 4 + 3 / 4). Система из двух расчетных блоков находится в равновесии, если межблочные ре- акции равны (сдвигающие нагрузки меньше удерживающих), то есть R2 = R2 ’ . (12) Приравнивая выражения (9) и (11), вычисляем искомое значение предельной не- сущей способности откоса по следующей формуле:      V lclclcP P    βcosεctgβsin εctg+νcos+εctgνsinωsin+εctgωcos+β2cos =Δ 1max2ооо1 , (13) или предельное внешнее напряжение: , Δ = L P q (14) где V = P2 – 2 cо l2 cos ν; L=H (ctg ψ+1). Превышение дополнительной нагрузки или внешнего напряжения приведет к нарушению равенства R2 = R’2 и, как следствие этого, к деформационным процессам, проявляющимся в виде оползней. Расчет параметров открытых выработок, произведенный по предлагаемой мето- дике, позволяет построить графики (рис. 5, 6). На основе графика (см. рис. 5) можно сде- лать заключение, что угол откоса для рассматриваемых типов пород несущественно вли- яет на несущую способность прибортового массива. Однако уменьшение высоты откоса оказывает определяющее влияние на рост несущей способности верхнего уступа (см. рис. 6). Осуществляя оценку устойчивости уступа, сложенного слабыми глинистыми по- родами, переходящими в пластическое и текучее состояние, нельзя упрощать решение задачи созданием подступов. Такое решение для уступов, сложенных слабыми глини- стыми породами, является по своей сути выполаживанием угла откоса, что по приведен- ным расчетам является неэффективным. , β2cos νcos2Δ+ = 2о2' 2 lcPP R  (11)
  • 17.
    ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №2, 2015 г. 17С е т е в о е п е р и о д и ч е с к о е н а у ч н о е и з д а н и е 1,2 1,6 q, МПа 0,8 0,4 6020 40 80 r, м а б в г Рис. 5 – Определение инженерным способом несущей способности откоса, сложенного слабыми глинистыми породами при высоте откоса Н = 15 м: а – угол откоса α= 15о ; б – угол откоса α=20о ; в – угол откоса α=25о ; г – угол откоса α=30о Рис. 6 – Определение инженерным способом несущей способности откоса, сложенного слабыми глинистыми породами при угле откоса α = 30о : а – высота уступа Н=5 м; б – высота уступа Н=10 м; в – высота уступа Н=15 м; г – высота уступа Н=20м
  • 18.
    ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №2, 2015 г. 18С е т е в о е п е р и о д и ч е с к о е н а у ч н о е и з д а н и е Литература 1. Рахимов З.Р. Моделирование откосов методом физического подобия / З.Р. Ра- химов, А.И. Барулин // Материалы 65-й науч.-техн. конф.: сб. докл. Т. 1. – Магнитогорск: Изд-во ГОУ ВПО «МГТУ», 2007. – С. 156 – 158. 2. Шахунянц Г.М. Железнодорожный путь / Г.М. Шахунянц. – М. Трансжелдо- риздат, 1961. – 615 с. 3. Барулин А.И. Инженерный метод оценки несущей способности откоса пла- стичных горных пород / А.И. Барулин, З.Р. Рахимов // Горный журнал Казахстана. – 2007. – № 3. – С. 15–19. 4. Правила обеспечения устойчивости откосов на угольных разрезах / Мин- топэнерго РФ; РАН Гос. НИИ горн. геомех. и маркшейд. дела; Межотраслевой науч. центр ВНИМИ. – СПб, 1998. – 208 с.
  • 19.
    ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №2, 2015 г. 19С е т е в о е п е р и о д и ч е с к о е н а у ч н о е и з д а н и е УДК 622.83 Харисов Тимур Фаритович младший научный сотрудник, Институт горного дела УрО РАН, 620075, г. Екатеринбург, ул. Мамина-Сибиряка, 58 e-mail: Timur-ne@mail.ru Замятин Алексей Леонидович младший научный сотрудник, Институт горного дела УрО РАН e-mail: A.zamyatin@mail.ru Ведерников Андрей Сергеевич младший научный сотрудник, Институт горного дела УрО РАН e-mail: avedernikov@igduran.ru ОСОБЕННОСТИ ЛИКВИДАЦИИ СТВОЛА ШАХТЫ им. С.М. КИРОВА ТУРЬИНСКОГО МЕДНОГО РУДНИКА Kharisov Timur F. junior researcher, The Institute of mining UB RAS, 620075, Yekaterinburg, Mamin-Sibiryak st., 58 e-mail: Timur-ne@mail.ru Zamyatin Alexey L. junior researcher, The Institute of mining UB RAS e-mail: A.zamyatin@mail.ru Vedernikov Andrew S. junior researcher, The Institute of mining UB RAS e-mail: avedernikov@igduran.ru FEATURES OF ELIMINATION THE SHAFT OF THE "S.M. KIROV" MINE IN TURYINSKY COPPER MINE Аннотация: По результатам геофизических исследований, выполненных на стволе шахты им. С.М. Кирова, были определены глубина залегания пробки из грунта и обломков крепи в нарушенном стволе 50 – 55 м, глубина залегания коренных пород 20 – 25 м. Исходя из полученных данных, согласно РД 07-291-99 «Инструкция о порядке ведения работ по ликвидации и консервации опасных производственных объектов, связанных с поль- зованием недрами», были разработаны реко- мендации, обеспечивающие ликвидацию ствола шахты с учетом его аварийного состояния. Ключевые слова: ствол шахты, ликвидация, нарушения крепи, деформация массива, геофи- зические исследования Abstract: By the results of geophysical researches performed on a shaft of the "S. M. Kirov" mine the plug soil depth and support fragments were defined in the broken shaft 50-55 m as well as bedrock depth of 20-25 m. Proceeding from the obtained data, ac- cording to RD 07-291-99 "The instruction on the order of conducting operations on elimination and preservation hazardous production facilities con- nected with use of natural resources" the recom- mendations providing for elimination the mine shaft with due regard for its critical state were de- veloped. Key words: mine shaft, elimination, support’s faults, rock mass deformation, geo-physical re- searches Турьинский медный рудник был открыт приблизительно в конце 18-го века и являлся основным поставщиком меди в России. В 1920 г. шахты рудника были законсер- вированы (затоплены). В 1930 г. работа Турьинского рудника была восстановлена, вследствие чего в 1980 г. проведена реконструкция стволов шахты им. С.М. Кирова, «Ка- питальная» и «Никитинская». Ствол шахты им. С.М. Кирова предназначен для выполнения вспомогательных операций; в стволе также размещено лестничное отделение и трубопровод водоотлива, по которому велась откачка воды со всего Турьинского медного рудника. Сечение пря- моугольное, площадь сечения в свету Sсв=7,7 м2 , глубина ствола 425 м, где он сбит с выработками ТМР лишь одним горизонтом 425 м на отметке –210 м [1]. Ствол закреплен  Исследования выполнены в рамках гранта РФФИ №14-05-00324
  • 20.
    ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №2, 2015 г. 20С е т е в о е п е р и о д и ч е с к о е н а у ч н о е и з д а н и е деревянной крепью, состояние которой на сегодня неизвестно. Данные о размере ворот- ника ствола отсутствуют. 15 ноября 2011 г. в 23:00 произошел прорыв воды на отметке –20 м ствола шахты им. С.М. Кирова с разрушением восточной части крепи и вывалом глинистого грунта в ствол. С целью недопущения подобных происшествий была произведена перекрепка нарушенного участка на протяжении 20 м. В июле 2012 г., в связи с продолжающейся деформацией конструкций зданий и сооружений на промплощадке, был произведен де- монтаж конструкций копра, надшахтного здания и части галереи ствола шахты. 7 апреля 2014 г. в стволе этой шахты произошел вывал горной массы, который заполнил приямок зумпфового насоса и ствол почти до кровли рудного двора с образованием пробки. Также произошло оседание земной поверхности вокруг ствола. В связи со сложившейся аварийной ситуацией 07.04.2014 ООО «ВМК» был произведен демонтаж оставшихся прилегающих построек с засыпкой образовавшегося провала и выравниванием промплощадки ствола. Ствол шахты им. С.М. Кирова находится в аварийном состоянии, и необходимо ликвидировать его согласно правилам РД 07-291-99 «Инструкция о порядке ведения ра- бот по ликвидации и консервации опасных производственных объектов, связанных с пользованием недрами», с возведением двух перекрытий из железобетона или металли- ческих балок, одно из которых устанавливается на глубине залегания коренных пород, но не менее 10 м от земной поверхности, а другое – на уровне земной поверхности [2]. Образовавшаяся пробка из грунта и обломков крепи не дает полностью засыпать ствол шахты, вследствие чего для ликвидации разрушенного ствола необходимо произ- вести научно-исследовательскую работу по определению глубины расположения пробки, состояния вмещающих пород, чтобы оценить возможность ее устранения и вы- полнения необходимых мероприятий по требуемой процедуре его ликвидации. Для ре- шения поставленной задачи были произведены натурные геофизические исследования горного массива вблизи ствола и непосредственно над образовавшейся пробкой [3]. Для зондирования горного массива около ствола использовался комплекс геофи- зических методов: спектральная сейсморазведка (метод спектрального сейсмопрофили- рования (ССП)) и георадарное зондирование (георадиолокация) [4]. Метод спектраль- ной сейсморазведки основан на использовании зависимости между спектральным соста- вом колебательного процесса, возникающего при ударном воздействии на обнаженную поверхность горного массива, и структурным строением этого массива. Физические ос- новы метода подробно описаны в размещенных на сайте его разработчика (www.newgeophys.spb.ru). Метод спектрального сейсмопрофилирования хорошо рабо- тает в комплексе с георадарным зондированием, основой которого является отражение электромагнитной волны от границ между средами, имеющими различные электрофизи- ческие свойства. Комплексное геофизическое зондирование с использованием георадара ОКО-2 и комплекса ССП было выполнено по двадцати двум профилям, образующим сетку вблизи ствола и над ним. Расположение сетки профилей зондирования с интервалом между про- филями 3 м показано на рис. 1. На данных, полученных при спектральном сейсмопрофилировании и георадар- ном зондировании, возможно структурировать массив от поверхности и до глубины 100 м [5]. В качестве образца проанализируем спектральное изображение сейсмосигналов профиля № 16, проходящего непосредственно по поверхности пробки, над стволом шахты (рис. 2). Исходя из величины добротности гармонических составляющих сейсмо- сигнала на интервале глубины от 0 до 20 – 25 м можно утверждать, что граница залега- ния коренных пород находится на глубине 20 – 25 м от поверхности (выделена фиоле- товым цветом на рис. 2).
  • 21.
    ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №2, 2015 г. 21С е т е в о е п е р и о д и ч е с к о е н а у ч н о е и з д а н и е Рис. 1 – Схема расположения профилей зондирования промплощадки ствола шахты им. С.М. Кирова Зоны с наименьшей добротностью сейсмосигнала обозначены зеленым цветом, это области деструкторизованного массива, повышенная нарушенность которого обу- словлена проводившимися ранее на Турьинском медном руднике горными работами. По спектральному изображению сейсмосигнала на профиле № 16 между 4-м и 8- м метрами по горизонтальной оси и на глубине 50 – 55 м прослеживается скачок доб- ротности сейсмосигнала, что свидетельствует о резкой смене величины сцепления между породами и наличии границы в массиве пород с разной степенью структурной нарушенности, поэтому можно утверждать, что верхняя граница пробки находится на отметке 50 – 55 м от поверхности. Второй скачок данного сейсмосигнала наблюдается на глубине 77 – 87 м, обозначая нижнюю границу пробки в стволе. Для устранения образовавшейся в стволе пробки необходимо провести вскрыш- ные работы с поверхности и до глубины 87 м. Поскольку обрушенная в ствол порода разрушила крепь, расстрелы, лестничный ходок и коммуникации, велика вероятность того, что на глубине более 100 м могла образоваться еще одна пробка. Также высока вероятность того, что при засыпке ствола образуется новая пробка из-за высокой захлам- ленности ствола. Отсюда следует, что полную засыпку ствола шахты им. С.М. Кирова произвести крайне проблематично. Сложившаяся ситуация делает невозможным процесс ликвидации ствола по всем правилам инструкции РД 07-291-99, поэтому были разработаны дополнительные орга- низационно-технические мероприятия, обеспечивающие безопасную ликвидацию нару- шенного ствола с учетом его состояния на данный момент. Предполагается, в связи с невозможностью вскрытия ствола, соорудить два прочных железобетонных перекрытия без засыпки ствола до земной поверхности. (На рис. 3 представлен ствол шахты в аксо- нометрии со схемой деформаций массива на глубинах 20, 30, 40, 50 и 60 м изображенных изолиниями.) Первое перекрытие, увеличенное по контуру ствола не менее чем на 1 м
  • 22.
    ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №2, 2015 г. 22С е т е в о е п е р и о д и ч е с к о е н а у ч н о е и з д а н и е (3200×5700 мм), обустроить на глубине залегания коренных пород, т. е. около 20 м от поверхности. Второе перекрытие заглубить за зону промерзания (около 2 м от поверх- ности), чтобы обеспечить его долговечность. Размеры второго (верхнего) перекрытия определяются исходя из угла воронкообразования, который составляет 85˚. Следова- тельно, размеры второго перекрытия должны составлять 3600×6100 мм [2]. Рис. 2 – Профиль спектрального сейсмопрофилирования профиля № 16
  • 23.
    ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №2, 2015 г. 23С е т е в о е п е р и о д и ч е с к о е н а у ч н о е и з д а н и е Рис. 3 – Схема ликвидации ствола шахты им. С.М. Кирова в аксонометрии
  • 24.
    ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №2, 2015 г. 24С е т е в о е п е р и о д и ч е с к о е н а у ч н о е и з д а н и е Толщину перекрытий надо рассчитать исходя из принятых материалов (металли- ческие балки, бетон, арматура и т. д.) и их характеристик. Нагрузку определить исходя из веса налегающих пород, на первой – между перекрытиями, на второй – из веса пород до поверхности. После возведения перекрытий и засыпки их сверху грунтом вокруг устья ствола следует установить ограждение высотой не менее 2,5 м. Таким образом, разработанные рекомендации к инструкции о порядке ведения ра- бот по ликвидации и консервации опасных производственных объектов, связанных с пользованием недрами, позволяют обеспечить безопасную ликвидацию ствола шахты им. С.М. Кирова с учетом его аварийного состояния. Согласно анализу результатов выполненных исследований, можно сделать вывод, что используя современные геофизические методы зондирования горного массива, поз- воляет разработать оптимальный вариант ликвидации аварийного или действующего ствола исходя из конкретной горно-геологической и горно-технологической ситуации. Литература 1. Надеин А.Г. Турьинский медный рудник / А.Г. Надеин // Материалы научно- практической конференции, посвященной 150-летию Евграфа Степановича Федорова. – Краснотурьинск, 2004. - С. 24 - 25. 2. Инструкция о порядке ведения работ по ликвидации и консервации производ- ственных объектов, связанных с пользованием недрами (РД 07-291-99) [Электронный ресурс] – Режим доступа: http://ohranatruda.ru/ot_biblio/normativ/data_normativ /7/7996/ 3. Боликов В.Е. Усовершенствованная технологическая схема проходки сопря- жений ствола с горизонтом в массивах со сложными горно-геологическими условиями / В.Е. Боликов, И.Л. Озорнин, Т.Ф. Харисов // Проектирование, строительство и эксплуа- тация комплексов подземных сооружений: материалы международной научно-практи- ческой конференции, г. Екатеринбург, 14 - 16 октября 2009 г. – Екатеринбург: УГГУ, 2009. – С. 35 - 40. 4. Замятин А.Л. Исследование геодинамической активности геофизическими методами / А.Л. Замятин // Горный информационно-аналитический бюллетень. – 2012. - № 6. – С. 312 – 315. 5. Ведерников А.С. Уточнение безопасного расположения автомобильной раз- вязки с помощью геофизических исследований / А.С. Ведерников, Л.В. Григорьев // Геомеханика в горном деле: материалы международной научно-практической конфе- ренции, г. Екатеринбург, 12 - 14 октября 2011 г. – Екатеринбург: ИГД УрО РАН, 2011. – С. 35 - 40.
  • 25.
    ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №2, 2015 г. С е т е в о е п е р и о д и ч е с к о е н а у ч н о е и з д а н и е РУДНИЧНАЯ АЭРОГАЗОДИНАМИКА
  • 26.
    ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №2, 2015 г. 26С е т е в о е п е р и о д и ч е с к о е н а у ч н о е и з д а н и е УДК 622.43 Зайцев Артем Вячеславович, кандидат технических наук, научный сотрудник, Горный институт УрО РАН 614007, г. Пермь, ул. Сибирская, 78 а e-mail: aerolog.artem@gmail.com Клюкин Юрий Андреевич, инженер, Горный институт УрО РАН e-mail: aero_yuri@mail.ru РЕСУРСОСБЕРЕГАЮЩИЕ РЕШЕНИЯ В СИСТЕМАХ КОНДИЦИОНИРОВАНИЯ РУДНИЧНОГО ВОЗДУХА Zaitzev Artem V. candidate of technical sciences, researcher, the Mining Institute, UB RAS 614007, Perm, Sibirskaya str., 78 a e-mail: aerolog.artem@gmail.com Klyukin Yuri A. engineer, The Mining Institute, UB RAS e-mail: aero_yuri@mail.ru RESOURCE-SAVING SOLUTIONS IN MINE AIR-CONDITIONING SYSTEMS Аннотация: В статье представлены результаты разра- ботки технических решений, обеспечивающих разработку ресурсосберегающих систем конди- ционирования рудничного воздуха: использова- ние высокоэффективных теплообменных аппа- ратов в подземных установках кондициониро- вания, распределенной подачи охлажденного воздуха и разработку систем кондиционирова- ния на основе критерия оптимальности. Ключевые слова: глубокие рудники, горные вы- работки, тепловой режим, теплообмен, мате- матическое моделирование, источники тепло- выделения, кондиционирование воздуха, микро- климат, воздухораспределение Abstract: The article presents the results of working out tech- nical solutions providing the development of a mine’s resource-saving air-conditioning systems. The solutions include using high-efficient heat ex- changers in underground conditioning units, dis- tributed supply of cooling air and air-conditioning systems development based on the criterion of opti- mality. Key words: deep mines, mine workings, thermal condition, heat transfer, mathematical modeling, sources of heat release, air conditioning, microcli- mate, air distribution. В настоящее время запасов неглубоко залегающих и легкодоступных полезных ископаемых остается все меньше. В то же время спрос на них на мировых рынках неиз- менно растет. Поэтому для поддержания и увеличения мощности добычи горные пред- приятия вынуждены вовлекать в отработку все более труднодоступные и глубокозале- гающие залежи с одновременным повышением интенсивности ведения горных работ. С увеличением глубины происходит увеличение температуры окружающего породного массива, усиливается влияние техногенных источников тепловыделения на формирова- ние неблагоприятных микроклиматических условий. Примерами, когда уже остро стоит вопрос снижения температуры воздуха в рабочих зонах, являются шахта «Скалистая» и рудник «Таймырский» ОАО «ГМК «Норильский никель», где в ходе проведения темпе- ратурных съемок были выявлены зоны с температурой воздуха, значительно превышаю- щей 26С, максимально разрешенной правилами безопасности [1]. Отдел аэрологии и теплофизики Горного института УрО РАН разрабатывает ком- плексные решения регулирования и нормализации микроклиматических условий шахт и рудников. Основой комплексного решения является сочетание горнотехнических и теп- лотехнических мероприятий в зависимости от специфики горного предприятия (глубины залегания рудных тел, технологии добычи полезного ископаемого, использования мощ- ных двигателей внутреннего сгорания, твердеющей закладки и т. д.). Горнотехнические  Исследования выполнены в рамках гранта РФФИ №13-05-96013
  • 27.
    ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №2, 2015 г. 27С е т е в о е п е р и о д и ч е с к о е н а у ч н о е и з д а н и е мероприятия включают в себя непосредственно вентиляцию горных выработок, приме- нение специальных тепломассообменных и теплоаккумулирующих выработок и камер, особых теплозащитных покрытий и крепей. Теплотехнические мероприятия предусмат- ривают использование систем кондиционирования воздуха. Поскольку любые системы нормализации микроклиматических условий характеризуются значительными капиталь- ными и эксплуатационными затратами, в современных условиях рыночной экономики остро стоит вопрос обеспечения ресурсосбережения при разработке систем кондициони- рования рудничного воздуха. Для обеспечения ресурсосбережения предложены следующие технические реше- ния: – построение комплексных систем кондиционирования воздуха, оптимально сочетающих горнотехнические и теплотехнические мероприятия регулирования тепло- вого режима на основе критерия энергоэффективности;  применение современных автоматизированных систем кондиционирования воздуха с высокоэффективными теплообменными аппаратами;  использование способа распределенной подачи охлажденного воздуха, обес- печивающего минимальные тепловые потери при взаимодействии с источниками теп- ловыделения в горных выработках. Разработанный критерий эффективности, используемый при построении подзем- ных систем кондиционирования воздуха, таков [2]: min81,9 3  ERQTcQ , где ρ – плотность воздуха, кг/м3 ; c – удельная изохорическая теплоемкость воздуха, Дж/(кг·о С); R – аэродинамическое сопротивление выработки, кмюрг; Q – расход воздуха по выработке, м3 /с; ΔT – разница температур между началом и концом выработки, °С; E – холодопроизводительность систем охлаждения воздуха, кВт. Суммирование в приведенном выражении производится по всем горным выработ- кам рудника. Первое слагаемое учитывает тепловые потери вследствие взаимодействия рудничного воздуха с источниками тепловыделения, второе – аэродинамические затраты на движение воздуха по горным выработкам, третье – эксплуатационные затраты на ра- боту технических средств системы кондиционирования воздуха. Непосредственно по- строение системы кондиционирования осуществляется на базе метода вариантов, для сравнения эффективности используется представленный критерий. В результате для ин- дивидуальных условий шахты или рудника разрабатывается оптимальное решение, от- личающееся эффективностью и минимальным объемом затрат на реализацию. На эффективность работы технических компонентов систем кондиционирования воздуха (СКВ), особенно в условиях подземных горных выработок шахт и рудников, влияет множество факторов. В частности, эффективность кондиционирования воздуха зависит от фактической схемы вскрытия, подготовки и технологии ведения горных ра- бот, применяемых горных машин, интервала температурно-влажностных условий в под- земных горных выработках, возможности размещения технических средств СКВ, хими- ческого и аэрозольного состава рудничной атмосферы, особенностей вентиляции и т. д. В настоящее время сотрудниками отдела аэрологии и теплофизики Горного ин- ститута УрО РАН совместно с научно-производственным объединением ООО «НПО «АэроСфера» разработан кондиционер шахтный раздельный (КШР), который предна- значен для использования в автоматизированных системах регулирования температуры воздуха в шахтах, рудниках и иных подземных сооружениях, в том числе опасных по взрыву газов и пыли [3].
  • 28.
    ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №2, 2015 г. 28С е т е в о е п е р и о д и ч е с к о е н а у ч н о е и з д а н и е КШР представляет собой автономный шахтный кондиционер с возможностью са- мостоятельной установки входящих агрегатов (раздельный кондиционер). Одним из ос- новных узлов кондиционера, от которого зависит эффективность работы всех составля- ющих агрегатов, является установка охлаждения воздуха с высокоэффективным тепло- обменником, обеспечивающим высокий отбор холода от холодоносителя к рудничному воздуху. Геометрическая конструкция охлаждающих элементов кондиционера КШР отли- чается от конструкции нагревательных элементов калориферов формой. Теплообмен- ники калориферов представляют собой змеевики, расположенные в плоскости поперек движения воздуха, а теплообменники кондиционера – объемные спирали (рис. 1), рас- положенные рядом поперек движения воздуха и наполовину вложенные друг в друга по ходу движения воздуха. Рис. 1 – Воздухоохладитель кондиционера КШР Особенности кондиционера, обеспечивающие его эксплуатационную эффектив- ность, таковы:  конструкция агрегатов позволяет применять неполный комплект агрегатов и их различные комбинации;  в конструкции воздухоохладителей и охладителей воды не применяются мед- ные или алюминиевые сплавы, что в атмосфере, содержащей серу или ее соединения, повышает надежность. Применены нержавеющие стали;  применены гофрированные стальные трубы для змеевиков малого радиуса навивки, что обеспечивает высокие показатели при высокой запыленности и загазован- ности. Указанные конструкции легко поддаются очистке при необходимости. Блочная конструкция секций воздухо- и водоохладителей обеспечивает высокую ремонтопригод- ность и замену секции в условиях подземных выработок;
  • 29.
    ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №2, 2015 г. 29С е т е в о е п е р и о д и ч е с к о е н а у ч н о е и з д а н и е  конструкция воздухоохладителей обладает пониженным аэродинамическим со- противлением, что обеспечивает подачу охлажденного воздуха на расстояние до 800 – 1000 м. Это позволяет подавать воздух в протяженные выработки без многократных пе- рестановок агрегатов и размещения агрегатов вблизи от места работ;  конструкция воздухоохладителя позволяет дополнительно увлажнять подава- емый воздух и использовать агрегат для снижения содержания пыли и ускоренной вен- тиляции выработок после буровзрывных работ;  воздухоохладители могут работать как на фреоне, так и на воде с температурой от 0 до +5о . Следующим этапом обеспечения ресурсосбережения является максимальное ис- пользование потенциала системы кондиционирования воздуха за счет снижения холодо- потерь при движении воздуха от мест его охлаждения до подземных рабочих зон и уве- личения зоны нормализации микроклиматических параметров. Для этого предложено использование принципа распределенной подачи охлажденного воздуха с целью обеспе- чения минимального температурного напора между рудничным воздухом и породным массивом. Рис. 2 – Зависимость интенсивности подачи воздуха в шахтную атмосферу от координаты Для определения технических параметров распределенной подачи воздуха ре- шена задача определения математической зависимости требуемого количества воздуха dQ от координаты по длине выработки dx (рис. 2). Для этого подача охлажденного воз- духа в шахтную атмосферу принимается в рамках данной модели непрерывной по всей длине исследуемого участка. В результате решения поставленной задачи получены сле- дующие зависимости [4, 5]. Температура воздуха в выработке Т: где Q0 – количество воздуха в шахтной атмосфере на начальном участке, кг/с; Qfr – количество воздуха, поступающего в галерею по воздуховоду, кг/с; L – длина воздуховода, м; Tw – температура стенки выработки, о С; α – коэффициент теплообмена, Вт/м2 · о С; ρ – плотность воздуха, кг/м3 ; cv – удельная изохорическая теплоемкость воздуха, Дж/(кг·о С); , 1log2 1log2 0 0                    Q Q RvcL Q Q vRTcLT T fr v fr frvw
  • 30.
    ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №2, 2015 г. 30С е т е в о е п е р и о д и ч е с к о е н а у ч н о е и з д а н и е R – радиус выработки, м; Tfr – температура воздуха, поступающего в выработку, о С; v – скорость движения воздуха, м/с. Количество воздуха в выработке Q(x):   .1 0 0 L x fr Q Q QxQ          Количество воздуха, поступающего в выработку Qfr(x):     .11 0 00                    L x fr fr Q Q QQxQxQ Распределенная подача охлажденного воздуха характеризуется минимальной тре- буемой холодильной мощностью, так как обеспечивает минимальный температурный напор между воздухом и нагретыми горными породами. Рис. 3 – Зависимость эффективности использования холодильной мощности Keff от расстояния между сосредоточенными струями охлажденного воздуха L На практике реализация непрерывной подачи свежего воздуха является техниче- ски сложной и заменяется дискретной подачей через регулируемые отверстия в воздухо- воде. Для оценки эффективности применяемых решений необходимо оценить эффектив- ность использования холодильной мощности при различных значениях расстояния L между сосредоточенными струями охлажденного воздуха (рис. 3). Критерием эффектив- ности использования холодильной мощности в данной системе является соотношение Keff, определяющееся по следующей формуле:   %,100 .. ..  тх рх eff Q Q LK где Qх.р. – холодильная мощность модели системы кондиционирования с дис- кретной подачей свежего воздуха в рабочие зоны (характеризуется расстоянием между воздухораспределительными отверстиями L), кВт; Qх.т. – холодильная мощность теоретической модели системы непрерывной рас- пределенной подачи свежего воздуха в рабочие зоны, кВт.
  • 31.
    ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №2, 2015 г. 31С е т е в о е п е р и о д и ч е с к о е н а у ч н о е и з д а н и е Детальные расчеты с учетом особенностей топологии вентиляционной сети, аэро- динамических и теплофизических параметров ее участков выполняются в программно- вычислительном комплексе «АэроСеть». В результате находится массив значений тем- пературы, влажности и скорости движения воздуха в каждой точке исследуемой венти- ляционной сети. Полученные в результате моделирования данные позволяют уточнить принятые технические решения. Комплекс проведенных исследований и разработанных технических решений позволяет увеличить эффективность нормализации микроклиматических параметров в условиях шахт и рудников с неблагоприятным тепловым режимом. Литература 1. Особенности формирования микроклиматических условий в горных выработ- ках глубоких рудников / В.Н. Карелин и др. // Горный журнал. —2013. - № 6. 2. Казаков Б.П. Современные подходы к разработке способов управления тепло- вым режимом рудников при высокой температуре породного массива / Б.П. Казаков, Л.Ю. Левин, А.В. Зайцев // Горный журнал. —2014. - № 5. 3. Левин Л.Ю. Разработка шахтной подземной установки кондиционирования воздуха для условий глубокого рудника «Таймырский» // Стратегия и процессы освоения георесурсов: материалы ежегодной научной сессии Горного института УрО РАН по ре- зультатам НИР в 2012 г. — Пермь: ГИ УрО РАН, 2013. 4. Клюкин Ю.А. Разработка систем кондиционирования воздуха протяженных ра- бочих зон в условиях неблагоприятного теплового режима нефтешахт // Стратегия и про- цессы освоения георесурсов: материалы ежегодной научной сессии Горного института УрО РАН по результатам НИР в 2013 г. — Пермь: ГИ УрО РАН, 2014. 5. Щербань А.Н. Руководство по регулированию теплового режима шахт: 3-е изд., перераб. и доп. / А.Н. Щербань, О.А. Кремнев, В.Я. Журавленко. — М.: Недра, 1977. — 359 с.
  • 32.
    ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №2, 2015 г. 32С е т е в о е п е р и о д и ч е с к о е н а у ч н о е и з д а н и е УДК 622.44 Макаров Николай Владимирович кандидат технических наук, Уральский государственный горный университет, 620144, г. Екатеринбург, ул. Куйбышева, 30 Кабелев Денис Владимирович студент Горно-механического факультета, Уральский государственный горный университет e-mail: denkabelev@mail.ru ВЕНТИЛЯТОРЫ МЕСТНОГО ПРОВЕТРИВАНИЯ ПОВЫШЕННОЙ ПРОИЗВОДИТЕЛЬНОСТИ. ОСОБЕННОСТИ ИСПОЛЬЗОВАНИЯ ВИХРЕВЫХ КАМЕР В АЭРОДИНАМИЧЕСКИ АКТИВНЫХ ПРОФИЛЯХ ТУРБОМАШИН Makarov Nikolai V. Associate Professor, Department of Mining Mechanics, head of the intellectual property commercialization, Ph.D the Ural State Mining University, 620144, Yekaterinburg, Kuibyshev st., 30 Kabelev Denis V. student of the Mining and Mechanical Faculty, the Ural State Mining University e-mail: denkabelev@mail.ru INCREASED PRODUCTIVITY FANS FOR LOCAL VENTILATION FEATURES OF APPLICATION VORTEX CHAMBERS IN TURBOMACHINES AERO- DYNAMIC ACTIVE PROFILES Аннотация: Приведен конструктивный и обоснованный спо- соб повышения эффективности шахтных тур- бомашин (вентиляторов местного проветрива- ния) в части повышения их аэродинамической нагруженности и адаптивности при использо- вании вихревых камер, представлены данные аэродинамических испытаний опытного об- разца вентилятора местного проветривания ВРВП в сравнении с существующими анало- гами. Ключевые слова: турбомашина, вентилятор, циркуляция, вихревая камера, аэродинамиче- ская схема, аэродинамическая нагруженность, местное проветривание Abstract: The structural and well-grounded way to improve mines’ turbo-machines efficiency (fans for local ventilation) in terms of increasing their aerody- namic loading and adaptability usingvortex cham- bers is cited. The aerodynamic test findings of the fan prototype for local ventilation VRVP com- pared with existing analogues are presented. Keywords: turbo-machine, fan, circulation, vortex chamber, aerodynamic design, aerodynamic load- ing, local ventilation. Постоянно повышающийся уровень интенсивности извлечения полезных ископа- емых современными добычными комплексами в очистной выработке приводит к необ- ходимости увеличения диапазона развиваемого давления и глубины экономичного дав- ления вентиляторами местного проветривания (ВМП) [1]. Кроме этого, важным момен- том является обеспечение максимальной энергоэффективности аэродинамической изо- ляции очистной выработки от выработанного пространства при комбинированном спо- собе проветривания с одновременным использованием в технологической связке венти- ляторов главного проветривания, газоотсасывающих и ВМП. Исходя из вопросов ком- пактности, экономичности и безопасности для современных конкурентных горных пред- приятий требуется разработка ВМП повышенной аэродинамической нагруженности, адаптивности и, соответственно, с низкими массо-габаритными характеристиками. Поскольку отсутствуют ВМП на требуемые в настоящее время вентиляционные  Исследования выполнены в рамках программы «старт» Фонда содействия развитию малых форм пред- приятий в научно-технической сфере (фонд Бортника)
  • 33.
    ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №2, 2015 г. 33С е т е в о е п е р и о д и ч е с к о е н а у ч н о е и з д а н и е режимы, задача ученых заключается в разработке теоретических основ расчета и науч- ного обоснования технических решений создания данного типа вентиляторов. Применительно к ВМП наиболее перспективным способом повышения аэродина- мической нагруженности, адаптивности и экономичности является вихревое управление обтеканием лопаток рабочего колеса. В зависимости от параметров управляющего по- тока достигается такое воздействие на пограничный слой в лопатках рабочих колес тур- бомашин, при котором наблюдается практически только снижение потерь давления на трение и, как результат, повышение КПД либо управление потоком с влиянием на его ядро для целенаправленного увеличения угла выхода потока, изменения циркуляцион- ного течения с целью повышения аэродинамической нагруженности вентилятора. Конструктивные особенности ВМП позволяют реализовывать прямоточную ра- диально-вихревую аэродинамическую схему с энергетическим управлением течением в межлопаточных каналах [1] рабочих колес с применением интегрированных вихреисто- чников (рис. 1, а, б) с использованием высокоэнергетического закрученного управляю- щего потока без применения дополнительных устройств подвода энергии, что суще- ственно повышает эффективность их взаимодействия с основным потоком, при этом обеспечивая достаточную простоту и надежность конструктивного исполнения вихре- вых камер на лопатках рабочего колеса ВМП. Полости профильных лопаток вращающегося колеса ВМП вентилятора, выпол- ненных в хвостовой части в форме вихревых камер, можно рассматривать как устройство передачи энергии управляющему потоку, являющемуся в исходном состоянии частью основного потока, поскольку их совокупность представляет собой интегрированную внутрь рабочего колеса ступень компрессора, геометрические параметры которого обес- печивают требуемые энергетические характеристики управляющего потока вихреисточ- ника. а б Рис. 1 – Хвостовик лопатки рабочего колеса радиально-вихревого прямоточного вентилятора местного проветривания: а – общий вид (чертеж); б – опытный образец Удельная идеальная аэродинамическая характеристика вращающейся круговой решетки аэрогазодинамических профилей с вихревыми камерами приведена на рис. 2. Из данного рисунка видно, что идеальная аэродинамическая характеристика вращаю- щейся круговой решетки аэрогазодинамических профилей имеет существенно большую наполненность по давлению в сравнении с аэродинамической характеристикой вращаю- щейся круговой решетки классических профилей. Целенаправленный выбор геометри- ческих параметров круговой решетки профилей и вихревых устройств позволяет в ши- роком диапазоне изменять максимальный коэффициент теоретического давления и, что
  • 34.
    ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №2, 2015 г. 34С е т е в о е п е р и о д и ч е с к о е н а у ч н о е и з д а н и е принципиально важно, функциональную зависимость прироста коэффициента теорети- ческого давления таψ от коэффициента расхода тq [2, 3]. Рис. 2 – Аэродинамическая характеристика вращающейся круговой решетки профилей с вихреисточником: 1 – классический теоретический профиль; 2 – профиль с положительным вихреисточником; 3 – профиль с отрицательным вихреисточником; 4 – профиль со знакопеременным вихреисточником Проведенные расчеты позволили спроектировать прямоточную радиально-вихре- вую аэродинамическую схему, разработать чертежи и изготовить модель вентилятора ВРВП-6 (рис. 3). Результаты его аэродинамических испытаний в сравнении с вентилято- рами ВМЭ-6 приведены в таблице. а б Рис. 3 – Общий вид радиально-вихревого прямоточного вентилятора местного проветривания ВРВП-6: а – 3D модель; б – опытный образец Предположительно годовой эффект от применения на предприятиях горно-метал- лургического комплекса вентиляторов местного проветривания составляет 120 млн кВт.
  • 35.
    ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №2, 2015 г. 35С е т е в о е п е р и о д и ч е с к о е н а у ч н о е и з д а н и е Сравнительная технико-экономическая характеристика вентилятора местного проветривания ВРВП-6 с выпускаемыми аналогами Разработка и применение параметрического ряда вентиляторов типа ВРВП на базе предложенной аэродинамической схемы с использованием энергии частотных ре- гуляторов позволит существенно повысить как энергоэффективность, так и безопасность вентиляции, а также конкурентоспособность газообильных угольных шахт. Литература 1. Косарев Н.П. Аэродинамика квазипотенциального течения в межлопаточных ка- налах рабочих колес высоконагруженных центробежных вентиляторов: науч. изд. / Н.П. Косарев, В.Н. Макаров. – Екатеринбург: Изд-во УГГУ, 2005. – 108 с. 2. Макаров Н.В. Особенности течения в круговой решетке профилей с вихреисто- чником в критических точках / Н.В. Макаров // Известия УГГУ. – 2010. - Вып. 24. – С. 99 – 101. 3. Макаров Н.В. Радиально-вихревые прямоточные вентиляторы местного провет- ривания. Особенности идеальной аэродинамической характеристики / Н.В. Макаров, С.А. Горбунов // Уральская горная школа - регионам: междунар. науч.-практ. конф., г. Екатеринбург, 8 - 9 апреля 2013 г. – Екатеринбург, 2013. – С. 386 – 387. Характеристики ВРВП-6 ВМЭ-6 ВР-6 Гидравлическая мощность, кВт 47,1 19,0 22,0 Удельная энергоэффективность 1,15 1,35 1,29 КПД 0,87 0,74 0,77 Глубина экономичного регулирования 0,98 0,56 0,61 Удельная материалоемкость, кг/кВт 4,2 6,6 6,1 Удельные затраты, руб/кВт 9,4 18,9 15,8 Производственная себестоимость, руб. 165 000 135 000 125 000
  • 36.
    ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №2, 2015 г. С е т е в о е п е р и о д и ч е с к о е н а у ч н о е и з д а н и е РАЗРУШЕНИЕ ГОРНЫХ ПОРОД
  • 37.
    ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №2, 2015 г. 37С е т е в о е п е р и о д и ч е с к о е н а у ч н о е и з д а н и е УДК 622.236.001.57 Реготунов Андрей Сергеевич младший научный сотрудник, Институт горного дела УрО РАН, 620075, г. Екатеринбург, ул. Мамина-Сибиряка, 58 e-mail: pochta8400@inbox.ru Антонов Владимир Александрович главный научный сотрудник, доктор технических наук, Институт горного дела УрО РАН e-mail: Antonov@igduran.ru РЕГРЕССИОННОЕ МОДЕЛИРОВАНИЕ ЭКСПЕРИМЕНТАЛЬНОГО РАЗРУШЕНИЯ КРИСТАЛЛИЧЕСКИХ ГОРНЫХ ПОРОД УДАРОМ Regotunov Andrew S. junior researcher, The Institute of Mining UB RAS, 620075, Yekaterinburg, Mamin-Sibiryak st., 58 e-mail: pochta8400@inbox.ru Antonov Vladimir A. chief researcher, Doctor of technical sciences, The Institute of Mining UB RAS e-mail: Antonov@igduran.ru REGRESSIVE MODELING OF EXPERIMENTAL CRYSTALLINE ROCKS BREAK-DOWN BY ROCK BURST Аннотация: Изложены результаты регрессионного модели- рования объема кристаллической горной по- роды, разрушенной в ее образце эксперимен- тальными ударами инденторов бурового ин- струмента. Показано, что модели отобра- жают закономерности его изменения в связи с влиянием прочностной структуры горной по- роды, энергии удара и расположения инденто- ров. Дано теоретическое толкование законо- мерностей, исходя из упруго-хрупких свойств горной породы и явлением квазирезонансного разрушения ее стенок, образующихся между ин- денторами. Приведены практические выводы и рекомендации. Ключевые слова: горная порода, удар, объем разрушения, квазирезонанс, регрессия, модель Abstract: The results of regressive modeling the volume of crystalline rock broke down in its experimental sam- ple with drilling tool indenters by experimental bursts are cited. It is displayed that the models rep- resent regularities of its change due to the influence of rock structure strength, the impact energy and in- denters’ location. The theoretical interpretation of regularities in terms of rock’s elastic-brittle proper- ties and quasi-resonant phenomenon of the destruc- tion of its walls formed between the indenters is given. Practical conclusions and recommendations are adduced. Key words: mine rock, burst, the amount of destruc- tion, quasi-resonance, regression, model Введение. В настоящее время для бурения кристаллических горных пород пер- спективно развитие ударного способа, когда осуществляется их объемное разрушение при одновременном динамическом воздействии на забой скважины (шпура) группы ин- денторов. Наилучшая эффективность удара, при котором разрушение производится с наименьшей энергоемкостью, во многом определяется оптимальным их расположением в соответствующем буровом инструменте. Для этого необходимо выявление законо- мерностей разрушения с учетом основных его факторов: прочностной структуры гор- ных пород, энергии удара, формы и расположения инденторов на изменчивом рельефе забоя. Объем разрушений существенно различается при промежуточном сколе горной породы, находящейся на горизонтальном участке забоя между инденторами, и краевом сколе породы, находящейся между индентором и краем уступа, образованного преды- дущими ударами. Теоретическое описание закономерностей с необходимой точностью дает пока лишь обобщенные результаты.
  • 38.
    ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №2, 2015 г. 38С е т е в о е п е р и о д и ч е с к о е н а у ч н о е и з д а н и е В известных экспериментальных исследованиях [1 – 3], проведенных в указанном направлении, рассмотрены схемы удара, при которых одновременно внедряемые сосед- ние инденторы находятся в линии, в вершинах равностороннего треугольника, правиль- ного многоугольника. При этом интервалы породы, находящиеся между инденторами, на расстоянии в 1 – 4 диаметра их цилиндрической части, разрушаются крупным ско- лом. В связи с этим объем разрушения возрастает в среднем в 1,5 – 2,5 раза. В работе [4] установлено, что при краевом скалывании породы энергоемкость разрушения уменьша- ется в 1,7 – 3,5 раза. Относительное расстояние от индентора до уступа при краевом сколе крепких пород, обеспечивающее его максимальный объем, изменяется, согласно данным [4, 5], от 1,2 до 2,0 диаметров индентора. В работе [5] дополнительно установ- лено, что возрастание объема разрушений по мере увеличения энергии удара имеет экс- тремальный характер, объясняемый явлением квазирезонанса трещиноватой структуры горной породы, развивающейся под действием боковых напряжений. Результаты приведенных исследований, являясь оценочными и усредненными, позволяют понять лишь причину и схему разрушений, а их функциональные закономер- ности, необходимые для количественного расчета устройств ударного бурения, остаются неизвестными. Решение возможно путем регрессионного функционально-факторного моделирования объема кристаллической горной породы, разрушенной ударами инден- торов в экспериментальных условиях. В данной статье показана процедура построения таких моделей, оценены их достоверность и практическая значимость. Теоретические положения. При интерпретации экспериментальных феноменов и соответствующих модельных построений приняты следующие положения. 1. Структура горной породы неоднородная, зернистая (или гранулированная). По- скольку зерна в разных направлениях срастаются и взаимодействуют неодинаково, не- которое их количество по признаку устойчивой связи образует агрегаты. Наоборот, между агрегатами возникают ослабленные адгезионные границы. Вдоль них по мере развития эрозии и силовых нагрузок развиваются поля напряжений, приводящие к раз- витию имеющихся дислокаций, микро- и макротрещин. 2. Объем ударного разрушения состоит из объемов лунок, образующихся при вер- тикальном внедрении инденторов в горную породу, и объемов разрушенных стенок, находящихся между лунками. Боковая компонента силы удара по мере удаления от лунки в направлении стенок между инденторами экспоненциально снижается. Соответ- ствующая длина релаксации Lр, определяемая ее ослаблением при взаимодействии с множеством агрегатов, соизмерима с их средним размером. 3. По сопротивлению динамической нагрузке агрегатно-зернистая горная порода имеет упруго-хрупкие свойства. На разрушение стенки горной породы, находящейся между инденторами, затрачивается часть механической энергии удара, переходящая в волновую энергию ее упругой деформации. При сопоставимых значениях длины удар- ной волны и амплитуды предельной деформации с размером Lр возникает явление ква- зирезонанса, при котором происходит резкое расширение трещин между агрегатами гор- ной породы, их растяжение и последующий скол стенки. Поэтому изменение объема раз- рушенной стенки в зависимости от ее размера описывается симметричной функцией, имеющей экстремум, и характеризуется по связи с энергией квадратичным параметром Lр 2 . Зависимость разрушенного объема стенки от энергии удара в области квазирезо- нанса также выражается функцией с экстремумом. Его спад характеризуется энергети- ческим параметром . Дальнейшее увеличение энергии удара приводит к перераспреде- лению боковых напряжений и соответствующему изменению длины ударной волны, вы- водящей разрушение стенки из области квазирезонанса. Экспериментальные измерения. Объем разрушенной горной породы состоит из суммы элементарных объемов, представленных лунками, образованными инденторами,
  • 39.
    ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №2, 2015 г. 39С е т е в о е п е р и о д и ч е с к о е н а у ч н о е и з д а н и е и возникающими между ними стенками. Поэтому важно исследовать повторяющийся в сумме элемент разрушения в виде отдельной стенки и примыкающих к ней лунок. Для достижения отмеченной цели проведено два эксперимента, каждый из кото- рых состоял из серии измерений параметров объемного разрушения на образцах горной породы. В первом эксперименте для выявления зависимости разрушения от горизонталь- ных расстояний и энергии удара в полном масштабе производился краевой скол образца горной породы одним индентором. Его удары размещались в точках, удаленных в раз- личной степени от края углубления в образце горной породы. При этом стенка породы находилась между краем углубления и лункой, образованной индентором. Во втором эксперименте с той же целью производился промежуточный скол образца горной по- роды, находящейся между двумя инденторами. При этом стенка породы возникала между краями лунок, образованных инденторами (рис. 1). Образец горной породы, имеющий форму куба 90×90×90 мм, представлен мелко- зернистым гранитом пятнисто-серого цвета, содержащим включения кварца и темно- цветных минералов. По данным лабораторных испытаний определен предел прочности образца на сжатие: сж=187,2 МПа. Удары производились инструментом, на который падал груз. Инструмент состоял из цельнометаллических цилиндров, к каждому из которых крепился индентор с парабо- лическим профилем наконечника, имеющий диаметр d = 8 мм. Инденторы сдвигались между собой и краем лунки на горизонтальный интервал L (см. рис. 1). Выразив этот интервал в относительном виде m =L/d, отметим, что величина m принимала следующие значения: 0,5, 1, 1,5, 2 в эксперименте краевого скола и, соответственно, 1, 2, 3, 4 в эксперименте промежуточного скола. Энергия удара Ei определялась косвенно как по- тенциальная энергия падающего груза с учетом его массы и высоты падения. Она при- нимала дискретные значения 16, 32, 48, 64, 80 Дж. При каждом значении mi и Ei ударное разрушение производилось пять раз. Объем разрушения измерялся по слепку из пла- стичного материала. Затем рассчитывалось среднее значение объема Vi. По совокупно- стям экспериментальных измерений зафиксированы множества узловых i-х точек, об- разованных значениями mi, Ei, Vi (рис. 2). Средняя квадратичная погрешность измерения объема разрушенной горной по- роды в экспериментах краевого и промежуточного скола, рассчитанная с учетом их мно- гократности (n = 5), составила, соответственно, эк=28,4 мм3 и эп=10,96 мм3 . Рис. 1 – Схема ударного разрушения образца горной породы в экспериментах краевого (а) и промежуточного (б) скола а б п
  • 40.
    ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №2, 2015 г. 40С е т е в о е п е р и о д и ч е с к о е н а у ч н о е и з д а н и е Построение регрессионных моделей. Регрессионные модели выражают в анали- тическом виде зависимость объема разрушенной горной породы от относительного рас- стояния между горизонтальными положениями инденторов и от энергии удара. Они строятся по методологии, опубликованной в работах [6, 7], с использованием результа- тов измерения величин mi, Ei, Vi в узловых точках описанных экспериментов. В исходной позиции с учетом погрешности эк и эп измерений разрушенного объема рассчитаны граничные значения допустимого коэффициента детерминации ис- комой модели, выражающей зависимость V(m, E) адекватно упомянутым погрешностям. Нижняя R2 н и верхняя R2 в границы адекватного коэффициента детерминации опреде- лены по следующим формулам: V D R f f 2 , 2 1 2 н α э χ σ 1 ; V D R f f 2 2 ,2 2 α э в χ σ 1 , где э – средняя квадратичная погрешность измерений разрушенного объема горной породы; f – число степеней свободы в расчете погрешности э; 2 1, f и 2 2, f – процент- ные точки распределения Пирсона на соответствующих уровнях значимости 1 и 2 ( 2 P)(1α1  , 2 P)-(1α2  ); Dv – дисперсия разрушенного объема Vi, измеренного в уз- ловых точках. В расчетах приняты значения f =80 и Р=0,95. По данным эксперимента краевого скола (э=эк) получен интервал допустимого коэффициента детерминации R2 в границах от 0,875 до 0,933. Погрешность измерений в эксперименте промежуточного скола существенно снижена (э=эп). Поэтому соответствующие адекватные значения R2 рассчитаны в повышенном интервале от 0,958 до 0,977. Вид регрессионных моделей определяется особенностями распределения объема Vi в узловых точках. Из анализа данных краевого скола (см. рис. 2, а) следует, что изме- нение объема Vкi обусловлено влиянием распространенных и локализованных факторов. Распространены четыре фактора монотонностей в изменении данного объема. Две из них направлены вдоль осей относительного расстояния m и энергии удара E. Еще две моно- тонности направлены под углом к этим осям. Действие факторов, изгибающих модель- ные поверхности объема Vк по упомянутым монотонностям, выразим суммой соответ- ствующих степенных функций: осевых 1μ 1mA , 2μ 2EA и диагональных 43 μμ 3 EmA , 80 69 58 46 35 24 13 0,53 0,77 1,01 1,25 1,49 1,73 1,97 0 20 40 60 80 100 120 140 160 180 200 220 240 260 280 300 1,00 1,49 1,98 2,47 2,96 3,45 3,94 80 69 58 46 35 24 13 0 20 40 60 80 100 120 140 160 180 200 220 m, отн.ед. E , Дж а б m, отн.ед. E , Дж Vпi, мм3Vкi, мм3 Рис. 2 – Распределение объема разрушенной горной породы в узловых точках экспериментов краевого (а) и промежуточного (б) скола
  • 41.
    ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №2, 2015 г. 41С е т е в о е п е р и о д и ч е с к о е н а у ч н о е и з д а н и е 65 μμ 4 EmA . Наличие локализованного фактора обусловлено явлением квазирезонанса. Его действие выразим двумерной функцией гауссовой формы, представленной в виде, смещенном по осям координат и углу поворота, 2 окок 2 окок 5 2 ]cos)(sin)([ 2 ]sin)()([ кк     EEmmEEmm cos eA     . (1) Здесь, k=Lрк/d, где Lрк – длина релаксации в модели краевого скола. Суммируя отмеченные функции, получим общий вид искомой модели Vк. Приведем модель к виду с конкретными параметрами. Для этого оптимизируем коэф- фициенты и параметры, используя данные узловых точек. Коэффициенты А и параметры  , , , , dо, Eо рассчитаем совмещенно методом наименьших квадратов (МНК) и ме- тодом приближений параболической вершины (МППВ), разработанным в Институте горного дела УрО РАН. В итоге получена регрессионная модель Vк, выражающая изме- нение разрушенного объема горной породы в эксперименте свободного скола в зависи- мости от приведенного удаления m индентора от края углубления и энергии удара E. )2( 22 4058378905572065640803101251 820 2 0050cos2500050sin0571 3150 2 0050sin2500050cos0571 9898 104143150431152007611 , ],),(E,),[(m , ,),(E,),[(m ] ,,--,,-,,- e. EEEV , ,,,,к mmm         Графически данная модель представлена на рис. 3, а. Значение коэффициента ее детер- минации R2 = 0,928 попадает в заданный интервал адекватности. 0,53 0,77 1,01 1,25 1,49 1,73 1,97 80 69 58 46 35 24 13 0 20 40 60 80 100 120 140 160 180 200 220 240 260 280 300 X 1 260-280 240-260 220-240 200-220 180-200 160-180 140-160 120-140 100-120 80-100 60-80 40-60 20-40 1,00 1,49 1,98 2,47 2,96 3,45 3,94 80 69 58 46 35 24 13 0 20 40 60 80 100 120 140 160 180 200 220 240 V dE а б Vп, мм3 m, отн.ед. m, отн.ед. E , Дж E , Дж Vк, мм3 Рис. 3 – Графический вид модельного распределения объема разрушенной горной породы в экспериментах краевого (а) и промежуточного (б) скола
  • 42.
    ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №2, 2015 г. 42С е т е в о е п е р и о д и ч е с к о е н а у ч н о е и з д а н и е Обратимся теперь к эксперименту промежуточного скола. Особенности распре- деления разрушенного объема горной породы VПi в узловых точках (см. рис. 2, б) обу- словлены наличием двух факторов. Действие одного распространенного фактора со- стоит в монотонном росте объема при увеличении энергии E. Математически оно выра- жается соответствующей степенной функцией 7μ 6EA . Действие второго локализован- ного фактора объясняется так же, как в предыдущем эксперименте, наличием квазирезо- нанса и выражается двумерной функцией гауссовой формы (1) с той лишь разницей, что параметр релаксации представляется отношением п=Lрп/d, где Lрп – длина релаксации в модели промежуточного скола. Обобщенную математическую модель Vп, выражаю- щую изменение разрушенного объема, представим суммой отмеченных функций. После ее оптимизации методами МНК и МППВ получим регрессионную модель зависимости разрушенного объема горной породы в эксперименте промежуточного скола Vп от при- веденного удаления m инденторов друг от друга и энергии удара E в конкретном виде 2 27,3 73,2)( 2 0,635 1,063)( 22    Em eEV 30,30,583п 1,33 . (3) Графически данная модель представлена на рис. 3, б. Коэффициент ее детерминации R2 =0,970 также соответствует допустимому интервалу адекватности. Оценка результатов моделирования. Распределение отклонения регрессии Vк и Vп от значений объема разрушенной горной породы Vкi и Vпi в узловых точках близко к нормальному, а также обладает свойством гомоскедастичности при возрастании каждого аргумента – относительного расстояния m и энергии удара E. Средние квадратичные по- грешности регрессии разрушенного объема горной породы в экспериментах краевого и промежуточного скола, соответственно рк=25,5 мм3 и рп=10,9 мм3 , близки по значе- ниям к погрешностям его экспериментальных измерений эк и эп. Это значит, что слу- чайные отклонения регрессии разрушенного объема от его значений в узловых точках с доверительной вероятностью 0,95 объясняются погрешностью воспроизводимости экс- периментальных измерений. Следовательно, математическими моделями регрессий (2) и (3) по признаку их адекватности выражены закономерности изменения разрушенного объема горной породы Vк и Vп с необходимой и достаточной полнотой и достоверностью. Доверительные интервалы моделей с вероятностью 0,68 выражаются соотношениями Vк(m, E)25,5 мм3 и Vп(m, E)10,9 мм3 . Изменение объемов Vк и Vп в широких интервалах аргументов m и E описано сте- пенными функциями. Происхождение этой наибольшей части разрушенного объема объ- ясняется образованием лунок. Их объем существенно увеличивается с ростом энергии удара E. На достоверность модельного отображения данной закономерности указывает то обстоятельство, что после удвоения энергии удара в условиях удаленных инденторов (m 1,5) объем лунок в модели Vп становится приближенно равным удвоенному объему лунки, образованному в модели Vк. В обеих моделях в локализованной области аргументов симметричной функцией гауссовой формы выделяется сравнительно меньший объем разрушений, происходящих из-за явления квазирезонанса стенки горной породы. Наиболее полно квазирезонанс вы- ражен в регрессионной модели Vк, поскольку в эксперименте краевого скола удары ин- дентора производились в интервалах m 1 и m 1. По модели найдены условия mкр=1,057 и Eкр=50,2 Дж, при которых достигается амплитуда квазирезонанса и проис- ходит максимальный скол стенки. При этом ее доля в разрушенном объеме относительно высока и составляет 39 %. Укрупненный скол стенки объясняется влиянием свободного
  • 43.
    ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №2, 2015 г. 43С е т е в о е п е р и о д и ч е с к о е н а у ч н о е и з д а н и е края примыкающей к ней лунки. Снижение квазирезонанса, происходящее по мере сме- щения аргументов m и E, характеризуется относительным расстоянием к=0,315 и энер- гией к=20,8 Дж. В регрессионной модели Vп при условиях mпр=1,063 и Eпр=73,2 Дж тоже прояв- ляется квазирезонанс разрушения стенки горной породы с амплитудой объема Vр =30,3 мм3 . Увеличение его энергии в данном эксперименте (Eпр > Eкр) связано с относительно большим уплотнением горных пород, прилегающих к стенке. Из-за этого так же снижена ее доля 15 % в суммарном разрушенном объеме. По модели определены относительный размер стенки m=0,063 и параметры снижения квазирезонанса п=0,635, п=27,3 Дж. Оценим реальность регрессионной модели, используя установленные в ней пара- метры разрушения в расчете прочности сж образца горной породы на сжатие. Предста- вим прочность согласно закону Гука соотношением ррсж ΔL/VKL , (4) где K – жесткость образца горной породы; L – размер разрушенной стенки в условиях квазирезонанса. Жесткость выразим из связи деформации Lр с параметром ее энергии . . 2θ 2 рL K  (5) После подстановки (5) в (4) и приведения размеров к относительному виду получим фор- мулу, выражающую прочность на сжатие параметрами регрессионной модели, λθ рсж m/V2  . В расчете сж используем параметры Vр, m, п, п модели Vп как наиболее достоверной и приближенной к условиям лабораторных испытаний образца горной породы на сжатие. После подстановки их в данную формулу получим значение сж=178 МПа, близкое к упомянутому выше результату лабораторных испытаний. Эффективность разрушения горной породы выражается его энергоемкостью Э, представленной соотношением Э=E/V. На рис. 4 графически представлена зависимость энергоемкостей Эк и Эп, построенных по соответствующим регрессионным моделям Vк и Vп, от аргументов m и E. 0,50 0,75 0,99 1,24 1,48 1,72 1,97 80 69 57 46 35 23 12 0,00 0,04 0,08 0,12 0,16 0,20 0,24 0,28 0,32 0,36 0,40 0,44 0,48 0,52 0,56 0,60 Е/ V dЕ 0,16-0,20 0,20-0,24 0,24-0,28 0,28-0,32 0,32-0,36 0,36-0,40 0,40-0,44 0,44-0,48 0,48-0,52 0,52-0,56 1,00 1,49 1,98 2,47 2,96 3,45 3,94 80 69 58 46 35 24 13 0,30 0,33 0,35 0,38 0,40 0,43 0,45 0,48 0,50 0,53 0,55 0,58 0,60 0,30-0,33 0,33-0,35 0,35-0,38 0,38-0,40 0,40-0,43 0,43-0,45 0,45-0,48 0,48-0,50 0,50-0,53 0,53-0,55 0,55-0,58 0,58-0,60 m, отн. ед. Эк, Дж/мм3 E, Дж m, отн. ед. E, Дж Эп, Дж/мм3 а б Рис. 4 – Графики модельного распределения энергоемкости разрушения горной породы в экспериментах краевого (а) и промежуточного (б) скола
  • 44.
    ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №2, 2015 г. 44С е т е в о е п е р и о д и ч е с к о е н а у ч н о е и з д а н и е По локальным экстремумам полученных моделей оценим оптимальные режимы mо, Eо ударного разрушения горной породы. Очевидно, что их значения находятся вблизи областей квазирезонанса. В модели объема краевого скола Vк локальный максимум Vко=269 мм3 наблюдается при следующих значениях параметра расположения инден- тора: mко=1,11 и энергии удара Eко=61,6 Дж. В модели объема промежуточного скола Vп он заметен только в направлении роста параметра m при значении mпо=1,063. По мере увеличения энергии E такой максимум не выражен, поскольку амплитуда квазирезо- нанса в данной модели существенно меньше возрастающего объема луночных разруше- ний. На рис. 5, а показаны графики зависимости модельных объемов от энергии E при соответствующих параметрах mко=1,11 и mпо=1,063. Более отчетливо оптимальные режимы разрушения горной породы выявляются в моделях энергоемкости по критерию ее минимума. В эксперименте краевого скола ми- нимум Эко=0,198 Дж/мм3 достигается в режимах mко=1,02 и Eко=46,1 Дж. В экспери- менте промежуточного скола такой минимум имеет более высокое значение: Эпо= 0,352 Дж/мм3 . Его положение mпо=1,063, Eпо=78 Дж несколько смещено от квази- резонанса в сторону повышения энергии удара. Графики изменения энергоемкости раз- рушений в областях оптимальных режимов удара показаны на рис. 5, б. Различия опти- мальных режимов в моделях объема V и энергоемкости Э объясняются изменяющимся по мере роста энергии соотношением луночного и квазирезонансного разрушения гор- ной породы. Заключение. Закономерности экспериментального разрушения кристаллической горной породы, например гранита, пироксенита или кварцита, ударами одного и двух инденторов отображаются с достаточной достоверностью моделями нелинейной регрес- сии, построенными по функционально-факторным представлениям о влиянии лунок, об- разованных инденторами, и квазирезонансном сколе возникающей рядом стенки. Об этом свидетельствуют соответствующие коэффициенты детерминации моделей 0,928 и 0,970, адекватные погрешностям измерений объема разрушенной горной породы в экс- периментах. Модели не противоречат известным выводам об аналогичных разрушениях, отмеченным во введении. Тем не менее, они впервые выражают в математическом виде функциональную связь параметров ударного разрушения с учетом влияния расположе- ния инденторов и энергии удара. Интерпретация измеренных объемов разрушения, про- веденная с помощью этих моделей, дает возможность определить оптимальные условия удара, обеспечивающие максимальный объем разрушения и минимальную его энергоем- кость. 0 50 100 150 200 250 300 30 40 50 60 70 80 90 100 0,0 0,1 0,2 0,3 0,4 0,5 0,6 30 40 50 60 70 80 90 Vк, Vп, мм3 Vк, Vп, Эк, Эп, Дж/мм3 Дж/мм3 Эк Эп E, Дж E, Дж Рис. 5 – Графики зависимости объема (а) и энергоемкости (б) разрушения горной породы от энергии удара. Значения m: 1,11 (Vк); 1,063(Vп); 1,02 (Эк); 1,063 (Эп) Область оптимальных режимов ударного разрушения а б
  • 45.
    ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №2, 2015 г. 45С е т е в о е п е р и о д и ч е с к о е н а у ч н о е и з д а н и е В практике ударного разрушения горных пород многими инденторами их распо- ложение на рабочей поверхности бурового инструмента и затраты энергии можно опре- делять, выбирая оптимальные параметры и суммируя эффекты разрушений по приведен- ным моделям с учетом образующихся пар вокруг каждого индентора. Литература 1. Эйгелес Р.М. Расчет и оптимизация процессов бурения скважин / Р.М. Эйге- лес, Р.В. Стрекалова. - М.: Недра, 1977. - 200 с. 2. Арцимович Г.В. Механофизические основы создания породоразрушающего бурового инструмента / Г.В. Арцимович. – Новосибирск: Наука, 1985. 3. Жуков И.А. Разработка научно-методических основ исследования и совершен- ствования ударных систем (на примере машин, применяемых при разрушении хрупких сред): автореф. дис. … докт. техн. наук / И.А. Жуков; СГИУ. - Новокузнецк, 2009. - 32 с. 4. Протасов Ю.И. Разрушение горных пород / Ю.И. Протасов. – 2-е изд., стер. – М.: Издательство МГГУ, 2001. - 453 с. 5. Тимонин В.В. Обоснование параметров породоразрушающего инструмента и гидравлической ударной машины для бурения скважин в горных породах: автореф. дис. … канд. техн. наук / В.В. Тимонин; ИГД СО РАН. - Новосибирск, 2009. - 22 с. 6. Антонов В.А. Построение функционально-факторной нелинейной регрессии в горно-технологических исследованиях / В.А. Антонов // Альманах современной науки и образования. - Тамбов: Грамота, 2013. - № 5 (72). - C. 16 – 24. 7. Антонов В.А. Достоверность регрессионных моделей в горно-техноло-гиче- ских исследованиях / В.А. Антонов // Проблемы недропользования. - Екатеринбург, ИГД УрО РАН, 2014. - Вып. 3. - С. 216 – 222. [Электронный ресурс] - RL: http://trud.igduran.ru/edition/3
  • 46.
    ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №2, 2015 г. 46С е т е в о е п е р и о д и ч е с к о е н а у ч н о е и з д а н и е УДК 622.23.01: 622.83 Жабко Андрей Викторович кандидат технических наук, доцент кафедры маркшейдерского дела, Уральский государственный горный университет, 620144 г. Екатеринбург, ул. Куйбышева, 30 e-mail: zhabkoav@mail.ru КРИТЕРИЙ РАЗРУШЕНИЯ ТВЕРДЫХ ТЕЛ Zhabko Andrew V. candidate of technical sciences, associate professor, mine surveying chair the Ural State Mining University 620144 Yekaterinburg, Kuibishev st., 30 e-mail: zhabkoav@mail.ru THE CRITERION OF HARD ROCKS DESTRUCTION Аннотация: На основании ранее выполненных автором ис- следований в работе предлагается критерий разрушения твердых тел (горных пород). Изла- гаются методологические основы его получения с краткими теоретическими выкладками. Про- изводится его анализ и интерпретация получа- емых результатов. Анализируется значение угла наклона наиболее опасной площадки среза в предельном равновесии для различного уровня напряженного состояния. Показывается, что значение данного угла не является постоянной величиной, а зависит от значений предельных компонент главных напряжений. Рассматрива- ются частные случаи предлагаемого критерия для идеально сыпучих и идеально связных сред. Указывается на принципиальное отличие кри- териев Кулона и Мора. Указывается на преиму- щества предлагаемого критерия перед извест- ным аналогом при его использовании в качестве поверхности текучести (пластического потен- циала). Дана физическая интерпретация явле- нию дилатансии при разрушении твердых тел. Ключевые слова: критерий разрушения, условия равновесия, дифференциальное уравнение, глав- ные напряжения, угол наклона площадки сколь- жения, критерий Кулона, критерий Мора, ассо- циированный закон пластического течения, ко- эффициент дилатансии, пластическое дефор- мирование. Abstract: In terms of earlier performed researches the crite- rion of hard rocks’ destruction is proposed. Meth- odological foundations of its obtaining with brief theoretical calculations are set forth. Its analysis and the results interpretation are performed. The slope angle value of the most dangerous area in the cut-off limit equilibrium for different levels of stressed state is analyzed. It is shown that this an- gle’s value is not constant one, it depends on the values of limiting components of principal stresses. Particular cases of the proposed criterion both for perfectly granular and perfectly coherent medium are reviewed. Fundamental difference of the Mohr and Coulomb criteria is pointed to. The proposed criterion advantages to known analogue when it is used as the yield surface (plastic potential) are in- dicated. Physical interpretation of the dilatancy phenomenon is given. Key words: criterion of destruction, equilibrium conditions, differential equation, principal stresses, slope angle of slide ground, Coulomb cri- terion, Mohr criterion, associated law of plastic flow, dilatancy coefficient, plastic deformation. В работе [1] автором получен критерий разрушения горных пород, имеющий сле- дующий вид: C C 1 13 tg 12σσ   , (1) где 13 σ,σ – главные напряжения; C – сцепление;  – угол внутреннего трения. Критерий (1) получен при решении следующей геомеханической задачи. Рассмот- рим полупространство (толщу земной коры). Разобьем его вертикальным сечением на две части, отбросим одну из них, заменяя ее действие по глубине эпюрой распределения горизонтальных главных напряжений 3 σ (рис. 1). Таким образом, определение пласти- ческой (жесткопластической) составляющей компоненты горизонтальных напряжений сводится к определению этой эпюры, то есть определению закона распределения нор- мальных напряжений с глубиной. Для определения эпюры распределения напряжений
  • 47.
    ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №2, 2015 г. 47С е т е в о е п е р и о д и ч е с к о е н а у ч н о е и з д а н и е необходимо знать положение и форму поверхности скольжения, по которой будет раз- рушен массив, а также располагать условием равновесия породной призмы. С упомяну- тыми уравнениями и методикой определения напряжений можно ознакомиться в работах [1 – 3]. Потенциальные поверхности скольжения для рассматриваемой задачи и различ- ных глубин приведены на рис. 1. Рис. 1 – Расчетная схема к определению эпюры горизонтальных напряжений с глубиной Перейдем к анализу выражения (1). Его можно представить в следующем виде:  ctg2σσ 13 , (2) где  – угол наклона наиболее опасной площадки скольжения к направлению действия главного напряжения 3 σ . Если 0σ3  (одноосное сжатие), то 24     , а сж1 σ  ( сж  – предел проч- ности на одноосное сжатие). При увеличении 3 σ (сжимающие напряжения считаются положительными) угол наклона критической площадки также увеличивается. Если вы- полняется условие 0σ3р  ( р – предел прочности на одноосное растяжение), то 24     . В случае, если материал имеет пластический характер разрушения, то есть 0 , угол наклона критической площадки среза является постоянной величиной, не за- висящей от уровня напряжений, и равен  45 . А критерий (1, 2) принимает следую- щий вид: C2σσ 31  . (3) Выражение (3) есть не что иное, как известный критерий разрушения Треска (Сен- Венана), (1868) [4]. Для идеально сыпучих материалов ( 0С  ) критерий прочности таков (в рамках данной работы приводится без доказательства):  1 3 1 sin     . (4) Формула (4) выражает линейную связь между главными напряжениями. Таким образом, при отсутствии как трения, так и сцепления критерий прочности имеет линей-
  • 48.
    ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №2, 2015 г. 48С е т е в о е п е р и о д и ч е с к о е н а у ч н о е и з д а н и е ный вид. Как известно, идеальная жидкость не обладает внутренним трением (вязко- стью) и прочностью на разрыв, а соответственно, и сцеплением. Если положить в урав- нении (3) 0С  или в уравнении (4) 0  , получим условие равновесия (прочности) в виде гидростатического поля распределения напряжений: 1 3    . Из выражения (1) также следует, что для высокого уровня напряжений предель- ные компоненты главных напряжений равны, то есть условие предельного равновесия обеспечивается гидростатическим полем распределения напряжений: 1lim 1 3 1     . (5) Из выражений (4) и (5) следует, что для несвязных материалов и материалов, об- ладающих сцеплением, но находящихся в условиях высоких напряжений, условия пре- дельного равновесия совпадают. Другими словами, можно говорить о том, что на боль- ших глубинах породы проявляют свойства жидкости. Очевидно, что напряжение 1 σ в критерии (1) не может быть отрицательным, по- этому, положив 0σ1  , получим C2σ3  , то есть предел прочности на растяжение по модулю не может превышать двойного сцепления ( C2р  ). Таким образом, для не- связных материалов 0р  . Заметим, что при выводе условия (1) использовался линейный критерий Кулона, (1776) [4]: Cn  tg , (6) где n , – предельные касательные и нормальные напряжения на площадке среза, соот- ветственно. Уравнение (6) в литературе часто называют критерием Кулона – Мора, Мора – Кулона или просто Мора. В 1900 г. Мор предложил общую форму критерия прочности, связывающую главные нормальные напряжения, однако конкретную функциональную зависимость он не предлагал. В дальнейшем было предложено построение паспорта прочности в виде огибающей предельных кругов Мора. Отметим, что в случае криволи- нейной огибающей угол наклона критической площадки среза к линиям действия глав- ных напряжений будет меняться, что противоречит существующей теории. Однако заметим очень важное различие между критериями Кулона и Мора. Кри- терий Кулона в форме (6) был получен чисто эмпирически, и в нем совершенно ничего не говорится о главных напряжениях. Критерий Мора выражает предельное соотноше- ние только через главные напряжения, и в нем ничего не говорится о напряжениях на площадке среза. Паспорт прочности по Кулону может быть непосредственно получен по результатам испытаний на прямой срез. Для получения паспорта прочности в осях глав- ных напряжений по Мору необходимо произвести трехосные (объемные) испытания. Для получения отображения паспорта прочности в осях главных напряжений из системы напряжений на площадке среза (и наоборот), то есть связи критериев Кулона и Мора, необходимо располагать условиями передачи внешней нагрузки (главных напря- жений) на площадку среза, что на современном этапе развития экспериментальной базы невозможно. Тем не менее критерий (6) в осях главных напряжений некоторые авторы, например [5], представляют в виде: 3сж1 σ sin1 sin1 σ    . (7) Между критериями (1) и (7) существуют два принципиальных отличия. Во-пер- вых, в критерии разрушения (7) угол наклона наиболее опасной площадки скольжения к
  • 49.
    ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №2, 2015 г. 49С е т е в о е п е р и о д и ч е с к о е н а у ч н о е и з д а н и е линии действия главного напряжения 3σ является величиной постоянной 24     . Данный угол обеспечивает максимальную разницу между сдвигающими и удерживаю- щими силами по площадке среза в окрестности конкретной точки при заданном уровне напряжений. В критерии (1) угол наклона критической площадки является величиной переменной, зависящей от уровня напряжений, это и придает критерию прочности кри- визну. Кроме того, значение угла наклона критической площадки определяется из усло- вия максимума разности сдвигающих и удерживающих сил вдоль всей поверхности раз- рушения на возможном перемещении всей механической системы (призмы смещения). Во-вторых, минимальное главное напряжение 3σ не совершает работу на площадке сдвига, то есть не реализует удерживающего эффекта в виде трения. И действительно, если подставить критерий разрушения (1) в систему уравнений (8), то получим критерий Кулона в виде равенства (6):   .2sin 2 1 ;cosσσ 31 2 1  n (8) Фактически критерий (1) получен моделированием разрушения твердого тела в изменяющемся поле главных напряжений, и в этой связи он имеет некоторое методоло- гическое сходство с микродефектными теориями прочности. Если линеаризовать уравнение (1) в окрестности точек  0σ;σ 3сж1  , то кри- терий разрушения примет вид:   3сж1 σsin1σ  . (9) Линеаризация критерия (1) эквивалентна замене криволинейной поверхности скольжения на прямолинейную с углом падения площадки среза 24     при тех же механических характеристиках. Анализируя выражения (7) и (9), констатируем их каче- ственное сходство, а при 0 они совпадают. Известно, что пластическое деформирование у хрупких материалов ( 0 ) сопро- вождается увеличением их объема (дилатансией). Вопрос об увеличении объема при пла- стическом деформировании удобнее рассматривать в осях, совпадающих с направле- нием действия главных напряжений. Если принять ассоциированный закон пластиче- ского течения (принцип нормальности), то приращение пластических деформаций будет нормальным к поверхности текучести (пластического потенциала). На рис. 2 представ- лены критерии (1), (7) и (9), а также вектора приращений пластических деформаций в случае принятия ассоциированного закона пластического течения. Для оценки объемных изменений при пластическом деформировании использу- ется так называемый коэффициент дилатансии, представляющий собой котангенс угла наклона паспорта прочности  (при ассоциированном законе пластического течения) к оси 1 σ (см. рис. 2). Значение коэффициента дилатансии определяется выражением [5]: п 1 п 3 ctg    d d , (10) где ctg – коэффициент дилатансии; п 3 п 1 ,  dd – приращения пластических деформаций по направлениям главных осей.
  • 50.
    ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №2, 2015 г. 50С е т е в о е п е р и о д и ч е с к о е н а у ч н о е и з д а н и е Рис. 2 – Критерии прочности (пластичности): 1 – C C 1 13 tg 12σσ   ; 2 –   3сж1 σsin1σ  ; 3 – 3сж1 σ sin1 sin1 σ    В случае, когда коэффициент дилатансии равен единице, пластическое течение называется эквиволюмиальным (равнообъемным). Такое деформирование характерно для материалов пластического разрушения. Приращения пластических деформаций определяется по формулам [4]: 3 п 3 1 п 1 ;       Q d Q d , (11) где  – постоянная; Q – функция пластического потенциала (условие пластичности или прочности (1, 7, 9) с нулем в правой части). Согласно уравнениям (10, 11), коэффициент дилатансии для поверхности текуче- сти в виде (7) равен    sin1 sin1 ctg . (12) Коэффициент дилатансии для линеаризованного критерия (9) равен  sin1ctg . (13) Увеличение объема при пластическом деформировании, согласно (12), дает завы- шенную величину, что противоречит экспериментальным данным [6]. Для устранения данного несоответствия прибегают к искусственному уменьшению приращения объема пластических деформаций посредством необоснованной замены угла внутреннего тре- ния в критерии (7) так называемым углом дилатансии i или его максимальным значе- нием 0 i при отсутствии нормального напряжения на площадке среза (при разрушении трещины 0 i будет стремиться к углу подъема неровностей контактирующих поверхно- стей). В общем случае, величина дилатансии является производной sn dd  / (где sn  , – величины нормального и касательного сдвига, соответственно). Лейхтниц и Ербан по- лучили максимальное значение угла дилатансии на трещине в пределах  2010 [6]. По- добным образом переходят к неассоциированному закону пластического течения. Для неассоциированного закона пластического течения в нашем случае, то есть для соответствия критериев (7) и (9), а также равенства коэффициентов дилатансии (12)
  • 51.
    ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №2, 2015 г. 51С е т е в о е п е р и о д и ч е с к о е н а у ч н о е и з д а н и е и (13) при углах внутреннего трения  20,30,35 углы дилатансии должны быть приняты равными  4,8,5,11,8,12 , соответственно. Выше указывалось на отсутствие реализации механизма трения на площадке среза от действия минимального главного напряжения, что обосновано аналитически, однако физические предпосылки данного феномена объяснить достаточно сложно. Рис. 3 – Схема пластического деформирования и разрушения образца Можно предположить, что его сущность заключается в принципиальном отличии упругого и пластического деформирования, а именно в дилатансии. Как при упругом, так и при пластическом деформировании в направлении максимального главного сжи- мающего напряжения происходит уменьшение размера образца, а в направлении мини- мального – расширение. При упругом деформировании не происходит увеличения объ- ема (явление дилатансии не наблюдается), и поэтому деформирование происходит в “естественной упаковке” с полным контактом между зернами образца. В случае пласти- ческого деформирования происходит разуплотнение зерен, и поэтому в направлении расширения (увеличения объема V ), по-видимому, теряется контакт (рис. 3), что и объ- ясняет отсутствие проявления механизма трения в предельном равновесии от действия минимального главного напряжения. Литература 1. Жабко А.В. Напряженное состояние земной коры / А.В. Жабко // Известия Уральского государственного горного университета. – 2014. – № 3 (35). – С. 57 - 60. 2. Zhabko A.V. Calculation theory of stability of foundations and slopes // Proceedings XV International ISM Congress 2013. 16 – 20 September 2013, Aachen, Germany. - Р. 85 – 97. 3. Жабко А.В. Основы общей теории расчета устойчивости откосов / А.В. Жабко // Известия Уральского государственного горного университета. – 2013. – № 4 (32). – С. 47 – 58. 4. Фадеев А.Б. Метод конечных элементов в геомеханике / А.Б. Фадеев. – М.: Недра, 1987. – 221 с. 5. Прочность и деформируемость горных пород / Ю.М. Карташов и др. – М.: Недра, 1979. – 269 с. 6. Кашников Ю.А. Механика горных пород при разработке месторождений угле- водородного сырья / Ю.А. Кашников, С.Г. Ашихмин. – М.: ООО «Недра-Бизнесцентр», 2007. – 467 с.
  • 52.
    ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №2, 2015 г. С е т е в о е п е р и о д и ч е с к о е н а у ч н о е и з д а н и е МЕХАНИЗАЦИЯ ОТКРЫТЫХ ГОРНЫХ РАБОТ
  • 53.
    ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №2, 2015 г. 53С е т е в о е п е р и о д и ч е с к о е н а у ч н о е и з д а н и е УДК 622.684:621.879.004.94 Журавлев Артем Геннадиевич кандидат технических наук, старший научный сотрудник, Институт горного дела УрО РАН, 620075, г. Екатеринбург, ул. Мамина-Сибиряка, 58 e-mail: juravlev@igduran.ru Скороходов Антон Васильевич инженер-исследователь, Институт горного дела УрО РАН e-mail: skorokhodov@igduran.ru К ВОПРОСУ ОБОСНОВАНИЯ ПРОИЗВОДИТЕЛЬНОСТИ ЭКСКАВАТОРНО-АВТОМОБИЛЬНЫХ КОМПЛЕКСОВ МЕТОДОМ КОМПЬЮТЕРНОГО МОДЕЛИРОВАНИЯ Zhuravlev Artem G. candidate of technical sciences, senior researcher, The Institute of mining UB RAS 620075, Yekaterinburg, Mamin-Sibiryak st., 58 e-mail: juravlev@igduran.ru Skorokhodov Anton V. engineer- researcher, The Institute of mining UB RAS e-mail: skorokhodov@igduran.ru TO THE QUESTION OF GROUNDING EXCAVATOR-TRUCK SETS CAPACITY BY COMPUTER SIMULATION Аннотация: Увязаны воедино известные закономерности изменения производительности и себестоимо- сти экскаваторно-автомобильного комплекса с ростом вместимости ковша экскаватора и количества автосамосвалов, обслуживающих один экскаватор. Представлены результаты компьютерного моделирования с применением специализированных программных средств, разработанных в ИГД УрО РАН, разных вари- антов простых экскаваторно-автомобильных комплексов, произведены технико-экономиче- ский расчет на основе результатов моделиро- вания и оценка стоимости владения ЭАК за 7 лет, сформулированы принципы подбора пара- метров ЭАК. Ключевые слова: экскаваторно-автомобиль- ный комплекс, компьютерное моделирование, транспортная система карьера, стоимость владения, технико-экономические показатели. Abstract: The regularities of changing both the capacity and prime cost of an excavator-truck set are correlated together with the growth of the excavator’s bucket capacity and the number of trucks, serving one excavator. The results of computer simulation us- ing specialized software developed in the IM UB RAS are presented as well as different variants of common excavator-truck sets. Technical and eco- nomic calculations in terms of simulation results and estimation the cost of ETS ownership for 7 years are performed. The principles of selection EAS parameters are formulated. Key words: excavator-truck set, computer simula- tion, open pit transport system, ownership cost, technical and economic indices. Вопросам обоснования производительности экскаваторно-автомобильных ком- плексов (ЭАК) на карьерах посвящено большое количество работ, что связано с опреде- ляющей ролью этого оборудования в себестоимости добычи полезных ископаемых, тем- пах развитии горных работ и др. Решение задач в этой области требуется в двух аспектах: - теоретические исследования, связанные с поиском рациональных структур ор- ганизации работ, оптимальных параметров горных и транспортных машин, исследова- ние развития транспортных систем карьеров и др.; - прикладные расчеты для определения типов, моделей и количества горного обо- рудования при проектировании карьеров или их техническом перевооружении. Одним из важных вопросов является правильный подбор экскаваторно-автомо- бильных комплексов по набору взаимоувязанных факторов: соотношению вместимости ковша экскаватора и кузова автосамосвала (весовой и объемный модули ЭАК по Куле- шову А.А. [1]), количеству автосамосвалов, обслуживающих экскаватор, их грузоподъ- емности. Решение этой задачи рассматривалось многими авторами в разных аспектах.
  • 54.
    ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №2, 2015 г. 54С е т е в о е п е р и о д и ч е с к о е н а у ч н о е и з д а н и е Так, в работе Васильева М.В., Сироткина З.Л., Смирнова В.П. [2] представлено решение методами теории массового обслуживания задачи выбора рационального соче- тания погрузочного и транспортного оборудования по производительности экскаватора в зависимости от количества автосамосвалов, обслуживающих данный экскаватор. Ав- торами показано, что при малом числе автосамосвалов на трассе коэффициент их ис- пользования близок к единице, а производительность экскаватора растет по прямолиней- ному закону. С увеличением числа автосамосвалов темп нарастания их производитель- ности падает, а в случае предельного насыщения системы автосамосвалами рост произ- водительности полностью прекращается (рис.1). При этом из рисунка видно, что диапа- зон варьирования производительности (заштрихованная область) достаточно широк и зависит от ряда дополнительных факторов организации работ. Согласно [2, с. 224], наибольшая производительность экскаватора может быть получена при полном насыще- нии технологической линии автомобилями. Отметим, что при этом важно оценить не только технологические, но и технико-экономические показатели, которые могут повли- ять на выбор рационального варианта. Так, наиболее экономичный вариант будет, веро- ятнее всего, соответствовать не полному насыщению линии автосамосвалами. Рис.1 – Производительность экскаватора ЭКГ-4 в зависимости от количества обслуживающих его автосамосвалов БелАЗ-540, по данным [2, с. 224] В работе А.А. Кулешова [3] приведены расчеты удельных затрат на экскавацию и транспортирование горной массы ЭАК в зависимости от весового и объемного модуля комплекса, отражающие наличие минимума удельных затрат в зависимости от соотно- шения объема ковша экскаватора и вместимости грузовой платформы автосамосвала (рис. 2). Представляется важным решение комплексной задачи технико-экономического обоснования рациональных параметров экскаваторно-автомобильного комплекса как по весовому и объемному модулю ЭАК (согласно Кулешову А.А.), так и по количеству ав- тосамосвалов, обслуживающих ЭАК. Решение этой задачи возможно на основе компью- терного моделирования в программе «Транспортная система карьера» (ТСК), разрабо- танной в ИГД УрО РАН [4]. Это позволяет, с одной стороны, решить проблемы, возни- кающие при решении задачи методами теории массового обслуживания (погрешности), с другой – максимально приблизить режим работы ЭАК к реальному карьеру за счет Число экскаваторов, шт. 0 1 2 3 4 5 10 20 30 40 Производит.экскаватора,тыс.т/смену
  • 55.
    ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №2, 2015 г. 55С е т е в о е п е р и о д и ч е с к о е н а у ч н о е и з д а н и е моделирования возникающих систематических и случайных простоев, изменений про- должительности операций процессов экскавации и транспортирования. Рис. 2 – Зависимость удельных приведенных затрат по ЭАК от грузоподъемности автосамосвалов [3, с. 293]: 1 – удельные приведенные затраты по ЭАК, 2 – коэффициенты маневренности Км комплекса, 3 – коэффициент стабильности ЭАК Алгоритм работы программы ТСК заключается в пошаговом (с шагом времени от 1 с и грубее) воспроизведении работы выемочно-погрузочных, транспортных средств, перегрузочных пунктов в составе заданной в базе данных пространственной модели транспортной системы карьера (включая автодороги, места погрузки и разгрузки). Мо- дель может содержать до трех одновременно моделируемых видов транспорта (автомо- бильный, железнодорожный, конвейерный), каждый из которых функционирует по от- дельным алгоритмам и в рамках отдельной схемы транспортных коммуникаций, связан- ных при необходимости перегрузочными пунктами. Программа ТСК позволяет моделировать различные варианты работы транспорт- ной системы карьера, используя при этом нужные виды карьерного транспорта (экскава- торы, автосамосвалы), на реальной схеме движения. После моделирования можно вы- брать оптимальный вариант сочетания экскаваторов и автосамосвалов и такой вариант использовать на реальном карьере, что даст максимальную эффективность. Программа ТСК применима для: – определения «узких мест» варианта организации транспортной системы; – выбора параметров горно-транспортного оборудования путем сопоставления результатов моделирования разных сочетаний и моделей оборудования; – оптимизации управления технологическими процессами горно-транспортных работ; – долгосрочного прогнозирования рациональных вариантов формирования транспортных систем карьеров. Условия проведения расчетов: для всех рассматриваемых ЭАК была принята оди- наковая расчетная трасса с кольцевым движением между одной погрузкой и одной раз- грузкой (рис. 3). Протяженность трассы от погрузки до разгрузки 7 км. Объем переве- зенной горной массы определялся исходя из максимально возможной производительно- сти комплекса по результатам имитационного компьютерного моделирования. По ре- зультатам моделирования определялись технологические показатели каждого ком- плекса: объем фактически перевезенной горной массы, пробег по парку автосамосвалов, 50 100 150 200 250 300 350 400 450 qα, m 0,2 0,4 0,6 0,8 0,3 0,4 Сопт, руб/т 0,5 Км, Кст 1 3 2
  • 56.
    ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №2, 2015 г. 56С е т е в о е п е р и о д и ч е с к о е н а у ч н о е и з д а н и е расход топлива и т.п. Объем погруженной горной массы экскаватором, очевидно, равен объему перевезенной горной массы. Рис.3 – Окно моделирования программы ТСК с кольцевой трассой Сравнение проводилось для нескольких простых экскаваторно-автомобильных комплексов (табл. 1). Для каждого сочетания модели экскаватора и автосамосвала рас- сматривались несколько подвариантов с различным количеством автосамосвалов в ком- плексе. Таблица 1 Сравниваемые варианты экскаваторно-автомобильных комплексов Параметр Вариант ЭАК* ЭКГ-5 (7540) ЭКГ-8 (7540) ЭКГ-20 (7540) ЭКГ-5 (7555) ЭКГ-8 (7555) ЭКГ-20 (7555) ЭКГ-8 (7513) ЭКГ-15 (7513) ЭКГ-20 (7513) ЭКГ-40 (7513) Весовой мо- дуль ЭАК (с учетом коэф. заполнения ковша и раз- рыхления) 3,6 2,3 2,3 6,6 4,1 1,7 10,2 5,4 4,1 2,0 Объемный мо- дуль ЭАК 3,8 2,4 1,0 6,6 4,1 1,7 8,8 4,7 3,5 1,8 Подварианты по количеству автосамосва- лов (ед.) 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 10 10 10 10 10 10 10 10 10 10 15 15 15 15 15 15 15 15 15 15 20 20 20 20 20 20 20 20 20 20 * В скобках приведена модель автосамосвалов БелАЗ Моделирование проводилось для промежутка одной 8-часовой смены по всем ва- риантам. Далее с учетом годового фонда рабочего времени при круглогодичном 3-смен- ном режиме работы рассчитана годовая производительность каждого ЭАК, которая представлена на рис. 4. Из графика (рис. 4) видно, что для всех вариантов на уровне 10 – 15 автосамосвалов, работающих на линии, достигнуто насыщение транспортной си- стемы, когда производительность практически не растет с увеличением парка транспорт-
  • 57.
    ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №2, 2015 г. 57С е т е в о е п е р и о д и ч е с к о е н а у ч н о е и з д а н и е ных машин. При этом насыщение происходит тем раньше, чем больше весовой (объем- ный) модуль ЭАК. Также наблюдаются известные закономерности: с увеличением гру- зоподъемности автосамосвалов существенно повышается производительность ком- плекса, однако в случае использования экскаваторов с малой вместимостью ковша при объемном модуле ЭАК более 6,5 – 7,0 производительность комплекса даже ниже, чем у ЭАК с менее грузоподъемными самосвалами, но большим ковшом экскаватора (см. ЭКГ- 8(7513) и ЭКГ-20(7555)). В то же время при работе в паре с экскаватором, объем ковша которого близок к оптимальному для данного автосамосвала (согласно рекомендациям многих литературных источников: 4 – 6 ковшей экскаватора на погрузку одного автоса- мосвала), значительно увеличивается производительность ЭАК. Например, 15 самосва- лов БелАЗ-7513 в паре с экскаватором ЭКГ-40 обеспечивают производительность на 26,5 % выше относительно варианта с ЭКГ-20, а 20 таких самосвалов – на 32 %. Рис. 4 – Расчетная годовая производительность для рассматриваемых ЭАК С точки зрения увеличения производительности рационально выбирать ЭАК с ве- совым (объемным) модулем менее 4. Однако экскаваторы большого типоразмера влекут повышенные капитальные и эксплуатационные затраты. Поэтому важно оценить тех- нико-экономические показатели по рассмотренным вариантам. Технико-экономический расчет базируется на полученных моделированием тех- нологических параметрах и затратных показателях, определенных как по аналогам и имеющимся ценам на расходные материалы, так и на регрессионных зависимостях ана- логично методике, описанной в [5]. Для автосамосвалов использовались данные иссле- дований [5, 6]. Для экскаваторов на основе сведений о стоимостных показателях [7, 8] были установлены регрессионные зависимости и путем экстраполяции и интерполяции определены искомые удельные экономические показатели экскавации в зависимости от вместимости ковша экскаватора. 0 5000 10000 15000 20000 25000 30000 35000 40000 45000 5 10 15 20 Превезено,тыс.т/год Количество самосвалов, шт. ЭКГ-5 (7540) ЭКГ-8 (7540) ЭКГ-20 (7540) ЭКГ-5 (7555) ЭКГ-8 (7555) ЭКГ-20 (7555) ЭКГ-8 (7513) ЭКГ-15 (7513) ЭКГ-20 (7513) ЭКГ-40 (7513) БелАЗ-7540 БелАЗ-7555 БелАЗ-7513 Объемный модуль ЭАК 1,8 3,5 4,7 1,7 8,8 4,1 6,6 1,0 2,4 3,8
  • 58.
    ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №2, 2015 г. 58С е т е в о е п е р и о д и ч е с к о е н а у ч н о е и з д а н и е Для установления общих закономерностей без привязки к конкретному инвести- ционному проекту по конкретному горнодобывающему предприятию удобно использо- вать показатель «стоимость владения», рассчитываемая как сумма капитальных и экс- плуатационных затрат за фиксированный промежуток времени (обычно – срок службы оборудования). Для расчетов в данной статье принят срок 7 лет (средний срок службы карьерных автосамосвалов). На рис. 5 видно, что наименьшие затраты имеют место при использовании более производительного оборудования. При этом наиболее экономичный вариант необхо- димо выбирать по комплексу факторов: для одной и той же модели автосамосвала при малых объемах перевозок и количестве автосамосвалов преимуществом будет обладать вариант с меньшим по типоразмеру экскаватором, а с увеличением объема перевозок – вариант с более производительным экскаватором. Также видно, что при использовании слишком малых экскаваторов (весовой (объемный) модуль ЭАК более 8) ведет к резкому повышению затрат (см. ЭКГ-5(7555) и ЭКГ-8(7513)). Рис. 5 – Удельная стоимость владения ЭАК за 7 лет, приведенная к 1 т перевезенной горной массы Вопросы формирования ЭАК достаточно глубоко исследованы. Так, например, в работах А.А. Кулешова [3] приведены расчеты удельных затрат на экскавацию и транс- портирование горной массы ЭАК при различных весовых и объемных модулях ком- плекса, отражающие наличие минимума удельных затрат в зависимости от соотношения вместимости ковша экскаватора и грузовой платформы автосамосвала. Расчеты, приве- денные в данной статье, показывают, что в большинстве случаев имеется также оптимум и по критерию удельных затрат на тонну перевезенной горной массы в зависимости от количества автосамосвалов, обслуживающих экскаватор. При этом положение оптимума зависит как от объема ковша экскаватора, так и от грузоподъемности автосамосвалов. Указанный факт и данные рисунка 5 позволяют сформулировать дополнительный методический принцип, при выборе параметров ЭАК: для близких или тождественных 100 150 200 250 300 350 5 10 15 20 25 Удельнаястоимостьвладения,руб./т Количество самосвалов, шт. ЭКГ-5 (7540) ЭКГ-8 (7540) ЭКГ-20 (7540) ЭКГ-5 (7555) ЭКГ-8 (7555) ЭКГ-20 (7555) ЭКГ-8 (7513) ЭКГ-15 (7513) ЭКГ-20 (7513) ЭКГ-40 (7513) БелАЗ-7513 БелАЗ-7540 БелАЗ-7555
  • 59.
    ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №2, 2015 г. 59С е т е в о е п е р и о д и ч е с к о е н а у ч н о е и з д а н и е по технико-экономическим показателям вариантов ЭАК при большем количестве авто- самосвалов, обслуживающих экскаватор, следует отдавать предпочтение экскаваторам с большей вместимостью ковша (или, что то же самое, принимать меньшие значения ве- сового и объемного модуля ЭАК), а для вариантов с меньшим количеством автосамосва- лов в ЭАК – отдавать предпочтение экскаваторам с меньшей вместимостью ковша (боль- шими значениями весового и объемного модуля ЭАК). При этом необходимо учитывать, что минимальные удельные затраты не всегда соответствуют минимальным абсолютным показателям затрат. Так, на рис. 6 приведены суммарные затраты за 7 лет на эксплуата- цию простого ЭАК с автосамосвалами БелАЗ-7513. Видно, что наиболее дешевый по удельным затратам (см. рис. 5) вариант с экскаватором ЭКГ-40 по абсолютным цифрам является наиболее капиталоемким. Поэтому, если предприятие не имеет возможности вложить большие средства в мощный комплекс, оно должно выбирать наиболее рацио- нальный из вариантов с меньшими экскаваторами, например: экскаватор ЭКГ-20 с 12 автосамосвалами БелАЗ-7513 или ЭКГ-15 с 9 автосамосвалами БелАЗ-7513. Рис. 6 – Зависимость суммарной стоимости владения ЭАК от количества автосамосвалов в нем (ЭАК состоит из одного экскаватора и автосамосвалов БелАЗ-7513) Проведенные исследования позволяют сделать следующие выводы. 1. Существующая методическая база выбора параметров и состава экскаваторно- автомобильных комплексов требует уточнения с учетом внедрения методов имитацион- ного компьютерного моделирования ЭАК. 2. Важным вопросом при выборе параметров ЭАК наряду с оптимальным сочета- нием вместимости ковша экскаватора и кузова автосамосвала является подбор количе- ства и грузоподъемности автосамосвалов, обслуживающих экскаватор. Наиболее эконо- мичный вариант зависит от параметров маршрута транспортирования и требуемой про- изводительности ЭАК . 3. Минимум затрат на экскавацию и транспортирование горной массы экскава- торно-автомобильным комплексом при варьировании количества автосамосвалов на ли- нии определяется точкой насыщения транспортной системы автосамосвалами (когда с увеличением их количества производительность комплекса практически не растет). 4. Для близких или тождественных по технико-экономическим показателям вари- антов ЭАК при большем количестве автосамосвалов, обслуживающих экскаватор, сле- дует отдавать предпочтение экскаваторам с большей вместимостью ковша (или, что то 1500 2000 2500 3000 3500 4000 4500 5000 5500 6000 6500 5 10 15 20 Стоимостьвладения7лет,млн.руб. Количество самосвалов, шт. ЭКГ-8 ЭКГ-15 ЭКГ-20 ЭКГ-40
  • 60.
    ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №2, 2015 г. 60С е т е в о е п е р и о д и ч е с к о е н а у ч н о е и з д а н и е же самое, принимать меньшие значения весового и объемного модуля ЭАК), а для вари- антов с меньшим количеством автосамосвалов в ЭАК – отдавать предпочтение экскава- торам с меньшей вместимостью ковша (большими значениями весового и объемного мо- дуля ЭАК). 5. Рост производительности ЭАК существенно замедляется при достижении зна- чений объемного модуля ЭАК на уровне 2,5, а при достижении значений 1,8 – 2,0 про- изводительность не растет. Литература 1. Кулешов А.А. Выбор оптимальной типажной структуры экскаваторно-автомо- бильных комплексов для условий конкретного карьера: учеб. пособие / А.А. Кулешов. – Л.: Ленинградский горный институт, 1989. – 70 с. 2. Васильев М.В. Автомобильный транспорт карьеров / М.В. Васильев, З.Л. Си- роткин, В.П. Смирнов. – М.: Недра, 1973. – С. 221 - 226. 3. Кулешов А.А. Мощные экскаваторно-автомобильные комплексы карьеров / А.А. Кулешов. – М.: Недра, 1980. – 317 с. 4. Имитационное моделирование и автоматизированное управление горнотранс- портными работами в карьерах / Р.Г. Салахиев, А.В. Дедюхин, Ю.А. Бахтурин, А.Г.Жу- равлев // Горный журнал. – 2012. - № 1. – С. 82 - 85. 5. Журавлев А.Г. Выбор рациональной грузоподъемности карьерных автосамо- свалов для конкретных условий транспортирования / А.Г. Журавлев // Транспорт Урала. – 2014. – № 4. – С. 96 - 101. 6. Проблемы магистрального транспортирования руды от удаленных кимберли- товых месторождений / П. И. Тарасов, А. Г. Журавлев, В. А. Черепанов и др. // Горное оборудование и электромеханика. – 2014. – № 5. – С. 25 – 31. 7. Глебов А.В. Оценка эффективности применения мехлопат и гидравлических экскаваторов в условиях Кузбасса / А.В. Глебов, Л.А. Репин // Горное оборудование и электромеханика. – 2013. - № 6. – С. 20 - 22. 8. Глебов А.В. Цена владения – критерий выбора горного оборудования (на при- мере тяжелых экскаваторов) / А.В. Глебов, Л.А. Репин // Горное оборудование и элек- тромеханика. – 2014. - № 5. – С. 10 - 13. 9. Журавлев А.Г. Компьютерное моделирование режимов движения карьерных автосамосвалов с КЭУ / А.Г. Журавлев // Горный информационно-аналитический бюл- летень. – 2011. – № ОВ11. – С. 371 - 382.
  • 61.
    ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №2, 2015 г. С е т е в о е п е р и о д и ч е с к о е н а у ч н о е и з д а н и е ПОДЗЕМНАЯ ГЕОТЕХНОЛОГИЯ
  • 62.
    ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №2, 2015 г. 62С е т е в о е п е р и о д и ч е с к о е н а у ч н о е и з д а н и е УДК 622.222 : 622.647 Громов Евгений Викторович научный сотрудник, Горный институт КНЦ РАН, 184209, г. Апатиты Мурманской обл., ул. Ферсмана, 24 e-mail: evgromov@goi.kolasc.net.ru РАЗРАБОТКА СПОСОБОВ ВСКРЫТИЯ ГЛУБОКОЗАЛЕГАЮЩИХ РУДНЫХ МЕСТОРОЖДЕНИЙ С ПРИМЕНЕНИЕМ СОВРЕМЕННЫХ ТИПОВ КОНВЕЙЕРНОГО ТРАНСПОРТА Gromov Evgeny V. researcher, the Mining Institute, KSC RAS 184209, Apatites, Murmansk region, Fersman st. 24 e-mail: evgromov@goi.kolasc.net.ru ELABORATION THE PROCESSES OF MINING DEEP-BEDDING ORE DEPOSITS APPLYING UP-TO-DATE CONVEYOR TRANSPORT Аннотация: Показаны недостатки схемы вскрытия запасов месторождения для подземной разработки ме- сторождения «Олений ручей» с выдачей руды по вертикальному слепому скиповому стволу и кон- вейерной штольне на поверхность. Разрабо- таны рациональные схемы вскрытия запасов месторождения с применением современных типов конвейеров, предусматривающие поэтап- ный ввод рудника в эксплуатацию. Получен ряд зависимостей технологических параметров лен- точного конвейера, позволяющих частично ти- пизировать и упростить его эксплуатационный расчет. По предложенным вариантам выпол- нено укрупненное технико-экономическое срав- нение. Показано преимущество поэтапного вскрытия подземных запасов месторождения «Олений ручей» наклонными конвейерными стволами. Ключевые слова: подземная разработка, схемы вскрытия запасов, шахтный ствол, скип, штольня, камера подъемной машины, камера дробления, конвейер, технико-экономическое сравнение Abstract: The drawbacks of previously developed process of the Oleny Ruchey deposit reserves subsurface min- ing are revealed, the ore being hoisted to the sur- face through a vertical skip shaft and a conveyor adit. Efficient schemes of the deposit development were worked out employing up-to-date conveyors that provide for staged mine introduction into oper- ation. Dependencies of a belt conveyor’s techno- logical parameters have been obtained that permit to partially typify and simplify its operating calcu- lation. An extended feasibility comparison was per- formed on the methods proposed. The advantages of staged mining subsurface reserves of the Oleny Ruchey deposit by inclined conveyer shaft are dis- played. Key words: subsurface mining, the patterns of sub- surface reserves development, mine shaft, skip, adit, hoisting chamber, crushing chamber, con- veyer, feasibility comparison Введение Месторождение «Олений Ручей» расположено в крайней юго-восточной части Хибинского массива, в долинах ручьев Минерального и Оленьего, на расстоянии 22 км от города Кировска Мурманской области. С северо-востока месторождение «Олений Ру- чей» примыкает к Ньоркпахкскому месторождению, разрабатываемому Восточным руд- ником АО «Апатит». Месторождение приурочено к склонам гор Ньоркпахк, Суолуайв и Коашкар. Абсолютные отметки рельефа находятся в пределах +300 ÷ +700 м. Запасы месторождения «Олений ручей» составляют 385,5 млн т. Рудные тела в пределах месторождения сконцентрированы в двух ярусах: верхнем – мощностью 200 м и нижнем – мощностью от 50 до 330 м. Они разделены безрудной толщей мощностью 200 – 300 м (рис. 1). В настоящее время разработка месторождения осуществляется от- крытым способом при годовой производительности рудника 3,0 млн т. Календарным графиком строительства начало добычи подземными горными работами предусматри-
  • 63.
    ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №2, 2015 г. 63С е т е в о е п е р и о д и ч е с к о е н а у ч н о е и з д а н и е вается с 2016 г. с последующим выходом на производительность по добыче и перера- ботке 6 млн т руды в год к 2020 г., которая будет поддерживаться до 2064 г. Балансовые запасы подземного рудника составляют 353 млн т при бортовом содержании Р2О5 4 %. Рис. 1 – Модели рудных тел верхнего и нижнего ярусов месторождения «Олений ручей» Вскрытие запасов месторождения «Олений ручей» для подземной разработки по существующему проекту должно осуществляться тремя штольнями различного назначе- ния с отметок +240 м: Транспортной, Конвейерной, Вентиляционной (рис. 2). Проектом предусматривается строительство трех вертикальных стволов: Главного № 1 (ГС-1) (сле- пого), Воздухоподающего № 1 (слепого) и Вспомогательного № 1 . Рис. 2 – Схема вскрытия месторождения «Олений ручей» по проекту АО «Гипроруда» Транспортная схема по проекту предусматривает выдачу руды от комплекса крупного дробления (ККД) с концентрационного горизонта –220 м по ГС-1, оборудо- ванному скиповым подъемом (емкость скипов по 20 м3 каждый), на уровень транспорт- ного горизонта +240 м, где руда перегружается на конвейерную линию, расположенную в Конвейерной штольне. Основные параметры ГС-1: диаметр в свету 6 м, глубина 580 м, отметки сопряжений с выработками горизонтов +240, –300, –340 м. На горизонте +240
  • 64.
    ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №2, 2015 г. 64С е т е в о е п е р и о д и ч е с к о е н а у ч н о е и з д а н и е м от приемного бункера ГС -1 по конвейерным штольне (длина 1350 м) и галерее (длина 135 м) руда поступает в перегрузочный бункер обогатительной фабрики. Выработки концентрационного горизонта –220 м предполагается оборудовать же- лезнодорожными путями узкой колеи (750 мм), и транспортировать руду в вагонетках с донной разгрузкой от рудоспусков до разгрузочных станций ККД. Разработка альтернативных проектным решениям вариантов вскрытия запасов месторождения «Олений ручей» Выполненные ранее в Горном Институте КНЦ РАН исследования показали пре- имущество вскрытия данного месторождения конвейерными транспортными выработ- ками по сравнению со скиповым и автомобильным типом транспортирования. Расчеты показали, что применение дробильно-конвейерных комплексов на выдаче руды позво- ляет – существенно сократить сроки ввода рудника в эксплуатацию (до 2,6 раза); – уменьшить объем первоначальных капитальных вложений в строительство пус- кового комплекса и в приобретение основного технологического оборудования (до 4,75 млрд руб.), распределив их во времени; – сократить эксплуатационные расходы первой очереди подземного рудника; – избежать неблагоприятного геомеханического состояния горного массива в рай- оне строительства камер подъемной машины (высотой 73,3 м и объемом 5398 м3 ) и раз- грузки скипов (объемом 26259 м3 ) ГС-1 в условиях месторождения, склонного к прояв- лению горного давления в динамической форме. С учетом этого в рамках технологического регламента рассмотрены варианты вскрытия запасов месторождения с применением современных типов конвейеров. Схемы вскрытия первоочередного участка запасов нижнего яруса месторождения «Олений ручей» предполагают выдачу руды конвейерным транспортом в отметках +240/–40 м. Предварительно руда, поступающая по капитальным рудоспускам РС № 1 и РС № 2, проходит стадию крупного дробления. Далее сборочным ленточным конвейером (СЛК) руда передается на магистральные конвейерные линии, по которым поступает на обогатительную фабрику. Производительность рудника при отработке запасов первоочередного участка составит 1 млн т/год, однако параметры соответствующих горно-механических устано- вок сформированы исходя из проектной производительности рудника в 6 млн т/год. Для выпуска руды из рудоспусков предполагается использование фронтальных люковых устройств NMT (фирма «Nordic», Канада), успешно зарекомендовавших себя на руднике «Северный» ОАО «Кольская ГМК». При промышленных испытаниях на руд- нике «Северный» данное люковое устройство показало высокую техническую готов- ность, а также производительность до 5,5 млн т/год на единицу оборудования. Дробле- ние руды предусматривается осуществлять на полустационарных двухвалковых дробилках первичного дробления DRC 18-18 с пластинчатыми питателями типа RFK 1800 x 13000 - D6I (фирма «ThyssenKrupp», Германия). Технико-экономическое сравне- ние с аналогами – щековыми дробилками компании «Metso», эксплуатируемыми в насто- ящее время на Расвумчоррском руднике АО «Апатит», – показало превосходство и уни- версальность дробилок DRC 18-18. Основными преимуществами данного оборудования являются – возможность работы без дополнительных закупок при росте производительно- сти от 1 до 6 млн т/год; – простота устройства и надежность работы валковой дробилки; – возможность совместного использования с любым типом конвейеров (обеспе- чивает дробление в одну стадию с заданной крупностью куска на выходе от 350 до 150
  • 65.
    ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №2, 2015 г. 65С е т е в о е п е р и о д и ч е с к о е н а у ч н о е и з д а н и е мм, а аналогичная установка вторичного дробления, смонтированная на фабрике, позво- лит выдать продукт с крупностью 30 мм, избежав традиционной для апатит-нефелино- вых руд стадии среднего дробления) [1, 2]. Все рассматриваемые варианты транспортирования руды в зависимости от пространственного расположения транспортных коммуникаций предусматривают 6 схем с различными комбинациями последовательно установленных конвейеров: – горизонтальных и наклонных (варианты № 1, 4, 6); – горизонтальных, наклонных, а также крутонаклонных (варианты № 2, 3); – горизонтальных и радиального наклонного (вариант № 5) [3, 4]. Для всех вариантов вскрытия конвейеры в наклонных и горизонтальных выработках устанавливаются в кровле, что позволяет обеспечить механизированную уборку просыпи и уменьшить площадь сечения конвейерных выработок. Все предусмот- ренное горно-транспортное оборудование, а также параметры его работы согласованы с фирмами-производителями на основе технико-коммерческих предложений. Моделирование объектов геотехнологии осуществлялось программными сред- ствами системы MINEFRAME [5, 6]. Рис. 3 – Схема вскрытия №1 с транспортированием руды по наклонному конвейерному стволу Схема вскрытия № 1 (рис. 3) предполагает использование горизонтальных и наклонных ленточных конвейеров. Руда из рудоспусков после крупного дробления по- ступает на горизонтальный сборочный ленточный конвейер горизонта –40 м, посред- ством которого перегружается на наклонный магистральный конвейер и выдается на по- верхность, где происходит перегрузка на поверхностный конвейер и дальнейшее транс- портирование на обогатительную фабрику. Схема вскрытия № 2 предусматривает удлинение СЛК в отметках –40/+3 м с увеличением угла наклона конвейера до 12 градусов. Далее на отметке +3 м происходит перегрузка на вертикальный конвейер типа «Flexowell» с лентой ящичного вида, который поднимает руду до отметки +234 м, где оборудуется перегрузочный узел на существующую конвейерную штольню, по которой руда транспортируется до обогатительной фабрики на расстояние L=1442 м (рис. 4, а) [7]. Схема вскрытия № 3 аналогична варианту № 2. Отличие заключается в том, что вместо вертикального используется крутонаклонный конвейерный подъем с углом
  • 66.
    ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №2, 2015 г. 66С е т е в о е п е р и о д и ч е с к о е н а у ч н о е и з д а н и е наклона β=500 и протяженностью транспортирования L=360 м. При данной схеме сокра- щается протяженность сборочного конвейера на 180 м (рис. 4, б). В качестве крутонаклонного конвейерного транспортера предлагается использо- вание конвейерной системы «RailCon» производства компании «Doppelmayr Transport Technology GmbH» (Австрия). Конвейер «RailCon» – это транспортер непрерывного действия, который объединяет в себе преимущества испытанных технологий железной дороги и традиционного ленточного конвейера. Система состоит из плоской ленты с бо- ковыми гофрированными бортами и интегрированными через определенное расстояние колесными парами. Колеса двигаются по рельсам, исключая боковой сход ленты, выпол- няющей тяговую функцию [9]. Рис. 4 – Схемы вскрытия: а) № 2 – с транспортированием руды горизонтально-наклонным и вертикальным конвейерами; б) № 3 – с транспортированием руды ленточными и крутонаклонным конвейерами Схема вскрытия № 4 предполагает транспортирование руды ленточным конвейе- ром по конвейерному уклону под углом β=12° до перегрузочного узла в устье рудо- спуска +249/+234 м (рис. 5). Днище рудоспуска оборудуется люковым устройством, ко- торым регулируется перепуск руды на конвейерную штольню. Кроме того, в отметках +249/+234 м имеется автоуклон в камеру перегрузки. Рис. 5 – Схема вскрытия № 4 с транспортированием руды по конвейерным уклону с рудоспуском и штольне В схеме вскрытия № 5 (рис. 6, а), предусматривается перегрузка руды с СЛК на магистральный ленточный конвейер, состоящий из трех участков: радиального наклон- ного, расположенного в стволе (β=12°, L=1311 м), горизонтального в конвейерной штольне (L=287 м) и наклонного поверхностного (β=6,5°, L=155 м). а) б)
  • 67.
    ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №2, 2015 г. 67С е т е в о е п е р и о д и ч е с к о е н а у ч н о е и з д а н и е Магистральным конвейером руда транспортируется в бункер крупнодробленой руды обогатительной фабрики. Отличительной особенностью данного варианта вскры- тия является применение криволинейного в плане ленточного конвейера с одним гори- зонтальным поворотным участком радиусом 1880 м, что позволяет избавиться от необ- ходимости сооружения дополнительных перегрузочных узлов. Большой опыт в проек- тировании пространственных криволинейных конвейерных систем имеется у компании «Beumergroup» (Германия). Примером такого конвейера является проект, реализован- ный в провинции Сычуань (Китай), где план трассы представлен 8 поворотными участ- ками с радиусом поворота от 1000 м. Общая протяженность трассы при этом составляет 12,6 км без перегрузочных станций [10]. Схема вскрытия № 6 (рис. 6, б) предполагает удлинение СЛК на 120 м в сторону конвейерной штольни до достижения единой вертикальной плоскости в точке пере- грузки (отметка +10 м) на магистральный ленточный конвейер, состоящий, аналогично предыдущему варианту, из трех участков: наклонного, расположенного в стволе (β=12°, L=1080 м), горизонтального в конвейерной штольне (L=71 м) и наклонного поверхност- ного (β=6,5°, L=155 м). Рис. 6 – Схемы вскрытия: а) № 5 – с транспортированием руды по конвейерным радиальному уклону и штольне; б) № 6 – с транспортированием руды по конвейерным уклонам и штольне Достоинства и недостатки по рассматриваемым вариантам вскрытия, оцененные по наиболее существенным техническим характеристикам, представлены в табл. 1. Технико-экономические показатели начального периода отработки запасов месторождения В данном разделе приведены результаты расчетов технических характеристик конвейерного оборудования, капитальных затрат на строительство и приобретение ос- новного оборудования по вариантам вскрытия, а также определены эксплуатационные затраты за 10 лет работы дробильно-транспортных комплексов. При эксплуатационном расчете конвейерного оборудования коэффициенты ис- пользования календарного фонда времени определялись по формуле где Тф = (𝑇н − Тпр − Трем) × Кг – фактическое количество часов работы оборудования; Ткал – календарный фонд рабочего времени; Тн – нормативное или плановое количество часов работы, ч; Тпр – принятое время простоев по организационным причинам, ч; Трем – временные нормы продолжительности текущих ремонтов, ч; Кг= 1 1+ 1−К1 К1 + 1−К2 К2 + 1−К3 К3 + 1−К𝑛 К𝑛 – коэффициент готовности ДКК; К1,..,Кn – коэффициенты готовности. , кал ф исп.кал Т Т К  а) б)
  • 68.
    ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №2, 2015 г. Таблица 1 Достоинства и недостатки по рассматриваемым вариантам вскрытия Характеристики Вариант №1 Вариант №2 Вариант №3 Вариант №4 Вариант №5 Вариант №6 Использование существу- ющей конвейерной штольни Не задействована Полное использова- ние Полное использова- ние 77 м 71 м 287 м Освоенность применяе- мого оборудования Все оборудование достаточно хорошо освоено на многих рудниках Небольшой опыт ис- пользования верти- кальных конвейеров на скальных рудах Отсутствует опыт эксплуатации КНК типа «RailCon» на подземных рудниках Все оборудование достаточно хорошо освоено на многих рудниках Все оборудование достаточно хорошо освоено на многих рудниках Все оборудование достаточно хорошо освоено на многих рудниках Количество промежуточ- ных перегрузочных узлов 2 2 2 3 1 1 Объем горно-проходче- ских работ, м3 107 480 84 590 80 585 110 277 105 611 105 678 Дополнительные затраты на строительство и креп- ление строительство портала наклонного ствола нет нет сооружение допол- нительного перегру- зочного узла, рудо- спуска и автосъезда к его устью крепление конвейер- ных уклона и штольни в месте стыковки крепление конвейер- ных уклона и штольни в месте стыковки Прочие существенные ха- рактеристики - возможность про- ходки наклонного ствола встречными забоями; - изменение транс- портной схемы на поверхности - в 2-3 раза умень- шается диаметр шахтного ствола по сравнению с исполь- зованием скипового подъема; - высокий коэффи- циент технической готовности верти- кального конвейера; - высокая стои- мость конвейерной ленты - отсутствие прису- щих традиционным ленточным конвейе- рам, продольных из- гибных циклов в КНК за счет исполь- зования ходовых опор, что повышает срок службы ленты, полноту загрузки и обеспечивает сниже- ние энергоемкости - возможность про- ходки наклонного ствола встречными забоями; - необходимость приобретения обо- рудования для до- полнительного пере- грузочного узла - возможность про- ходки наклонного ствола встречными забоями; - минимум перегру- зок за счет примене- ния криволинейного в плане ленточного конвейера - возможность про- ходки наклонного ствола встречными забоями; - минимум перегру- зок; - необходимость удлинения штреко- вого конвейера Примечание: красным курсивом выделен текст, описывающий отрицательные характеристики вариантов, черным без курсива – положительные
  • 69.
    ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №2, 2015 г. 69С е т е в о е п е р и о д и ч е с к о е н а у ч н о е и з д а н и е В целях упрощения многовариантных расчетов ленточных конвейеров опреде- лена зависимость удельной мощности привода конвейера от годовой производительно- сти дробильно-конвейерного комплекса (рис. 7). Рис. 7 – Зависимость удельной мощности привода конвейера от производительности Значения часовой производительности конвейера, соответствующие определен- ной годовой производственной мощности ДКК даны для наиболее простой системы, со- стоящей из 1 комплекта оборудования дробления и выпуска руды, а также одного кон- вейера, где Кисп.кал.=0,75. Для расчета более сложных систем, состоящих из большего ко- личества оборудования, предложен повышающий поправочный коэффициент (kn) к удельной потребляемой мощности двигателя (Nуд), значение которого при Кисп.кал.=0,75 равняется единице (рис. 8). Таким образом, умножая Nуд на kn, можно получить скоррек- тированное значение удельной мощности для ДКК с любым количеством единиц обору- дования. Рис. 8 – Зависимость поправочного коэффициента мощности двигателя ленточного конвейера от коэффициента использования календарного фонда Основные технические характеристики конвейерного оборудования по рассмат- риваемым вариантам схем вскрытия приведены в табл. 2.
  • 70.
    ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №2, 2015 г. Таблица 2 Технические характеристики рассматриваемых вариантов вскрытия Параметры Ед. изм. I Вариант II Вариант III Вариант IV Вариант V Вариант VI Вариант СЛК МЛК ПК СЛК МКНК МЛК СЛК МКНК МЛК СЛК МЛК -1 МЛК -2 СЛК МЛК СЛК МЛК Годовая продолжитель- ность работы ком- плекса час. 5920 5920 5920 5725 6130 6130 Коэффициент техниче- ской готовности / то же с учетом оборудования выпуска и дробления руды - 0,89/0,82 0,89/0,82 0,89/0,82 0,86/0,79 0,92/0,85 0,92/0,85 Эксплуатационная производительность тыс. т/год До 6 000 До 6 000 До 6 000 До 6 000 До 6 000 До 6 000 Тип конвейера ЛЖ ЛЖ Flexowell ЛЖ ЛЖ RailCon ЛЖ ЛЖ ЛЖ ЛЖ Угол наклона конвейера град. 0,1 11,4 6,5 0÷12 90 0÷6,5 0,1 50 0÷6,5 0,1 12 0÷6,5 0,1 0÷12 0÷11 0÷12 Длина м 360 1339 155 540 240 1442 360 360 1442 400 1420 235 345 1519 560 1502 Общая протяженность транспортирования м 1854 2222 2162 2055 1864 2062 Ширина ленты конвейера мм 1000 1000 1000 1000 1000 1000 1000 800 1000 1000 1000 1000 1000 1200 1000 1200 Разрывное усилие ленты Н/мм 800 2800 400 800 8000 800 800 8000 800 800 2800 630 800 2800 800 2800 Скорость движения ленты м/с 2,5 2,5 2,5 2,5 1÷4 1÷2,7 2,5 1÷3,3 1÷2,7 2,5 2,5 2,5 2,7 2,7 2,7 2,7 Общая номинальная мощность приводов кВт - при Аг = 1 млн т -"- 308 293 323 334 305 340 - при Аг = 6 млн т -"- 1619 1541 1696 1755 1603 1785 Гранулометрический состав (кусковатость) мм -300 -200+0 -200+0 -300 -300 -300 СЛК – сборочный ленточный конвейер, МЛК – магистральный ленточный конвейер, МКНК – магистральный крутонаклонный конвейер, ЛЖ – ленточный желобчатый
  • 71.
    ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №2, 2015 г. 71С е т е в о е п е р и о д и ч е с к о е н а у ч н о е и з д а н и е Оценка эксплуатационных затрат выполнена по следующим статьям: – вспомогательные материалы; – электроэнергия; – услуги производственного характера; – затраты на оплату труда; – отчисления на социальные нужды; – амортизация основных фондов. В качестве исходных данных приняты цены и тарифы на отдельные виды затрат, а также сетка страховых взносов в ПФ РФ, ФСС РФ, ФФОМС и ТФОМС. Основные технико-экономические показатели (ТЭП) по вариантам вскрытия приведены в табл. 3 и на рис. 9. Изменение оценочной себестоимости дробления и транспортирования руды при наращивании производственной мощности подземного рудника от 1 до 6 млн т/год приведено на рис. 10. Таблица 3 Технико-экономические показатели по схемам вскрытия Наименование показателей Единицы измерения Варианты схем вскрытия I II III IV V VI Годовая добыча руды млн т 1÷6 1÷6 1÷6 1÷6 1÷6 1÷6 – в среднем за расчетный период -"- 3,6 3,6 3,6 3,6 3,6 3,6 Добыча за весь расчетный период -"- 36 36 36 36 36 36 Период отработки запасов (эксплуатации комплекса) лет 10 10 10 10 10 10 Срок строительства -"- 2,2 2,3 2,3 2,2 2,2 2,2 Капитальные вложения: млн руб. 1845,1 1814,3 1690,0 1888,9 1813,0 1837,9 – горно-капитальные работы (ГКР) -"- 1490,6 1270,1 1240,6 1523,0 1462,3 1463,0 – оборудование -"- 354,5 544,2 449,4 365,9 350,7 374,8 Годовые эксплуатационные затраты, всего -"- 232,9 237,4 222,7 242,1 233,2 237,2 – в том числе амортизация -"- 176,9 175,6 163,2 181,2 177,1 178,6 Средняя себестоимость 1 т руды руб. 64,7 65,9 61,9 67,2 64,8 65,9 – в том числе амортизация основных фондов -"- 49,2 48,8 45,3 50,3 49,2 49,6 Эксплуатационные расходы за рас- четный период, всего млн руб. 2329,3 2373,9 2226,8 2420,6 2331,9 2371,6 – в том числе амортизация -"- 1769,5 1755,7 1631,9 1812,4 1771,1 1786,0 Анализируя представленные результаты, следует отметить, что минимальные капитальные вложения характерны для варианта № 3 с транспортированием руды по горизонтальным и крутонаклонному конвейерам, что в большей степени обусловлено наименьшими объемами горно-проходческих работ. Установленные зависимости себестоимости дробления и транспортирования руды от роста годовой производительности рудника показывают тенденцию к ее планомерному снижению с наращиванием производственной мощности по всем схемам вскрытия. При минимальных значениях производительности наиболее экономичными являются варианты № 5, 6 (комбинации горизонтальных и наклонных конвейеров), однако, по
  • 72.
    ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №2, 2015 г. 72С е т е в о е п е р и о д и ч е с к о е н а у ч н о е и з д а н и е достижении производительности в 2,5 млн т/год и более, наибольший экономический эффект достигается при транспортировании руды в соответствии с вариантом № 3. Тем не менее, ввиду отсутствия опыта эксплуатации крутонаклонных конвейеров типа «RailCon» в подземных условиях, предпочтение отдается варианту № 5. Выводы Рассмотрены 6 вариантов вскрытия месторождения с использованием конвейер- ного транспорта, что обеспечивает поэтапный ввод рудника в эксплуатацию, сокращает сроки строительства и позволяет распределить во времени капитальные затраты. В результате выполненных расчетов установлено: 1. Затраты на проходку горно-капитальных выработок и шахтное оборудование, а также сроки строительства по вариантам близки между собой. 2. Объем проходки для вариантов с вертикальным и крутонаклонным конвейер- ными восстающими ниже на 20 – 25 тыс. м3 , а затраты – на 200 – 250 млн руб. Однако за счет использования дорогостоящего конвейерного оборудования суммарные капи- тальные затраты отличаются незначительно. 3. Минимальная средняя себестоимость дробления и конвейерного транспорти- рования руды за 10 лет эксплуатации характерна для варианта № 3 (61,9 руб/т), наибо- лее близкими являются варианты № 1 и 5 (64,7 и 64,8 руб/т, соответственно). Кроме того, в работе получены зависимости – удельной мощности привода конвейера от годовой производительности ДКК, позволяющей упростить расчеты ленточных конвейеров для сложных систем, состоящих из большого количества единиц оборудования; – себестоимости дробления и конвейерного транспортирования руды от произ- водственной мощности рудника, что при выборе оптимальной транспортной системы дает возможность учесть изменение технико-экономических показателей ДКК в период развития производительности рудника до проектных показателей. На основе калькуляции затрат по вариантам вскрытия может быть рекомендован вариант № 5, предполагающий транспортирование руды горизонтальными и наклон- ными ленточными конвейерами по криволинейной в плане схеме расположения маги- стрального конвейера. Основным преимуществом варианта является минимальное коли- чество перегрузочных узлов, что повышает техническую готовность системы, позволяет сократить расстояние транспортирования, тем самым оптимизировать себестоимость дробления и транспортирования руды. Рис. 9 – Затраты на строительство и приобретение оборудования дробильно-конвейерных комплексов по вариантам схем вскрытия Рис. 10 – Изменение себестоимости дробления и транспортирования руды при наращивании производственной мощности
  • 73.
    ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №2, 2015 г. 73С е т е в о е п е р и о д и ч е с к о е н а у ч н о е и з д а н и е Литература 1. Леонтьев А.А. Вскрытие глубоких горизонтов карьера «Железный» Ковдор- ского месторождения комплексных руд транспортными выработками подземного руд- ника / А.А. Леонтьев, О.В. Белогородцев, Е.В. Громов // Глубокие карьеры: сб. науч. докл. Всерос. науч.-техн. конф. с междунар. участием (18 - 22 июня 2012 г.) – Апа- титы; СПб., 2012.– С. 235 - 241. 2. Леонтьев А.А. Вскрытие глубоких горизонтов карьера «Железный» Ковдор- ского ГОКа подземными выработками / А.А. Леонтьев, О.В. Белогородцев, Е.В. Громов // Горный информационно-аналитический бюллетень. - 2013. – № 4. – С. 212 - 220. 3. Пертен Ю.А. Конвейеры: справочник / Ю.А. Пертен. – Л.: Машиностроение, 1984. – 367 с. 4. Современная теория ленточных конвейеров горных предприятий / В.И. Галкин и др. – М.: Горная книга, 2011. – 545 с. 5. Мельников Н.Н. Компьютерная технология инженерного обеспечения горных работ на основе системы MINEFRAME / Н.Н. Мельников, С.В. Лукичёв, О.В. Наговицын // Горный информационно-аналитический бюллетень. - 2013. – № 5. – С. 223 - 234. 6. Лукичёв С.В. Автоматизированные инструменты инженерного обеспечения горных работ в системе MINEFRAME / С.В. Лукичёв, О.В. Наговицын // Горный инфор- мационно-аналитический бюллетень. - 2013. – № 7. – С. 184 - 192. 7. Громов Е.В. Выбор транспортной схемы для выдачи руды при комбинирован- ной разработке месторождений полезных ископаемых (на примере рудника «Железный» Ковдорского ГОКа) / Е.В. Громов, А.А. Леонтьев, О.В. Белогородцев // Изв. вузов. Горный журнал. - 2013. – № 8. – С. 10 - 17. 8. Довженко М.В. Результаты эксплуатации системы вертикального конвейерного транспорта / М.В. Довженко // Горная промышленность. – 2008. − № 5. – С. 52 − 53. 9. Твердов А.А. Современные системы транспортировки полезных ископаемых и вскрышных пород / А.А. Твердов, А.В. Жура, С.Б. Никишичев // Горная промышлен- ность. - 2012. - № 2. - С. 96 - 98. 10. Галкин В.И. Обоснование целесообразности применения специальных видов ленточных конвейеров на карьерах / В.И. Галкин, Е.Е. Шешко // Машины и оборудование для открытых горных работ: сборник трудов конф. – Новосибирск, 2013. – С. 13 - 17.
  • 74.
    ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №2, 2015 г. С е т е в о е п е р и о д и ч е с к о е н а у ч н о е и з д а н и е ОБОГАЩЕНИЕ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ
  • 75.
    ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №2, 2015 г. 75С е т е в о е п е р и о д и ч е с к о е н а у ч н о е и з д а н и е УДК 669.791 Бобылева Анастасия Витальевна бакалавр, Иркутский государственный технический университет (ИрГТУ), 664074 г. Иркутск, ул. Лермонтова, 83 e-mail: Lastochc2009@yandex.ru Домрачева Валентина Андреевна профессор, доктор технических наук, Иркутский государственный технический университет e-mail: tina-domra@yandex.ru О ВОЗМОЖНОСТИ ЭФФЕКТИВНОГО ИЗВЛЕЧЕНИЯ РТУТИ ИЗ ТЕХНОГЕННОГО СЫРЬЯ УГЛЕРОДНЫМИ СОРБЕНТАМИ Bobileva Anastasiya V. bachelor, The Irkutsk state technical University, 664074, Irkutsk, Lermontov st., 83 e-mail: Lastochc2009@yandex.ru Domracheva Valentina A. professor, doctor of technical sciences, The Irkutsk state technical University e-mail: tina-domra@yandex.ru ON THE POSSIBILITY OF EFFICIENT MERCURY EXTRACTION FROM MAN-MADE MATERIALS BY CARBON SORBENTS Аннотация: Одним из методов 2извлечения металлов из сточных вод и техногенных образований, обес- печивающих полноту выделения металлов, явля- ется сорбционный метод с применением уголь- ных сорбентов. Исследования по определению оптимального значения рН проводили в статических условиях. Была определена оптимальная область рН для сорбции Hg(II) pH 3.5 – 4.5. Сорбция – процесс экзотермический, следова- тельно, с увеличением температуры емкость сорбента по отношению к металлам уменьша- ется. Кинетические исследования показали, что сорб- ционное взаимодействие в системе металлосо- держащий раствор – углеродный сорбент про- текает достаточно интенсивно. При исходной концентрации ртути 4 – 5 мг/л для ртути при увеличении температуры с 20 до 80° С время установления сорбционного равновесия умень- шается с 90 до 30 минут. Для повышения эффективности извлечения ртути из техногенного сырья проведено моди- фицирование углеродных сорбентов методом сульфирования. Применение сорбционного метода позволяет извлекать ионы тяжелых металлов из сточных вод промышленных предприятий до значений ПДК. Ключевые слова: угольные сорбенты, сорбция, извлечение, модифицированный углеродный сор- бент Abstract: One of the methods of extraction metals from waste waters and man-made structures that provide for the completeness of metals extraction is the sorption method using coal sorbents. Studies on determining optimum pH were carried out in static conditions. The optimum pH-region for the sorption of Hg(II) pH 3.5-4.5.was determined. The sorption is an exothermic process, therefore with the increase of temperature the capacity of the sorbent for metals decreases. Kinetic studies displayed that the sorption interac- tion in the metal-containing solution- carbon sorbent is actually fairly intensely. When the initial mercury concentration of 4-5 mg/l for mercury by increasing the temperature from 20 to 80 0C the time for setting sorption equilibrium is reduced from 90 to 30 minutes. For improving the efficiency of mercury extraction from man-made materials, the modification of car- bon sorbents by sulfonation process is performed. The use of sorption method permits to extract heavy metal ions from waste waters of industrial enter- prises up to MPC values. Key words: coal sorbents, sorption, extraction, modified carbon sorbent В настоящее время экологическая ситуация далека от благополучной. Около 15 процентов территории России по экологическим показателям находятся в критическом или околокритическом состоянии. Особое беспокойство вызывает экологическая обста- новка в районе деятельности горно- обогатительных предприятий Сибири, Урала и Даль- него Востока. Восточно- Сибирский регион также нельзя назвать благополучным, что связано прежде всего с загрязнением биосферы тяжелыми металлами, которые представ- ляют значительную опасность для окружающей среды и здоровья человека.
  • 76.
    ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №2, 2015 г. 76С е т е в о е п е р и о д и ч е с к о е н а у ч н о е и з д а н и е Основными техногенными источниками поступления тяжелых металлов в гидро- сферу являются стоки горно-обогатительных и гидрометаллургических предприятий, машиностроительных и химических производств. Содержание тяжелых металлов, таких как ионы цинка, меди, железа, ртути, кадмия, хрома, свинца, в окружающей среде со- ставляет от 50 до 90 % общего загрязнения биосферы. Практически все отрасли промышленности, использующие ртуть и ее соедине- ния, создают проблему загрязнения биосферы высокотоксичными соединениями ртути. Проблема извлечения ртути при демеркуризации производственных растворов, текущих и складируемых шламов и грунта стоит остро на предприятиях горной, а также химиче- ской промышленности. ОАО «Рудник «Веселый» более 50 лет занимается переработкой полезных иско- паемых Синюхинского месторождения (Республика Алтай) с целью добычи золота. На протяжении десятилетий на ЗИФ в технологическом процессе использовались гравита- ционно-амальгамационный и флотационный циклы обогащения. Средний расход ртути на амальгамацию составил 4 – 5 г на тонну перерабатываемой руды. Потери ртути со- ставляли порядка 5 %. По предварительным подсчетам, объем хвостов составил 2,5 млн т, содержание ртути в них не менее 9 – 10 т. Процесс амальгамации при добыче золота в настоящее время запрещен, а ртутьсодержащие хвосты по-прежнему представляют прежде всего экологическую опасность для окружающей среды. Вместе с тем они явля- ются дополнительным источником получения ртути. Поэтому необходимо проводить утилизацию ртутьсодержащих отходов. Одним из методов извлечения металлов из сточных вод и техногенных образова- ний, обеспечивающих полноту выделения металлов, является сорбционный метод с при- менением угольных сорбентов. Основная предпосылка использования ископаемых углей в качестве сырья для получения адсорбентов – сравнительно легкое образование у них пористой развитой структуры. Из ископаемых углей можно получитькак дешевые адсор- бенты одноразового действия, так и более дорогие гранулированные активные угли с развитой системой микро- и мезопор и высокой механической прочностью. Решение задач по разработке сорбционных технологий извлечения металлов из сточных вод и техногенных образований связано прежде всего с сокращением мине- рально-сырьевых ресурсов страны и необходимостью уменьшения антропогенного воз- действия металлов на природную среду. Получение сорбентов из ископаемых углей и их исследование с целью извлечения ими тяжелых металлов проведено в научно-исследовательской лаборатории кафедры обогащения полезных ископаемых и инженерной экологии ИрГТУ. Рис.1 – Зависимость сорбции ионов ртути от рН Исследование сорбентов на основе каменных и бурых углей показало, что сорб- ционная активность сорбентов на основе бурых углей по отношению к ионам металлов значительно выше, чем сорбентов на основе каменных углей. Увеличение сорбционной емкости объясняется природой сорбентов, а именно: бурые угли более «молодые», чем 0 0,5 1 1,5 2 2,5 3 3,5 4 4,5 0 2 4 6 8 А,мг/г pH АБЗ
  • 77.
    ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №2, 2015 г. 77С е т е в о е п е р и о д и ч е с к о е н а у ч н о е и з д а н и е каменные, поэтому функциональных групп на поверхности сорбента у них больше, больше и активных центров, участвующих в процессе сорбции. Значительное влияние на процесс сорбции оказывает кислотность среды. Иссле- дования по определению оптимального значения рН проводили в статических условиях. Была определена оптимальная область рН для сорбции Hg(II)pH 3.5 – 4.5 (рис.1). Проведено исследование закономерностей сорбции ионов ртути в статических условиях. При оптимальных значениях рН были получены изотермы сорбции ионов Нg(II). Концентрация ионов ртути изменялась от 4,5 до 20 мг/л. Время контакта сорбента с растворами солей составило 2 часа. Изотерма (рис. 2) характеризуется монотонным приближением адсорбции к некоторому предельному значению, соответствующему за- полненному монослою. Для изотерм мономолекулярной сорбции характерно высокое сродство извлекаемых ионов с сорбентом. Такая форма кривой является следствием не- однородности поверхности, и различные адсорбаты (возможно, комплексы между адсор- батом и адсорбентом) могут претерпевать фазовые переходы, которые четко проявля- ются на однородных поверхностях. Для мономолекулярной сорбции характерно высокое сродство извлекаемых ионов с сорбентом. Рис. 2 – Изотерма сорбции ртути сорбентом АБЗ Сорбция – процесс экзотермический, следовательно, с увеличением температуры емкость сорбента по отношению к металлам уменьшается. Результаты исследований приведены на рис. 3. Рис. 3 – Кинетические кривые сорбции ионов Нg(II) из модельного раствора при различных температурах 0 2 4 6 8 10 12 14 0 5 10 15 20 А,мг/г С, мг/л АБЗ 0 2 4 6 8 10 12 14 16 0 20 40 60 80 Емкость,мг/г t, мин Hg(II) 20 C 40 C 60 C
  • 78.
    ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №2, 2015 г. 78С е т е в о е п е р и о д и ч е с к о е н а у ч н о е и з д а н и е Кинетические исследования показали, что сорбционное взаимодействие в си- стеме металлосодержащий раствор – углеродный сорбент протекает достаточно интен- сивно. При исходной концентрации ртути 4 – 5 мг/л для ртути при увеличении темпера- туры с 20 до 80 о С время установления сорбционного равновесия уменьшается с 90 до 30 минут. Для повышения эффективности извлечения ртути из техногенного сырья, прове- дено модифицирование углеродных сорбентов методом сульфирования. В результате эксперимента были определены оптимальные условия сульфирования: предварительная обработка сорбента в дихлорэтане в течение часа для предварительного набухания угольных гранул; сульфирование в течение 5 часов для увеличения количества активных групп и улучшения ионообменных свойств при температуре 70 о С; соотношение сорбент : серная кислота составляет 1 : 7. Полученные сульфированные образцы модифицированных сорбентов были ис- следованы на сорбционную активность по отношению к ионам ртути. Выявлено, что емкость модифицированных сорбентов по отношению к ионам ртути значительно выше, чем у исходных сорбентов. Применение сорбционного метода позволяет извлекать ионы тяжелых металлов из сточных вод промышленных предприятий до значений ПДК. Такой метод имеет ряд существенных преимуществ перед другими физико-химическими методами. Использо- вание углеродных сорбентов, полученных из ископаемых углей, делает угольно-сорбци- онную технологию по очистке сточных вод и извлечению из них металлов эффективной, экологичной и ресурсосберегающей. С учетом резкого сокращения добычи полезных ис- копаемых извлечение металлов из сточных вод и техногенных образований с использо- ванием углеродных сорбентов является перспективным. Литература 1. Кельцев Н.В. Основы адсорбционной техники / Н.В. Кельцев. - М.: Химия, 1984. - 592 с. 2. Домрачева В.А. Технологические и экологические аспекты переработки техно- генного сырья, содержащего тяжелые металлы / В.А. Домрачева, Е.Н. Вещева, В.В. Тру- сова // «Научные основы и современные процессы комплексной переработки труднообо- гатимого минерального сырья «Плаксинские чтения 2010»: материалы междунар. со- вещ., Казань, 13-18 сент. 2010 г. / ЦНИИгеолнеруд. - М., 2010. – С. 437 – 440. 3. Домрачева В.А. Адсорбционное извлечение ионов тяжелых металлов угле- родными сорбентами в статических условиях / В.А. Домрачева, Г. Шийрав // Цветные металлы. – 2013. – № 1 – С. 35 - 40.
  • 79.
    ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №2, 2015 г. 79С е т е в о е п е р и о д и ч е с к о е н а у ч н о е и з д а н и е УДК 622.765 : 002.68 Реутов Дмитрий Сергеевич аспирант, Институт металлургии УрО РАН, 620016, г. Екатеринбург, ул. Амундсена, 101 e-mail: IIeporr@mail.ru Котельникова Алла Леонидовна кандидат геолого-минералогических наук, старший научный сотрудник, Институт Геологии и Геохимии УрО РАН, 620075, г. Екатеринбург, пер. Почтовый, 7 e-mail: kotelnikova@prm.uran.ru Халезов Борис Дмитриевич доктор технических наук, главный научный сотрудник, Институт металлургии УрО РАН e-mail: bd-chalezov@yandex.ru Кориневская Галина Геннадьевна младший научный сотрудник, Институт Минералогии УрО РАН, 456301, г. Миасс, Челябинская обл., Ильменский заповедник e-mail: galkor@yandex.ru ПОИСК ТЕХНОЛОГИИ ИЗВЛЕЧЕНИЯ ЦИНКА, МЕДИ И УТИЛИЗАЦИИ ПЕСКОВ ИЗ ТВЕРДЫХ ОТХОДОВ, ПОЛУЧЕННЫХ ПОСЛЕ ФЛОТАЦИИ МЕДЕПЛАВИЛЬ- НЫХ ШЛАКОВ Reutov Dmitry S. post-graduate student, the Institute of Metallurgy, UB RAS 620016, Yekaterinburg, Amundsen str., 101 e-mail: IIeporr@mail.ru Kotelnikova Alla L. senior researcher, candidate of geological and mineralogical sciences The Institute of Geology and Geochemistry, UB RAS 620075, Yekaterinburg, Pochtovy lane, 7 e-mail: kotelnikova@prm.uran.ru Halezov Boris D. Dr. of technical sciences, chief researcher The Institute of Metallurgy, UB RAS e-mail: bd-chalezov@yandex.ru Korinevskaya Galina G. junior researcher The Institute of Mineralogy, UB RAS 456301, Chelyabinsk Region, Miass, Ilmensky national park e-mail: galkor@yandex.ru QUEST FOR THE TECHNOLOGY OF EX- TRACTING ZINC, COPPER AND SAND UTI- LIZATION FROM SOLID WASTES OB- TAINED AFTER COPPER SMELTING SLAGS FLOTATION Аннотация: Отобраны пробы отходов вторичной перера- ботки отвальных медеплавильных шлаков. Изу- чен химический, фазовый и минералогический составы шлака. По данным рентгено-фазового анализа (РФА) практически вся медь сосредо- точена в ферритах, а цинк в ферритах, силика- тах, цинките и сфалерите. Сделана попытка разделить шлак на магнитную и немагнитную фракции методом мокрой магнитной сепарации. Проведен синтез и исследование железосодер- жащих стекол, близких по составу железистой стеклообразной фазе медеплавильных шлаков. Были проведены исследования по выщелачива- нию ферритов меди и цинка из шлака СУМЗа агитационным выщелачиванием серной, азот- ной и соляной кислотами. Наибольшее извлече- ние меди и цинка наблюдается в сравнительно слабых растворах серной кислоты. Ключевые слова: медь, цинк, утилизация, от- ходы флотации, выщелачивание, мокрая маг- нитная сепарация, серная кислота Abstract: Wastes’ samples of recycling smelting dump slag are taken. The chemical, mineralogical and phase composition of the slag is studied. According to X- ray phase analysis (XRPA) almost all of the copper is concentrated in ferrites and zinc in ferrites, sili- cates, zincite and sphalerite. An attempt was made to divide the slag into mag- netic and non-magnetic fractions by wet magnetic separation. The synthesis and research of iron glass, similar in composition to ferrous glassy phase of smelting slag is performed. Studies have been conducted on copper and zinc ferrites leaching from the SUMZ slag by agitation leaching with sulfuric, nitric and hydrochloric ac- ids. Most copper and zinc extraction is observed in comparatively weak solutions of sulfuric acid. Keywords: copper, zinc, utilization, flotation wastes, leaching, wet magnetic separation, sulfuric acid  Исследования выполнены в рамках проекта № 12-П-З5-2020 Программы № 27 фундаментальных иссле- дований Президиума РАН
  • 80.
    ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №2, 2015 г. 80С е т е в о е п е р и о д и ч е с к о е н а у ч н о е и з д а н и е Отходы вторичной переработки отвальных медеплавильных шлаков «техниче- ские пески», полученные при флотации старогодних отвалов, представляют собой до- полнительный источник сырья для получения различных продуктов. Кроме того, эти тонкоизмельченные отходы оказывают негативное влияние на окружающую среду за счет эмиссии тяжелых цветных металлов. Пески отнесены к IV классу опасности в соот- ветствии с ТУ. Использование их для рекультивации нарушенных земель возможно только после извлечения тяжелых металлов. Разработка способов гидрометаллургиче- ского извлечения цветных металлов из этого сырья и утилизации получаемых твердых отходов путем введения их в биогеоценозы в качестве микроэлементной добавки позво- лит не только извлечь полезные компоненты, но и решить экологические проблемы. Гранулометрический состав «песков» следующий: (0,21 – 0,10) мм – 1,1 –4,1 %; (0,1 – 0,05) мм – 21 – 30 %; <0,05 мм - 69 – 75 %. В табл. 1 приведены данные химического анализа состава шлака (песков) СУМЗа, на котором имеется более 10 млн т этого сырья. Таблица 1 Данные химического анализа шлака, масс. % Элемент SiO2 Al2O3 Fe2O3 FeO MnO CaO MgO P2O5 Cu Zn Pb % 31,90 4,94 7,70 40,50 0,09 4,16 1,22 0,09 0,51 3,94 0,18 По данным РФА практически вся медь сосредоточена в ферритах. Цинк распре- делен в ферритах, силикатах, цинките, сфалерите. Результаты минералогического ана- лиза продуктов мокрой магнитной сепарации «технических песков» Средне-Уральского металлургического завода (СУМЗ) приведены в табл. 2. Таблица 2 Распределение минералов по фракциям, масс. % Минерал Магнитная фракция Слабомагнитная фракция Немагнитная фракция Фаялит Fe2SiO4 79,81 13,09 7,09 Магнетит Fe3O4 + ферриты цинка и меди Cu0.5Zn0.5Fe2O4 96,13 3,27 0,61 Форстерит (MgMn)SiO4 84,17 9,87 5,94 Диопсид CaZn(Si2O6) 83,63 10,57 5,82 Цинкит ZnO 77,69 8,56 13,50 Сфалерит ZnS 84,04 11,56 4,29 Основной минеральной фазой всех фракций является фаялит. Распределение фор- стерита (MgMn)SiO4, диопсида CaZn(Si2O6), сфалерита ZnS и цинкита ZnO по фракциям может свидетельствовать о том, что после дробления шлака сохраняются тонкие агре- гаты фаялита, форстерита и стекла, включающие цинк и медьсодержащие минералы. Расчеты с учетом весового выхода фракций магнитной сепарации свидетель- ствуют о том, что цинк и медь в основном сконцентрированы в магнитной фракции (табл. 3).
  • 81.
    ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №2, 2015 г. 81С е т е в о е п е р и о д и ч е с к о е н а у ч н о е и з д а н и е Таблица 3 Распределение химических элементов по фракциям с учетом весового выхода, масс. % Фракция SiO2 Al2O3 MnO CaO MgO K2O Na2O P2O5 Cu Zn Pb As Feобщ Магнитная 81,78 81,60 80,49 81,59 77,84 80,43 78,10 80,26 83,89 82,08 82,58 84,30 84,61 Слабомаг- нитная 11,58 11,14 11,38 12,06 12,85 12,05 12,89 11,92 8,63 12,12 11,41 10,82 10,15 Немагнит- ная 6,65 7,26 8,12 6,36 9,31 7,53 9,01 7,82 7,48 5,80 6,01 4,89 5,24 В магнитной фракции сконцентрированы магнетит и ферриты цветных металлов (около 97 %), медь и цинк – в немагнитной фракции, вероятно, за счет куприта и цин- кита. В связи со значительным выходом магнитной фракции сепарацию следует усовер- шенствовать с целью уменьшения весового выхода магнитной фракции. Минералогическим анализом медеплавильных шлаков определено, что в состав отвальных шлаков входит до 34 % железистой стекловатой фазы, а гранулированных – до 90 %. Образование стекловатой фазы происходит при охлаждении шлака. Основная масса минералов находится в виде включений в стекле. Железистая стекловатая фаза ме- тастабильна и с течением времени кристаллизуется чаще в оливин (фаялит) или магнетит в зависимости от химического состава шлака. Состав стекла по зондовым анализам нескольких проб стекол шлака СУМЗа та- ков: кремнезем 30 – 50 %, глинозем 7 – 20 %, щелочи до 10 %, цинк 1,5 – 10 %, медь до 1 %, оксиды железа до 30 % (табл. 4) . Таблица 4 Зондовые анализы для стеклообразной фазы шлака СУМЗа (ИГГ УрО РАН) Формула Состав, масс. % Проба 1 Проба 2 Проба 3 Проба 4 Na2O 3,58 2,13 1,85 2,33 MgO ─ 0,21 0,06 0,15 Al2O3 7,49 7,56 8,53 9,22 SiO2 38,22 40,74 41,80 43,36 P2O5 0,14 0,25 0,21 0,20 SO3 4,52 1,54 2,66 2,56 K2O 1,54 1,52 1,09 1,47 CaO 4,02 5,31 13,88 13,45 MnO 0 ─ 0,05 0,04 FeO 30,02 34,93 25,56 22,42 CuO 0,1 0,09 0,12 0,66 ZnO 9,51 5,25 3,49 3,78 As2O3 1,30 0,50 0,70 0,28 Sb2O3 н.о. н.о. н.о. 0,08 Сумма 99,57 100,06 100,00 100,00 Проведен синтез модельных железосодержащих стекол, близких по составу же- лезистой стеклообразной фазе медеплавильных шлаков СУМЗа состава Na2O (СаO, К2O) – Al2O3 – SiO2 – Fe2O3 – (ZnO – CuO) с целью экспериментального изучения структурных
  • 82.
    ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №2, 2015 г. 82С е т е в о е п е р и о д и ч е с к о е н а у ч н о е и з д а н и е и физико-химических свойств стеклообразной фазы медеплавильных шлаков. Синтез проводился из реактивов Na2CO3, СаO, К2CO3, Al2O3, SiO2, Fe2O3, ZnO, CuO квалифика- ции “хч”. Исходные реактивы предварительно высушивались в сушильной печи при 110о С в течение двух часов. Приготовленную исходную шихту тщательно перемешивали в ступке с C2H5OH, затем высушивали при температуре 110о С. Прокаленную смесь по- мещали в платиновый тигель и плавили в высокотемпературной печи при температуре 1580 о С до полной гомогенизации. Исследования по изучению структурных особенностей стекол данных систем проведены различными методами. Спектроскопические исследования полученных сте- кол выполнены методом спектроскопии комбинационного рассеяния света (КР спектро- скопией). Для регистрации спектров КР использовался спектрометр Horiba Jobin Yvon HR 320 Labram с микроскопом Olimpus BX41. Спектры КР исследуемых стекол содержат полосы, характерные для железосодержа- щих стекол. В низкочастотной части спектра доминирует широкая полоса в области 400 – 600 см-1 , представляющая собой суперпозицию нескольких полос. Высокочастотная часть спектра представлена полосой в области 1000 –1200 см-1 и, вероятно, связана с проявлением валентных колебаний немостиковых связей силикатных структурных единиц. Все это ука- зывает на то, что в структуре железосодержащих стекол железо играет значительную роль и может выступать как в роли катиона-сеткообразователя, так и в роли катиона-модифика- тора. Эти данные могут быть использованы для изучения процессов выщелачивания и для выявления структурной роли каждого компонента в стекловатой фазе шлака. Рентгеноструктурные исследования проводились на порошкообразных пробах сте- кол на автоматизированном дифрактометре ДРОН-2. По результатам рентгеноструктур- ного анализа в исследуемых образцах можно выделить аморфное стекло и кристалличе- ские фазы кварца синтетического, кристобалита, магнетита, а также незначительное коли- чество гематита (или алюмогематита). На образцах стекол исследуемых систем наряду с описанными выше кристаллическими фазами появляются полосы франклинита (ZnFe2O4) и купрошпинеля (CuFe2O4), которые практически слабо разрешимы от полос магнетита (FeFe2O4). Эти данные подтвердились и электронно-микроскопическим анализом (РЭММА-202M). Выполнены поисковые исследования гидрометаллургической переработки отхо- дов вторичной переработки отвальных медеплавильных шлаков СУМЗа в зависимости от концентрации и продолжительности выщелачивания (табл. 5, 6, 7). Таблица 5 Извлечение меди и цинка из шлака СУМЗ в водный раствор серной кислоты, % Концентра- ция серной кислоты, г/дм3 Извлечение Cu Извлечение Zn 3 ч рН 5 ч рН 12 ч рН 3 ч рН 5 ч рН 12 ч рН 106 2,70 2,06 ─ ─ 35,59 1,97 28,35 2,06 ─ ─ 43,2 1,97 290 52,51 0,65 60,14 0,85 64,53 0,95 67,29 0,65 76,15 0,85 77,21 0,95 697 52,35 0,55 ─ ─ 57,14 0,62 69,47 0,55 ─ ─ 81,94 0,62 1252 50,16 0,48 ─ ─ ─ ─ 54,50 0,48 ─ ─ ─ ─ 1799 55,57 -1,30 ─ ─ ─ ─ 71,45 -1,30 ─ ─ ─ ─
  • 83.
    ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №2, 2015 г. 83С е т е в о е п е р и о д и ч е с к о е н а у ч н о е и з д а н и е Таблица 6 Извлечение меди и цинка из шлака СУМЗ в водный раствор азотной кислоты, % Концентрация азотной кис- лоты, г/дм3 Извлечение Cu Извлечение Zn 3 ч рН 5 ч рН 3 ч рН 5 ч рН 5 6,7 1,7 ─ ─ 11,39 1,7 ─ ─ 10 ─ ─ ─ ─ 10,34 2,1 ─ ─ 25 ─ ─ 6,29 1,85 12,38 2,01 12,52 1,85 50 8,51 1,9 12,53 1,43 17,47 1,9 24,79 1,43 Таблица 7 Извлечение меди и цинка из шлака СУМЗ в водный раствор соляной кислоты, % Концентрация соляной кис- лоты, г/дм3 Извлечение Cu Извлечение Zn 3 ч рН 3 ч рН 5 ч рН 5 12,23 2,4 3,88 2,4 ─ ─ 15 9,54 2,33 17,43 2,33 ─ ─ 25 12,50 2,17 12,24 2,17 16,74 1,97 50 40,4 2,1 22,15 2,1 15,03 1,9 По полученным данным можно судить о том, что извлечение меди и цинка в рас- твор при испытанных концентрациях в солянокислой и азотнокислой средах в несколько раз меньше, чем в сернокислой среде. Планируются эксперименты по накоплению меди и цинка за счет оборачивания маточных растворов при сернокислотном выщелачивании, а также поиск способов из- влечения металлов из растворов, пригодных для переработки экстракционными и сорб- ционными способами. Ранее исследована кинетика растворения минералов меди и цинка (ковеллина, куприта, сфалерита, цинкита, малахита, азурита) в растворах серной кислоты [3] мето- дом вращающегося диска. Невыясненным является характер растворения феррита цинка и меди, являющихся основными составляющими «песков». В связи с этим были синтезированы ферриты меди и цинка. Синтез проводился по керамической технологии. Оксиды меди и железа смешивали в стехиометрическом со- отношении CuO:Fe2O3=1:2, измельчали и обжигали в муфельной печи при температуре 1200°С в течение 4 часов. Осадок повторно измельчали и повторно обжигали в течение 5 часов. Для удаления остаточных оксидов железа и меди образец обрабатывали водным раствором соляной кислоты с концентрацией 25 масс. % и тщательной сушкой при 140°С. Феррит цинка синтезировали аналогично. Затем из синтезированных ферритов были спрессованы таблетки для проведения исследований растворения методом вращающегося диска. В качестве материала для изо- ляции диска (боковой поверхности оси и верхней поверхности диска) была использована обойма из фторопласта. Таблетки вклеивали в обойму с помощью клея Poxipol, в состав которого входят эпоксидная и меркаптановая смолы. Опыты по кинетике растворения ферритов методом вращающегося диска являются долговременными и в настоящее время продолжаются. Это позволит разработать научные основы гидрометаллургиче- ского способа извлечения цветных металлов из «песка».
  • 84.
    ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №2, 2015 г. 84С е т е в о е п е р и о д и ч е с к о е н а у ч н о е и з д а н и е Выводы 1. Проведены гранулометрические, химические и минералогические исследова- ния шлака. Выполнена мокрая магнитная сепарация, которая может быть полезна при разработке метода переработки шлаков СУМЗа. 2. Синтезированы железосодержащие стекла, близкие по составу железистой стеклообразной фазе медеплавильных шлаков. Проведены рентгеноструктурные иссле- дования и исследования структурных особенностей данных стекол методом спектроско- пии комбинационного рассеяния света. Выявлено, что в структуре железосодержащих стекол железо играет значительную роль и может выступать в качестве как катиона-сет- кообразователя исследуемого стекла, так и катиона-модификатора. 3. В лабораторных условиях достигнуто достаточно высокое извлечение меди и цинка (60,14 и 81,94 %, соответственно, при сернокислотном выщелачивании). 4. Синтезированы ферриты меди и цинка для изучения кинетики выщелачивания. Литература 1. КотельниковаА.Л.Оповедениицинкавтехногенныхсистемах /А.Л.Котельникова, В.Ф. Рябинин, Б.Д. Халезов. // Труды ИГГ УрО РАН. - 2012. - Вып. 160. - С. 104 - 106. 2. Проблемы экологически безопасного использования и утилизации отходов меде- плавильного производства / А.Л. Котельникова и др. // Твердые полезные ископаемые: техно- логические и экологические проблемы отработки природных и техногенных месторождений: сб. докл. I Науч.-техн. конф. с междунар. участием. - Екатеринбург, 2013. - С. 88 - 92. 3. Халезов Б.Д. Кучное выщелачивание медных и медно-цинковых руд / Б.Д. Хале- зов. - Екатеринбург: РИО УрО РАН, 2013. – 332 с. 4. Исследование и изыскание технологии извлечения цинка, меди и утилизации песков из твердых отходов, полученных после флотации медеплавильных шлаков / Д.С. Реутов и др. // Современные проблемы экологии: сб. докл. IX Междунар. науч.-техн. конф. - Тула, 2013. – С. 49 – 53.