SlideShare a Scribd company logo

Проблемы недропользования. 2015. Выпуск 4 (7).

I
igdweb

Документ представляет собой четвертый выпуск сетевого научного издания о проблемах недропользования, издаваемого институтом горного дела уральского отделения ран. В нем содержатся статьи по различным аспектам горной промышленности, включая методологию оценки эффективности горно-транспортных комплексов и использование отходов угледобычи. Каждая статья проходит обязательное рецензирование и рассматривает актуальные научные и прикладные вопросы в области недропользования.

Science
1 of 93
1
2
3
4
5
6
7
8
9
10
11
12
13
14
15
16
17
18
19
20
21
22
23
24
25
26
27
28
29
30
31
32
33
34
35
36
37
38
39
40
41
42
43
44
45
46
47
48
49
50
51
52
53
54
55
56
57
58
59
60
61
62
63
64
65
66
67
68
69
70
71
72
73
74
75
76
77
78
79
80
81
82
83
84
85
86
87
88
89
90
91
92
93
Сетевое периодическое научное издание ISSN 2313-1586 Выпуск 4 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 № 4, 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 Галиев С.Ж., Саменов Г.К., Сапар К.С. Методология экономической оценки эффективности горно-транспортных комплексов карьеров на основе автоматизированной системы мониторинга и имитационного моделирования ….…………. 5 РЕГИОНАЛЬНЫЕ ПРОБЛЕМЫ ГОРНОЙ ПРОМЫШЛЕННОСТИ Ролдугин О.Г. Использование отходов угледобычи для повышения энергетического потенциала угледобывающих регионов ………………………………………………………... 15 ГЕОМЕХАНИКА Лобков Н.И. Особенности сдвижения вмещающего массива в процессе разработки угольного пласта …………………………………………………………………………………. 19 Усупаев Ш.Э., Атыкенова Э.Э., Оролбаева Л.Э., Клименко Д.П. Компьютерная инженерно-геономическая типизация георисков природного и техногенного характера в бассейне реки Чу Кыргызстана …………………………………. 24 Феклистов Ю.Г., Голотвин А.Д., Широков М.А. Оценка состояния выработок в криозоне на примере рудника «Купол» ………………………………………………………… 28 Хачай О.А. Оценка состояния удароопасного массива с использованием системы электромагнитного индукционного мониторинга …………………………………………….. 34 ОТКРЫТАЯ ГЕОТЕХНОЛОГИЯ Бахтурин Ю.А. Управление режимами движения горной массы на складах при циклично-поточной технологии……………………………………………………………. 41 Эфендиева З.Дж. Усовершенствование технологии добычи природного камня на карьерах Азербайджана ...…………………………………………………………………….. 49 ПОДЗЕМНАЯ ГЕОТЕХНОЛОГИЯ Антипов И.В. Оценка протяженности концевых участков лав по критерию ускорения конвергенции вмещающих пород …………………………………………………………………… 54 Соколов И.В., Антипин Ю.Г., Смирнов А.А. Разработка и оценка вариантов стратегии освоения железорудных месторождений экологически сбалансированными подземными геотехнологиями ………………………………………….. 59 Соколов И.В., Гобов Н.В., Соломеин Ю.М., Никитин И.В. Экономико-математическое моделирование стратегии освоения глубокозалегающих железорудных месторождений экологически сбалансированными геотехнологиями ........... 68 РАЗРУШЕНИЕ ГОРНЫХ ПОРОД Меньшиков П.В., Шеменев В.Г., Синицын В.А. О возможности определения ширины зоны химической реакции на примере эмульсионного взрывчатого вещества «Фортис» ………………………………………………………………... 77 ОБОГАЩЕНИЕ Пасечник Л.А., Яценко С.П., Скачков В.М., Медянкина И.С., Сабирзянов Н.А. Активация сорбционной способности красных шламов обработкой диоксидом углерода и минеральными кислотами …………………………………………………………………….. 85
ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №4, 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 №4, 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 622.271.324 Галиев Сейтгали Жолдасович член-корр. НАН РК, доктор технических наук, профессор, директор Горного департамента, Научно-исследовательский инжиниринговый центр ERG Республика Казахстан, 010000, г. Астана, пр. Кабанбай батыра, 30 «А» Саменов Галымжан Кайыржанович кандидат технических наук, ведущий научный сотрудник, Научно-исследовательский инжиниринговый центр ERG, e-mail: sgk_08@mail.ru Сапар Кайырбек Сеипилулы инженер-экономист, ТОО «Научный центр «Горная технология». Республика Казахстан, 010000, г. Астана, ул. Достык, д.20, офис 1406 МЕТОДОЛОГИЯ ЭКОНОМИЧЕСКОЙ ОЦЕНКИ ЭФФЕКТИВНОСТИ ГОРНО-ТРАНСПОРТНЫХ КОМПЛЕКСОВ КАРЬЕРОВ НА ОСНОВЕ АВТОМАТИЗИРОВАННОЙ СИСТЕМЫ МОНИТОРИНГА И ИМИТАЦИОННОГО МОДЕЛИРОВАНИЯ Galiev Seitgali J. KR NAS corresponding member, professor, the director of the Mining department, Scientific-research engineering center ERG Kazakhstan republic, 010000, Astana, 30a Kabanbay batir avenue Samenov Galimjan K. candidate of technical sciences, chief researcher, Scientific-research engineering center ERG e-mail: sgk_08@mail.ru Sapar Kaiirbeck S. engineer-economist., PJSC “Scientific center “Mining technology” 010000, Kazakhstan republic, Astana, str. Dostyk, 20, office 1406 THE METHODOLOGY OF ECONOMIC ES- TIMATION THE EFFICIENCY OF OPEN PITS’ MINING AND TRANSPORT COM- PLEXES IN TERMS OF MONITORING AU- TOMATED SYSTEM AND SIMULATION MODELING Аннотация: Приведены результаты применения методоло- гии оценки экономической эффективности горно-транспортных комплексов карьеров на основе сочетания автоматизированной си- стемы мониторинга и имитационного модели- рования по конкретному карьеру. Эффектив- ность методологии подтверждается результа- тами промышленного эксперимента в конкрет- ных горнотехнических и горно-геометрических условиях на примере одного из крупных и извест- ных карьеров. Раскрывается методика объек- тивной оценки эффективности работы карьер- ных автосамосвалов с расчетом экономической эффективности по двум взаимодополняющим критериям – расходу топлива в граммах на тонну (м3 ) и производительности труда в тон- нах за час. Для оценки достоверности методо- логии в условиях карьера были проведены соот- ветствующие хронометражные наблюдения, а также использовались данные оперативного учета, принятые на данном предприятии. Ключевые слова: имитационное моделирование, экскаваторно-автомобильный комплекс, авто- самосвал, горнo-транспортное оборудование Abstract: The results of application the methodology of esti- mation economic efficiency of open pits’ mining and transport complexes in terms of combination both the monitoring automated system and simulation modeling for a specific open pit are adduced. The methodology’s efficiency is corroborated by indus- trial experiment results in concrete mining-tech- nical and mining-geometrical conditions on the ex- ample of one of the largest and known open pits. The procedure of objective estimation the efficiency of pit trucks operation is revealed; the latter being cal- culated in accordance with two inter-supplementary criteria, that is fuel consumption in grams per ton (m3 ) and working efficiency in tons per hour. For es- timation the methodology’s accuracy in the open pit conditions both appropriate chronometric observa- tions were performed and data of operative account- ing adopted at the plant were used. Key words: simulation modeling, shovel and truck complex, truck, mining and transport equipment
ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №4, 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 Введение. Эффективность функционирования экскаваторно-автомобильного комплекса карьера определяется совокупностью ряда взаимосвязанных организационных, горнотехнических и горно-геометрических факторов, которые можно разбить на две группы: режим и условия эксплуатации основного горно-транспортного оборудования. К первой группе можно отнести такие: вес погружаемой горной массы, скорость движения автосамосвала. В рамках второй группы: численое соотношение горного и транспортного оборудования, сочетание моделей оборудования с различными качественными и количественными показателями, технологические требования к горной массе, геометрия и структура автотрассы (уклон, схема трассы), качество покрытия автодорог, скоростные ограничения, правила движения и др. Большое количество определяющих факторов в существенной мере усложняет процесс оптимизации горно- транспортных работ, однако при выборе верных тактики и стратегии, а также подборе эффективного инструментария исследований можно подобрать наиболее приемлемый сценарий их проведения. Опыт и многолетняя практика исследований показывает, что наиболее эффективным и целесообразным для подобного рода исследований является метод имитационного моделирования, основанный на логико-статистическом подходе воспроизведения порядка и последовательности операций горно-транспортного процесса [1]. Чаще всего возникает необходимость исследований в целях оптимизации либо режимов эксплуатации машин при заданных условиях, либо наоборот. В рамках системного подхода необходимо начинать моделировать и рассматривать два наиболее целесообразных фактора при прочих равных условиях с планомерным и поочередным изменением в последующем третьих факторов. В качестве критерия эффективности функционирования горно-транспортного комплекса важно принимать наиболее общие показатели, являющиеся результатом интеграции всех учитываемых в процессе исследований факторов. Это такие факторы, как производительность комплекса (по общему объему извлеченной и перевезенной горной массы или на одного трудящегося), себестоимость горно-транспортных работ, удельная стоимость добычи 1 т горной массы или руды [2 – 5]. Описание конкретного опыта исследований. Ценность представляемого матери- ала заключается в том, что результаты лабораторных исследований подтверждены про- мышленным экспериментом в конкретных горно-технических и горно-геометрических условиях на примере одного из крупных карьеров, а также демонстрацией того, как даже для весьма опытных инженерно-технических работников сложно объективно и досто- верно разглядеть и оценить те или иные недостатки в управлении работой горно-транс- портных комплексов. Первоначально в целях выявления потенциала повышения эффективности работы экскаваторно-автомобильного комплекса карьера был промоделирован существующий вариант, который был принят за базовый. Моделирование работы экскаваторно-автомо- бильного комплекса производилось с использованием информационно-программно-ме- тодического комплекса «CEBADAN-Авто». По базовому варианту оценивалась и сте- пень достоверности модели функционирования горно-транспортного комплекса. Для оценки достоверности в условиях карьера были проведены соответствующие хрономет- ражные наблюдения, а также использовались данные оперативного учета, принятые на данном предприятии. Результаты сравнения результатов хронометражных наблюдений работы автосамосвала Hitachi №763 в смену с 7:30 до 19:30 часов 12.03.2015 г. и имита- ционного моделирования работы в идентичных условиях отражены в таблице 1. Из пред- ставленного следует, что по принципиальным показателям, таким как удельный расход топлива, объем перевозок и общий пробег за смену, достоверность моделирования со- ставляет порядка 98 – 99 %.
ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №4, 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 Особенностями функционирования экскаваторно-автомобильного комплекса на данном карьере является то, что почти новые (срок эксплуатации 1 – 3 года) автосамо- свалы Hitachi EH-3500 ACII эксплуатируются совместно с «возрастными» (7 – 8 лет) ма- шинами БелАЗ-75131. В силу большей мощности и существенно меньшего возраста пер- вые могут развивать более высокую скорость в грузовом направлении. БелАЗы же имеют более низкий КПД трансмиссии, что обуславливает понижение скоростных качеств и увеличение расхода топлива. При движении по уклону вверх, на затяжных подъемах Hitachi, следуя за БелАЗами, вынуждены периодически сбрасывать скорость и разго- няться, что существенно увеличивает время рейса и расход топлива. При насыщении транспортной зоны автосамосвалами (до 27 и более за счет БелАЗов) влияние данного фактора усиливается. Как видно из рисунка 1, подавляющее большинство автосамосва- лов (порядка 70 % рабочего парка машин) из-за необоснованно пониженной скорости движения одновременно следуют в грузовом направлении, что обуславливает недоста- точную загрузку экскаваторного парка на погрузке (в среднем около 30 % времени смены). Таблица 1 Сравнительная таблица фактических данных и результатов моделирования Наименование Едн. измер. Фактические результаты хронометражного наблюдения Результаты имитационного моделирования Отклоне- ние, % Итого время в наряде мин 720 720 – Итого время в работе мин 618 559 -9,55 Количество рейсов рейс 24 24 0,0 Среднее расстояние откатки км 2,53 2,52 -0,036 Средняя высота подъема м 140 140 0,0 Объем перевозок т 4176 4173 -0,072 Грузооборот ткм 10562 10516 -0,436 Общий пробег в смену км 123,8 121,86 -1,67 Среднеэксплуатационная скорость км/ч 10,31 10,15 -1,55 Средняя скорость движения км/ч 21,92 (21,2 ср. за 8 смен) 21,32 -0,56 в т.ч. груженый км/ч 19,17 15,95 -16,78 порожний км/ч 25,62 26,69 +1,042 Сменный расход топлива т 1,23 1,23 0,0 л 1451 1451 0,0 Удельный расход топлива г/ткм 116,5 114,45 -1,76 Дополнительные потери скорости возникают из-за узких транспортных берм, за- уженных площадок разворота при смене направлений движения в карьере. В этой зоне БелАЗы чувствуют себя лучше, так как более адаптированы к этим условиям по соб- ственным габаритам. Организация транспортирования с нижних горизонтов однополос- ными дорогами с двухсторонним движением создает дополнительно необходимость остановки автосамосвалов в порожняковом направлении для пропуска машин в грузовом направлении, что также приводит к снижению эксплуатационной скорости и увеличе- нию расхода топлива. В условиях повышенного времени рейса автосамосвалов наблю- дается и снижение времени работы экскаваторов на погрузке, что наряду с обозначен- ными факторами приводит к снижению себестоимости горно-транспортных работ в целом.
ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №4, 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 Рис. 1 – Графический вид моделирования работы ЭАК В результате анализа были выявлены такие сдерживающие факторы, как совмест- ная эксплуатация разных по возможностям автосамосвалов, узкие дороги, узкие зоны разворота автосамосвалов в карьере, организация двухстороннего движения при однопо- лосной автодороге, систематический перегруз автосамосвалов Hitachi EH-3500 ACII (до 120 % и более), наличие скоростных ограничений в нижней части карьера, качество до- рожного покрытия. Результаты имитационного моделирования работы горно-транспортного ком- плекса карьера при последовательном устранении недостатков и, соответственно, снятии принятых скоростных ограничений, представленные в таблице 2, показали, что эконо- мический эффект может составить порядка 1,5 млрд. тенге в год, при этом порядка 260 млн. тенге – от раздельной эксплуатации автосамосвалов Hitachi и БелАЗ. К увеличению времени рейса, снижению скорости движения в грузовом направ- лении и увеличению расхода топлива, помимо снижения коэффициента готовности у практически новых автосамосвалов Hitachi, приводит и перегруз автосамосвалов на 10 и более процентов (полезный вес составляет до 200 т). Как следствие, из 21 автосамосвала Hitachi EH-3500 ACII в марте 2015 года 5 машин находилось в ремонте, что также уве- личивает себестоимость горно-транспортных работ в целом. В современных условиях фактором снижения эффективности работы автосамо- свалов Hitachi EH-3500 ACII является и использование их при транспортировке 3 – 4 млн. тонн рыхлой горной массы из-за неоптимальной их загрузки по грузоподъемности (120 – 130 т при паспортной грузоподъемности 168 т). Вышеотмеченное позволяет сделать вывод о том, что в случае изолированной ра- боты автосамосвалов Hitachi в рудоскальной зоне карьера, в силу снижения влияния сдерживающих факторов при отсутствии БелАЗов и сокращении численности машин, занятых транспортировкой горной массы, может быть в существенной мере снижен рас- ход топлива и повышены показатели эффективности горного и транспортного оборудо- вания, что, в свою очередь, обеспечит существенное снижение себестоимости горно- транспортных работ в карьере. Полученные в результате проведенного технико-экономического анализа эффек- тивности работы экскаваторно-автомобильного комплекса выводы подтолкнули руковод- ство компании к проведению промышленного эксперимента в реальных условиях, в рам- ках которого предполагалась раздельная эксплуатация автосамосвалов Hitachi EH-3500 ACII и БелАЗ-75131, т.е. с выводом последних из рудоскальной зоны карьера. Целью эксперимента было выявление потенциала повышения эффективности эксплуатации автосамосвалов Hitachi в условиях рудоскальной зоны карьера. Срок ре- ализации эксперимента – один месяц.
ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №4, 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 Таблица 2 Технико-экономические показатели эффективности ГТК при устранении имеющихся недостатков Вариант* Показатель 1* 2* 3* 4* 5* Количество автосамосвалов 24 16Х и 8Б 21 20 19 18 Количество рейсов в грузовом направлении 632 578 588 594 589 Средневзвешенное расстояние, км 3,33 3,34 3,34 3,36 3,35 Средневзвешенная вы- сота подъема, г.м., м 142,13 143,38 142,66 144,51 143,69 Среднесменный пробег одного автоса- мосвала, км/смена 176,84 184,68 196,79 210,69 219,93 Среднетехническая скорость движения, км/ч 20,36 20,85 22,82 27,05 28,49 Среднеэксплуатацион- ная скорость движе- ния, км/ч 16,77 17,54 18,82 19,96 21,53 Общий расход топлива, л 50263,60 47350,60 44218,77 40747,29 38144,42 Удельный расход топлива, г/ткм 123,78 116,89 108,22 97,76 92,48 Затраты на топливо, тг 6659927,50 6273954,00 5858986,50 5399015,50 5054135,50 Затраты по горно- транспортному комплексу, тг 13589151,00 13068912,00 12516442,00 11904878,00 11395096,00 – в т.ч. эксплуатаци- онные затраты 11540623,00 11060274,00 10507804,00 9896240,00 9386459,00 Производительность комплекса по г.м., тыс.м3 23344,68 23166,51 23423,11 23829,31 23656,98 Производительность комплекса по г.м., тыс.т 62506,69 62046,28 62754,89 63763,82 63227,09 Удельные текущие затраты, тг/т 134,90 130,70 123,76 115,85 111,83 Экономический эффект, тыс. тг/год – 260594 699089 1214701 1458649 1*– 2* – скоростные ограничения на маневровых участках 5 км/ч, на виражах 10 км/ч, в грузовом направлении 20 км/ч, в порожняковом направлении 30 км/ч, ниже горизонта 100 м соответ- ственно 10 и 20 км/ч; 3* – скоростные ограничения на маневровых участках 10 км/ч, в грузовом направлении 20 км/ч, в порожняковом направлении 30 км/ч; 4* – скоростные ограничения на маневровых участках 15 км/ч, в грузовом направлении 20 км/ч, в порожняковом направлении 40 км/ч; 5* – скоростные ограничения на маневровых участках 15 км/ч, в грузовом направлении 30 км/ч, в порожняковом направлении 40 км/ч
ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №4, 2015 г. 10С 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 На период эксперимента создаются максимально благоприятные условия эксплу- атации автосамосвалов (снимаются скоростные ограничения, максимально приводятся в соответствие параметры разворотов и ширина автодорог), обеспечивается хрономет- раж и визуальные наблюдения за работой горно-транспортного комплекса. В качестве дополнительного условия было наличие на начало эксперимента информации по работе автосамосвалов Hitachi: среднее время рейса, сменный расход топлива по показаниям счетчика автомашин в период их эксплуатации до эксперимента, средняя высота и сред- невзвешенное расстояние транспортировки горной массы ежесменно за последнюю не- делю, средняя эксплуатационная скорость движения автосамосвалов Hitachi EH-3500 ACII, средняя величина тонно-километровой работы. Организован оперативный съем данной информации в течение всего срока проведения эксперимента. При этом ожида- лось получение следующего эффекта: сокращение среднего времени рейса на 5 – 10 %; увеличение объема транспортных работ (ткм) на 7 – 10 %; увеличение среднетехниче- ской скорости движения (км/ч) на 7 – 15 %; рост удельного объема вывезенной горной массы за смену; снижение средневзвешенного объема расхода топлива (г/ткм) на 7 –14 %, снижение затрат на топливо на 2 – 10 %; снижение себестоимости горно-транспорт- ных работ на 5 – 6 % (таблица 3). Таблица 3 Сравнительная таблица ожидаемых и фактических результатов эксперимента для автосамосвалов Hitachi EH-3500 ACII Показатель Ожидаемые результаты Факт Примечание Объем перевозок, млн.т 3,4 3,37 Средневзвешенное расстояние транспорти- рования, м 3,7 3,75 Средневзвешенная высота подъема, м 175 176 Расход топлива, г/ткм 97,76 99,71 Сокращение среднего времени рейса, % 5 – 10 7,18 В условиях роста вы- нужденных простоев Увеличение объема транспортных работ, % 7 – 10 5,49 В условиях отсутствия фронта работ Увеличение среднетехнической скорости движения (км/ч), % 2 – 3 5,0 В условиях перегруза а/с на 10 – 15 % и бо- лее Снижение средневзвешенного удельного расхода топлива (г/ткм), % 7 – 14 7,62 По а/с Hitachi Снижение затрат на топливо, % 2 – 10 3,76 За счет снижения вы- соты подъема и мень- шей плотности горной массы Снижение себестоимости горно-транспорт- ных работ, % 5 – 6 - Нужен оперативный пересчет
ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №4, 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 Результаты проведенного эксперимента, а также анализ оперативно получаемых данных за предыдущий период и в период эксперимента показали верность предположе- ния, сделанного в процессе имитационного моделирования (таблицы 4 – 5). За счет по- вышения скорости движения был существенно снижен расход топлива, что дало сниже- ние удельной себестоимости горно-транспортных работ. При пересчете расхода топлива на объем вывезенной горной массы экономический эффект составил 12,9 млн. тенге в месяц, или 154,8 млн. тенге в год. Однако инженерно-технический персонал предприя- тия принимал свое решение по проведенному эксперименту после корректировки опера- тивных данных с учетом маркшейдерского замера, как это было принято на предприятии и часто применяется на многих других предприятиях горнодобывающей отрасли. Таблица 4 Результаты эксперимента раздельной эксплуатации автосамосвалов Hitachi EH-3500 и БелАЗ-75131 Показатель Расход топлива, тыс. л Экономия топлива, тыс. л Экономическая эффективность, тыс. тг январь март в месяц в год в месяц в год Hitachi EH-3500 1 529 1 491,1 37 800 453 600 3 969 47 628 С учетом вывезенных в марте объемов горной массы с расходом топлива, меньшим на 8,23 г/ткм 12 898 154 800 БелАЗ-75131 442 350 405 990 36 360 436 320 3 818 45 814 Итого 1 971,3 1 897,1 74 160 889 920 7 787 200 614 Менее значительная, но существенная экономия возникла и по автосамосвалам БелАЗ, которые показали себя более эффективными при транспортировании рыхлой гор- ной массы, тогда как использование на транспортировании рыхлой массы автосамосва- лов Hitachi приводило к излишнему расходу топлива на 1 тонну породы. Подтверждением корректности расчетов и выводов НИИЦ ERG являются рас- четы эффективности работы автотранспорта и экскаваторно-автомобильного комплекса в целом, основанные на оценке производительности. Уровень производительности труда является одним из важнейших показателей экономической эффективности и прогрессивности производства. Производительность труда является итоговым показателем, оценивающим эффективность труда, т.е. сниже- ние необходимых затрат рабочего времени на производство единицы продукции. Для альтернативной оценки был принят наиболее широко используемый показатель, изме- ряющий производительность труда в тоннах добытой горной массы в единицу времени. В таблице 5 приведены результаты расчетов за январь и март 2015 г., выполненных на основе тех же оперативных данных, представленных предприятием. Надо отметить, что в январе и марте работало одинаковое число автосамосвалов (в среднем 17 автомобилей в смену). Рост производительности труда 145,84 т/ч. Расчеты экономической эффективности далее осуществлялись по формуле Ээ=ПnNq, (1) где П – прирост производительности, т/ч; n – продолжительность сменного времени, ч; N – количество смен в месяце; q – удельные текущие затраты, тг/т. Ээ = 145,84 ·12·62·130,7= 14 181 598 тенге в месяц. В пересчете на год данный экономический эффект составит 170,2 млн. тенге.
ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №4, 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 Таблица 5 Производительность труда парка автосамосвалов Hitachi в целом до и после эксперимента Период Добыча, т Время, ч Производительность, т/ч Январь 3 266 500 744 4390,45 Март 3 375 000 744 4536,29 Месячная эффективность в результате эксперимента составила 14,2 млн. тенге. Годовая экономическая эффективность при показателях, полученных в ходе экспери- мента в марте, и использовании в работе в среднем не менее 17 автосамосвалов состав- ляет 170,18 млн. тенге. Эти значения практически совпадают с расчетами, полученными по анализу расхода топлива, когда месячная эффективность рабочего парка автосамосва- лов составила 12,9 млн. тенге, а годовая 154,8 млн. тенге. Разница объясняется не вполне точным учетом расхода топлива и объемов перевезенной горной массы. Сочетание двух направлений в оценке экономической эффективности работы ка- рьерных автосамосвалов, основанных на удельных показателях по расходу топлива и производительности машин, обеспечивает ее высокую степень объективности и досто- верности в сложных по условиям сопоставимости вариантах организации горно-транс- портных работ. Данный подход эффективен и хорошо вписывается в автоматизирован- ную систему мониторинга и диспетчеризации работы экскаваторно-автомобильного комплекса, обеспечивающую качественную информационную базу для проведения тех- нико-экономического анализа. Это дает возможность оценивать в рамках опытно-про- мышленных экспериментов с высокой степенью достоверности горнотехнические, тех- нологические и организационные решения. Данная методология реализована и используется в рамках Автоматизированной корпоративной системы управления геотехнологическим комплексом АКСУ ГК «Дже- тыгара». Таким образом, после детального анализа результатов эксперимента можно сде- лать следующие выводы: 1. Жесткая взаимообусловленность многих факторов эффективности работы горно-транспортного комплекса в целом вызывает необходимость исследования взаимо- связи двух и более факторов только при условии адекватного учета характера взаимо- действия и влияния всех остальных определяющих факторов. 2. Наиболее объективным показателем энергоэффективности автосамосвалов в заданных условиях эксплуатации является показатель удельного расхода топлива на тонну или кубометр транспортируемой горной массы. Расход топлива в г/ткм, помимо организационных условий и режимов эксплуатации основного горного и транспортного оборудования, зависит от соотношения общей длины и индивидуальной протяженности горизонтальных и наклонных участков автомобильной трассы. 3. Сравнение оперативных данных, результатов проведенных хронометражных наблюдений и полученных экспериментальных данных (имитационная модель экскаваторно-автомобильного комплекса карьера) показывает высокую степень их сходимости по объему горной массы, грузообороту, количеству рейсов, технической скорости. Это говорит о высокой степени достоверности и целесообразности применяемого подхода. 4. Одним из эффективных инструментов повышения эффективности организации горно-транспортных процессов, подкрепленных соотвествующей научно-методической
ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №4, 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 и программно-технической базой, является проведение опытно-промышленных экспериментов, обеспечивающих выработку эффективных технических и организационных решений. 5. Экономическая эффективность принимаемых решений достоверно и с высокой степенью объективности оценивается во время опытно-промышленных экспериментов при использовании методологии, основанной на применении двух критериальных показателей в виде удельных показателей расхода топлива и производительности труда по экскаваторно-автомобильному комплексу в целом. 6. Достоверность, объективность и оперативность исходной информации для качественного технико-экономического анализа работы экскаваторно-автомобильного комплекса обеспечиваются автоматизированной системой мониторинга и диспетчеризации горно-транспортных работ АСМиД ГТР «NetMOM», функционирую- щей в рамках автоматизированной корпоративной системы управления геотехнологиче- ским комплексом АКСУ ГК «Джетыгара». Литература 1. Букейханов Д.Г. Основные принципы имитационного логико-статистического моделирования экскаваторно-автомобильных систем карьеров / Д.Г. Букейханов, С.Ж. Галиев, А.Х. Джаксыбаев // Комплексное использование минерального сырья. – 1993. - № 1. - С. 3 - 8. 2. Анпилогов А.Е. Организации работы вскрышных комплексов методом имита- ционного моделирования на ЭВМ / А.Е. Анпилогов, С.Ж. Галиев // Совершенствование технологических процессов при открытой добыче и перевозках угля. - Киев: УкрНИИ- проект, 1987. - C. 18 - 27. 3. Анпилогов А.Е. Имитационное моделирование работы железнодорожного транспорта мощных железорудных карьеров / А.Е. Анпилогов, Д.Г. Букейханов, С.Ж. Галиев // Комплексное использование минерального сырья. - 1989. - № 2. - C. 3 - 6. 4. Галиев С.Ж. Оптимизация параметров горно-транспортных систем карьеров на основе имитационного моделирования: дис. … д-ра техн. наук / С.Ж. Галиев. - Алматы, 1997. - 401с. 5. С.Ж. Галиев. Математическая модель движения автосамосвала при имитацион- ном моделировании системы «Карьер» / С.Ж. Галиев, Д.Ш. Ахмедов // Региональные проблемы интеграционных процессов в условиях рыночной экономики: материалы II междунар. конф. / Костанайский государственный университет им. А. Байтурсынова // Вестник науки. Серия экономических наук. - 2001. - Т. I.
ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №4, 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 РЕГИОНАЛЬНЫЕ ПРОБЛЕМЫ ГОРНОЙ ПРОМЫШЛЕННОСТИ
ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №4, 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 УДК 622.333:658.567.004.14 Ролдугин Олег Геннадиевич техник 2-й категории, Республиканский академический научно-исследовательский и проектно-конструкторский институт горной геологии, геомеханики, геофизики и маркшейдерского дела (РАНИМИ), Украина, 83004, г. Донецк, ул. Челюскинцев, 291 e-mail: rolduginoleg@mail.ru ИСПОЛЬЗОВАНИЕ ОТХОДОВ УГЛЕДОБЫЧИ ДЛЯ ПОВЫШЕНИЯ ЭНЕРГЕТИЧЕСКОГО ПОТЕНЦИАЛА УГЛЕДОБЫВАЮЩИХ РЕГИОНОВ Roldugin Oleg G. the 2 category technician, Republican academic research and design Institute of mining geology, geo-mechanics, geophysics and surveying (RANIMI), Ukraine, 83004, Donetsk, 291 Cheluskinzev st. e-mail: rolduginoleg@mail.ru UTILIZATION OF COAL MINING WASTES FOR INCREASING THE COAL MINING REGIONS ENERGY POTENTIAL Аннотация: Эффективное использование вторичных ресур- сов в виде отходов производства – основа эко- номного расходования природных богатств и снижения общего уровня энергетических за- трат общественного производства. Ключевые слова: отходы, затраты, загрязнение Abstract: Efficient employment of secondary resources in the form of production wastes is the basis for economic spending of natural mineral resources and reducing the social production overall level of energy expend- itures. Key words: wastes, expenditures, pollution Республиканский академический научно-исследовательский и проектно-кон- структорский институт горной геологии, геомеханики и маркшейдерского дела (РАНИМИ) разрабатывает проекты энергосбережения, рационального природопользо- вания и утилизации вторичных ресурсов. Разработка таких проектов является одним из приоритетных направлений деятельности института. Эффективное использование вторичных ресурсов в виде отходов производства – основа экономного расходования природных богатств, снижения энергетических затрат и себестоимости продукции [1]. Горнодобывающая промышленность ухудшает состоя- ние недр, грунтов, атмосферы, поверхностных и подземных вод. Добыча угля сопровож- дается наличием – твердых складированных отходов (в виде отвалов или терриконов); – жидких отходов (в виде откачиваемых шахтных вод и технологических сбросов воды обогатительных фабрик); – газообразных отходов (в виде отработанной воздушной массы после проветри- вания забоев и выработок шахт). Отходы от проведения и ремонта горных выработок, содержащие до 20 % угля, складируются, образуя отвалы, каждый из которых занимает территорию в десятки гек- таров и имеет объем до 3 млн м3 . Угли отвалов самоокисляются, самонагреваются и са- мовоспламеняются. Температура в очагах горения достигает 1200о С, что вызывает за- грязнение атмосферы выбросами оксида серы и окиси углерода. Тепло от горения скла- дированных отходов не используется, но уже начата разработка способов и технических средств отбора и частичного использования техногенного тепла. Жидкие отходы угольного производства – шахтные воды в Донбассе – откачи- вают с глубины 700 – 1200 м; их температура достигает 20 – 30о С и более. Ни одна шахта до сих пор не использовала тепловые насосы для отбора низкотемпературного тепла сбрасываемых шахтных вод, несмотря на то что технология отбора тепла достаточно апробирована.
ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №4, 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 В составе газообразных отходов вентиляционных струй шахт может содержаться до 0,5 % метана, который может быть извлечен и использован в виде топлива или сырья для химической промышленности [2]. Технологии отбора метана апробированы в лабо- раторных и промышленных условиях. Однако на практике этот ресурс почти не исполь- зуется угольными шахтами так же, как тепло выбрасываемого в атмосферу отработан- ного воздуха от проветривания шахт и энергия струи вентиляторов главного проветри- вания. Для разработки способа извлечения тепла из самовозгорающихся складирован- ных отходов угледобычи проведены теоретические и экспериментальные исследования взаимодействия физико-химических и тепловых процессов при самоокислении, само- нагревании и самовозгорании угля и складированных отходов угледобычи. Установлено, что процесс окисления угля происходит при 35 – 40o С. Начиная с 100 – 150o С скорость окисления увеличивается, а при температуре более 400o С кислород перестает удержи- ваться углем и весь переходит в летучие продукты окисления при интенсивном само- нагревании угля. Скорость расходования кислорода на внешней поверхности кусочков угля становится больше скорости притока кислорода из окружающей среды, и происхо- дит воспламенение. Для изучения закономерностей переноса теплового потока в водонасыщенных грунтах и горных породах проведены экспериментальные исследования состояния под- земной воды в массиве грунтов и горных пород и ее массопереноса при высоких темпе- ратурах и давлениях. Получены величины всасывающих давлений при массопереносе в различных грунтах в ненасыщенном и насыщенном состояниях. Установлено, что высо- кая температура, просачивающаяся в массив грунта от источника тепла, изменяет состо- яние водного раствора, находящегося в грунте, и содействует массопереносу в конвек- тивном и диффузионном виде как жидкого водного раствора, так и влаги в парообразном виде. При высоких температурах установлены зависимости массопереноса влаги для раз- личных грунтов и горных пород от всасывающих давлений. Полученные эксперимен- тальные данные о движении теплового потока в сухом и водонасыщенном грунте могут рассматриваться в качестве исходных характеристик эталонных грунтов и пород для рас- четов массопереноса подземных вод с учетом теплопроводности и конвекции исследуе- мых материалов, математического моделирования температурного поля в массиве грун- тов от очагового источника тепла. При наличии данных геотермических замеров, зная температуру, расход и ско- рость фильтрации воды в водоносном горизонте, можно составить уравнения теплового баланса в любом водоносном пласте и определить перепад температуры для любой точки водонасыщенного массива. Предложены способ и устройство для извлечения тепла из очагового источника тепловыделения [3], заключающиеся в установлении теплового поля и закономерностей генерации тепла от очагового источника тепловыделения; в проведении на безопасном расстоянии под очагом тепла горных выработок, закрепленных специальной крепью с отверстиями, через которые задавливаются приборы-теплоуловители в направлении очага тепловыделения, соединенные с напорным трубопроводом, по которому подается вода, нагревающаяся в теплоуловителе и направляемая к потребителю (рисунок). Поскольку материал, из которого изготавливаются приборы-теплоуловители, должен быть жаропрочным, предложен состав для его изготовления. Приборы-теплоуло- вители подсоединяются к напорному трубопроводу по параллельной или последователь- ной схемам в зависимости от температуры массива на глубине задавливания и от требо- ваний потребителя. Данная схема извлечения тепла предназначена для горящих терри- конов действующих шахт. При новом шахтном строительстве может быть предусмот- рена предварительная укладка приборов-теплоуловителей под будущий очаг тепловыде- ления, что избавит от расходов на горные работы и процесс задавливания приборов-теп- лоуловителей.
ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №4, 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 Технология извлечения тепловой энергии из самовозгорающегося массива: 1 – самовозгорающийся массив; 2 – очаг тепловыделения; 3 – горные выработки; 4 – колонны теплоуловителей; 5 – машинный зал; 6 – грунты и горные породы в подошве массива; 7 – трубопроводы горячей и холодной воды Значительное количество отходов угледобычи, вред, наносимый ими окружаю- щей среде, ущерб экономике угледобывающих регионов от неполного использования энергетических ресурсов угледобычи – все это тревожит научную общественность. Име- ется много разработанных и апробированных способов и технических средств извлече- ния энергии из твердых складированных, жидких и газообразных отходов угледобычи, которые, к сожалению, не имеют широкого распространения и внедрения в практику угольного производства. В настоящее время, когда энергетические кризисы затрагивают практически все государства, а более полное использование природных богатств стано- вится весьма важным показателем цивилизованного развития общества, необходима раз- работка комплексных региональных и общегосударственных программ максимального извлечения энергии из отходов угольного производства. РАНИМИ принимает непосред- ственное участие в разработке таких программ. Они актуальны не только для Донецкой Народной Республики, но и для всех угледобывающих стран. Литература 1. Марова С.Ф. Ресурсосбережение и утилизация отходов: учебное пособие / С.Ф. Марова. - Донецк: ДонГУУ, 2008. – 91 с. 2. Антипов І. В. Державна програма утилізації шахтного метану в Донецькій об- ласті // Інновації в державному управлінні та місцевому самоврядуванні: зб. наук. праць / ДонДУУ. – Донецьк, 2007. – Т. VIII. – С. 5 - 10. 3. Антипов И.В. Генерация тепла в массиве грунта или горных пород от очагового источника тепла / И.В. Антипов, Н.В. Лебедев // Физико-технические проблемы горного производства. - Вып. 7. - Донецк: ИФГП НАН Украины, 2004. - С. 91 - 99.
ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №4, 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 ГЕОМЕХАНИКА
ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №4, 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 622.831.2:622.273.13 Лобков Николай Иванович, доктор технических наук, доцент, ведущий научный сотрудник, Республиканский академический научно-исследовательский и проектно-конструкторский институт горной геологии, геомеханики, геофизики и маркшейдерского дела (РАНИМИ), Украина, 83004, г. Донецк, ул. Челюскинцев, 291 e-mail: iantypov@ukr.net ОСОБЕННОСТИ СДВИЖЕНИЯ ВМЕЩАЮЩЕГО МАССИВА В ПРОЦЕССЕ РАЗРАБОТКИ УГОЛЬНОГО ПЛАСТА Lobkov Nikolay I. Dr. of technical sciences, chief researcher, Republican academic research and design Institute of mining geology, geo-mechanics, geophysics and mine surveying (RANIMI), Ukraine, 83004, Donetzk, 291, Cheluskinzev st. e-mail: iantypov@ukr.net THE FEATURES OF ENCLOSING ROCK MASS DISPLACEMENT IN THE PROCESS OF COAL LAYER DEVELOPMENT Аннотация: Приведены результаты исследований на моде- лях из эквивалентных материалов сдвижения породного массива над выработанным про- странством в зоне влияния очистных работ. Установлено влияние углов наклона линий из- гиба и обрушения слоев на формирование обла- сти сдвижения пород. Предложен расчетный метод определения шага первичного обрушения пород над выработанным пространством. Ключевые слова: породный массив, сдвижение пород, выработанное пространство Abstract: Results of researches on equivalent materials mod- els of rock mass displacement over mined-out space in the zone of removal works influence are cited. The influence of bending lines slope angles and layers collapse on formation rock mass dis- placement area is determined also. The calcula- tion method of determination primary step rocks collapse over mined-out area is offered. Key words: rock mass, rocks displacement, mined- out space В процессе выемки угля постоянно с момента отхода лавы от разрезной печи рас- тет площадь (длина) очистной выработки (рис. 1). Одновременно увеличивается пло- щадь обнажения кровли. Моделирование поведения пород кровли при выемке пласта d4 шахты «Красноармейская-Западная №1» на модели из эквивалентных материалов [1] по- казало следующее. Слой №1 (рис. 1, а) при отходе лавы от разрезной печи не более чем на 10 м (lрп ≤ 10 м) зависает над выработанным пространством без заметных смещений. Дальнейшее подвигание лавы (рис. 1, б) ведет к упругому деформированию слоя №1. Слой №2 при этом зависает без заметных смещений. Линии АБ и ВГ, соединяющие точки изгиба слоя №1, наклонены к горизонтальной линии под углом φ = 45о . При до- стижении предельного пролета слоя №1 (lпр) отмечается максимальная величина его из- гиба. Слой №2 обнажился по линии БВ и завис над слоем №1. Малейшее дальнейшее подвигание забоя привело к обрушению слоя №1 вместе со слоем №2 (рис. 1, в). Слой №3 завис над слоями №2 и №1. Углы наклона линии обрушения к горизонтали составили ψ = 78о . Слои №4, №5, №6 практически не сдвигались. Таким образом, область сдвижения пород в кровле пласта формируется последо- вательным послойным изгибом породных слоев в пределах упругости с последующим последовательным послойным обрушением. Особенностью обрушения слоев является формирование групп слоев, в которых нижний слой, имеющий больший предельный пролет, является несущим, а верхний или несколько верхних с меньшими предельными пролетами изгибаются и обрушаются вместе с несущим слоем. Такие слои с меньшими предельными пролетами являются пригрузкой к несущему слою и способствуют умень- шению шага посадки.
ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №4, 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 Рис. 1 – Развитие длины выработанного пространства при подвигании лавы: а – до 10 м от разрезной печи; б – на величину предельного пролета слоя № 1; в – на величину первичной посадки слоя № 1; 1…7 – номера породных слоев Для прогнозирования числа породных слоев, вовлекаемых в процесс сдвижения над выработанным пространством при выемке угля, кроме углов наклона линий изгиба (φ) и обрушения (ψ) слоев над выработанным пространством, необходимо знать их пре- дельные пролеты. Поскольку предельный пролет слоя – это пролет перед обрушением, рассмотрим его обрушение как средней части тонкой плиты, жестко защемленной с двух, трех и четырех сторон [2]. Среднюю часть плиты можно представить в виде единичной балки-полоски, жестко защемленной с двух сторон. Распределение горизонтальных напряжений в месте заделки балки приведено на рис. 2. Породный слой №1, изгибаясь, формирует опорное давление на краевую часть пласта Р max оп . В результате физического моделирования установлено, что обрушение породного слоя во время первичной по- садки происходит вследствие возникновения трещины на верхней его кромке и распро- странения ее по всей мощности до нижней кромки. На верхней кромке слоя действуют вертикальные сжимающие напряжения, вер сж1 , вызванные опорным давлением Р max оп , а также горизонтальные растягивающие гор р . а б в
ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №4, 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. 2 – Схема распределения напряжений в заделке слоя при его изгибе На нижней кромке слоя действуют горизонтальные сжимающие напряжения гор сж от изгиба слоя и вер сж2 , возникшие в результате действия опорного давления и изгиба слоя. Очевидно, что под действием горизонтальных растягивающих напряжений гор р и при отходе лавы на величину lпр в точке 1 начнет зарождаться трещина. При пересечении трещиной слоя по всей мощности (достижении точки 2) произойдет обрушение слоя (рис. 3). Рис. 3 – Распространение трещины в слое кровли перед обрушением Трещины под действием растягивающих напряжений возникают и на нижней кромке изгибающегося слоя в центральной его части. Но их распространение по всей мощности слоя (до верхней кромки) сдерживается действием горизонтальных сжимаю- щих напряжений. Развитию секущей трещины, из-за которой и происходит обрушение слоя, способствует деформирование угольного пласта в зоне восходящего опорного дав- ления. Смятие пласта ведет к расхождению берегов зародившейся трещины, чего не наблюдается у трещин на нижней кромке в середине слоя. По А. Гриффитсу, разрушение хрупких материалов начинается тогда, когда рас- тягивающие напряжения на контуре концентраторов напряжений типа трещин, включе- ний менее прочного материала и других микроскопических дефектов достигают проч- ности молекулярных связей [3, 4]. Под действием максимальных горизонтальных растя- гивающих напряжений от верхней кромки слоя начинает развиваться трещина (рис. 4). вер сж1 гор р вер сж вер сж2 Р max оп
ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №4, 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 Рис. 4 – Модель образования и развития трещины в породном слое: І, ІІ, ІІІ – нарушения в породе различных характеров и форм; а – длина трещины С достижением трещиной длины а максимум растягивающих напряжений смеща- ется вниз на такое же расстояние. При этом увеличивается максимальная величина гори- зонтальных напряжений. Увеличение действующих горизонтальных напряжений ведет к увеличению скорости развития трещины и ее распространению к нижней кромке слоя. Увеличение растягивающих горизонтальных напряжений с увеличением длины тре- щины а обеспечивает ее практически мгновенное распространение от верхней кромки слоя к нижней. Обрушение породного слоя происходит при пересечении его трещиной по всей мощности. Величина горизонтальных напряжений в породном слое может быть определена, как в изогнутой балке при ее жестком защемлении с двух сторон [5] на опорах. 2 2 пр ρ 2 σ h ql  , МПа, (1) где q – распределенная нагрузка на породный слой, МН/м2 ; lпр– предельный пролет слоя перед обрушением, м; h – мощность несущего породного слоя, м. Величина распределенной нагрузки, образованной весом группы слоев, 2 1 MH/м,   n i iihq , (2) где Σq – суммарная нагрузка группы слоев, МН/м2 ; n – количество слоев в группе. Условие для образования трещины, по А. Гриффитсу, записывается так: ЕГ lт2 σ  , Мпа, (3) где σ – действующее напряжение, МПа; lт – критическая длина трещины, м; Е – модуль упругости, МПа; Г – поверхностная энергия тела, Дж/м2 . Учитывая нарушенность вмещающего массива разрушение породного слоя при изгибе начнется с роста существующей трещины, критическая длина которой опреде- лится из выражения 2 р c кр 2   ЕG  , м, (4) где Gc – эффективная поверхностная энергия (ЭПЭ), Дж/м2 ; σр – предел прочности породы на растяжение, МПа.
ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №4, 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 Из выражений (1) и (4) определим , 22 кр c с с2 пр     EGh м2 . (5) ЭПЭ суммарно учитывает все процессы, поглощающие энергию перед фронтом трещины. Поэтому ЭПЭ является наиболее полной характеристикой сопротивляемости горных пород разрушению. Для определения ЭПЭ в условиях ступенчатого подвигания очистного забоя (на ширину исполнительного органа выемочной машины) и увеличения напряжений целесообразно использовать метод центробежного разрыва дисков с отвер- стием по схеме [6]. Выводы 1. При деформировании породного слоя до первичной посадки угол изгиба φ со- ставляет 45о . 2. Деформируемая кровля над выработанным пространством делится на группы слоев, которые состоят из несущего слоя и слоев, изгибающихся и обрушающихся вме- сте с несущим, т.е. слоев пригрузки. 3. Обрушение группы слоев происходит в результате возникновения трещины на верхней кромке несущего слоя в месте заделки над пластом и пересечения трещиной слоя по всей мощности. Литература 1. Кузнецов Г.Н. Моделирование проявлений горного давления / Г.Н. Кузнецов. – М.: Недра, 1964. – 420 с. 2. Бубнов И.Г. Труды по теории пластин / И.Г. Бубнов. – М.: Государственное изд-во технико-теоретической литературы, 1953. – 423 с. 3. Griffits A. The theory of rupture // Proceeding of 1-st International long. App l. Mech. - Delft, 1924. - Р. 55 – 63. 4. Партон В.З. Механика разрушения: От теории к практике / В.З. Партон.- Наука: Гл. ред. физ.-мат. лит., 1990.– 240 с. 5. Сопротивление материалов с основами теории упругости и пластичности: учебник под. ред. Г.С. Варданяна. – М.: Изд-во АСВ, 1995. – 568 с. 6. Пат. 39916 Україна, МПК (2009) G 01 N 3/00. Спосіб визначення тріщиностій- кості гірських порід / Л. Л. Бачурін, В. М. Ревва, Є. І. Кольчик; Заявник і патентовласник Інститут фізики гірничих процесів НАН України. – № a 2007 01888 ; заявл. 23.02.07 ; опубл. 25.03.2009, Бюл. № 6.
ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №4, 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 УДК 528.4:004.94 Усупаев Шейшеналы Эшманбетович доктор геолого-минералогических наук, профессор, ведущий научный сотрудник, Центрально-Азиатский институт прикладных исследований Земли, Кыргызская Республика, 720027, г. Бишкек, ул. Тимура Фрунзе, 73/2 e-mail: sh.usupaev@caiag.kg Атыкенова Элита Эрмековна кандидат геолого-минералогических наук, и.о. доцента, Институт горного дела и горных технологий им. академика У. Асаналиева, г. Бишкек, Кыргызская Республика e-mail: elita_kg@mail.ru Оролбаева Лидия Эргешовна кандидат геолого-минералогических наук, доцент, Институт горного дела и горных технологий им. академика У. Асаналиева e-mail: orolbaeval@mail.ru Клименко Денис Павлович магистр наук, Институт горного дела и горных технологий им. академика У. Асаналиева e-mail: denon2004@yandex.ru КОМПЬЮТЕРНАЯ ИНЖЕНЕРНО- ГЕОНОМИЧЕСКАЯ ТИПИЗАЦИЯ ГЕОРИСКОВ ПРИРОДНОГО И ТЕХНОГЕННОГО ХАРАКТЕРА В БАССЕЙНЕ РЕКИ ЧУ КЫРГЫЗСТАНА Usupaev Sheyshenaly E. Dr of geological and mineralogical sciences, professor, leading researcher, Тhe Central Asian Institute of earth applied geo-sciences. Republic of Kyrgyzstan, 720027, Bishkek, 73/2, Timur Frunze, st. е-mail: sh.usupaev@caiag.kg Atikenova Elite E. candidate of geological and mineralogical sciences, acting associate professor, the Institute of mining and mining technologies in honor of academician W. Asanaliev, Bishkek, Kirghiz Republic. е-mail: elita_kg@mail.ru Orolbaeva Lidiya E. candidate of geological and mineralogical sciences, professor, the Institute of mining and mining technologies in honor of academician W. Asanaliev e-mail: orolbaeval@mail.ru Klimenko Denis P. Master of Sciences, the Institute of mining and mining technologies in honor of Academician W. Asanaliev e-mail: enon2004@yandex.ru COMPUTER ENGINEERING AND GENOMICAL TYPING OF GEORISKS OF NATURAL AND MANMADE NATURE IN THE KIRGHIZSTAN CHU RIVER BASIN Аннотация: В статье приводится составленная инже- нерно-геономическая карта оценки, типизации и прогноза георисков природного и техноген- ного характера на примере бассейна реки Чу Кыргызстана. Ключевые слова: типизация, геориски, инже- нерная геономия, шкала Abstract: The compiled engineering and geonomical chart of estimation, typing, and forecast of geo-risks of natural and man-made nature is cited in the article as an example of the Kirghizstan Chu river basin. Key words: typing, geo-risks engineering geon- omy, scale. По инженерно-геологическим особенностям в бассейне реки Чу Кыргызстана рай- оны расположения отходов горного производства представлены рыхлыми связными и несвязными классами грунтов, которые сложены четвертичными отложениями, облада- ющими достаточно высокими свойствами водопроницаемости. Гидрогеологические условия районов размещения хвостохранилищ и горных отвалов имеют достаточно вы- сокую степень обводненности и значительные модули подземного стока [1 – 3]. В гидрогеологическом плане источники георисков закономерно размещены в пределах трех структурно-гидрогеологических этажей (СГЭ) Кыргызского Тянь-Шаня. Верхний СГЭ является наиболее уязвимым в связи с высокими значениями
ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №4, 2015 г. 25С 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 геофильтрационных свойств грунтов и, соответственно, слабой его защищенностью. По условиям залегания и характеру вмещающих горных пород подземные воды исследуемой территории представлены а) поровыми, б) пластовыми, в) трещинными водами зон тектонических нарушений. В результате землетрясения 15.04.1964 интенсивностью 5 баллов разрушена была в восточной части Чуйской межгорной впадины дамба Актюзского радиоактивного хво- стохранилища № 2. Из Кыргызстана в Казахстан по реке Кичи-Кемин были вынесены прорывными по- токами по руслу и арычной ирригационной сети около 680 тыс. м3 содержащего торий песка и ила [1]. В 1959 г. произошла разгерметизация дамбы радиоактивного хвостохранилища в западной части Чуйской долины в районе г. Кара-Балта в результате водной эрозии. Ра- диоактивные вещества попали в ирригационные сети и на орошаемые поля [1]. Горные отходы в юго-восточной части Чуйской впадины в районе п. Орловка не рекультивированы и находятся в Буурдинском хвостохранилище. Они содержат редко- земельные элементы, цирконий, торий, свинец, цинк и кадмий, которые представляют угрозу для населения и для территории в связи с миграцией загрязнителей по реке Бер- кут в реку Чу. Далее отходы трансгранично выносятся в Казахстан [1]. Коэффициенты устойчивости дамб вышеуказанных хвостохранилищ, вследствие давности их возведения и отсутствия надлежащей эксплуатации, ослабили свою проч- ность и при землетрясениях интенсивностью 7 баллов снижаются от К=1,2 до К=0,93 [3]. В разработанной инженерно-геономической (ИГН) шкале оценки и типизации ге- орисков генетически связаны между собой 3 категории уязвимости (КУ), 6 степеней риска (СР) и 12 уровней опасности (УО). КУ на 12-мерной ИГН шкале расположены по уменьшению воздействия георисков в такой последовательности: Бедствия – Кризисы – Дискомфорт [3]. До 60 % информативности КУ приходится на местоположение (мас- штабы), оставшиеся 40 % указывают на интенсивность (силу, энергию) и время ожидае- мого проявления георисков. В ИГН шкале все 3 КУ подразделены, соответственно, на 2 части по СР. Последние на 60 % по информативности показывают интенсивность (силу, энергию), а оставшиеся 40 % указывают на масштаб проявления георисков [3]. УО соот- ветствует третьей по иерархии генетической составной части ИГН 12-мерной шкалы, и 60 % ее информативности показывает ожидаемое время активизации, а 40 % соответ- ствует местоположению и интенсивности ожидаемого по прогнозу проявления георис- ков [3]. Составленная ИГН карта для оперативного реагирования и принятия практических действий и мер для снижения воздействий от георисков имеет цвета и интенсивности их окраски (КУ, СР и УО) по принципу светофора в направлении уменьшения (красный – желтый - зеленый) на одноименной карте. Инженерно-геономическая карта георисков составлена в результате интеграции различных тематических карт: а) гидрогеохимических аномалий; б) районов концентрации дозовых нагрузок естественного гамма-излучения; в) участков размещения отходов горного производства; г) меридиональных сейсмически активных зон сквозных нарушений (рисунок). На ИГН карте оценки, типизации и прогноза георисков выделены серым цветом меридиональные зоны повышенной сейсмичности с шириной с запада на восток в км: II – 100 км, III – 50 км, IV – 77 км, V – 41 км (см. рисунок). Геориски показаны различными цветами и их интенсивностями для районов с суммарным загрязнением опасными веще- ствами, представленными превышающей в количестве по возрастанию предельно до- пустимой концентрацией (ПДК) : 1 >1 – 2 раза, 2 > 2 – 3 раза, 3 >3 – 5 раз, 4 >5 – 8 раз, 5 >8 – 13 раз, 6 >11 – 15 раз, 7 >15 – 20 раз, 8 >20 – 30 раз, 9 >30 – 50 раз, 10 >50 – 80 раз, 11 >80 – 110 раз, 12 >110 – 150 раз, 13 >150 – 300 раз, 14 >300 раз (см. рисунок).
ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №4, 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 Компьютерная инженерно-геономическая типизация георисков природного и техногенного характера в бассейне реки Чу Кыргызстана На ИГН карте штрихами показаны области с прогнозируемыми георисками от гид- рогеохимических аномалий в уменьшающемся порядке: 16 –Иссык-Кульская, 17 – Чуй- ская, 22 – региональные глубинные разломы, 23а – границы водоразделов бассейнов стока рек, 23б – границы административных областей, 24 – меридиональные скрытые рудо-концентрирующие сейсмоактивные системы нарушений. На ИГН карте (см. рисунок) выделены фиолетовым цветом разной интенсивности районы, опасные по дозовым нагрузкам естественного гамма-излучения для здоровья населения. Темно-фиолетовый цвет показывает районы 1а, где дозовые нагрузки есте- ственного гамма-излучения являются неудовлетворительными и составляют 4 – 5 и бо- лее м3 /год, а светло-фиолетовым цветом выделены районы 1б, которые относятся к условно удовлетворительным и характеризуются 2 – 3 м3 /год. Гидрогеохимические аномалии, выделенные на рисунке по принципу светофора и по уменьшению георисков, находятся в следующем порядке: 2а – катастрофическая, 2б – бедственная, 3а – кризисная, 3б – предкризисная, 4 – дискомфортная, 5 – размещение хвостохранилищ и горных отвалов, 6 – водоразделы бассейнов стока рек, 7 – региональ- ные разломы, 8 – мередиональные скрытые сейсмоактивные зоны дислокации, 9 – гра- ницы административных областей, 10а – границы долинной части межгорных впадин, 10б – населенные пункты. К наиболее опасным в бассейне реки Чу по гидрохимическим аномалиям при наличии 1 – 2 элементов и при содержании ≥10 ПДК по микрокомпонентному составу относится Центральная часть Чуйской впадины и ее южное горное обрамление. Меридиональная система нарушений, находящаяся в центре на рисунке, имеет ширину 50 км и характеризуется выходами сиенитов, узлами пересечения разломов и повышенной сейсмичностью. В области влияния данной зоны расположены хвостохранилища Кара-Балта. Меридиональная зона, выделенная серым цветом справа, имеет ширину 77 км. В данной зоне дислокаций находятся узлы пересечения разломов, повышена сейсмичность, приурочены эпицентры более глубокофокусных землетрясений. В сферу влияния данной зоны нарушений попадают радиоактивные хвостохранилища Ак-Тюза, Боорду и Кашка.
ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №4, 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 Меридиональные зоны нарушений коррелируются с составленными в Институте сейсмологии НАН КР на картах долго- и среднесрочного прогноза вероятной сейсмической опасности районами ожидаемых землетрясений (РОЗ) для территории Кыргызстана, что повышает вероятность георисков. На ИГН карте выделены фиолетовым цветом разной интенсивности районы, опасные по дозовым нагрузкам естественного гамма-излучения для здоровья населения. Темно-фиолетовый цвет показывает районы 1а, где дозовые нагрузки естественного гамма-излучения являются неудовлетворительными и составляют 4 – 5 и более м3 /год, а светло-фиолетовым цветом выделены районы 1б, которые относятся к условно удовлетворительным и характеризуются 2 – 3 м3 /год. Исследования показали, что более подверженными георискам являются 12 – бассейн реки Чу и 14 – бессточный бассейн озера Иссык-Куль. В результате ИГН картирования отходы горного производства по мере уменьшения георисков расположились в следующей последовательности: 1) Ак-Тюз, 2) Орловка и Кашка, 3) Кара-Балта. Выводы На основе компьютерного с применением ГИС инженерно-геономического карти- рования были получены следующие результаты: 1. Выявлены ИГН особенности воздействия гидрогеологических, гидрогеохимиче- ских, инженерно-геологических и сейсмологических условий на формирование георис- ков. 2. Картографически оценены категории уязвимости, степени риска и уровни опас- ности от георисков природного и техногенного характера по бассейну стока реки Чу на территории Кыргызстана. 3. Установлено на основе впервые составленных ИГН карт, что отходы горного производства, как правило, размещены в сейсмически активных меридиональных зонах нарушений и прогностических РОЗ, снижающих коэффициенты устойчивости дамб хво- стохранилищ. Литература 1. Государственный кадастр отходов горной промышленности Кыргызской Респуб- лики (хвостохранилища и горные отвалы) / Ш.Э. Усупаев и др. - Бишкек, 2006. - 290 с. 2. Усупаев Ш.Э. Инженерно-геономическое моделирование распределения ядер- ных и радиационных объектов на планете Земля и ее субчастях в связи с оценкой рисков экологических аварий (аспекты катастрофоведения) / Ш.Э. Усупаев, Э.Э. Атыкенова // Ядерная и радиационная физика: труды 8-й междунар. конф., посвященной 20-летию независимости Республики Казахстан. - Алматы, 2011. - С. 195 - 196. 3. Усупаев Ш.Э. ИГН карты оценки георисков от радиоактивно и токсично опасных природно-техногенных источников на население Кыргызстана и трансграничные страны Центральной Азии / Ш.Э. Усупаев, Э.Э. Атыкенова, Э.Д. Мамбеталиев // Актуальные вопросы мирного использования атомной энергии: междунар. конф. молодых ученых и специалистов, посвященная 20-летию образования НЯЦ РК и 55-летию образования ИЯФ НЯЦ РК 6 - 8 июня 2012. – Алматы, 2012. - С. 214 – 215.
ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №4, 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 УДК 622.273.2:551.345 Феклистов Юрий Георгиевич кандидат технических наук, доцент, заведующий лабораторией геодинамики и горного давления, Институт горного дела УрО РАН, 620075, г. Екатеринбург, ул. Мамина-Сибиряка, 58 e-mail: feklistov@igduran.ru Голотвин Алексей Дмитриевич кандидат технических наук, соисполнитель лаборатории геодинамики и горного давления, Институт горного дела УрО РАН, e-mail: algol3003@mail.ru Широков Максим Анатольевич инженер ПТО, ЗАО Чукотская горно-геологическая компания, рудник «Купол», e-mail: max-589@yandex.ru ОЦЕНКА СОСТОЯНИЯ ВЫРАБОТОК В КРИОЗОНЕ НА ПРИМЕРЕ РУДНИКА «КУПОЛ» Feklistov Yury G. candidate of technical sciences, assistant professor, the head of the laboratory of geo-dynamics and mine pressure, The Institute of mining UB RAS, 620075, Yekaterinburg, 58, Mamin-Sibiryak st. e-mail: feklistov@igduran.ru Golotvin Alexey D. candidate of technical sciences, The Institute of mining UB RAS e-mail: algol3003@mail.ru Shirokov Maxim A. engineer of the ITA CJSC the Chukotsk mining and geological company, “the Kupol” mine e-mail: max-589@yandex.ru ESTIMATION THE WORKINGS’ STATE IN KRYOZONE, THE “KUPOL” MINE BEING AS AN EXAMPLE Аннотация: В статье рассмотрены горно-геологические и горнотехнические условия разработки место- рождения «Купол» в зоне многолетнемерзлых пород. Выполнена общая оценка состояния выработок на руднике. На основе анали- тических решений определены размеры и конфигурации зон предельного состояния пород вокруг выработок с учетом анизотропии проч- ности массива. Предложены рекомендации по контролю состояния и поддержанию выра- боток на руднике «Купол» и в сходных условиях других рудников. Ключевые слова: многолетнемерзлые породы, область предельного состояния, крепь выра- боток, близповерхностные месторождения, прочность пород Abstract: Mining-geological and mining conditions of the “Kupol”: deposit development in the zone of per- mafrost rocks are considered in the article. Overall estimation of the workings’ state in the mine is per- formed. In terms of analytical solutions dimensions and configuration of the zones of limiting state of rocks are determined. Recommendations on both monitoring the state and workings supporting in the “Kupol” mine and in similar conditions of other mines are proposed. Key words: permafrost rocks, the area of limiting state, workings support, near-surface deposits, the rocks strength Месторождение «Купол» находится на Дальнем Востоке России на территории Анадырского района Чукотского автономного округа. Ближайший населенный пункт г. Билибино расположен на 300 км северо-западнее [1]. Месторождение «Купол» явля- ется типичным близповерхностным золото-серебряным месторождением. Его рудные тела находятся в толще многолетнемерзлых пород. Вечная мерзлота достигает глубин 400 – 600 м, оттаивание пород отмечается при глубине 250 м. Средняя температура в шахте –4о С. Водопритоки подземных вод незначительны. Основная система жил простирается с севера на юг и круто падает к востоку под углом 75 – 90о . Рудные тела на месторождении представлены жилами, системами про- жилков и вмещающими их оруденелыми породами. Мощность рудных тел варьирует от 0,2 до 20 м, простирание от 50 до 2000 м, распространение оруденения на глубину по
ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №4, 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 падению более 430 м. Комплекс рудовмещающих пород коренной основы характеризу- ется довольно большой трещиноватостью. Модуль трещиноватости достигает 6 –10 тре- щин на 1 м, расстояния между трещинами составляют 0,1 – 0,65 м. Согласно ранее выполненной оценке отношение горизонтальных напряжений к вертикальным составляет 1,8 – 2,2; градиент вертикальных напряжений 0,027 МПа/м. Такое поле естественных напряжений достаточно характерно для близповерхностных рудных месторождений. По лабораторным испытаниям прочность пород на одноосное сжатие σ0 в среднем по месторождению составляет в сухом состоянии 110 МПа, в водонасыщенном 65 МПа; прочность на растяжение 5 МПа; угол внутреннего трения ρ = 30о . В настоящее время на подземном руднике «Купол» ежегодно поддерживается 45 – 50 км и нарезается 14 – 16 км горных выработок. По причинам плохого состояния выработок (10 – 20 %) возникают аварийные ситуации, приводящие к снижению пока- зателей добычи и повышению травматизма. На месторождении применяются камерные системы отработки с отбойкой руды из подэтажных штреков и закладкой выработанного пространства. В данное время на руднике применяется система разработки, приведенная на рис. 1. На руднике при достигнутых глубинах порядка 250 – 300 м отмечается суще- ственное ухудшение состояния выработок с ожиданием тенденции развития негативных процессов при дальнейшем понижении горных работ. Вопросы совершенствования под- держания выработок приобретают высокую актуальность для обеспечения производи- тельной работы всего рудника. В горном массиве выделено два типа переходных зон. Переходная область I обра- зуется в летний период из-за вентиляции выработок теплым воздухом. Граница этой об- ласти от устья стволов распространяется до 300 м и ограничивается изотермой –1°С. Природно-переходная область II существует постоянно и не зависит от сезонных изме- нений температур. Данная область располагается в интервалах глубин 250 – 350 м, гра- ницы области определяются изотермами горных пород от –1°С до +0,5°С. В переходных областях существует «вялая» мерзлота, в которой снижается цементирующий фактор мерзлоты, уменьшается прочность пород и ухудшается устойчивость выработок. Рис. 1 – Система разработки панельной выемки руды с отбойкой рудного массива из подэтажных штреков и одновременной закладкой выработанного пространства Искусственный целик
ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №4, 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 Прочность пород в массиве σм определена на основе лабораторных испытаний временной прочности пород на одноосное сжатие σ0 и коэффициента структурного ослабления kстрσм = kстрσ0. Коэффициент структурного ослабления kстр определен на ос- нове анализа известных исследований (ВНИМИ, ИГД УрО РАН, а также СНиП и др.). Для месторождения «Купол» коэффициент в зависимости от средних размеров отдель- ностей с учетом прочности лабораторных образцов пород принят 0,25. Средняя расчетная временная прочность пород на одноосное сжатие в массиве σм0 для месторождения «Купол» в мерзлом состоянии σм0- –27 МПа, в талом состоянии σм0+ –16 МПа. Длительная расчетная прочность пород на одноосное сжатие в массиве σм∞ в мерзлом состоянии σм∞- –14 МПа, в талом состоянии σм∞+ – 8 МПа. Анизотропия прочностных свойств массива месторождения «Купол» рассмот- рена исходя из пространственной характеристики поверхностей нарушенностей (нару- шения, расслоения, трещины), приведенных на рис. 2. В соответствии с теорией прочности анизотропных сред, сформулированной Г. Н. Кузнецовым [2], определены диаграммы прочности для условий месторождения «Ку- пол». При этом сцепление по контактам с/ принято близким к минимальному и равному 0,01с0 (с0 – сцепление пород по испытаниям лабораторных образцов). Рис. 2 – Диаграмма основных систем нарушенностей на месторождении «Купол» (нарушения, расслоения, трещины; угол падения/азимут падения): 1 – главная жила (85°/100°); 2 – расслоения (S1 85°/255°); 3, 4 – трещины (J1 86°/214°, J2 57°/214°); 5, 6 – сбросы, сдвиги (F1 88°/206°, F2 88°/118°) На рис. 3 приведены круговые диаграммы прочностных параметров массива в вертикальной плоскости, перпендикулярной поверхностям ослабления: одинарных с уг- лом падения, близким к β1=85º (поверхности 1, 2, 6 на рис. 2) и двойных согласно зале- гающих с углами β1=85º и β2=57º (поверхности 3, 5, 4 на рис. 2). Прочность пород мас- сива, обусловленная свойствами контактов и зависимая от пространственной ориента- ции рассматриваемой точки (угол φ), представлена в виде тангенциальной прочности σмθ на контуре условной круглой выработки в зависимости от направления (угол φ). Танген- циальная прочность приведена в долях от прочности массива на одноосное сжатие σм на диаграммах как σмθ/σм (σм – в данном случае прочность массива на одноосное сжатие с учетом геокриологического и временного факторов). Там же приведен условный синус угла внутреннего трения sinρ/ усл пород в массиве, обусловленный контактами.
ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №4, 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 а б Рис. 3 – Круговые диаграммы прочностных параметров массива в вертикальной плоскости, перпендикулярной поверхностям ослабления: а – одинарных с углом падения, близким к β1=85º (поверхности 1, 2, 6 на рис. 2); б – двойных согласно залегающих с углами β1=85º и β2=57º (поверхности 3, 5, 4 на рис. 2); сплошные линии – относительная прочность на сжатие в окружном направлении σмθ/σм; пунктирные линии – условный синус угла внутреннего трения sinρ/ усл; прочностные свойства контактов: с/ = 0,01с0 = 0,0029σ0 = 0,012σм, угол трения по контактам / =  = 30º При расположении продольной оси выработки под углом δ к направлению про- стирания систем нарушенностей прочность массива на одноосное сжатие σмθδ и услов- ный синус угла внутреннего трения sinρ/ услδ в зависимости угла δ определялись следую- щим образом: σмθδ = σмθ cos2 δ + σм sin2 δ; (1) sinρ/ услδ = sinρ/ усл cos2 δ + sinρ sin2 δ. (2) На рис. 4. приведены диаграммы прочностных параметров для вертикальных се- чений, расположенных под углом 45º к простиранию систем нарушенностей. Рис. 4 – Диаграммы прочностных параметров для сечений, расположенных под углом 450 к простиранию плоскостей ослабления: а – одинарных с углом падения, близким к β1=85º; б – двойных согласно залегающих с углами β1=85º и β2=57º а б
ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №4, 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 На диаграммах видно, что у каждой плоскости ослабления имеется четыре сек- тора со значительно сниженной прочностью. При этом области с прочностью в два и более раз меньшей могут достигать половины площади рассматриваемого сечения. Это является весьма важным обстоятельством для определения состояния пород в выработ- ках, принятия соответствующих эффективных технических решений по их поддержа- нию. Согласно общему решению К.В. Руппенейта [3], выполнены расчеты размеров зон предельного состояния в мерзлых и талых породах. При этом, в отличие от [3], учтена анизотропия прочности массива в зависимости от рассматриваемого направле- ния, обусловленная системами нарушенностей (круговые диаграммы прочности на рис. 3 и 4). На рис. 5. приведен пример оценки возможных размеров зон предельного состоя- ния пород вокруг нарезных выработок на глубине 300 м, расположенных в створе с за- боем. а б Рис. 5 – Пример оценки размеров зон предельного состояния пород вокруг нарезных выработок (Sштр=19,6 м2 ) в створе с забоем, рекомендуемым расположением анкерной крепи и скважин для упрочнения пород кровли – почвы очистного забоя путем нагнетания связующих растворов при nанк = 1,0 анк/м2 , Н=300 м: а – мерзлые породы; б – талые породы Согласно выполненным расчетам зоны предельного состояния в зоне таяния для нарезных выработок на 1,7 – 1, 9 м больше, чем для зоны вечной мерзлоты.
ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №4, 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 Выводы и рекомендации С позиций геомеханики при планировании ведения горных работ в криозоне важно оценить, в каких именно породах - мерзлых или талых - будет находиться выра- ботка на глубинах природно-переходной области: – в этой связи необходимо на стадии проходки систематически контролировать поведение массива пород и своевременно корректировать паспорт крепления выработки (частота установки анкеров, ячейка сетки и пр.) в зависимости от фиксируемых проявле- ний горного давления. – постоянно измерять температуру пород в разведочных скважинах и шпурах для анкеров. При температуре массива выше –1о С наиболее тщательно контролировать по- ведение пород. В технологическом отношении в неустойчивых породах следует применять тор- кретирование бортов и кровли выработки с затяжкой металлической сеткой и установкой анкеров: – параметры анкеров в кровле необходимо принимать исходя из веса пород, огра- ниченных областью предельного состояния выше контура кровли выработки, в соответ- ствии с методикой, изложенной в [4]. – для укрепления почвы выработки возможно нагнетание связующих растворов [5, 6]. Литература 1. Технико-экономическое обоснование (проект) строительства горнодобываю- щего предприятия на месторождении «Купол». Т. 3. Горная часть. - ООО «Дальрудпро- ект», Магадан, 2005. – 200 с. 2. Кузнецов Г.Н. Механические свойства горных пород / Г.Н. Кузнецов. – М.: Уг- летехиздат, 1947. - 180 с. 3. Руппенейт К.В. Некоторые вопросы механики горных пород / К.В. Руппенейт. - М.: Углетехиздат, 1954. - 384 с. 4. Федеральные нормы и правила в области промышленной безопасности «Ин- струкция по расчету и применению анкерной крепи на угольных шахтах Российской федерации» / Утверждена приказом Ростехнадзора № 610 от 17.12.2013 [Электронный ресурс] – Режим доступа: http://www.gosnadzor.ru/public/discussion/acts/anker/ 5. Инъекционное упрочнение горных пород / Ю.З. Заславский и др. – М.: Недра, 1984. - 177 с. 6. Кузьмин Е.В. Упрочнение горных пород при подземной добыче руд / Е.В. Кузь- мин - М.: Недра, 1991. - 253 с.
ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №4, 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 УДК 622. 831.32:621.317.42 Хачай Ольга Александровна, доктор физико-математических наук, ведущий научный сотрудник, Институт геофизики им. Ю.П. Булашевича УрО РАН, 620016, Екатеринбург, ул. Амундсена, 100 е-mail: olgakhachay@yandex.ru ОЦЕНКА СОСТОЯНИЯ УДАРООПАСНОГО МАССИВА С ИСПОЛЬЗОВАНИЕМ СИСТЕМЫ ЭЛЕКТРОМАГНИТНОГО ИНДУКЦИОННОГО МОНИТОРИНГА Khachay Olga A. Dr. of physical and mathematical sciences, chief researcher, The Institute of geo-physics in honor of Yu.P. Bulashevich, UB RAS, 620016, Yekaterinburg, 100, Amundsen st. е-mail: olgakhachay@yandex.ru ESTIMATION OF THE SHOCK-HAZARDOUS ROCK MASS STATE USING THE SYSTEM OF ELECTROMAGNETIC INDUCTION MONITORING Аннотация Настоящая работа посвящена результатам геофизических исследований, представляющих собой электромагнитные индукционные ча- стотно-геометрические исследования с исполь- зованием объемной индукционной методики. Ранее данная методика хорошо зарекомендо- вала себя при изучении строения и состояния удароопасных массивов горных пород различ- ного вещественного состава, в частности на магнетитовых шахтах Таштагол и Естюнин- ская. Здесь изложены результаты опробования методики в новых геолого-геофизических усло- виях полиметаллического рудника для выявле- ния зон и оценки степени их потенциальной не- устойчивости, определения их состояния и по- тенциальной опасности путем сопоставления друг с другом их различных участков, располо- женных на разных горизонтах. Проведенные исследования показали, что за- дача объемного картирования зон дезинтегра- ции в качестве индикаторов зон потенциаль- ной неустойчивости массива и блоковых структур в кровле и почве решается экспрессно и с высокой достоверностью и надежностью. Ключевые слова: удароопасный массив, си- стема мониторинга, электромагнитный, ин- дукционный, Николаевский рудник Abstract The present paper is devoted to the results of geo- physical researches based on electromagnetic in- duction frequency-geometrical studies applying volume induction technique. Earlier this technique showed good results by studying the structure and state of shock-hazardous rock mass of different ma- terial composition, in the Tashtagol and Estuninskaya magnetite mines in particular. Here the results of testing this technique in new geologi- cal and geo-physical conditions of a poly-metallic mine are set out for revealing zones and estimation the degree of their potential non- stability, their state and potential hazard estimation by matching with each other their different sites located in dif- ferent horizons. Carried out researches showed that the task of vol- ume mapping disintegration zones as indicators of potential rock mass non- stability zones and block structures both in the roof and soil is solved expres- sively and with high reliability and accuracy. Key words: shock-hazardous rock mass, system, monitoring, electromagnetic, inductive, the Nickolaevsky mine В мае 2005 г. Институт геофизики УрО РАН впервые на шахте Николаевского рудника (г. Дальнегорск) провел геофизические исследования на горизонтах –320, – 332, –348, –277 по системе, используемой на Таштагольском руднике и Естюнинской шахте (г. Н.Тагил) и с тем же комплектом аппаратуры [1 – 5]. Исследования проводились с целью выявления зон потенциальной неустойчивости, определения их состояния и по- тенциальной опасности в сопоставлении друг с другом на различных горизонтах и рас- положенных в разных участках рудного поля для продолжения отработки месторожде- ния. Наблюдения проводились также вблизи датчиков сейсмологических и сейсмоаку- стических исследований. Полученные результаты показали возможность проведения та- ких исследований в шахте Николаевского рудника для предварительного изучения со- стояния массива перед массовыми взрывами.
ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №4, 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 Описание и результаты экспериментов Электромагнитные индукционные частотно-геометрические исследования про- водились на горизонтах: –320: диагональный штрек (длина 20 пикетов, 95 м) и буровой штрек (длина 19 пикетов, 90 м); –332: транзитный штрек (длина 22 пикета, 105 м); –348: транзитный штрек (длина 27 пикетов, 130 м) и кольцевой штрек (длина 17 пикетов, 80 м); –277: участок Харьковской залежи, орт разведочный, вентиляционный штрек (длина 20 пикетов, 95 м). 2 4 6 8 10 12 14 16 18 20 0 500 1000 1500 2000 2500 3000 3500 4000 4500 5000 5500 6000 6500 7000 81.25 кГц 40.62 кГц 20.3 кГц 10.15 кГц 5.08 кГц   N Рис.1 – Распределение среднего параметра геоэлектрической неоднородности для диагонального квершлага, горизонт –320. План геолого-геомеханической информации Профили наблюдений проходили вдоль выработок, практически по центру; ис- точник возбуждения (вертикальный магнитный диполь) находился в той же выработке, что и приемник. Один цикл наблюдений включал в себя многочастотные (на частотах от 5 до 80 кГц) измерения модулей двух горизонтальных и вертикальной компонент пере- менного магнитного поля при перемещении приемника с шагом 5 м на базе 65 м и фик- сированном положении источника. Затем источник перемещался через 15 м по профилю и цикл измерений повторялся. Методика измерений была той же, что и при проведении аналогичных исследований на удароопасных шахтах Таштагола и Естюнихи с целью со- поставления и выявления общих признаков реакции массивов различного вещественного
ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №4, 2015 г. 36С 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 состава на техногенные воздействия. Проведенные исследования являются первым цик- лом мониторинговых исследований, которые позволяют получить полную простран- ственную картину состояния массива непосредственно вблизи зоны его отработки. В ка- честве параметра, характеризующего степень неоднородности массива, используется средний параметр геоэлектрической неоднородности  , определяемый как арифмети- ческое среднее суммы отношений модулей двух горизонтальных компонент магнитного поля (поперечной к продольной относительно выработки) в каждой точке профиля при разных положениях источника возбуждения. Распределения параметра геоэлектриче- ской неоднородности, зафиксированные на пяти частотах, приведены в качестве примера на рис. 1. Эти распределения дополнены геологической информацией о контактах руды и вмещающих пород и наличии трещин и тектонических нарушений. На рис. 1 приведено распределение среднего параметра геоэлектрической неод- нородности для диагонального квершлага, горизонт –320. На первом пикете имеет ме- сто значительная аномалия этого параметра, превышающая фоновый уровень на частоте 5.08 кГц примерно в 10 раз. Это может быть вызвано локальной зоной трещиноватости со значительной влагонасыщенностью. Расположение этой аномалии совпадает с зоной тектонических нарушений, имевших место на геологическом плане этого горизонта. Вы- явлена еще одна зона трещиноватости в районе пикетов 14 – 18. Она также совпадает с зоной трещиноватости в пределах контакта руды и туфов. Эта аномалия менее значи- тельная; забегая вперед, отметим, что картированная аномалия в зоне сочленения двух штреков (диагонального и бурового) является самой большой по абсолютному значе- нию. Еще одна аномалия выделена на пикете 7. В остальных точках профиля наблюда- ются фоновые значения параметра геоэлектрической неоднородности в пределах 400 – 500. Анализ распределения среднего параметра геоэлектрической неоднородности поз- воляет очень оперативно выявить зоны неоднородности массива, которые могут быть связаны с зонами породных контактов, с зонами трещиноватости или зонами потенци- альной неустойчивости, связанными с зонами дезинтеграции. Результаты интерпретации данных электромагнитного индукционного исследования Анализируя новую информацию о геоэлектрическом строении диагонального штрека горизонта –320 (рис. 2), можно отметить, что практически на всех частотах вы- деляется дискретная дезинтеграционная структура (пикеты 1 – 10), которую можно было видеть и на других удароопасных шахтах, например в Таштаголе. Вторая половина профиля содержит более закрытые трещинные зоны, свидетель- ствующие о неоднородности распределения действующих горизонтальных напряжений. В кровле также содержатся локальные дезинтеграционные зоны, расположенные ближе к кровле. Разрез по буровому штреку (горизонт –320) также в начале профиля содержит протяженную зону дезинтеграции подобной морфологии. Транзитный штрек (горизонт –332) имеет зоны дезинтеграции, продолжающиеся из кровли в почву, что может влиять на устойчивость массива, особенно в пределах пикетов 9 – 22. Транзитный штрек гори- зонта –348 характеризуется не только наличием многочисленных околоконтурных зон дезинтеграции, но и общей блоковостью массива, в отличие от остальных и предыдущих штреков, где вмещающая среда практически не отличалась большой неоднородностью по сопротивлению. Кроме того границы блоков смещаются в разрезе по частоте, что мо- жет означать дополнительное влияние водной составляющей в гигроскопических извест- няках. Разрез кольцевого штрека характеризуется наличием большого количества зон дезинтеграции не только в почве, но и в кровле (пикеты 10 – 17). Разрез Харьковского участка демонстрирует наличие дезинтеграционной зоны в пределах пикетов 2 – 9, и дальше в почве есть зона отсутствия трещин, все они находятся в кровле. Участок про- филя 9 – 14 может быть участком потенциальной опасности, желательно в этом месте закрепить кровлю.
ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №4, 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 Рис. 2 – Геоэлектрический разрез по диагональному квершлагу, горизонт –320: а – частота 81.25 кГц, б – частота 5.08 кГц Проведенные исследования показали, что задача объемного картирования зон дезинтеграции как индикаторов зон потенциальной неустойчивости массива и блоковых структур в кровле и почве решается экспрессно и с высокой достоверностью и надежно- стью. Однако информация о продольной проводимости блоковых структур является не- достаточной при изучении изменений состояния массива. Необходимо учитывать ин- формацию о морфологии и интенсивности зон дезинтеграции. б а
ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №4, 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 Анализ поинтервальной интенсивности зон дезинтеграции Аналогично [4] используется интегральный параметр поинтервальной интенсив- ности зон дезинтеграции, выявленных по данным электромагнитного индукционного мониторинга,    K i MS i 1 ~ 0pint . N – номер интервала, на которые разбивается подпочвенное выработочное пространство: N1 (0 – 1 м), N2 (от 1 м до 2), N3 (от 2 м до 3), N4 (от 3 м до 4), N5 (от 4 м до 5), N6 (от 5 м до 6), N7 (от 6 м до 7), N8 (от 7 м до 8), N9 (от 8 м до 12), N10 (от 12 м до 17), K – количество выделенных неоднородностей по всей длине выработки. Рис. 3 – Распределение поинтервальной интенсивности для пяти частот: а – кольцевой штрек, горизонт –348 м; б – транзитный штрек, горизонт –332 м; в – участок Харьковской залежи, горизонт –277 м а б в
ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №4, 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 Анализ параметра Spint для кольцевого и транзитного штреков горизонта –348 по- казывает (рис. 3, а), что для кольцевого штрека интенсивность этого параметра меньше в 3 – 4 раза, чем для транзитного штрека, но для кольцевого штрека возможно отслоение подпочвенного контура, что не наблюдается в массиве транзитного штрека. Наиболее явно это проявляется для транзитного штрека, горизонт –332 (рис. 3, б). Начало этого процесса в массиве диагонального штрека. Наименьшая частотная дисперсия отмечена в распределении параметра Spint для профиля Харьковского участка (рис. 3, в). Полученные результаты следует рассматривать как первый этап изучения динамики состояния мас- сива. Выявленные особенности характеризуют массив как неоднородный по своей струк- туре, так и по распределению действующих напряжений и реакции массива на их влия- ние. Характеристика степени устойчивости массива может быть получена в результате повторных электромагнитных исследований, по которым может быть сформулировано и классификационное разделение соответствующих участков массива на устойчивый, ква- зиустойчивый и неустойчивый, аналогично [5]. Заключение Состояние массива горных пород определяется не только напряженно-деформи- рованным состоянием, но и его фазовым состоянием, т.е. наличием жидкой и газообраз- ной фаз в трещиновато-пористых локальных зонах, на границах которых и наблюдается градиент напряжений и деформаций. Этот процесс, вообще говоря, может происходить несинхронно во времени, при этом причина и следствие в виде изменения трещиновато- сти, влагонасыщенности и деформируемости могут меняться местами. Примененная си- стема мониторинга в условиях массива шахты Николаевского рудника является полез- ной потому, что позволяет с высокой разрешающей способностью картировать измене- ние структуры массива с учетом его фазового состояния. Использование этой методики позволяет делать прогноз тенденции изменений в массиве, а также увеличения или от- сутствия потенциально опасных зон в массиве. Наибольшую опасность они представ- ляют, когда объединяются в виде связанных между собой линий скольжения. Настоящая методика позволяет их картировать. Использование ее в мониторинговом режиме позво- ляет в количественном отношении судить о динамике состояния массива. Для решения задачи прогноза состояния применительно к проблеме удароопасности необходимо про- вести по крайней мере в течение нескольких лет аналогичные циклы измерений. Работа выполнена при участии Шагабутдинова В.Х. и Новгородовой Е.Н. Инсти- тут геофизики УРО РАН. Литература 1. Хачай О.А. Новая методика обнаружения зон дезинтеграции в околовырабо- точном пространстве массивов горных пород различного вещественного состава / О.А. Хачай, Е.Н. Новгородова, О.Ю. Хачай // Горный информационно-аналитический бюллетень. - 2003. - № 11. - С. 26 - 29. 2. Хачай О.А. К вопросу об изучении строения, состояния геологической гетеро- генной среды и их динамики в рамках дискретной и иерархической модели / О.А. Хачай // Геомеханика в горном деле. - Екатеринбург: ИГД УрО РАН, 2003. - С. 30 - 38. 3. Хачай О.А. К вопросу об изучении строения и состояния геологической гете- рогенной нестационарной среды в рамках дискретной иерархической модели / О.А. Ха- чай // Российский геофизический журнал. - 2004. - № 33 - 34. - С. 32 - 37. 4. Трехмерный электромагнитный мониторинг состояния массива горных пород / О.А. Хачай и др. // Физика Земли. - 2001. - № 2. - С. 85 - 92. 5. Хачай О.А. Явления самоорганизации в массиве горных пород при техноген- ном воздействии / О.А. Хачай // Физическая мезомеханика 7. - Спец. выпуск. - Ч.2. - 2004. - С. 292 - 295.
ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №4, 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 ОТКРЫТАЯ ГЕОТЕХНОЛОГИЯ
ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №4, 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 УДК 622.271.3.06:658.527«75» Бахтурин Юрий Алексеевич кандидат технических наук, ведущий научный сотрудник лаборатории транспортных систем карьеров и геотехники, Институт горного дела УрО РАН, 620075, Екатеринбург, ул. Мамина-Сибиряка,58 e-mail: bakh2008@yandex.ru. УПРАВЛЕНИЕ РЕЖИМАМИ ДВИЖЕНИЯ ГОРНОЙ МАССЫ НА СКЛАДАХ ПРИ ЦИКЛИЧНО-ПОТОЧНОЙ ТЕХНОЛОГИИ Bakhtourin Yury A. candidate of technical sciences, сhief researcher of the laboratory of open pits transport systems and geo-technique, The Institute of Mining UB RAS 620075, Yekaterinburg, 58, Mamin-Sibiryak st. e-mail: bakh2008@yandex.ru. THE MODES OFCONTROL ROCK MASS MOVEMENT AT THE WAREHOUSES EMPLOYING CYCLIC-FLOW TECHNOLOGY Аннотация: В статье приводится автоматная имитацион- ная модель управления интенсивностью от- грузки горной массы со склада перегрузки с кон- вейерного на железнодорожный транспорт в схемах циклично-поточной технологии. Обосно- ваны рациональные верхний и нижний уровни отгрузки для условий применения циклично-по- точной технологии на конкретном карьере. Ключевые слова: циклично-поточная техноло- гия, комплекс перегрузки, автоматная имита- ционная модель, интенсивность отгрузки гор- ной массы, уровни запаса горной массы Abstract: The article presents a simulation model of automatic intensity control of shipment rock mass from a ware- house with conveyor overload to railway transport in the schemes of cyclic-flow technology. Rational upper and lower levels of shipment for the condi- tions of cyclic-flow technology employment in a spe- cific quarry are grounded. Key words: cyclic-flow technology, overloading complex, a simulation model, the intensity of rock mass shipment, rock mass stock levels Несмотря на ряд преимуществ, автомобильно-конвейерно-железнодорожный (а-к-ж.д.) транспорт имеет и недостатки, основной из них – собственно многозвенность, которая вызывает снижение производительности системы из-за колебания производи- тельности смежных участков. Несовместные простои элементов системы могут состав- лять до 30 % календарного времени. При существующем уровне развития техники, тех- нологии, организации открытых горных работ значительное сокращение непроизводи- тельных простоев затруднено. Вместе с тем потери производительности, связанные с от- сутствием горной массы на складе комплекса перегрузки с конвейерного на железнодо- рожный транспорт (до 7,8 %) и отсутствием места на складе (до 6,5 %), могут быть све- дены к минимуму за счет управляющих воздействий на режим отгрузки горной массы со склада. В связи с этим возникает необходимость определения такой организации взаи- модействия дробильно-конвейерного комплекса (ДКК) с железнодорожным транспор- том, которая обеспечит рациональное использование технических возможностей погру- зочного и транспортного оборудования системы а-к-ж.д. транспорта за счет снижения простоев по вышеуказанным причинам. Исследования в области организации эффектив- ных взаимодействий различных звеньев транспортных систем карьеров, определения ра- циональных режимов управления этими взаимодействиями достаточно широко пред- ставлены в научно-технической литературе. При этом повышение адаптивности транс- портирования горной массы с применением ЦПТ достигается, как правило, за счет орга- низации взаимодействия автотранспорта с ДКК. Так, в работе Ю.И. Леля [1] предложен метод выбора рациональной организации работы сборочного автотранспорта в периоды непланируемых отказов ДКК. Вопросы прогнозирования времени простоев конвейер-
ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №4, 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 ного транспорта в зависимости от причин рассмотрены в работе [2]. На этой основе раз- работаны рекомендации по рациональному управлению движением груженых автосамо- свалов между перегрузочными пунктами системы ЦПТ. С целью исключения или умень- шения влияния простоев дробилок и конвейеров на функционирование экскаваторно-ав- томобильного комплекса в работе Г.П. Воробьева рассматривается вариант строитель- ства аккумулирующего склада, совмещенного с дробильно-перегрузочным пунктом [3]. Взаимодействие ДКК с железнодорожным транспортом рассматривается, главным обра- зом, при определении рационального количества погрузочно-транспортного оборудова- ния, вместимости бункеров и складов и т.п. [4]. При этом вопросы управления грузопо- токами железнодорожного транспорта, обоснования рациональных режимов отгрузки горной массы со склада в средства железнодорожного транспорта исследованы недоста- точно. Как показывает практика эксплуатации комбинированного транспорта на карье- рах, количество горной массы, отгруженной со склада, не является независимым от наличного уровня запаса. Процесс поступления поездов под погрузку, как правило, ис- пытывает управляющее воздействие. В большинстве случаев это осуществляется так: если возникает возможность переполнения склада, увеличивают интенсивность отгрузки либо снижают интенсивность поступления горной массы на склад. Наоборот, если на складе создается дефицит или угроза дефицитной ситуации, то уменьшается интенсив- ность поступления локомотивосоставов под погрузку. Особенно это актуально для скла- дов с относительно небольшой активной вместимостью, в частности, при внутрикарьер- ном размещении комплексов перегрузки (КП) в схемах с а-к-ж.д. транспортом. Принятие решений об увеличении или снижении интенсивности отгрузки горной массы со склада должно быть обоснованным [5]. Эта задача может быть решена при исследовании следующей вероятностной мо- дели (рис. 1). Пусть U0 и U1 – соответственно, верхний и нижний критические уровни запаса горной массы на складе; λ 0 и λ1 (λ 1 < λ0) – значения, соответственно, пониженной λ1 λ0 Рис. 1 – Функционирование склада КП с регулированием интенсивности поступления поездов под погрузку: U0 – верхний критический уровень запаса горной массы на складе; U1 – нижний критический уровень запаса; χ0 – повышенная интенсивность отгрузки; χ1 – пониженная интенсивность отгрузки; – точки переключения интенсивности отгрузки
ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №4, 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 и повышенной интенсивности отгрузки горной массы со склада; qt – объем горной массы, поступившей на склад в t-ю единицу времени; ηt – объем горной массы, отгру- женной со склада в эту же единицу времени. Предполагается, что qt, ηt – независимые случайные величины. Значение интенсивности поступления горной массы, кроме того, считается не зависящим от управления. Пусть в начальный момент времени уровень за- паса составляет величину a0<U0. Математическое ожидание интенсивности отгрузки Mηt.= λ, поступления горной массы на склад Mqt=μ. Если λ 0 < μ, то будет происходить постепенное накопление запасов и при некотором t впервые будет at =U0. В этот момент происходит переключение с пониженной на повышенную интенсивность отгрузки (с λ0 на λ 1). Уровень запаса будет постепенно снижаться. Когда этот уровень достигнет ниж- него критического значения U1, происходит обратное переключение на пониженное зна- чение λ0. В дальнейшем процесс повторяется аналогичным образом. Учитывая, что а-к-ж.д. транспорт, как правило, применяется параллельно с авто- мобильно-железнодорожным и железнодорожным, высвободившиеся в период пони- женной интенсивности отгрузки локомотивосоставы могут быть использованы для пе- ревозки горной массы с верхних и средних горизонтов в составе вышеуказанных схем. В описанной схеме регулируемыми параметрами являются U0, U1, λ 0, λ1. Изменяя их значения, можно добиться того, что доля времени отсутствия горной массы, а также доля времени полного заполнения склада КП будет минимальной для конкретных горнотех- нических условий эксплуатации и применяемого оборудования. Предлагаемая автоматная модель регулирования интенсивности отгрузки в зави- симости от запасов горной массы на складе КП включает в себя следующую систему стохастических уравнений, описывающих динамику значений внутренних состояний ав- томатов:   пqJJtbtata ))1(()()(,0max)1( 21  (1) )()1()1( 1 tptqktb  (2) пqtztctс )()()1(  (3)          )(1при1 )(1)(при0 )1(1 tMNOt tMNOttMLO tp (4)          )(1при)( )(1при)( )1( tMNOtTRKtMLO tMNOttMNO tMNO (5)                                    ;03)(1 )(1)(1при0 )(2)(1 ;0311)(2)(1 110)2()(1при2 );(1)(1 ;03)(1)(1 ;01)(1при1 1 ntMOPJt tMOPJttMPPt tMOPtMPPt nntMOPtMPPt nntMPPt tMOPtMPPt ntMOPtMPPt ntMPPt )(tJ п п п (6)               )(111)(11)1(1)1(при1 ;1)(11)1()(11 0)(11)1(при0 )1(1 tMOPttntJtJ tntJtMOPt tntJ tn пп п (7)
ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №4, 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               )(211)(22)1(2)1(при1 1)(22)1()(21 0)(22)1(при0 )1(2 tMOPttntJtJ tntJtMOPt tntJ tn п п (8)          ;1)()()(1при1 ;1)()()(1)(1при0 11 11 3 tntntMPPt tntntMPPttMPPt I (9) 1)(при1)(3 );(2 )(1)(1021)(1 )(1021при1)(3,0(max );(2)(1)(1 )(21)(11)(1при)(3 )1(3 3                            tItn tMOP tMOPtMPPtnntMPPt tMPPtnntn tMOPtMOPtMPPt tMOPttMOPttMPPttn tn (10)          0)1(0)(при)( 0)1(0)(при)1( )( 1 tJtJtJMOP tJtJTPPt JMOP ппп пп tп (11)               )(2)(11при0 )(2)(11при2 )(2)(11при1 )1( tMOPtMOPt tMOPtMOPt tMOPtMOPt tz (12)                       ;4)(при1 ;2)(0при)( ;2)(1)(1при ))(1()()( ;2)(1)(1при)( )1( 2 2 12 2 п п п п qtaTROt qtaptMLP qtaptMPPt tfTIPtfTIPtMPP qtaptMPPttMPP tMPP (13)          )(1при1 )(1)(при0 )1(2 tMNOPt tMNOPttMLP tp (14)          )(1при)( )(1при)( )1( tMLPtTROtMLP tMLPttMNOP tMNOP (15)          )(1при)( )(1при)( )1( tMLPtTOPtMNOP tMLPttMLP tMLP (16)    ))(1))(()()(1())(1( ))(1)(())()(1()()1( txtftytftf txtftytftftf   (17)          0 0 )(при1 )(при0 )( Uta Uta tx          1 1 при1 при0 )( Ua(t) Ua(t) ty где a(t) – уровень запаса горной массы на складе в момент времени t; b(t) – объем горной массы, поступившей на КП в момент времени t, т; p1(t) – признак наличия (отсутствия) грузопотока от ДКК; c(t) – объем горной массы, отгруженной за период (0,t); qk(t) – реализация случайной величины производительности ДКК в момент времени моделирования t, т/мин; (18)
ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №4, 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 z(t) – число обслуженных заявок в момент времени t, ед. MNO(t) – момент отказа ДКК для момента времени t, мин; MLO(t) – момент ликвидации отказа ДКК для момента времени t, мин; TRK – очередная реализация случайной величины времени безотказной работы ДКК, мин; TLK – очередная реализация случайной величины времени восстановления ДКК, мин; Jп (t) – номер участка на складе, где поезд устанавливается под погрузку (1 или 2); I3(t) – признак постановки очередного локомотивосостава в очередь; n(J) – признак занятости погрузочного участка; n3 – число поездов, ожидающих погрузку, ед.; MPP(t)– момент прибытия под погрузку очередного локомотивосостава, мин; MOP(J) – момент окончания погрузки локомотивосостава на J –ом участке, мин; TPP– очередная реализация случайной величины времени погрузки локомотивосо- става, мин; p2 – признак наличия (отсутствия) организованного поездопотока; MNOP(t) – момент прерывания организованного поездопотока, мин; MLP(t) – момент возобновления поездопотока, мин; qп– вместимость состава, т; TIP2 TIP1 – очередная реализации случайных значений интервалов прибытия поездов на склад КП, соответственно, при пониженном и повышенном режимах от- грузки, мин; TRO – очередная реализация случайной величины периода наличия организован- ного потока локомотивосоставов, мин; TOP – очередная реализация случайной величины периода отсутствия организо- ванного потока локомотивосоставов, мин; f (t) – признак, характеризующий режим отгрузки (повышенный f(t) =0, понижен- ный f(t) =1); x(t), y(t) – вспомогательные величины для определения значения f (t). Уравнение (1) описывает внутренние состояния автомата A, определяющего уро- вень запаса горной массы на складе с учетом необходимости обслуживания всех находя- щихся на погрузке локомотивосоставов. Символ max применяется для исключения от- рицательных значений текущего уровня запаса. Уравнения (2), (3) системы очевидны. Уравнение (4) описывает возможные состояния дробильно-конвейерного комплекса (ДКК). При p1 = 0 грузопоток от ДКК отсутствует. Это имеет место в том случае, когда значение текущего времени моделирования заключено между значением момента отказа MNO(t) и момента ликвидации отказа MLO(t). Уравнение (7) фиксирует номер участка, на который поступает для погрузки очередной локомотивосостав в текущий момент вре- мени. В соответствии с уравнениями (8), (9) присваивается признак занятости погрузоч- ного участка. Уравнение (10) описывает внутренние состояния автомата I3, характери- зующего постановку локомотивосостава в очередь на обслуживание при отсутствии сво- бодных погрузочных участков. По уравнению (11) определяется число поездов, ожида- ющих погрузку. Если текущее время модели не достигает момента прибытия локомоти- восоставов на КП MPP(t) или момента завершения погрузки на одном из участков MOP(t), очередь остается прежней. В противном случае при наличии свободного погру- зочного участка состав занимает его и число поездов, ожидающих погрузку (n3), умень- шается на единицу. При поступлении на КП очередного состава и отсутствии свободных участков n3 увеличивается на единицу. По уравнению (12) осуществляется расчет нового момента завершения погрузки локомотивосостава на J-ом участке, если имело место его прибытие на этот участок в текущий момент времени, т. е. J(t) = 0, а J(t+1) = 1. В про- тивном случае MOP(J) остается без изменения. Уравнение (13) определяет количество обслуженных заявок в текущий момент времени. Согласно уравнению (14), значение
ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №4, 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 MPP(t+1) рассчитывается при достижении текущего значения MPP(t) добавлением оче- редной реализации случайной величины соответствующего интервала прибытия поездов под погрузку: TIP1 при повышенном и TIP2 при пониженном режиме. В случае, когда организованный поездопоток отсутствует (p2 = 0), значение MPP(t+1) определяется до- бавлением соответствующего интервала прибытия поездов к значению момента возоб- новления поездопотока MLP(t). При уровне запаса горной массы на складе a(t) ≤ 4qп ор- ганизованный поездопоток на склад прерывается и возобновляется только при a(t) > 4qп. Ограничения по уровню запаса при a(t) = 4qп приняты из условия возможности заверше- ния обслуживания двух локомотивосоставов, которые могут одновременно находиться на погрузочных участках, а также возможности обслуживания еще двух поездов, нахо- дящихся в очереди. Уравнения (15) – (17) описывают состояния автомата P2, определя- ющего наличие организованного поездопотока. Режим отгрузки горной массы со склада, характеризуемый значением состояния автомата F (18), при переходе от t к (t+1), может оставаться без изменения, т. е. равняться f (t), либо изменять значение на противополож- ное (1- f (t)). Первое событие имеет место в двух случаях: в момент времени t существо- вал повышенный режим (f (t) = 0) и нижний критический уровень не был достигнут (y(t) = 0); в момент времени t существовал пониженный режим (f (t) = 1) и верхний кри- тический уровень не был достигнут (x(t) =0). В обоих случаях в текущий момент времени изменение режима не происходит. Второе событие происходит также в двух случаях: при повышенном режиме (f (t) = 0) достигается нижний критический уровень (y(t) = 1); при пониженном режиме (f (t) = 1) достигается верхний критический уровень (x(t) =1). В обоих случаях происходит изменение режима на противоположный. Все выходные дан- ные являются характеристиками стационарного режима работы системы. Это означает, что в качестве вектора начальных состояний модели могут быть выбраны любые значе- ния, принадлежащие соответствующим областям определения внутренних состояний ав- томатов. Рациональный режим отгрузки со склада КП определяется с учетом условий, в которых может быть реализована способность процесса управления увеличивать эксплу- атационную производительность транспортной системы карьера. За основу принят вари- ант, при котором прирост объемов перевозки горной массы допустим в тех пределах, которые в состоянии обеспечить транспортная система карьера без увеличения парка ос- новного технологического оборудования. Решение задачи зависит от ограничений на вы- ходе системы. Предполагается, что годовая производительность системы в целом как по руде, так и по вскрыше не меньше проектных (Qр ≥ Qпр и Qв ≥ Qпв, соответственно). Пределы регулирования интенсивности отгрузки горной массы со склада зависят от сте- пени загрузки отдельных элементов горнотранспортной системы: складов, забоев, на ко- торые перераспределяются грузопотоки в периоды снижения интенсивности поступле- ния локомотивосоставов на склад КП, мест приема горной массы, а также пропускной (провозной) способности схемы путевого развития. Были проведены расчеты по опреде- лению коэффициентов резерва пропускной способности схемы путевого развития Дже- тыгаринского карьера для варианта с применением для транспортирования руды а-к-ж.д. транспорта при следующих условиях: годовые объемы перевозки горной массы 70 млн. т, в том числе руды – а-к-ж.д. транспортом 14 млн. т; вместимость склада КП с конвей- ерного на железнодорожный – 40 тыс. т. Подробная характеристика варианта приведена в [6]. Значения рациональных (Копт) и фактических при реализации проектных объемов перевозок (Кф) коэффициентов резерва для основных раздельных пунктов приведены в таблице. Провозная способность при проектных объемах позволяет перераспределять грузопотоки в сторону увеличения на 20 – 25 % при соответствующем уменьшении ин- тервалов движения поездов.
ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №4, 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 Значения коэффициентов резерва пропускной способности основных раздельных пунктов Джетыгаринского карьера Название раздельного пункта Показатель неравномерности Копт Кф ст. Предотвальная 0,71 1,38 1,66 ст. гор.230м 0,66 1,35 1,69 Ст. гор.170м 0,57 1,33 1,57 Ст. гор.110м 0,49 1,26 1,58 ст. Северная 0,63 1,34 1,64 В результате моделирования получены зависимости прироста производительно- сти системы а-к-ж.д. транспорта от критических уровней запаса горной массы на складе КП (рис. 2). Рациональные значения критических уровней запаса, при которых обеспечива- ется наибольший прирост производительности системы, лежат в области: нижнего U1=15 – 17 тыс. т, верхнего U0 = 29 – 31 тыс. т. Рис. 2 – Зависимость прироста производительности системы а-к-ж.д. транспорта от уровней запаса горной массы на складе КП Джетыгаринского карьера (Vc = 40 тыс. т): 1 – при U1 = 10 тыс. т; 2 – при U1 = 15 тыс. т; 3 – при U1=20 тыс.т; – по руде; – по горной массе
ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №4, 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 Литература 1. Лель Ю.И. Организация взаимодействия автомобильного и конвейерного транспорта на карьере Ингулецкого ГОКа / Ю.И. Лель // Сб. науч. трудов ИГД МЧМ СССР. – Свердловск, 1981. - № 66. – С. 35 - 41. 2. Волотковский В.С. Выбор оборудования карьерного конвейерного транспорта / В.С. Волотковский, Г.Д. Кармаев, М.И. Драя. – М.: Недра, 1990. – 192 с. 3. Воробьев Г.П. Исследование технологических параметров дробильно-конвей- ерных комплексов для условий карьеров железистых кварцитов КМА: Дис. ... канд. техн. наук / Г.П. Воробьев; ИГД МЧМ СССР. – Свердловск, 1974. – 165 с. 4. Оптимизация параметров транспортно-перегрузочных комплексов на карьерах / А.Г. Шапарь и др. – М.: Недра, 1988. – 207 с. 5. Бахтурин Ю.А. Организация взаимодействия конвейерного и железнодорож- ного транспорта на карьерах / Ю.А. Бахтурин // Известия Уральской гос. горно-геоло- гической академии. Сер. Горное дело. – 2000. - Вып.11. – С. 95 - 102. 6. Бахтурин Ю.А. Обоснование рациональных технологических параметров авто- мобильно-конвейерно-железнодорожного транспорта на карьерах. дис. ... канд. техн. наук / Ю.А. Бахтурин; ИГД УрО РАН. – Екатеринбург, 1999. – 247 с.
ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №4, 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 УДК 622.271.326 Эфендиева Зарифа Джахангир кандидат технических наук, доцент, Азербайджанский государственный университет нефти и промышленности Азербайджанская Республика, г. Баку, проспект Азадлыг, 20 e-mail: efendi2005@ rambler.ru УСОВЕРШЕНСТВОВАНИЕ ТЕХНОЛОГИИ ДОБЫЧИ ПРИРОДНОГО КАМНЯ НА КАРЬЕРАХ АЗЕРБАЙДЖАНА Efendiyeva Zarifa Jakhangir candidate of technical sciences, associate professor, The Azerbaijan state University of oil and industry, Azerbaijan Republic, Baku, 20, Azadlig avenue e-mail: efendi2005@ rambler.ru IMPROVEMENT THE TECHNOLOGY OF NATURAL STONE MINING IN AZERBAIJAN QUARRIES Аннотация: Исследованы пути улучшения эксплуатацион- ных показателей добычи природных камней. Предлагается комбинированный способ повы- шения производительности карьеров путем уменьшения производственных расходов и по- терь; доказано увеличение выхода крупных бло- ков от 25 до 35 % и уменьшение себестоимости продукции. Промышленные испытания предло- женной технологии добычи крупных блоков были проведены на Шахтахтинском карьере травертинов. Ключевые слова: карбонатные породы, облицо- вочные камни, технология добычи крупных бло- ков, поперечный пропил, трещиноватость, объем потерь, месторождения травертинов Abstract: The means of improving operational performance of natural stones mining are investigated. The com- bined method of quarries output rise by reducing operating costs and losses is proposed. Both the output of large blocks increase from 25% up to 35% and reduction the production cost have been proved. Industrial tests of the proposed technology of large blocks mining were performed in the Shakhtakhtinsky travertine quarry. Key words: carbonate rocks, facing stones the tech- nology of large blocks mining, cross cut, jointing, volume of losses, travertine deposits В Азербайджанской Республике широко развиты открытые горные работы по добыче обли- цовочного и строительного камня карбонатных пород. При добыче основного объема блочного камня на карьерах в силу ряда причин применяется недостаточно производительная техника. В связи с этим технико-экономические показатели (ТЭП) каменных карьеров Азербайджана нуждаются в исследовании и улучшении. На этих ка- рьерах основным трудоемким процессом при добыче блоков является подготовка их к выемке. Достаточно указать, что затраты на этом процессе достигают 30 – 45 % общих затрат и связаны, главных образом, с тем, что при разработке уступов недостаточно учитываются господствующие направления тектонических трещин. Исследования показали, что в целях повышения эффективности добычи в первую очередь необходимо повышение качества продукции и снижение потерь, которые требуют разработки и внедрения методов и способов рационального использования природных ресурсов. В последние годы проведены исследования по созданию и внедрению новых, прогрессивных технологий по добыче строительного и облицовочного камня. Несмотря на значительный рост объемов производства крупных блоков, выявлен ряд недостатков, к которым могут быть отне- сены низкий темп роста производительности труда (от 3 до 4 % в год), систематическое снижение рентабельности предприятий, низкий выход продукции из массива, недостаточное использова- ние запасов месторождения и др. В статье приводятся результаты исследования горно-геологических условий ряда месторож- дении карбонатных пород Азербайджана и разработанные направления совершенствования тех- нологии распиливания камня. В республике основные запасы (более 300 млн. м3 ) пильных известняков сосредоточены на Апшеронском полуострове, в геологическом строении которого преобладают меловые, третич- ные и четвертичные отложения, представленные, в основном, карбонатными и песчано-глини- стыми породами. Мощность известняков изменяется в пределах от 7 до 55 метров.
ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №4, 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 В качестве облицовочного и стенового камня в Азербайджане используются также травер- тиновые отложения таких месторождений, как «Шахтахты», «Карабаглар», «Бузгов» и др. Эти отложения мощностью, в среднем, 15 – 20 м узкой полосой протягиваются в северо-восточном направлении. Над плотными травертинами светло-серого, светло-розового цвета, ввиду эрозии и выветривания, залегают пористые и менее прочные (сж = 20 ÷ 60 МПа) разновидности травер- тинов [1]. Детальное изучение трещин ряда месторождений позволило установить зависимость потерь при добыче камня от направления расположения добычных уступов по отношению к азимуту простирания господствующих тектонических трещин. Изучение тектоники месторождения травертинов «Шахтахты» показало, что встречающиеся трещины отличаются большой выдержанностью и протяженностью, рассекают всю толщу в це- лом, не меняя своей ориентировки. Углы падения, в основном, 80 – 85°, реже 65 – 70°, азимут простирания 55 – 65° на северо-восток. Сравнительно слабое развитие трещин месторождения способствует получению при добыче крупных блоков. Для обоснования выбора направления расположения уступа по отношению к трещинам была изучена площадь на карьере «Шахтахты». Объем потерь от трещины был установлен для случая при угле пересечения трещины с длиной крупного блока от 0° до 90° через каждые 15°. Объем потерь от трещин при существующем способе добычи наименьший при расположе- нии длины блоков по направлению трещины, тогда как, наибольший при угле от 60° до 75°. Ис- ходя из изложенного можно констатировать, что при правильном расположении добычных усту- пов выход крупных блоков увеличивается на 25 – 35 %. Были исследованы параметры применя- емых способов увеличения выхода кондиционных блоков и установлено, что комплексное ис- пользование запасов природного камня обеспечивает улучшение технико-экономических пока- зателей эксплуатации карьера. При разработке месторождений травертинов, мрамора, известняков и других пород средней крепости для отделения монолитов и блоков от массива широко используются камнерезные ма- шины с кольцевыми фрезами, работающие по одностадийной системе, например СМ-89М, СМ- 177А. При этой системе добычи блоки установленного объема отделяются непосредственно от массива. Применяется и вариант, когда от массива отделяют монолит, из которого затем полу- чают блоки [2 – 4]. С целью увеличения продукции карьера и выхода крупных блоков нами обоснован и пред- ложен комбинированный способ добычи камня, исключающий производство поперечных про- пилов (полосовок). При этом способе камнерезной машиной производятся горизонтальные и за- тыловочные пропилы, а отделение крупных блоков осуществляется бурогидроклиновым обору- дованием. Регулирование параметров эксплуатации карбонатных пород путем использования есте- ственной трещиноватости позволило систематизировать и обработать данные добычи траверти- нов, а также установить зависимость объемов выхода и потерь камня от параметров трещинова- тости. Учитывая, что при комбинированном способе добычи крупных блоков не остаются прорезы в почве и груде забоя, рекомендуется раскол производить с обеих сторон трещины с учетом углов пересечения (α) и падения (γ) с длиной блоков. В этих случаях необходимо рассмотреть два ва- рианта: 1) углы падения и пересечения трещин с длиной блока являются острыми или тупыми; 2) один из углов является тупым. Вариант 1. Отделение трещины и подсчет объема потерь от трещиноватости производятся при случаях: о < , γ  /2 или / 2  , γ <. Объем потерь от трещиноватости Vт при этом варианте определяется по формуле lhcV т , где hcl ,, – соответственно, длина, ширина и высота теряемого блока, м. Переменная l зависит от ширины блока и углов пересечения и падения (рис.1): l gm  2 , где т – расстояние между перпендикулярными плоскостями, касающимися трещины с обеих сторон, м; g – минимальное расстояние от плоскости раскола до трещины, м. Тогда .)2(т hcgmV  Так как }ctgctgmax{  chm , получим .)2}ctgctg(max{т chgchV 
ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №4, 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 Необходимо отметить, что если оба угла прямые, то потери практически отсутствуют. Вариант 2. В этом варианте  ctgctg hcm . Подставив значения m в формулу под- счета объема потерь от трещиноватости, получим   .2)ctgct(т chghgcV  Следует отметить, что минимальное расстояние ( g ) от плоскости раскола до трещины за- висит от большого числа факторов: крепости, минерального состава, структуры, текстуры, мик- ротрещиноватости и др. Причем существенное влияние оказывают прочностные характеристики и состояние породы. Рис.1 Для подтверждения эффективности применения системы разработки с отделением трещин были проведены экспериментальные работы на Шахтахтинском карьере травертинов, которые показали, что выход крупных блоков из горной массы при комбинированном способе с отделе- нием трещины увеличивается на 25 – 35 % (см. таблицу 1). Применение предлагаемого комби- нированного способа позволит сократить затраты времени и средств на производство попереч- ных пропилов на 18 – 20 %, увеличить выход крупных блоков на 25 – 35 %, а также уменьшить себестоимость продукции. Наблюдается также резкое сокращение потерь от пропила и трещи- новатости. Таблица 1 Параметр добычи Способ добычи камнерезными машинами комбинированный Время на одну полосовку, с 990 800 Размеры блока по длине ограничены не ограничены Выход крупных блоков из массива, % 35-40 45-55 Объем потерь от пропила, м3 0,180 0,148
ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №4, 2015 г. 52С 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. Эфендиева З.Дж. Характеристика залежей и физические свойства облицовочных камней месторождений Азербайджана / З.Дж. Эфендиева // Горный журнал. – 2005. – № 8. – С. 46 – 47. 2. Рогатин Н.И. Технология и механизация открытых горных работ / Н.И Рогатин. - М.: Недра, 1982. – 277 с. 3. Томаков П.И. Технология, механизация и организация открытых горных работ / П.И. То- маков, И.К. Наумов. - М.: Недра, 1992. – 464 с. 4. Подэрни Р.Ю. Горные машины и комплексы для открытых работ / Р.Ю. Подэрни. - М.: Недра, 2001. – 332 с.
ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №4, 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 №4, 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 УДК 622.831.1:622.016.62 Антипов Игорь Владиславович доктор технических наук, профессор, заведующий отделом, Республиканский академический научно-исследовательский и проектно-конструкторский институт горной геологии, геомеханики, геофизики и маркшейдерского дела (РАНИМИ), Украина, 83004, г. Донецк, ул. Челюскинцев, 291 e-mail: iantypov@ukr.net ОЦЕНКА ПРОТЯЖЕННОСТИ КОНЦЕВЫХ УЧАСТКОВ ЛАВ ПО КРИТЕРИЮ УСКОРЕНИЯ КОНВЕРГЕНЦИИ ВМЕЩАЮЩИХ ПОРОД Antipov Igor V. Dr. of technical sciences, professor, the head of the department, Republican academic research and design Institute of mining geology, geo-mechanics, geophysics and mine surveying (RANIMI), Ukraine, 83004, Donetzk, 291, Cheluskinzev st. e-mail: iantipov@ukr.net ESTIMATION THE LENGTH OF LOVS END PORTIONS ACCORDING TO THE CRITERION OF ROCKS CONVERGENCE ACCELERATION Аннотация: Приведены результаты инструментальных наблюдений в действующем очистном забое шахты им. А.Ф. Засядько. Установлено, что скорость конвергенции вмещающих пород изме- няется во времени и зависит от интенсивности производственных операций в лаве. Вычислены значения ускорения конвергенции вмещающих пород вдоль всей линии забоя лавы. На концевых участках лавы абсолютные значения ускорения конвергенции вмещающих пород меньше, чем в средней части лавы. Предложено использовать ускорениеконвергенции вмещающихпород в качестве геомеханического критерия для оценки протяжен- ности концевых участков лавы. Ключевые слова: лава, породы, конвергенция, ускорение Abstract: Results of instrumental observations in operating breakage face in the A.F. Zasyadko mine are cited. It is determined that enclosing rocks convergence rate changes in time and depends on the intensity of industrial operations in a love. The values of en- closing rocks convergence acceleration along the whole face line are calculated. Absolute conver- gence acceleration values of enclosing rocks are less at the end sites than in the middle love part. It is offered to use rock convergence acceleration as geo-mechanical criterion for estimation the length of love end sites. Key words: love, rocks, convergence, acceleration Геомеханические процессы, происходящие в породном массиве на концевых участках лавы, имеют некоторые особенности по сравнению с проявлениями горного давления в средней части. Изучение этих особенностей, а также установление закономерностей протека- ния процессов в массиве позволяют разрабатывать новые и совершенствовать существую- щие средства крепления очистных забоев. Шахтные инструментальные наблюдения в действующих очистных забоях – наиболее эффективный способ исследования геомеханических процессов. Натурные инструменталь- ные исследования на шахтах Донбасса проводятся по специальной методике, разработанной Республиканским академическим научно-исследовательским и проектно-конструктор- ским институтом горной геологии, геомеханики, геофизики и маркшейдерского дела (РАНИМИ) [1 – 4]. Задачи исследований: – определить конвергенцию вмещающих пород на различных участках лавы, начальный распор Rн и рабочее сопротивление R гидравлических стоек механизированной крепи; – установить закономерности протекания геомеханических процессов в породном массиве при выполнении технологических операций выемки угля и креплении очистного забоя;
ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №4, 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 – построить в единой временной системе координат графики конвергенции вмеща- ющих пород и фактические характеристики механизированных крепей, совместив их с пла- нограммами работ в лаве; – выявить особенности взаимодействия крепи с кровлей на концевых участках лавы и обосновать новый критерий оценки протяженности этих участков. Наблюдения велись на шахте им. А.Ф.Засядько в лавах, оборудованных механизи- рованными комплексами МКД-90 на пластах m3, k8 и l1. Горно-геологические условия за- легания пластов и горнотехнические факторы их отработки представлены в таблице 1. Таблица 1 Горно-геологические и горно-технические условия отработки угольных пластов Показатель m3 k8 l1 Вынимаемая мощность пласта, м: 1,35-2,2 0,8-1,1 1,7-2,2 Угол падения пласта, град 4-12 7-14 8-25 Глубина разработки, м 1300 910 1000 Основная кровля: мощность, м 12-17 3-5 17-25 крепость, ед. 5-8 10-13 7-8 Непосредственная кровля: мощность, м 2-4,6 0-3,5 0-6,0 крепость, ед. 3-4 3-4 3-4 Почва: крепость 3-5 4-6 3-5 Длина лавы, м 230 230 230 Механизированный комплекс 3МКД90 1МКД90 3МКД90 Рабочее сопротивление крепи, кПа 500 480 500 Для инструментальных замеров и визуальных наблюдений оборудовалась замерная станция на одной из секций механизированной крепи. На четырех стойках через предохра- нительные клапаны устанавливались манометры МП-3, показания которых дежурный наблюдатель фиксировал с интервалами 10 мин, а во время проходакомбайнаи перемеще- ния секций крепи в районе замерной станции – каждую минуту. Кроме того выполнялись измерения конвергенции вмещающих пород стойками СУИ-2 с индикаторами ИЧТ- 0,01. Показания индикаторов и манометров фиксировались одновременно. Схема разме- щения оборудования на замерных станциях показана на рис. 1. Геологическую и вынимаемую мощность пласта измеряли рулеткой один раз в смену. Расстояние от забоя до точки первого контакта перекрытия с кровлей, а также тол- щину породной подушки на перекрытии определяли на каждом цикле передвижки. Состо- яние кровли (заколы, трещины, ступени, вывалы и т. д.), размеры устойчивых обнажений пород в выработанном пространстве фиксировали с помощью фотоаппарата. Продолжитель- ность выполнения технологических операций хронометрировали с точностью до 5мин. Первая замерная станция была оборудована на сопряжении лавы с конвейерным штреком. Затем ее перемещали вверх по лаве и в каждом месте дислокации замеры выполняли до и после прохода комбайна и передвижки секции крепи. Результаты наблюдений за смену заносились вспециальныеформуляры. В единой временной системе координат построены гра- фики конвергенции вмещающих пород,фактическиерабочиехарактеристикимеханизирован- ных крепей и планограммы работ в лавах, которые показали взаимосвязь между интенсив- ностью геомеханических процессов в массиве и технологическими операциями в забое – выемка угля и передвижка секций механизированной крепи.
ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №4, 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 Наиболее интенсивная конвергенция вмещающих пород происходит после прохода комбайна в средней части призабойного пространства на расстоянии 1,8 –1,9 м от забоя, т. е. подтверждается гипотеза о возникновении растягивающих напряжений в непосредственной кровле при увеличении расстояния от забоя до первой стойки. Рис. 1 – Схема размещения оборудования на замерной станции В задачи шахтных исследований входила проверка гипотезы о влиянии ширины бесстоечного призабойного пространстванахарактер опусканиякровли: при удалении первой стойки механизированной крепи на 2 – 2,5 м линия опускания пород приближается к экс- поненте, а это вызывает образование растягивающих напряжений в нижних слоях, раскры- тие трещин и вывалообразование. Расстояние от консолей перекрытия до забоя изменялось от 0,3 до 0,7 м, т. е. превышало паспортное значение в 1,6 раза. Расстояние от забоя до места первого контакта консоли перекрытия с кровлей составило 0,8 м, причем контактирова- ние в подавляющем большинстве случаев было не сплошным, а точечным, в основном через 3 – 4 точки передней части консоли. Рессорная и жесткая части перекрытия контактиро- вали с кровлей через породную подушку толщиной 3 – 10 см. Наблюдения показали, что интенсивность конвергенции вмещающих пород на кон- цевых участках и в средней части лавы заметно разнится. На сопряжении лава –штрек от- мечается постоянная скорость конвергенции независимо от передвижки секций крепи, в средней части лавы – резкое увеличение скорости. Разнятся также фактические рабочие ха- рактеристики секций в средней части лавы и на концевых участках (рис. 2).
ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №4, 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 С помощью метода группового учета аргументов (МГУА) [5] установлены зависимо- стиконвергенции вмещающих пород h от времени t на разных участках лавы. Получено 180 систем уравнений вида:            444 33 2 23 22 2 12 111 etch etctbh etctbh etch (1) где, с1, с2, с3, с4 – безразмерные коэффициенты. Формулами (1) описываются кривые конвергенции вмещающих пород. Продиффе- ренцировав уравнения (1), можно найти скорость конвергенции пород v.            44 323 212 11 / 2/ 2/ / cdtdhv ctbdtdhv ctbdtdhv cdtdhv (2) Рис. 2 – Фактические рабочие характеристики крепи на разных участках лавы В средней части лавы до передвижки секции крепи скорость конвергенции кровли и почвы увеличивается неравномерно; после передвижки она неравномерно уменьшается, т. е. существует ускорение конвергенции вмещающих пород. Продифференцировав уравнения (2), определим ускорение а конвергенции вмещаю- щих пород.      232 121 2/ 2/ bdtdva bdtdva (3) По формулам (3) для всех лав вычислены значения а. Начиная от сопряжения с кон- вейерным штреком, ускорение конвергенции постепенно увеличивается по длине лавы, до- стигая максимального значения, затем постепенно уменьшается в районе вентиляционного штрека (рис. 3).
ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №4, 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 Рис. 3 – Значения ускорения конвергенции вмещающих пород по длине лавы Абсолютное ускорение конвергенции в средней части лавы постоянно и составляет около 0,05 мм/мин2. , на концевых участках оно изменяется от 0,01 до 0,05 мм/мин2 . Если рассматривать очистной забой с точки зрения особенностей геомеханических процессов в породном массиве, то ускорение конвергенции можно принять в качестве кри- терия оценки протяженности концевых участков лавы. Установлено, что их длина по уско- рению конвергенции пород около выработок, примыкающих к целику, составляет 12 – 17 м, к выработанному пространству 15 – 20 м. На этих участках механизированная крепь не входит в режим рабочего сопротивления или выходит крайне медленно. Работа крепи в режиме рабочего сопротивления наблюдается только в средней части лавы. Исследования позволили выявить, что с увеличением мощности пласта удлиняются концевые участки. Однако для формализации такой зависимости требуются дополнительные натурные наблюдения. Таким образом, величина ускорения конвергенции вмещающих пород является геомеха- ническим критерием оценки протяженности концевых участков лавы. На этих участках необходимоприменять специальныекрепи или другие нетрадиционные средства крепления. Литература 1. Антипов И.В. Комплексные натурные исследования в 6-й западной лаве уклон- ного поля пласта m3 шахты им. В.М. Бажанова / И.В Антипов, А.В. Савенко, В.Б. Гря- дущий // Пути повышения безопасности горных работ в угольной отрасли. – Макеевка: МакНИИ, 2004. – С. 138 – 141. 2. Антипов И.В. Комплексные натурные исследования в 17-й восточной лаве пла- ста m3 АП "Шахта им. А.Ф. Засядько" / И.В. Антипов, А.В. Савенко , Э.Ю. Сухарев- ский // Проблеми гірського тиску. – ДонНТУ, 2005. – № 13. – С. 213 – 222. 3. Антипов И.В., Савенко А.В., Нагорная Е.Д., Данча В.А., Пугач С.С., Жуков- цов И.В., Бороненко И.А. Исследования ускорения конвергенции вмещающих пород в очистном забое шахты им. Челюскинцев // Наукові праці УкрНДМІ НАН України, вип. 10. – Донецьк: УкрНДМІ НАН України, 2012. – С. 35 – 45. 4. Антипов И.В., Савенко А.В., Стаднюк Е.Д., Жуковцов И.В., Козырь С.В. Ин- струментальные наблюдения конвергенции вмещающих пород и смещения краевой ча- сти угольного пласта в очистном забое шахты «Трудовская» // Вісті Донецького гірни- чого університету, № 1(32). – Донецк: ДонНТУ, 2013. – С. 13 – 22. 5. Антипов И.В. Применение МГУА для формализации производственных про- цессов и операций в очистных забоях / И.В. Антипов, И.А. Турбор // Физико-техниче- ские проблемы горного производства. Вып. 15. Физические, геомеханические и техноло- гические проблемы добычи полезных ископаемых. – Донецк: Институт физики горных процессов НАН Украины, 2012. – С. 55 – 63.
ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №4, 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 УДК 622.271.3.06/.272 Соколов Игорь Владимирович доктор технических наук, зав. лабораторией подземной геотехнологии, Институт горного дела УрО РАН 620075, г. Екатеринбург, ул. Мамина-Сибиряка, 58 e-mail: geotech@igduran.ru Антипин Юрий Георгиевич, кандидат технических наук, старший научный сотрудник, лаборатория подземной геотехнологии, Институт горного дела УрО РАН e-mail: geotech@igduran.ru Смирнов Алексей Алексеевич кандидат технических наук, старший научный сотрудник, лаборатория подземной геотехнологии, Институт горного дела УрО РАН e-mail: geotech@igduran.ru РАЗРАБОТКА И ОЦЕНКА ВАРИАНТОВ СТРАТЕГИИ ОСВОЕНИЯ ЖЕЛЕЗОРУДНЫХ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ЭКОЛОГИЧЕСКИ СБАЛАНСИРОВАННЫМИ ПОДЗЕМНЫМИ ГЕОТЕХНОЛОГИЯМИ Sokolov Igor V. Dr. of technical sciences, the head of the laboratory of underground geo-technology, The Institute of mining UB RAS 620075, Yekaterinburg, 58, Mamin-Sibiryak st. e-mail: geotech@igduran.ru AntipinYury G. candidate of technical sciences, senior researcher of the laboratory of underground geo-technology The Institute of mining UB RAS e-mail: geotech@igduran.ru Smirnov Alexey A. candidate of technical sciences, senior researcher of the laboratory of underground geo-technology, The Institute of mining UB RAS e-mail: geotech@igduran.ru WORKING OUT AND ESTIMATION THE STRATEGY OPTIONS OF DEVELOPMENT IRON ORE DEPOSITS BY ECOLOGICALLY BALANCED SUBSURFACE GEO-TECHNOLOGIES Аннотация: Разработаны и оценены варианты геотехноло- гической стратегии освоения подземных запа- сов при комбинированной разработке желе- зорудных месторождений, представленные в виде горнотехнической системы, включающей подсистемы вскрытия, очистной выемки, транспорта, подземного обогащения и утили- зации отходов. На основе экономико-матема- тического моделирования установлено, что максимальный экономический эффект и эколо- гическая безопасность достигаются примене- нием инновационной геотехнологии с нисхо- дяще-восходящим порядком выемки системами с обрушением и с закладкой в соотношении, обеспечивающем замкнутость горнотехниче- ской системы. Ключевые слова: геотехнологическая страте- гия, горнотехническая система, экономическая и экологическая эффективность, порядок от- работки, вскрытие, система разработки, за- кладка, подземное обогащение Abstract: The options of geo-technological strategy of devel- opment underground reserves by combined iron ore deposits mining are worked out and estimated. They are presented in the form of a mining system includ- ing sub-systems of opening, stoping, transport, un- derground concentration and wastes utilization. In terms of economic and mathematical modeling it is set up that both the maximum economic effect and ecological safety are obtained by employment as- cending-descending order of mining extraction by caving and filling systems in the ratio providing a geo-technical system being avoidant. Key words: geo-technological strategy, geo-tech- nical system, economic and ecological efficiency, the order of development, opening, mining system, filling, underground concentration В современной науке и практике формирование вариантов и реализация геотех- нологической стратегии (ГС) освоения мощных глубокозалегающих железорудных ме- сторождений основаны на традиционном последовательном и нисходящем порядке ве- дения горных работ [1]. Причем при комбинированной разработке это присуще как осво- ению месторождения в целом (с реализацией последовательного перехода от открытых
ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №4, 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 горных работ к подземным), так и части запасов, предназначенных для подземной раз- работки (переходная зона и далее нисходящая поэтажная выемка) [2]. Применение ин- новационной ресурсосберегающей технологии восходящей выемки с закладкой вырабо- танного пространства [3] в рамках общей ГС освоения подземных запасов сдерживается, на наш взгляд, следующими обстоятельствами: - несовершенством методологической базы собственно долгосрочного (на весь срок освоения) и целевого (получение максимального интегрального эколого-экономи- ческого эффекта) планирования разработки месторождения; - нерешенностью задачи оптимальных структуры и параметров горнотехниче- ской системы (ГТС), включающей порядок и направление развития горных работ, спо- соб и схему вскрытия, систему разработки, способ транспортирования, целесообраз- ность подземного обогащения, использование выработанного пространства для склади- рования отходов горного производства; - отсутствием критерия и методики эколого-экономической оценки ГС. Систематизированы факторы, влияющие на выбор ГС, по группам: социально- экологические (здоровье и занятость населения, воздействия на окружающую среду (ОС); рыночные (внешнеэкономические и макроэкономические); природные (географо- экономические, геологические); инновационные (научно-технический прогресс (НТП)), наличие инновационных технологий); производственные (горнотехнические, технологи- ческие, организационные, специфические). ГС освоения подземных запасов при комбинированной разработке мощных глубо- козалегающих рудных месторождений определена как комплекс взаимоувязанных меро- приятий, включающий установление в рамках принятой концепции: схемы комбиниро- ванной разработки; производственной мощности подземного рудника; порядка разви- тия горных работ во времени и в пространстве; способа и схемы вскрытия; технологии очистной выемки; способа погашения выработанного пространства; схемы и способа транспортирования руды; целесообразности подземного обогащения; схемы и способа утилизации отходов горно-обогатительного производства, направленных на обеспече- ние максимального экономического эффекта от эксплуатации всех запасов месторож- дения и экологической безопасности. Предложены принципы формирования ГС, заключающиеся в: системности иссле- дований, комплексности цели и задач; оптимальности результатов; императиве «более чистого производства»; комбинировании технологических процессов различных спосо- бов добычи и переработки; разработке инновационных геотехнологий [4]. Для формиро- вания и конструирования соответствующих вариантов ГТС разработаны следующие ос- новные положения: – с целью утилизации в выработанном пространстве отходов добычи и обогаще- ния руды и снижения эксплуатационных затрат использовать ресурсосберегающий спо- соб восходящей камерной выемки с сухой закладкой (СЗ); – для существенного (до 2 раз) повышения производственной мощности подзем- ного рудника ориентироваться на восходяще-нисходящий порядок, обеспечивающий не- зависимую отработку этажей в пределах шага освоения; – вскрытие осуществлять с учетом схемы комбинированной разработки место- рождения: при последовательной автоуклонами из карьера, при параллельной верти- кальными стволами с поверхности; – при отработке переходной зоны формировать изолирующие массивы (искус- ственные монолитные или из разрыхленной породы); – для обеспечения максимальной интенсивности горных работ использовать вы- сокопроизводительное самоходное оборудование (СО) и проходческие комбайны; – устанавливать целесообразность применения подземного обогатительного ком- плекса (ПОК) с получением концентрата и использованием отходов обогащения в каче- стве закладки выработанного пространства;
ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №4, 2015 г. 61С 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 – схемы и способы транспортирования грузов (руда, порода, концентрат, за- кладка) обосновывать с учетом оптимального расположения ОК под землей или на по- верхности, при этом максимально использовать силы гравитации; – с целью организации замкнутого цикла горно-обогатительного производства и размещения под землей всех отходов, образуемых в рамках ГТС, применять комплекс- ную подземную геотехнологию добычи руды, сочетающую камерную систему с СЗ и восходящей выемкой нижних этажей и системы с обрушением при освоении верхних этажей. Оптимальное соотношение долей применения систем в производственной мощ- ности рудника определять по условию организации замкнутого цикла; – в качестве резерва емкостей для размещения отходов добычи и обогащения ис- пользовать выработанное пространство карьера. Таблица 1 Технологические схемы, соответствующие вариантам ГС Вариант ГС Порядок развития горных работ Система разработки Расположение ОК Отработка запасов шага освоения. Способ погашения и утилизации 1 Последовательный нисходящий Камерная с по- следующим об- рушением це- ликов На земной поверхности Одноэтажная. Выработанное пространство погашается обрушенными породами. Отходы ГОП раз- мещаются на поверхности 2 Последовательный восходящий Камерная с закладкой На земной поверхности Одноэтажная. Камеры погашаются заклад- кой: породой от ГПР и отхо- дами ОК, подаваемыми с по- верхности 3 Последовательный восходящий Камерная с закладкой Под землей Одноэтажная. Камеры погашаются заклад- кой: породой от ГПР и отхо- дами ПОК 4 Параллельный. Комбинированный Нисходящий Верхние этажи – камерная с обрушением целиков На земной поверхности Многоэтажная. Выработанное пространство верхних этажей погашается обрушенными породами. Камеры нижних этажей пога- шаются закладкой: породой от ГПР и отходами ОК, пода- ваемыми с поверхности Восходящий Нижние этажи – камерная с закладкой 5 Параллельный. Комбинированный Нисходящий Верхние этажи – камерная с обрушением целиков Под землей Многоэтажная. Выработанное пространство верхних этажей погашается обрушенными породами. Камеры нижних этажей пога- шаются закладкой: породой от ГПР и отходами ПОК. Восходящий Нижние этажи – камерная с закладкой Разработка и оценка вариантов ГС выполнена на конкретном примере освоения глубоких горизонтов Естюнинского месторождения. В основу положена концепция вос- полнения выбывающих мощностей Высокогорского ГОКа, где минимальным условием является обеспечение стабильной производственной мощности собственно шахты Естю- нинская 2,5 млн. т руды в год, максимальным – мощности ГОКа за счет увеличения мощ- ности шахты Естюнинская до 5 млн т руды в год. В соответствии с данной концепцией типизированы технологические схемы (табл. 1), соответствующие 5 вариантам ГС в шаге
ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №4, 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 освоения (вскрытия и отработки), по признакам: производственная мощность шахты; по- рядок отработки этажей во времени и в пространстве; система разработки; место распо- ложения обогатительного комплекса (ОК); способ погашения выработанных камер и утилизации отходов горно-обогатительного производства (ГОП). Варианты 1 – 3 обес- печивают производительность шахты 2,5 млн т, варианты 4 –5 5 млн т. Определенной новизной обладают варианты 4 и 5 ГС [5]. В варианте 4 ГС этажи отрабатываются параллельно в комбинированном порядке, верхние – в нисходящем си- стемами с обрушением, нижние – в восходящем этажно-камерной системой с закладкой. ОК располагается на земной поверхности. Руда по рудоспускам поступает на концентра- ционный горизонт и далее перемещается локомотивами до скипового ствола, скипами выдается на поверхность и железнодорожным транспортом перевозится на ОК. Отходы сухой (СМС) и мокрой (ММС) магнитной сепарации направляются на закладочный ком- плекс (ЗК) и в виде закладки транспортируются до камер по трубам (рис. 1, а). В варианте 5 ГС технология и порядок отработки аналогичны варианту 4. ПОК располагается в под- земных выработках нижнего этажа. Руда с нижних этажей по автоуклону транспортиру- ется до ПОК автосамосвалами, верхних этажей – по рудоспускам перепускается в ПОК. Отходы СМС и ММС после предварительного обезвоживания в виде сухой (СЗ) или па- стовой закладки транспортируются от ПОКа до выработанного пространства. Концен- трат по концентрационному горизонту электровозами до ствола и скипами выдается на поверхность. а б Рис. 1 – Варианты 4 – а и 5 – б ГС освоения Естюнинского месторождения Для условий восходящей отработки Естюнинского месторождения сгруппиро- ваны варианты камерной системы разработки с СЗ и самоходным оборудованием (СО) по признакам: порядок отработки камер и целиков, технология очистной выемки, способ создания и сохранения закладочного массива, схема подготовки и конструкция днища. Наиболее эффективным признан вариант выемки трапециевидными камерами с наклон- ными торцовыми стенками из СЗ, укрепленной цементным раствором (рис. 2). Здесь ре- ализуется двухстадийный камерно-целиковый порядок отработки камер в этаже по схеме 1-2-1-2-1. С целью создания устойчивого закладочного массива в обоих торцовых частях камеры 1-й очереди формируется откос путем придания торцовым стенкам камеры наклона (55 – 70º). Закладочный массив формируется путем отсыпки слоев СЗ и после- дующего их укрепления цементным раствором (цемент+вода). В камерах 2-й очереди закладочный массив формируется путем отсыпки СЗ из выработок буро-вентиляцион- ного горизонта. Преимущества подземного размещения ОК заключаются в следующем: – резкое сокращение площади земель (на 90 – 95 %), занимаемых поверхностными ОК, отвалами и шламохранилищами, соединяющими их дорогами и коммуникациями; – практически полная ликвидация экологического воздействия на ОС как самого ОК, так и открытых складов продуктов обогащения, отвалов и шламохранилищ, дорог;
ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №4, 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 – сокращение платежей за земельный отвод, складирование хвостов и экологиче- ское воздействие обогатительного производства, отвалов и шламохранилищ; – стоимость строительства ПОК не выше, чем строительства аналогичного по производительности ОК на поверхности, а в нашем случае дешевле на 20 – 35 %. Рис. 2 – Вариант выемки трапециевидными камерами с комбинированной закладкой: I, II – порядок отработки, 1 – отсыпка слоев СЗ и их укрепление в камере 1-й очереди, 2 – закладочные выработки, 3 – отработка камер 2-й очереди, 4 – закладочные скважины для подачи укрепляющего раствора, 5 – формируемый слой СЗ, 6 – укрепленный откос Разработана и запатентована технологическая схема ПОК, позволяющая сокра- тить капитальные затраты на его строительство и повысить эффективность подземного обогащения за счет уменьшения количества выработок и усреднения качества поступа- ющей на обогащение исходной руды [6] (рис. 3). Также предложен способ подземной разработки мощных железорудных месторождений, позволяющий существенно сокра- тить объем дорогостоящих мероприятий по изоляции закладываемых камер для предот- вращения прорыва текущих хвостов обогащения в выработки, на который получено ре- шение о выдаче Патента на изобретение (Заявка № 2014120839/03(033497). Оценка вариантов ГС в новом шаге освоения с балансовыми запасами Qб должна учитывать комплекс как производственного, так и социально-экологического эффектов от реализации стратегических решений [7]. С учетом динамики развития ГТС во времени T целесообразно в качестве критерия оценки принять максимум ЧДД в следующем виде (руб.): ЧДД         max 1 СЭП 1 Э 1 Κ 1 Ц 0000                  tttt ЕЕЕЕ Т t it Т t it Т t it Т t it , (1) где T – длительность оценки. Равна времени строительства и отработки, год; itЦ – доход от реализации продукции, получаемый в t-м году оценки при реализации i-го варианта ГС, руб/год; itΚ – капитальные затраты на строительство подземного рудника и ОК в t-м году оценки при реализации i-го варианта ГС, руб/год; itЭ – эксплуатационные за- траты на процессы добычи и обогащения руды в t-м году оценки при реализации i-го
ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №4, 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 варианта ГС, руб/год; itСЭП – денежная оценка социально-экологических последствий от реализации i-го варианта ГС, руб/год; E – норма дисконта, доля ед. Рис. 3 – Подземная обогатительная фабрика Предложено степень замкнутости ГТС, соответствующей варианту ГС, оцени- вать показателем 𝜂, равным отношению суммарного объема отходов 𝑉о , образующихся в рамках ГТС, к максимальному объему пустот 𝑉п , образующихся в рамках ГТС. η = 𝑉о /𝑉п → 1. (2) Если 0≤ η ≤1, то ГТС замкнута, если η > 1, то ГТС не замкнута. По η можно также опре- делять долю систем разработки с закладкой выработанного пространства в годовой про- изводственной мощности рудника, а по 1- η – долю систем с обрушением. Использова- ние данного показателя в качестве критерия оценки экологической эффективности ГС в комплексе с ЧДД повысит ее объективность. По каждому из двух критериев варианту ГС присваивается рейтинг. Более высокий рейтинг получает вариант с минимальным количеством баллов. Для выбора лучшего варианта ГС вводится глобальный критерий принятия компромиссного решения R – комплексный эколого-экономический критерий, рассчитываемый как сумма баллов по каждому критерию с учетом их веса R = kЧДДrЧДД + kηrη, (3) где rЧДД, rη – рейтинг по критерию ЧДД и η, соответственно, kЧДД, kη – вес критериев ЧДД и η в глобальном критерии, принятый за 1. Разработана блок-схема формирования и компьютерная программа (в приложении Ехсеl) выбора ГС, указывающие последовательность установления оптимальных решений по блокам в соответствии с локальными критериями, принятыми для соответствующих подсистем ГТС и ГТС в целом (рис. 4).
ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №4, 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 Рис. 4 – Блок-схема формирования и оценки варианта ГС Выполнено экономико-математическое моделирование (ЭММ) вариантов ГС по ЧДД при норме дисконта 12 % и базовом содержании железа 29 % (рис. 5). Результаты ЭММ показали, что ЧДД по варианту 4 ГС больше в 1,6 и 3,6 раза по сравнению с вариантами 5 и 2. Расчет по комплексному эколого-экономическому критерию показал, что при Fe = 29 % целесообразен полный переход на системы с закладкой. При этом показатель замкнутости ГТС можно улучшить до η=1,43 (табл. 2).
ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №4, 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 Рис. 5 – ЧДД по вариантам 1 – 5 ГС Таблица 2 Рейтинги вариантов ГС Установлено, что технически возможно добиться замкнутости ГТС при содержании Fe≥43 %, поскольку объем получаемых хвостов становится не более объема образующихся пустот. При Fe=43 % замкнутость ГТС обеспечивается применением исключительно систем с закладкой, а при Fe>43 % – оптимальным соотношением систем с закладкой и с обрушением. Выявлены оптимальные области применения ПОК при увеличении уровня установленных благоприятных факторов – затрат на СЭП или на транспортирование руды от рудника до ОФ. Так, при увеличении норматива платы за отчуждение земель до доля ед. доля ед. балл балл балл Показатель
ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №4, 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 3000 руб/м2 или длины доставки руды до ОФ до 19 км ЧДД по вариантам 4 и 5 ГС одинаковы. Перспективы промышленного внедрения разработанной ГС связаны с освоением глубоких горизонтов Ново-Естюнинского и Северо-Гороблагодатского железорудных месторождений, а также Тарыннахско-Горкитского железорудного узла. Исследования выполнены в рамках проекта фундаментальных исследований УрО РАН № 15-11-5-7 «Исследование переходных процессов и учет закономерностей их развития при разработке инновационных технологий оценки, добычи и рудоподготовки минерального сырья». Литература 1. Каплунов Д.Р. Современное содержание методологии проектирования освое- ния недр / Д.Р. Каплунов // Недропользование. – ХХI век. – 2008. – № 1. – С. 32 – 34. 2. Соколов И.В. Оценка эффективности подземной геотехнологии при обоснова- нии стратегии комбинированной разработки рудных месторождений / И.В. Соколов // Горный информационно-аналитический бюллетень. – 2011. – № 11. – С. 480 - 493. 3. Яковлев В.Л. О стратегии освоения меднорудных месторождений Урала / В.Л. Яковлев, Ю.В. Волков, О.В. Славиковский // Горный журнал. – 2003. – № 9. – С. 3 – 7. 4. Соколов И.В Комплексная экологоориентированная подземная геотехнология добычи и обогащения железных руд / И.В. Соколов, Н.В. Гобов, А.А. Смирнов, А.Н. Медведев // Экология и промышленность России. – 2013. – № 6. – С. 16 – 20. 5. Соколов И.В. Целесообразность применения подземных обогатительных ком- плексов на железорудных шахтах / И.В. Соколов, А.А. Смирнов, Н.В. Гобов, Ю.Г. Ан- типин // Горный информационно-аналитический бюллетень. – 2014. – № 6. – С. 197 – 206. 6. Пат. 2565300 Российская Федерация, МПК Е21С 41/00 В03В 9/00. Подземная обогатительная фабрика / Смирнов А.А., Соколов И.В., Антипин Ю.Г., Соломеин Ю.М.; патентообладатель Федеральное государственное бюджетное учреждение науки ИГД УрО РАН. – заявл. 11.06.2014; опубл. 20.10.2015, Бюл. № 29. 7. Соколов И.В. Систематизация и методика оценки вариантов стратегии освое- ния железорудных месторождений с применением подземных обогатительных комплек- сов / И.В. Соколов, Н.В. Гобов, Ю.Г. Антипин // Горный информационно-аналитический бюллетень. – 2015. – № 7. – С. 101 – 109.
ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №4, 2015 г. 68С 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 [622.272.06:622.341]:519.001.57:504.06 Соколов Игорь Владимирович доктор технических наук, зав. лабораторией подземной геотехнологии, Институт горного дела УрО РАН 620075, г. Екатеринбург, ул. Мамина-Сибиряка, 58 e-mail: geotech@igduran.ru Гобов Николай Васильевич доцент, старший научный сотрудник, лаборатория подземной геотехнологии, Институт горного дела УрО РАН e-mail: geotech@igduran.ru Соломеин Юрий Михайлович младший научный сотрудник, лаборатория подземной геотехнологии, Институт горного дела УрО РАН e-mail: geotech@igduran.ru Никитин Игорь Владимирович научный сотрудник, лаборатория подземной геотехнологии, Институт горного дела УрО РАН e-mail: geotech@igduran.ru ЭКОНОМИКО-МАТЕМАТИЧЕСКОЕ МОДЕЛИРОВАНИЕ СТРАТЕГИИ ОСВОЕНИЯ ГЛУБОКОЗАЛЕГАЮЩИХ ЖЕЛЕЗОРУДНЫХ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ЭКОЛОГИЧЕСКИ СБАЛАНСИРОВАН- НЫМИ ГЕОТЕХНОЛОГИЯМИ Sokolov Igor V. Dr. of technical sciences, the head of the laboratory of underground geo-technology The Institute of mining UB RAS, 620075, Yekaterinburg, 58, Mamin-Sibiryak st. е-mail: geotech@igduran.ru Gobov Nickolay V. assistant professor, senior researcher, the laboratory of underground geo-technology, The Institute of mining UB RAS е-mail: geotech@igduran.ru Solomein Yury M. junior researcher, the laboratory of underground geo-technology, The Institute of mining UB RAS е-mail: geotech@igduran.ru Nikitin Igor V. a researcher, the laboratory of underground geo-technology, The Institute of mining UB RAS е-mail: geotech@igduran.ru. ECONOMIC AND MATHEMATICAL MODELING OF DEEP-BEDDING IRON ORE DEPOSITS BY ECOLOGICALLY BALANCED GEO-TECHNOLOGIES Аннотация: Создана экономико-математическая модель выбора геотехнологической стратегии (ГС) освоения глубокозалегающих железорудных ме- сторождений, представляющая собой совокуп- ность алгоритма формирования вариантов, методик выбора оптимальных схем и способов вскрытия, систем разработки, места размеще- ния подземного обогатительного комплекса, расчета объемов добычи разными системами и ЧДД, определения рейтинга варианта ГС и со- ответствующей компьютерной программы. В результате моделирования разработанных ва- риантов ГС при различных содержаниях полез- ного компонента в руде, производственной мощности, системах разработки, местах раз- мещения обогатительного комплекса, способах утилизации отходов горно-обогатительного производства выбран оптимальный вариант по комплексному эколого-экономическому крите- рию. Ключевые слова: геотехнологическая страте- гия, железорудное месторождение, горнотех- ническая система, подземная геотехнология, подземный обогатительный комплекс, эконо- мико-математическое моделирование, опти- мизация Аbstract: The economic and mathematical model (EMM) of selection geo-technological strategy (GS) is origi- nated. It represents a set of formation algorithm both the GS options, methods of selection optimal schemes and processes of mining extraction, a sub- surface concentration complex arrangement as well as calculation of mining output volume by various systems and net present value (NPV); determination the GS option rating and appropriate computer pro- gram. As a result of the developed GS options sim- ulation by different mineral content, productive ca- pacity, systems of development, arrangement of a concentration complex, the methods of mining and processing production (GOP)tails utilization, the best option was chosen according to ecological and economic criteria. Key words: geo-technological strategy (GS), min- ing-technical system (MTS), subsurface geo-tech- nology, economic and mathematical modeling (EMM), subsurface concentration complex (SCC), net present value (NPV), optimization
ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №4, 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 настоящее время создание экономически эффективных и экологически безопас- ных геотехнологий добычи и обогащения руды, способствующих бесконфликтному раз- витию техно- и биосферы, представляется весьма актуальным [1]. Признанным подхо- дом к решению подобных проблем является разработка новых технологий в соответ- ствии с принципом «более чистого производства» (Cleaner Production) [2], акцентирую- щим внимание не на очистке и обезвреживании образовавшихся отходов, а на уменьше- нии объемов их образования и степени опасности в процессе производства. В рамках обоснования вариантов геотехнологической стратегии (ГС) ИГД УрО РАН разработана технологическая схема инновационной комплексной эколого-ориенти- рованной подземной геотехнологии добычи и переработки железных руд, включающей вскрытие, разработку системами с обрушением верхних этажей и камерную выемку ниж- них этажей яруса в соотношении, обеспечивающем замкнутость горнотехнической си- стемы (ГТС), транспортирование грузов, обогащение руды и закладку камер, позволяю- щая весь объем отходов горно-обогатительного производства (ГОП) утилизировать в вы- работанном пространстве [3]. Эту геотехнологию можно реализовать как с использова- нием подземного обогатительного комплекса (ПОК) так и без его применения [4]. Для решения задачи обеспечения замкнутого цикла ГТС целесообразно методом оптимизации установить необходимое соотношение объемов добычи руды системами с обрушением и с закладкой выработанного пространства [5]. При этом факторами, влия- ющими на обеспечение безотходности ГОП в шаге освоения месторождения, являются: объем образовавшегося и закладываемого выработанного пространства, объем пустой породы подготовительно-нарезных выработок и объем хвостов обогащения – сухой (СМС) и мокрой (ММС) магнитной сепарации, используемых в качестве закладочного материала [6]. При этом под замкнутой понимаем такую ГТС, за пределы которой выхо- дит только реализуемый продукт, а образующиеся твердые отходы утилизируются внутри нее. Степень замкнутости ГТС можно описать показателем экологической эф- фективности η = 𝑉о /𝑉п → 1, (1) где 𝑉о – объем отходов, м3 ; 𝑉п – объем пустот, м3 . Исходным моментом для определения данных объемов является установленная на первых этапах формирования ГС годовая производственная мощность рудника Аг. Она складывается из годовой производительности этажей, одновременно разрабатывае- мых системами с обрушением и с закладкой. Аг = Аобр + Азак, т/год, (2) где Аобр, Азак – годовая производительность этажей, разрабатываемых системами с обру- шением и системами с закладкой, соответственно, т/год. При этом определение необходимого объема добычи разными системами выпол- нено в зависимости от содержания железа в балансовых запасах 29 (базовый вариант), 43, 50 и 60 %. Возможные варианты использования хвостов СМС и ММС в качестве закладки: 1. Хвосты ММС в виде пастовой закладки используются в полном объеме, хвосты СМС – по мере необходимости. 2. Хвосты ММС в виде сухой закладки используются в полном объеме, хвосты СМС – по мере необходимости. 3. Хвосты СМС используются в полном объеме, хвосты ММС в виде пастовой закладки – по мере необходимости. 4. Хвосты СМС используются в полном объеме, хвосты ММС в виде сухой за- кладки – по мере необходимости.
ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №4, 2015 г. 70С 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 качестве примера на рисунке 1 представлены графики доли систем разработки в общей годовой производительности рудника в зависимости от доли использования хво- стов СМС при полном использовании породы и хвостов ММС в виде пастовой закладки. График читается следующим образом. По оси абсцисс откладывается λ доля хвостов СМС, принятых в качестве дополнительной закладки, по оси ординат – η как доля си- стем с закладкой в общей годовой производительности. Линия по оси абсцисс равная 100 %, означает полное использование для закладки всех отходов, образующихся в рамках ГТС. Линия по оси ординат равная 1,0 означает максимально возможную долю погаше- ния объема пустот, образующихся в рамках ГТС. Отрезок по оси ординат от 0 до графика показывает долю применения систем с закладкой, от графика до 1,0 – систем с обруше- нием, выше 1,0 – дефицит выработанного пространства. Рис. 1 – Доля систем с закладкой в общей годовой производительности в зависимости от доли использования хвостов СМС (ММС в виде пастовой закладки) Следующим этапом стало создание алгоритма для компьютерной программы вы- бора ГС освоения железорудных месторождений при комбинированной разработке. Он состоит из 2 блоков данных (ввод-вывод информации), 6 логических и 15 вычислитель- ных блоков (рис. 2). Блок 1. Начало проведения расчетов. Ввод исходной горно-геологической инфор- мации, горнотехнических и экономических данных по следующим направлениям: геоло- гия, вскрытие, отработка и обогащение. Блок 2. Оценка первого варианта ГС из числа рассматриваемых p. Присвоение значения i=1. Блок 3. Расчет годовой производственной мощности рудника Аг шахты по i-му варианту ГС на основе горных возможностей месторождения. Блоки 4 – 6. Определение схемы комбинированной разработки месторождения в зависимости от выбранной концепции развития ГОКа. В случае, когда предприятию необходимо поддерживать достигнутую производственную мощность, разработку ме- сторождения следует вести по последовательной схеме, если необходимо наращивать производственную мощность – по параллельной схеме комбинированной разработки. Блоки 7 – 12. Определение порядка отработки подземных запасов на основе срав- нения Аг шахты с Аг карьера. Если Аг шахты ≥ Аг карьера, то отработку подземных запасов следует вести этажами последовательно. Если Аг шахты < Аг карьера, то для увеличения vсмс, %
ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №4, 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 Аг шахты до 2 раз следует применять многоэтажную отработку, свыше 2 раз – ярусную отработку. Блоки 13 – 15. Установление количества и, при необходимости, доли применяе- мых систем разработки в Аг шахты по i-му варианту ГС. Если применяется одна система разработки, то доля Азак=1 или Аобр=1, если две и более, то Азак=opt и Аобр=opt. Блок 16. Оптимизация параметров путем присвоения переменным значения n=1 из общего числа значений k исследуемого параметра. Блок 17. Подсчет извлекаемых запасов Qизв, объемов породы от проходки Qпор, концентрата Qконц, хвостов обогащения Qсмс, Qммс и закладки Qзак по i-му варианту ГС при значении параметра n. Блок 18. Определение первого критерия – ЧДД по i-му варианту ГС при значении параметра n на основе расчета извлекаемой ценности Цизв, суммарных капитальных К, эксплуатационных затрат Э, социально-экономических последствий (СЭП), сроков стро- ительства Тс и отработки То в соответствии с разработанной методикой. Блок 19. Определение второго критерия – показателя замкнутости ГТС η по i-му варианту ГС при значении параметра n на основе расчета объемов отходов Vо и пустот Vп в соответствии с разработанной методикой. Блок 20. Присвоение следующего значения исследуемому параметру n=n+1. Если n ≤ k, то возврат к блоку 17 и повторение всех расчетных и логических операций для n=n+1; если n > k, – переход к следующему блоку. Блок 21. Оценка следующего варианта ГС. Присвоение значения i=i+1. Если i ≤ p, то возврат к блоку 3 и повторение расчетных и логических операций для i=i+1; при условии i > p переход к следующему блоку. Блок 22. Ранжирование рассмотренных вариантов p по показателям ЧДДr и r – рейтинги варианта ГС по критерию ЧДД и η, соответственно. Блок 23. Окончание выполнения расчетов. Оценка и выбор эффективного вари- анта ГС из числа рассмотренных p по критерию R→ min в соответствии с разработанной методикой. Экономико-математическое моделирование (ЭММ) выполнено на примере вари- антов ГС 1 – 5 освоения нижних горизонтов Естюнинского месторождения, характери- зующихся: 1) Аг = 2,5 млн т/год, нисходящая выемка системами с обрушением, обогатитель- ная фабрика на поверхности; 2) Аг = 2,5 млн т/год, восходящая выемка системами с закладкой, обогатительная фабрика на поверхности; 3) Аг = 2,5 млн т/год, восходящая выемка системами с закладкой, ПОК; 4) Аг= 5 млн т/год, нисходяще-восходящая выемка системами с обрушением и с закладкой, обогатительная фабрика на поверхности; 5) Аг= 5 млн т/год, нисходяще-восходящая выемка системами с обрушением и с заклад- кой, ПОК. Компьютерная программа «Выбор ГС освоения подземных запасов при комбини- рованной разработке месторождений» написана в приложении Ехсеl пакета программ Microsoft Office.Программа ранжирует варианты ГС по критериям «Показатель замкну- тости ГТС» и «Чистый дисконтированный доход» (табл. 1). По каждому из двух крите- риев варианту ГС присваивается рейтинг rЧДД и rη. Более высокий рейтинг (минимальное количество баллов) получает вариант с лучшим значением критерия. Для принятия ре- шения по выбору лучшего варианта ГС предложен глобальный критерий принятия ком- промиссного решения R – комплексный эколого-экономический критерий, рассчитыва- емый как сумма баллов по критериям ЧДД и η с учетом их веса kЧДД, kη, принятых за 1. R= kЧДДrЧДД + kηrη. (3)
Рис. 2 – Алгоритм компьютерной программы выбора ГС освоения железорудных месторождений при комбинированной разработке
ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №4, 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 Таблица 1 Рейтинги вариантов ГС В графе «Общее число баллов» (см. табл. 1) показано суммарное количество баллов по обоим критериям. Более высокое итоговое место в рейтинге получает вариант ГС с минимальным R. На графике видно, что наиболее эффективными являются варианты 2, 4 и 5 ГС с R = 4, 4 и 5. Далее проведена оптимизация вариантов 4 и 5 ГС по комплексному эколого-эко- номическому критерию, вариант 2 не оптимизируется, поскольку применяется только система разработки с закладкой. Целью оптимизации является обеспечение максималь- ной степени замкнутости ГТС по критерию η→1. В данных исследованиях фиксируется весь комплекс исходных данных, не относящихся к определению η: горно-геологиче- ские, технологические, экологические и экономические. Анализ целевой функции показателя экологической эффективности 𝜂 (1), показы- вает, что добиться ее оптимума (равенства 1) можно, изменяя долю применения систем с закладкой Азак в производственной мощности подземного рудника Аг. При этом изме- нение Азак, связанное с изменением доли систем с обрушением как Азак =1– Аобр , приво- дит к изменению и целевой функции экономической эффективности ЧДД. Значит, суще- ствуют оптимальные значения Азак и Аобр, которые соответствуют максимуму ЧДД и 𝜂 = 1. Отыскание оптимальных значений 𝜂 показано на графиках (рис. 3). – направление оптимизации Рис. 3 – Зависимость η от доли систем с закладкой при различном содержании Fe Доля систем с закладкой, доля ед. ,доляед. доля ед. доля ед. балл балл балл Показатель
ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №4, 2015 г. 74С 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 Результаты оптимизации вариантов 4 и 5 ГС показали следующее: 1. При базовом содержании Fe=29 % технически возможен и экономически целесообразен полный переход на системы с закладкой. При этом показатель замкнутости ГТС улучшился в 2 раза до η=1,43, а излишки хвостов обогащения, складируемых на поверхности, минимальны. ЧДД вырос в варианте 4 на 10,7 %, в варианте 5 – на 10,2 %; при этом ЧДД по варианту 4 по сравнению с вариантом 2 больше в 3,6 раза, по сравнению с вариантом 5 – в 1,6 раза (табл. 2). 2. Аналогичные тенденции просматриваются и при содержании Fe=43 %, когда также технически возможен и экономически целесообразен полный переход на системы с закладкой. Показатель замкнутости ГТС улучшился в 2 раза до η=1, т.е. все отходы складируются в выработанном пространстве. ЧДД вырос в варианте 4 на 8,1 %, в варианте 5 – на 8 %; при этом ЧДД по варианту 4 по сравнению с вариантом 2 больше в 2,9 раза, по сравнению с вариантом 5 – в 1,7 раза. 3. При содержании Fe=50 % оптимальная доля систем с закладкой, при которой η=1 составляет 0,8, дальнейшее увеличение их доли приводит к избытку пустот. ЧДД растет в вариантах 4 и 5 на 4,5 %. При данном содержании реализация варианта 2 техни- чески нецелесообразна. 4. При содержании Fe=60 % варианты 4 и 5 не подлежат оптимизации, поскольку η=1 при соотношении систем с закладкой и с обрушением 0,5/0,5. Таблица 2 Рейтинги вариантов ГС после оптимизации вариантов 4 и 5 Таким образом, оптимальным по комплексному эколого-экономическому крите- рию признан вариант 4 ГС (во всем диапазоне содержания полезного компонента). Эф- фективность варианта 5 ГС по критерию ЧДД может сравняться с эффективностью ва- рианта 4 при увеличении экологических платежей (приобретение земли по нормативу в зависимости от кадастровой стоимости, плата за перевод в категорию промышленного назначения, налог на землю, плата за размещение отходов на поверхности). Например, с 200 (в настоящее время) до 3000 руб/т, что весьма вероятно в ближайшем будущем. Гор- нотехническим фактором, снижающим преимущество варианта 4 ГС, является длина транспортирования руды от рудника до обогатительной фабрики. Так, при ее увеличении с 5 до 19 км целесообразен переход на подземное обогащение. Литература 1. Яковлев В.Л. О стратегии освоения меднорудных месторождений Урала / В.Л. Яковлев, Ю.В. Волков, О.В. Славиковский // Горный журнал. – 2003. – № 9. – С. 3 – 7. 2. CleanerProduction [Текст]: офиц. Текст [Электронный ресурс] – Режим доступа: http://www.unido.org/en/what-we-do/environment/resource-efficient-and-low-carbon-indus- trial-production/cp/cleaner-production.html 3. Комплексная экологоориентированная подземная геотехнология добычи и обо- гащения железных руд / И.В. Соколов, Н.В. Гобов, А.А. Смирнов, А.Н. Медведев // Эко- логия и промышленность России. – 2013. – № 6. – С. 16 –20. доля ед. доля ед. балл балл балл Показатель
ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №4, 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 4. Пат. № 25343901 Российская Федерация. Способ отработки крутопадающих месторождений / И.В. Соколов, А.А. Смирнов, Н.В. Гобов, Ю.Г. Антипин; опубл. 27.11.2014. 5. Соколов И.В. Систематизация и методика оценки вариантов стратегии освое- ния железорудных месторождений с применением подземных обогатительных комплек- сов / И.В. Соколов, Н.В. Гобов, Ю.Г. Антипин, А.А. Смирнов, И.В. Никитин, Ю.М. Со- ломеин // Горный информационно-аналитический бюллетень. – 2015. – № 7. – C. 101 – 108. 6. Соломеин Ю.М. Определение места расположения подземного обогатитель- ного комплекса при освоении железорудного месторождения / Ю.М. Соломеин, И.В. Ни- китин // Проблемы недропользования: рецензируемый сб. науч. статей. – Екатеринбург: ИГД УрО РАН, 2015. – Вып. 3.– С. 44 – 50. [Электронный ресурс] - Режим доступа: // trud.igduran.ru
ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №4, 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 №4, 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 УДК 622.235.213 Меньшиков Павел Владимирович младший научный сотрудник, Институт горного дела УрО РАН, 620075, г. Екатеринбург, ул. Мамина-Сибиряка, 58; e-mail: menshikovpv@mail.ru Шеменев Валерий Геннадиевич кандидат технических наук, заведующий лабораторией разрушения горных пород, Институт горного дела УрО РАН e-mail: rgp@igduran.ru Синицын Виктор Александрович кандидат технических наук, старший научный сотрудник, Институт горного дела УрО РАН О ВОЗМОЖНОСТИ ОПРЕДЕЛЕНИЯ ШИРИНЫ ЗОНЫ ХИМИЧЕСКОЙ РЕАКЦИИ НА ПРИМЕРЕ ЭМУЛЬСИОННОГО ВЗРЫВЧАТОГО ВЕЩЕСТВА «ФОРТИС» Menshikov Pavel V. junior researcher, The Institute of mining UB RAS, 620075, Yekaterinburg, 58, Mamin-Sibiryak st. e-mail: menshikovpv@mail.ru Shemenev Valery G. candidate of technical sciences, the head of the rocks break-down laboratory, The Institute of mining UB RAS, e-mail: rgp@igduran.ru Sinitzin Victor A. candidate of technical sciences, senior researcher, The Institute of mining UB RAS ON THE ABILITY OF DETERMINATION THE WIDTH OF CHEMICAL REACTION ZONE, THE EMULSION EXPLOSIVE AGENT “PHORTIS” BEING AN EXAMPLE Аннотация: Основываясь на выводах гидродинамической теории детонации, можно рассчитать давле- ние на фронте детонационной волны, показа- тель политропы, теплоту взрыва, время и ши- рину зоны химической реакции. В статье пред- ставлены подходы к определению ширины зоны химической реакции по уравнениям Харитона и Эйринга и проведен расчет ширины зоны хими- ческой реакции по принципу неопределенности в квантовой механике для эмульсионного ВВ «Фортис». Ключевые слова: взрывчатые вещества, дето- национная волна, ширина зоны химической реак- ции, скорость детонации, принцип неопределен- ности в квантовой механике, время химической реакции Abstract: Grounding on the conclusions of hydrodynamic detonation theory both the pressure in the detona- tion wave-front, the poly-tropic exponent, heat of explosion and the width of chemical reaction zone could be calculated. The approaches to determina- tion the width of chemical reaction zone according to the Khariton and Eiring equations are presented. The width of chemical reaction zone calculation ac- cording to the uncertainty principle in the quantum mechanics for emulsion explosive agent “Phortis” is performed. Key words: explosive agents, detonation wave, the width of chemical reaction zone, velocity of detona- tion, uncertainty principle in quantum mechanics, the time of chemical reaction Детонация представляет собой самоподдерживающийся процесс перемещения по взрывчатому веществу (ВВ) ударного фронта со сверхзвуковой скоростью (скачка дав- ления), сопровождающийся химическим превращением веществ. Первая математическая модель детонационной волны в газах, опирающаяся на теорию ударных волн, в виде гидродинамической теории детонации была разработана одновременно В.А. Михельсоном, Д.Л. Чепменом и Е. Жуге. Эта модель не рассматри- вает кинетику химической реакции в детонационной волне, а представляет ударный фронт в виде поверхности разрыва, отделяющей исходное вещество от продуктов его химического превращения. Развитие этой теории получило в работах Я.Б. Зельдовича, Д. Неймана и В. Дё- ринга, независимо предложивших модель детонационной волны, учитывающую физиче-
ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №4, 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 скую зону превращения исходного ВВ в конечные продукты взрыва. Согласно этой мо- дели, при распространении детонации вдоль заряда ВВ вначале происходит его нагрева- ние, а химические реакции происходят спустя определенное время. В ходе химических реакций выделяется тепло, которое приводит к дополнительному расширению газооб- разных продуктов взрыва и увеличению скорости их движения. Таким образом, зона хи- мических реакций толкает ведущую ударную волну и обеспечивает ее устойчивость. Для полного описания процесса детонации, помимо скорости детонации, необхо- димо также знать распределение скорости потока продуктов детонации на фронте волны во времени и время существования самой волны. Зная эти параметры, основываясь на выводах гидродинамической теории, можно рассчитать давление на фронте детонацион- ной волны, показатель политропы, теплоту взрыва и определить во многих случаях время и ширину зоны химической реакции. Согласно гидродинамической теории детонации, в точке Жуге скорость детона- ции D определяется по формуле [1] D = U + C, м/с, (1) где U – массовая скорость продуктов детонации на фронте процесса, м/с; С – скорость звука в газообразных продуктах взрыва, которая определяется по фор- муле RTC  , м/с, (2) где γ – показатель адиабаты, γ = 1,4 для газообразных продуктов взрыва; R – удельная газовая постоянная, R = 287 Дж / кг·К; T – температура газообразных продуктов взрыва, K. Анализ скорости звука и скорости детонации позволяет установить некоторые за- кономерности их взаимосвязи. Разделив влияние упругой и тепловой составляющей дав- ления и энергии на скорость распространения фронта, можно выразить ее через суммар- ный волноэнергетический фактор. Волновую составляющую данного фактора опреде- ляет скорость звука, а тепловую — энерговыделение в зоне химической реакции, опре- деляющее массовую скорость. Зависимость скорости распространения детонационной волны от скорости звука представляется в виде обобщенной ударной адиабаты [2]: D=1,2C+1,7U, м/с. (3) Следовательно, массовая скорость продуктов детонации будет равна , 7,1 2,1 RTD U   м/с. (4) Показатель политропы можно определить из следующего выражения [2]: n= U D –1. (5) Используя уравнение )1(2 2  nQD , м/с, (6) можно определить теплоту взрыва Q: Q= , )1(2 2 2 n D Дж/кг. (7) Уравнение Ландау-Зельдовича Р=Аn имеет достаточно простой вид и с некото- рыми допущениями описывает состояние газообразных продуктов детонации во всем диапазоне давлений расширяющихся продуктов детонации, поэтому оно использовано для вывода соотношений, определяющих параметры детонации.
ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №4, 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 Давление в детонационной волне определяется по формуле P=оDU, Па, (8) где о – плотность заряда ВВ, т/м3 ; D – скорость детонации, м/с; U – массовая скорость продуктов взрыва, м/с. Ширина зоны химической реакции a определяется по следующей формуле:  Ca , (9) где С – скорость звука в зоне химической реакции, м/с. Для типичных твердых ВВ время и ширина зоны химической реакции находятся в диапазоне τ = 0,024 – 0,85 мкс, a = 0,13 – 2,5 мм [1]. Параметры зон химической реак- ции [3, 4] для большинства промышленных ВВ представлены в табл. 1. Таблица 1 Параметры зон химической реакции ВВ Время химической реакции t, мкс Ширина зоны химической реакции a, мм ТНТ (прессованный с подплавлением) [3] ТНТ (литой) ТНТ (прессованный) ТАТБ (Триаминотринитробензол) (США) ТАТБ/инертный Гексоген/ТНТ (50/50) Гексоген/ТНТ (70/30) Гексоген/ТНТ (90/10) Октоген/инертный Гексоген (агатированный) Гексоген ТЭН (агатированный) ТЭН Октоген Гексоген/инертный 94/6 Зерногранулит 80/20 [4] Гранулит АС-8 0,33 0,29 0,19 0,24 ÷ 0,31 0,21 ÷ 0,26 0,13 0,08 0,07 0,06 ÷ 0,19 < 0,005 0,05 ÷ 0,07 < 0,005 0,08 ÷ 0,11 0,04 ÷ 0,06 0,05 1,7 1,8 1,54 1,36 0,87 1,18 ÷ 1,56 1,03 ÷ 1,24 0,64 0,44 0,37 0,36 ÷ 0,80 < 0,03 0,28 ÷ 0,36 < 0,03 0,42 ÷ 0,52 0,25 ÷ 0,33 0,28 1,83 1,94 Ширину зоны химической реакции возможно определить по известному критиче- скому диаметру заряда ВВ из соотношения Харитона [1] dкр ≈ 2 Сτ, согласно которому разлет реагирующего ВВ из зоны химической реакции представляет его расширение в боковой волне разряжения. Соотношение Харитона не применяется для прямых оценок, но до сих пор ис- пользуется в различных расчетных схемах по определению критического диаметра дето- нации и дает сильно заниженные значения критического диаметра в основном для жид- ких ВВ. Для выполнения этого соотношения скорость звука должна иметь нереально вы- сокие значения [4]. Поэтому наибольшую известность получило уравнение Эйринга [4, 5]: D/Dи=1 - а / d, (10) где Dи – идеальная скорость детонации, м/с; d – диаметр заряда, м.
ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №4, 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 Из уравнения (10) следует: a =(1-D/Dи)d = (1-Dк/Dи)dк, (11) где Dк – скорость детонации при критическом диаметре dк, м/с. Уравнение такого вида наиболее хорошо описывает экспериментальные данные, особенно в области больших диаметров заряда. Согласно Э.Э. Лин [6], по принципу неопределенности в квантовой механике, если зону протекания химической реакции при детонации рассмотреть как зону возбуж- дения квантовой системы в когерентном состоянии, можно вычислить ширину зоны хи- мической реакции, не связанную с кинематическими параметрами детонационной волны. В соответствии с аррениусовой кинетикой колебательно инициируемых реакций, время протекания химической реакции можно определить по формуле: τ = τ0 exp(3n – 6), с, (12) где τ0 = 2πħ /kВT, м/с; ħ = постоянная Планка, ħ = 1,054·10-34 Дж·с; kВ – постоянная Больцмана, kВ = 1,38·10-23 Дж/˚К; T – температура взрыва, ˚К; n – число атомов в нелинейной многоатомной молекуле; n = 7 при взрывном разло- жении NH4NO3 при температуре взрыва > 1000 ˚K. Ширина зоны химической реакции определяется по формуле (9). Для расчета детонационных характеристик и ширины зоны химической реакции были приняты значения скорости детонации эмульсионного ВВ «Фортис 70, 85 и 100» при разной плотности ВВ от 1,1 до 1,25 т/м3 , в скважинах диаметром от 192 до 250 мм, полученные с помощью измерительных приборов VODMate, SpeedVOD и DataTrap II Data/VOD Recorder при проведении научно-исследовательских работ на карьерах пред- приятия ООО «Орика-УГМК» с 2010 по 2014 гг. Результаты расчета времени и ширины зоны химической реакции эмульсионного ВВ «Фортис 70, 85 и 100» по принципу не- определенности в квантовой механике представлены в табл. 2. Выводы В результате проведенных расчетов детонационных характеристик для эмульси- онного ВВ «Фортис 70, 85 и 100», время и ширина зоны химической реакции находятся в диапазонах: τ = 0,018 – 0,032 мкс, a = 0,034 – 0,044 мм. Полученные значения ширины зоны химической реакции ниже предела параметров зон химической реакции для боль- шинства промышленных ВВ. Для «Фортис 70» время и ширина зоны химической реакции составили: τ = 0,02 – 0,028 мкс, a = 0,036 – 0,042 мм; для «Фортис 85» – τ = 0,02 – 0,032 мкс, a = 0,036 – 0,044 мм; для «Фортис 100» – τ = 0,018 – 0,022 мкс, a = 0,034 – 0,037 мм. Размеры ширины зоны химической реакции «Фортис 70» немного больше ширины зоны химической ре- акции «Фортис 100» предположительно из-за сухой фазы аммиачной селитры в составе ЭВВ «Фортис 70». Но в целом размеры ширины зоны химической реакции примерно схожи с параметрами зон химической реакции агатированного ТЭН и гексогена. Возможно также определить ширину зоны химической реакции по соотношениям Харитона и Эйринга, но для этого необходимо знать критический диаметр заряда, иде- альную скорость детонации и скорость детонации ВВ при критическом диаметре. Также появляется возможность решения обратной задачи: зная ширину зоны химической реак- ции, возможно определить критический диаметр заряда.
Таблица 2 Результаты расчета основных детонационных характеристик эмульсионного ВВ «Фортис» Тип ВВ Плот- ность ВВ ρ, т/м3 Диаметр заряда d, мм Скорость детонации D, м/с Температура взрыва T, K Детона- ционное давление P, ГПа Скорость звука C, м/с Показа- тель полит- ропы n Теплота взрыва Q, МДж/кг Массовая скорость продуктов взрыва U, м/с Время хими- ческой реакции τ, мкс Ширина зоны хими- ческой реакции a, мм 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 «Фортис 70» (ЭМ – 70%, АС – 30%, ГГД < 1%, ДТ < 5%) 1,15 250 5355 7307 22,40 1710 1,76 6,88 1943 0,021 0,037 216 4820 6468 17,76 1608 1,83 4,91 1700 0,024 0,039 4281 5623 13,66 1500 1,93 3,35 1460 0,028 0,042 194 5630 7739 25,00 1759 1,72 8,10 2070 0,020 0,036 5444 7447 23,22 1726 1,74 7,26 1984 0,021 0,036 5475 7496 23,52 1732 1,74 7,39 1998 0,021 0,036 5671 7803 25,40 1767 1,72 8,28 2089 0,020 0,036 «Фортис 85» (ЭМ – 85%, АС – 15%, ГГД < 1%, ДТ < 5%) 250 5337 7279 22,23 1706 1,76 6,81 1935 0,022 0,037 194 5667 7797 25,37 1766 1,72 8,27 2087 0,020 0,036 3868 4975 10,90 1411 2,02 2,42 1280 0,032 0,044
Окончание таблицы 2 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 «Фортис 100» (ЭМ – 100%, ГГД < 1%, ДТ < 5%) 1,1 250 6080 8445 28,31 1838 1,67 10,38 2279 0,019 0,034 245 4940 6656 17,93 1632 1,82 5,30 1754 0,024 0,038 «Фортис 100» (ЭМ – 100%, ГГД < 1%, ДТ < 5%) 1,1 216 5520 7566 22,90 1740 1,73 7,59 2019 0,021 0,036 5390 7362 21,73 1716 1,75 7,03 1959 0,021 0,037 1,15 240 5627 7734 24,97 1759 1,72 8,08 2068 0,020 0,036 5544 7604 24,17 1744 1,73 7,70 2030 0,021 0,036 235 5686 7827 25,55 1769 1,71 8,36 2096 0,020 0,035 197 5781 7976 26,50 1786 1,70 8,82 2140 0,020 0,035 194 5387 7357 22,69 1716 1,75 7,01 1958 0,021 0,037 6168 8583 30,54 1853 1,66 10,87 2320 0,018 0,034 5885 8139 27,56 1804 1,69 9,34 2188 0,019 0,035 5646 7764 25,16 1762 1,72 8,17 2077 0,020 0,036 192 5942 8233 28,18 1815 1,68 9,62 2216 0,019 0,035 1,2 250 6108 8489 31,20 1843 1,66 10,53 2292 0,018 0,034 194 5925 8201 29,18 1811 1,68 9,55 2207 0,019 0,035 1,25 216 5518 7563 26,00 1739 1,73 7,59 2018 0,021 0,036 5293 7210 23,73 1698 1,76 6,63 1915 0,022 0,037 5468 7485 25,49 1730 1,74 7,37 1995 0,021 0,036
ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №4, 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 В настоящее время не получено каких-либо новых методов более точного расчета ширины зоны химической реакции детонационной волны как по соотношениям Хари- тона и Эйринга, так и по уравнению Лина, основанному на принципе неопределенности в квантовой механике. Хотя приведенные в статье методы расчета дают приблизитель- ную оценку размера ширины зоны химической реакции детонационной волны, но они позволяют в расчетах учитывать скорость детонации, плотность ВВ, диаметр заряда, температуру взрыва, критический диаметр и оценивать время и ширину зоны химиче- ской реакции для большинства промышленных ВВ. Литература 1. Физика взрыва / под ред. Л. П. Орленко. - М.: Физматлит, 2002. - Т.1. - 832 с. 2. Определение и расчет параметров детонации зарядов ВВ: отчет по лаборатор- ным работам / СГТУ. – Самара, 2001. - 25 с. [Электронный ресурс] – Режим доступа: https://referat.ru/referat/opredelenie-parametrov-detonacii-zaryada-vv-5166 3. Лобойко Б.Г. Зоны реакции детонирующих твердых взрывчатых веществ / Б.Г. Лобойко, С.Н. Любятинский // Физика горения и взрыва. – 2000. - Т. 36. - № 6. 4. Лавров В.В. О возможности определения размеров зоны детонационной волны косвенными методами / В.В. Лавров; Институт проблем химической физики РАН, г. Черноголовка, 2013 г. [Электронный ресурс] – Режим доступа: (http://conf.nsc.ru/explosion/ru/scientific_program) 5. Митрофанов В.В. Теория детонации / В.В. Митрофанов. – Новосибирск: Изд- во Новосибирского гос. ун-та, 1982. – 92 с. 6. Лин Э.Э. Определение ширины детонационной зоны на основе принципа не- определенности / Э.Э. Лин. - ПЖТФ. - 2011. – Т. 37. - Вып. 10.
ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №4, 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
ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №4, 2015 г. 85С 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 669.712:542.61 Пасечник Лилия Александровна кандидат химических наук, старший научный сотрудник, Институт химии твердого тела УрО РАН, 620990, г. Екатеринбург, ул. Первомайская, 91 e-mail: pasechnik@ihim.uran.ru Яценко Сергей Павлович главный научный сотрудник, профессор, доктор химических наук, Институт химии твердого тела УрО РАН e-mail: yatsenko@ihim.uran.ru Скачков Владимир Михайлович кандидат химических наук, научный сотрудник, Институт химии твердого тела УрО РАН e-mail: vms@weburg.me Медянкина Ирина Сергеевна, аспирант, младший научный сотрудник, Институт химии твердого тела УрО РАН e-mail: lysira90@mail.ru Сабирзянов Наиль Аделевич заведующий лабораторией, доктор технических наук, Институт химии твердого тела УрО РАН e-mail: sabirzyanov@ihim.uran.ru АКТИВАЦИЯ СОРБЦИОННОЙ СПОСОБНОСТИ КРАСНЫХ ШЛАМОВ ОБРАБОТКОЙ ДИОКСИДОМ УГЛЕРОДА И МИНЕРАЛЬНЫМИ КИСЛОТАМИ Pasechnik Liliya A. candidate of chemical sciences, senior researcher The Institute of solid state chemistry, UB RAS. 620990, Yekaterinburg , 91, Pervomayskaya st. e-mail: pasechnik@ihim.uran.ru Yatzenko Sergey P. chief researcher, Dr. of chemical sciences, professor, The Institute of solid state chemistry, UB RAS е-mail: yatsenko@ihim.uran.ru Skachkov Vladimir M. candidate of chemical sciences, researcher, The Institute of solid state chemistry, UB RAS е-mail: vms@weburg.me Medyankina Irina S. post-graduate, junior researcher, The Institute of solid state chemistry, UB RAS е-mail: lysira90@mail.ru Sabirzyanov Nail А. the head of the laboratory, Dr. of technical sciences, The Institute of solid state chemistry, UB RAS е-mail: sabirzyanov@ihim.uran.ru ACTIVATION OF RED MUDS SORPTION ABILITY BY CARBON DIOXIDE AND MINERAL ACIDS PROCESSING Аннотация: Изучены процессы активации сорбционных свойств красных шламов глиноземного произ- водства и продуктов их переработки воздей- ствием минеральными кислотами и диоксидом углерода. Исследованы процессы сорбции и де- сорбции ионов меди из кислых растворов. При- ведено сопоставление сорбционных характери- стик модифицированных шламов. Показана перспективность данного направления исполь- зования шламов в рамках разработки техноло- гии утилизации техногенных отходов. Ключевые слова: красные шламы, модификация, активация, сорбент, сточные воды, нейтрали- зация Abstract: The processes of activation sorption properties of alumina production red muds and products of their processing by mineral acids and carbon dioxide are studied. The sorption and desorption of copper ions in acidic solutions are investigated. The compari- son of sorption characteristics of modified muds is given. This approach prospects of muds using as part of developing the technology of man-made wastes utilization are shown. Key words: red muds, modification, activation, sorbent, sewage, neutralization.  Работа выполнена при финансовой поддержке проекта Комплексной программы Уральского отделе- ния РАН № 15-11-3-20
ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №4, 2015 г. 86С 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 Введение Щелочной отход глиноземного производства – красный шлам (КШ) является ток- сичным и оказывает негативное влияние на окружающую среду. Действующие в Сверд- ловской области два алюминиевых завода (ОАО «УАЗ-СУАЛ» и ОАО «БАЗ-СУАЛ») накопили на своих шламовых полях более 100 млн т этого отхода и ежегодно добавляют еще до 2,5 млн т. Экологические катастрофы, вызванные складированием таких шламов, в последние годы все чаще приводят к страшным последствиям и даже жертвам среди населения: прорыв дамбы в 2010 г в г. Айка (Венгрия), неоднократные землетрясения в районе г. Пин-Го (КНР), полевые уносы шлама в районах «Трех ущелий» (КНР), шла- мохранилища Николаевского глиноземного завода (Украина) и др. Одним из путей масштабного использования КШ может быть его применение в качестве сорбционного материала для очистки сточных и шахтных вод от токсичных ме- таллов. При этом важно отметить, что очистка растворов от токсичных веществ осу- ществляется не только за счет сорбции металлов шламом, но и при нейтрализации кис- лых стоков щелочным подшламовым раствором. Общая минерализация технологиче- ских сбросов горно-обогатительных комбинатов Урала достигает 20 – 30 г/дм3 , а концен- трация токсичных металлов (Pb, Cu, Zn, Cd, Ni и др.) может достигать до ~1 г/дм3 [1]. Исследования по сорбции шламами показали перспективность в отношении ионов меди [2], кадмия [3, 4], свинца и цинка [5], мышьяка (V), хрома (VI), молибдена и фосфора [6, 7]. Состав КШ гидрохимической ветви глиноземного производства (Байера) разных предприятий может сильно различаться в зависимости от технологии и исходного сырья (табл. 1), поэтому создание на основе КШ эффективного адсорбента требует определен- ных исследований. Таблица 1 Состав гидрохимических шламов глиноземных предприятий, мас.% В данной работе на примере сорбции меди определена возможность использова- ния шламов исходного и обработанного путем их активации минеральными кислотами и диоксидом углерода. Результаты и их обсуждение Карбонизированный красный шлам (ККШ), полученный в промышленном карбо- низаторе из исходного красного шлама (КШ) гидрохимической ветви глиноземного про- изводства ОАО «БАЗ-СУАЛ», имеет состав, мас. %: 14,5 Al2O3; 12,1 SiO2; 43,4 Fe2O3; 2,8 TiO2; 10,5 CaO; 4,2 Na2O и др. микрокомпоненты в десятых и сотых долях %. Отжатый на фильтр-прессе КШ обрабатывался в мешалке содовым раствором (5% Na2CO3) Ж:Т=4:1 и перекачивался в карбонизатор для обработки печным газом в течение суток. После разгрузки аппарата получен раствор состава, кг/м3 : 68 Na2CO3, 28 NaНCO3 (50,1 Na2Oобщ); другие компоненты, мг/дм3 : 12 Al, 13 K, 25 Ti, 45 Zr, 15 Ca, 1 Si, 3 Fe, 1 Cr, 5 V, 1 Hf, 0,017 Th, 0,034 U, 3,5 Sc. Извлечение скандия составило 17,7 % от содержания в шламе. Обработка шлама печными газами приводит к нейтрализации (рН с 11,8 снижа- ется до 8,4), т. е. шлам становится менее токсичным для окружающей среды. Содержа- ние углекислого газа в отмытом ККШ достигает 3 % [8, 9]. Предприятие Al2O3 Fe2O3 CaO SiO2 TiO2 ОАО «БАЗ-СУАЛ» 14,2 43,4 15,5 9,6 4,1 HASCO «Три ущелья», КНР 26,4 5,3 17,5 19,5 4,0
ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №4, 2015 г. 87С 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 Кислотная обработка КШ проводилась серной и соляной кислотами. В зависимо- сти от концентрации кислот и выбранных условий (температуры и продолжительности обработки) создаются разные условия вскрытия минерального состава КШ. Для раство- ров серной кислоты установлена меньшая селективность разделения компонентов шлама и худшая вскрываемость при равных концентрациях кислот. Повышение исходной кон- центрации серной кислоты более чем на 150 – 200 г/дм3 увеличивает извлечение иттрия, титана и железа и практически не влияет на переход в раствор скандия и алюминия. Не- достатком сернокислотного вскрытия является образование тонкодисперсных осадков сульфатов кальция, проходящих через фильтры. При более высоких концентрациях сер- ной кислоты происходит загипсовывание пульпы (патент РФ №2140998). Сопоставление результатов сернокислотного и солянокислого вскрытия КШ [10] позволило сделать вы- вод, что для удовлетворительного извлечения редких элементов с минимальным содер- жанием макрокомпонентов лучшим является предварительное использование 5 – 7 % раствора HCl (патент РФ №2057196). Последующая обработка серной кислотой позво- ляет наряду с извлечением редких металлов получить гипс и алюможелезистый коагу- лянт – эффективный продукт для очистки сточных вод. При слабокислотной, как и при карбонатной обработке КШ содовым раствором, шлам становится более аморфизирован- ным (рыхлым) за счет увеличения параметров кристаллической решетки алюмосилика- тов (цеолитов), которые являются природными минеральными ионообменниками. Природные минералы: шабазит (CaNa2)(Si2AlO6)∙6H2O, стильбит (Na, Ca)Al2Si6O16∙6H2O, натролит Na2[Al2Si3O10] 2H2O – имеют трехмерную каркасную ре- шетку, состоящую из ажурной структуры тетраэдров и содержащую до 50 % от общего объема кристалла пустот и каналов. Элементарные пакеты, собранные в стопки, удержи- ваются ван-дер-ваальсовыми силами межмолекулярного притяжения и водородными связями. Размеры этих кристаллов находятся в микро- и наноразмерном диапазоне. От- верстия из каналов в полости цеолита образованы кольцами атомов кислорода и явля- ются наиболее узкими местами каналов. Ограниченные их размеры в цеолитах обуслов- ливают обмен лишь небольших ионов (щелочных, щелочноземельных, Ni, Ca, Zn). Шлам глиноземного производства примерно на половину состоит из глинистых соединений с аналогичной структурой. Дополнительная обработка (модифицирование) способствует увеличению удельной поверхности. Изменение фазового и химического состава и других свойств исходных и моди- фицированных шламов изучали методами РФА, ДТА и ИК-спектроскопии. По результа- там РФА основу исходного КШ (ОАО «БАЗ-СУАЛ») составляют: гематит Fe2O3 (с нало- жением рутила TiO2), магнетит (титаномагнетит) Fe3O4, трехкальциевый алюминат 3CaO∙Al2O3∙6H2O, бемит/гиббсит γ-AlOOH/γ-Al(OH)3, кальцит CaCO3. Соединения алю- миния также представлены цеолитами – канкринитом Na8[Al6Si6O24](CO3)1-22H2O, као- линитом Al2O32SiO22H2O, мусковитом K2O3Al2O36SiO22H2O, ломонтитом {Ca4(H2O)18}[Al8Si16O48], до нескольких долей процентов каждого. Химический анализ ККШ показывает снижение концентраций Na2O до менее 1,5 %, а также глинозема на 1 – 2 % и соединений титана, циркония, урана, тория по сравнению с исходным КШ. Согласно термогравиметрическим исследованиям (термоанализатор TG-DTA-92, Setaram), алюминий в структуре цеолитов присутствует в виде байерита Al(OH)3 – поли- морфной разновидности гидроксида алюминия, образующейся при старении аморфного гидроксида или при длительном контакте с углекислым газом. Такой мелкокристалличе- ский байерит (3 – 4 мкм) в отличие от гиббсита, разлагающегося ступенчато, имеет на кривой ДТА один интенсивный эффект одностадийной дегидратации. При 430 – 460С происходит образование γ-Al2O3, а при 700 – 760С  разложение кальцита. Убыль массы при нагревании шламов до 900С увеличивается с 6,65 для КШ до 7,91 % для ККШ за счет повышенного содержания карбонатного углерода. ИК-спектры исследуемых образцов записывали на ИК-Фурье спектрометре (Vertex 80, Bruker) в области 4000 – 400 см-1 , образцы шламов для съемки готовили в
ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №4, 2015 г. 88С 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 виде суспензии в вазелиновом масле. Интенсивная полоса при 3400-3600 см-1 и слабая 1630 см-1 относятся к колебаниям свободной и связанной воды, что соответствует водо- насыщенным гидроксидным формам соединений алюминия и кремния. Валентные и де- формационные колебания тетраэдрических SiO2 - - и СО3 2- -ионов накладываются и прояв- ляются глубокой полосой около 1000 – 1100 см-1 и среднеинтенсивной 1370 – 1395 см-1 , что свидетельствует об их координации в комплексные соединения в карбоалюмосили- катах (а не присутствие в виде кварцевого песка). Для СО3 2- -иона в кальците простран- ственная группа D3 разрешает появление полос при 880, 1425 и 685 см-1 . Карбонат-ион в бόльшем количестве, содержащийся в обработанном шламе, проявляется еще и при 1450 см-1 широкой полосой некоординированного иона. Вибрационные колебания по связям М-O для Fe-O и Al-O проявляются высокоинтенсивными узкими полосами при 465 и 560 см-1 . Модифицированные шламы как после солянокислой, так и после карбонатной об- работки были исследованы для сорбции меди из слабокислого медьсодержащего рас- твора. В определенный объем стандартного слабокислого раствора меди вводили навеску модифицированного шлама. Одновременно проводили холостой опыт с исполь- зованием дистиллированной воды. Остаточная концентрация меди, а также значения pH водной фазы пульпы в зависимости от времени контакта приведены в табл. 2 и 3. Таблица 2 Сорбция меди на шламах, модифицированном обработкой 5 – 7% HCl (КШ/HCl) и карбонизированном (ККШ/NaHCO3) Масса шлама 5 г, объем р-ра100 мл Остаточная концентрация меди, г/дм3 pH пульпы0 2 ч 5 ч 24 ч КШ/HCl+ вода 0 0 0 0 3,25 КШ/HCl+ р-р 1г/дм3 Cu 1,0 0,86 0,79 0,71 2,60 ККШ/NaHCO3+вода 0 0 0 0 10,3 ККШ/NaHCO3+ р-р 1 г/дм3 Cu 1,0 0,36 0,01 0,02 5,75 ККШ/NaHCO3+ р-р 2 г/дм3 Cu 1,0 0,05 - 0,001 5,15 Таблица 3 Сорбционная емкость шламов по отношению к меди Сорбент Раствор 5 г/дм3 Cu, мл Масса шлама, г Емкость шлама, мг Cu/г КШ / значение pH пульпы 1 сут 2 сут 3 сут КШ/HCl 100 1,0 163/1,168 212/4,11 227/4,11 КШ/NaHCO3 100 1,0 207/1,78 222/4,28 246/4,28 Представленные результаты свидетельствуют, что ККШ в кислой среде обладает значительной емкостью ˃200 мг Cu/1г шлама (3,4 ммоль Cu/1 г ККШ). Сорбция меди ККШ происходит более активно, чем обработанным соляной кислотой или исходным шламом. Сопоставление сорбционного извлечения цветных металлов из шахтных вод различными ионитами [11] свидетельствует, что ККШ обладает большей суммарной ем- костью. В частности, для ионита (Purolite S 930+) статическая обменная емкость (COE) составляет 0,025 мг-экв/дм3 , а суммарную емкость по меди имеем 34,01 г/дм3 или 45,3 мг/1г сорбента, т. е. в 5 раз более низкую. Для целого ряда других ионитов суммарная емкость значительно ниже (Purolite S 984, Lewatit TP-207, КФГМ-7 и др.) [11]. На основании изучения динамики сорбции меди шламами КШ и ККШ выявлено, что равновесие не достигается даже по истечении 2-х суток контактирования (рис. 1).
ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №4, 2015 г. 89С 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 При этом сорбция меди ККШ выше, чем исходным КШ. Количественное содержание меди по результатам химического анализа КШ и ККШ составило 1,6 и 3,3 %, соответ- ственно. Вторая ступень сорбции шламами из свежих растворов меди показала еще боль- шее расхождение величин сорбции. При этом емкость ККШ снизилась на треть, а ем- кость КШ – вдвое (рис. 2). Нейтрализующая способность шламов позволила повысить значения рН кислых медьсодержащих сульфатных растворов с 1 – 2 до 4 – 5. Такое по- ведение шламов связано с длительностью установления термодинамического равнове- сия в гетерогенных системах в результате физических и химических взаимодействий. Рис. 1 – Изотермы сорбции меди шламами: 1 – карбонизированным; 2 – исходным По данным РФА шламов после сорбции установлено, что, помимо физического, имеют место химические превращения. В частности, при нейтрализации сульфатного раствора меди щелочной пульпой происходит осаждение в виде гидроокиси меди, а каль- цит из состава шлама превращается в сульфат кальция. На микрофотографиях шламов после сорбции, кроме аморфных частиц алюмосиликатов, визуализируются сформиро- ванные игловидные и призматические кристаллы сульфата кальция. Исходный КШ не имеет такой кристаллической фазы (рис. 3). Такие превращения будут способствовать дополнительной нейтрализации кислотных сточных вод. Рис. 2 – Данные по сорбции и десорбции меди ККШ и КШ
ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №4, 2015 г. 90С 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 – СЭМ-микрофотографии шламов: 1 – карбонизированный шлам до сорбции, 2 – карбонизированный шлам после сорбции меди Важным моментом при использовании сорбента также является возможность де- сорбции осажденного элемента с получением более концентрированного раствора, чем исходно взятый. Для этой цели возможно использование растворов комплексообразова- телей. В работе перевод адсорбированной на ККШ меди в меньший объем изучен на примере ЭДТА в сопоставлении с промывкой шламов дистиллированной водой. Обработка насыщенных медью шламов водой в течение 1-х суток показала, что выход меди наблюдается в количестве около 1 %. Такая величина десорбции не отвечает за физически или химически связанную медь в шламах, а, наиболее вероятно, вызвана вымыванием меди из остатка исходного медного раствора, захваченного самим шламом при фильтрации. Десорбция раствором ЭДТА уже в течение 1 часа позволила закомплек- совать большую часть меди и извлечь около 60 % Cu независимо от взятого на десорб- цию шлама. Повторное использование одного и того же раствора ЭДТА на второй сту- пени десорбции позволило дополнительно извлечь медь из новых порций шламов. При этом исследование в динамическом режиме в течение 1 суток показало, что более актив- ный сорбент ККШ отдает медь труднее, чем медьсодержащий исходный шлам (см. рис. 2). Для смещения равновесия реакции комплексообразования ЭДТА с ионами меди тре- буется более концентрированный раствор комплексона, а также проведение дальнейших исследований по выявлению особенностей химических и физических процессов с уча- стием сложных многокомпонентных гетерогенных систем, таких как шламы глинозем- ного производства. На станциях нейтрализации и осветления стоков глиноземных заводов необхо- димо обрабатывать большие объемы сильно защелоченных промвод. Для осветления
ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №4, 2015 г. 91С 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 воды обычно используют коагулянты на основе сульфатов алюминия и железа. Однако для промстоков с повышенным содержанием щелочи такие коагулянты не применимы, поскольку не дают нейтрализующего эффекта. Использование для нейтрализации технической серной кислоты вызывает обиль- ное образование мути и взвеси. Получаемый после сернокислотного вскрытия и после- дующего высаливания серной кислотой коагулянт содержит смесь сульфатов и кислых сульфатов алюминия и сульфатов железа со значительным количеством свободной сер- ной кислоты. В пересчете на оксиды в такой пульпе содержится, масс. %: Al2O3 до 10, Fe2O3 до 10 и в том числе серной кислоты (включая свободную H2SO4) 20 – 40 % (патент РФ №2085509). Способ очистки щелочных сточных вод завода «БАЗ-СУАЛ» предусмат- ривает введение коагулянта в количестве 0,1 – 2,5 кг/м3 с последующим перемешиванием и отстаиванием [12]. Применение коагулянта обеспечивает более высокую эффектив- ность очистки (табл. 4). Содержание взвешенных веществ снизилось с 273 мг/дм3 для способа, используемого в настоящее время, до 29 мг/дм3 . Таблица 4 Результаты применения коагулянта для очистки щелочных стоков Промстоки Щелочность, мг/дм3 рН Суммарное содержа- ние взвешенных ве- ществ, мг/дм3 Исходные 93/620 8,6/11,7 242/314 После нейтрализации серной кислотой 71/80 7,7/8,3 218/273 После применения коагулянта 62/78 7,6/7,7 32/29 Примечание: числитель – регулярные стоки, знаменатель – аварийные сбросы Для получения одинакового нейтрализующего эффекта требуется в 3 – 5 раз меньше коагулянта, чем кислоты. Вероятно, имеет место синергетический эффект. Про- изводительность аппаратов очистительных сооружений возрастает более чем в 1,5 раза, и улучшается качество сточных вод. Таблица 5 Результаты осветления природных вод алюможелезистым коагулянтом Проба Содержание, мг/дм3 рН Цветность, градус После осветления Al2(SO4)3, дозировка 100 мг/дм3 0,6 0,0 100 5,5 5,0 После осветления коагулянтом с дозировкой, эквивалентной Al2(SO4)3, мг/дм3 : 100 0,44 0,15 100 5,5 10,0 80 0,22 0,14 100 5,8 3,0 Показатели питьевой воды по ГОСТ 2874-82 0,5 <0,3 500 6,0-9,0 <20 Алюможелезистый коагулянт был использован для обработки природных вод. Ре- зультаты осветления воды в сравнении с контролируемыми показателями по содержа- нию алюминия, железа, сульфатов, цветности и pH для питьевой воды (согласно ГОСТ 2874-82) приведены в табл. 5. Установлено, что полученные значения по очистке
ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №4, 2015 г. 92С 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 с предлагаемым коагулянтом соответствуют требованиям ГОСТ. Создание очистной установки с использованием разработанного коагулянта в масштабах алюминиевого за- вода (1270 т/год 12 % коагулянта) вместо используемой в настоящее время серной кис- лоты позволит не только снизить содержание примесей в стоках, но и дополнительно получить оксид иттрия (3000 кг/год) и ангидрита /двухводного гипса – 6800/8600 т/год [10]. Указанный объем производительности ОПУ при существующих отпускных ценах позволяет окупить капитальные затраты за срок менее 2,5 года. Заключение Выполненные комплексные исследования подтверждают экономическую целесо- образность полной гидрохимической переработки шламов глиноземного производства по блочным технологиям с получением концентратов редких элементов (Sc, Y, Zr, Ti), коагулянта, гипса, карбонизированного шлама. В результате представленных данных в статье показано, что модифицированный (карбонизированный) шлам может найти при- менение для очистки, например, от ионов меди (II) и других токсичных цветных метал- лов со снижением их содержания до ПДК и одновременной нейтрализации кислых тех- ногенных стоков. При использовании варианта кислотного вскрытия шлама с извлече- нием редких металлов выделяемый алюможелезистый сернокислотный коагулянт найдет эффективное применение для очистки щелочных сточных вод глиноземных пред- приятий взамен сернокислотной нейтрализации стоков. Литература 1. Медяник Н.Л. Экологические аспекты переработки техногенных вод медно- колчеданных месторождений Южного Урала / Н.Л. Медяник, О.В. Мунтяну, А.М. Стро- кань // Химическая технология: тезисы докладов Междунар. конф. по химической тех- нологии ХТ'07, г. Москва, 17 - 23 июня 2007 г. - Т. 2. – М.: ЛЕНАНД, 2007. – С. 272 - 274. 2. Орлов С.Н. Адсорбция ионов меди (II) из водных растворов на отходах глино- земного производства / С.Н. Орлов, К.А. Бурков, М.Ю. Скрипник // Журнал прикладной химии.  2011.  Т. 84.  Вып. 12.  С. 1946 - 1949. 3. Муравьева С.А. Исследование адсорбционных закономерностей ионов кадмия на диоксиде титана и красном шламе / С.А. Муравьева, К.В. Козлов // Актуальные про- блемы биологической и химической экологии: материалы междунар. практической конф. г. Москва, 26 - 29 ноября 2012 г.  М.: МГОУ, 2012.  С. 127 - 128. 4. A study a removal of cadmium (II) from aqueous solution by adsorption on red mud / Kumar S., Singh D., Upadhyay M. et al. // Research Journal of Chemical Science.  2014.  Vol. 4(4).  P. 44 - 53. 5. Evaluation of the interaction mechanisms between red muds and heavy metals / Laura S., Paola C., Pietro M. // Journal Hazardous Materials.  2006.  Vol. 136. – Is. 2. P. 324 - 329. 6. Study of sorption processes and FT-IR analysis of arsenate sorbed onto red muds (a bauxite ore processing waste) / Paola Castaldi, Margherita Silvetti, Stefano Enzo, Pietro Melis // Journal Hazardous Materials.  2010.  Vol. 175. – Is. 1-3. P. 172 - 178. 7. Терехова М.В. Исследование адсорбционных закономерностей анионов на по- верхности красного шлама / М.В. Терехова, С.М. Русакова // Известия МГТУ «МАМИ». – 2013. – № 3. – Т. 1. – С. 147 – 151. 8. Яценко С.П. Карбонизация пульпы красного шлама глиноземного производства с извлечением скандия / С.П. Яценко, И.Н. Пягай // Химическая технология.  2009.  Т. 10.  № 4.  C. 231 - 237. 9. Утилизация шлама глиноземного производства / И.Н. Пягай и др. // Журнал прикладной химии.  2012.  Т. 85.  № 11.  С. 1736 - 1740.
ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №4, 2015 г. 93С 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 10. Селективное извлечение иттрия из шламов глиноземного производства / Л.А. Пасечник и др. // Цветные металлы.  2013.  № 12.  С. 39 - 44. 11. Сорбционная технология извлечения цветных металлов из шахтных вод / К.Л. Тимофеев и др. // Известия вузов. Цветная металлургия.  2012.  № 6.  С. 7 - 10. 12. Гидрохимическая переработка шламов глиноземного производства / С.П. Яценко и др. // Экология и промышленность России. - 2012.  № 11.  C. 10 - 13.

More Related Content

PDF
Проблемы недропользования. 2015. Выпуск 1 (4)
igdweb
 
PDF
Проблемы недропользования. 2015. Выпуск 3 (6).
igdweb
 
PDF
Проблемы недропользования. 2016. Выпуск 1 (8).
igdweb
 
PDF
Проблемы недропользования. 2015. Выпуск 2 (5).
igdweb
 
PDF
Проблемы недропользования. 2016. Выпуск 2 (9).
igdweb
 
PDF
Проблемы недропользования. 2016. Выпуск 3 (10).
igdweb
 
PDF
Проблемы недропользования. 2016. Выпуск 4 (11).
igdweb
 
PDF
Проблемы недропользования. 2015. Выпуск 1 (4).
mikhail-66
 
Проблемы недропользования. 2015. Выпуск 1 (4)
igdweb
 
Проблемы недропользования. 2015. Выпуск 3 (6).
igdweb
 
Проблемы недропользования. 2016. Выпуск 1 (8).
igdweb
 
Проблемы недропользования. 2015. Выпуск 2 (5).
igdweb
 
Проблемы недропользования. 2016. Выпуск 2 (9).
igdweb
 
Проблемы недропользования. 2016. Выпуск 3 (10).
igdweb
 
Проблемы недропользования. 2016. Выпуск 4 (11).
igdweb
 
Проблемы недропользования. 2015. Выпуск 1 (4).
mikhail-66
 

What's hot (20)

PDF
Проблемы недропользования. 2014. Выпуск 1.
igdweb
 
PDF
Проблемы недропользования. 2017. Выпуск 1 (12).
igdweb
 
PDF
Проблемы недропользования. 2017. Выпуск 2 (13).
igdweb
 
PDF
Атлас Пермского края
Антон Толмачев
 
PDF
план мероприятий по 150 летию вернадского 13.02.06-150-вернадский
Ecolife Journal
 
PDF
Mir 10
edinayass
 
PDF
The scientific heritage No 69 (69) (2021) Vol 2
The scientific heritage
 
DOC
№3234 10.09.10
Airat Yusupov
 
PDF
Mir 3
edinayass
 
DOC
с п и с о к трудов джалилова с.а. (3)
Dzalilov Soslan
 
PDF
Eesj 2 2
East European Research Alliance
 
DOC
№7995 22.09.10
Airat Yusupov
 
PPTX
5-дневные учебные сборы для обучающихся 10 классов (2016-2017 учебный год)
Zhenya Kulikova
 
PDF
Бюллетень науки и практики №1 2016
Елена Овечкина
 
PDF
Бюллетень науки и практики №1 (январь) 2016 г.
Елена Овечкина
 
PDF
вестник южно уральского-государственного_университета._серия_компьютерные_тех...
Иван Иванов
 
PDF
вестник южно уральского-государственного_университета._серия_компьютерные_тех...
Иван Иванов
 
PDF
Mir 8
edinayass
 
PDF
VOL 3, No 7 (7) (2016)
The scientific heritage
 
PDF
20140422 № 269-пр о комиссии по отбору кандидатовна стипендию им. е.е.горина
Денис Ефремов
 
Проблемы недропользования. 2014. Выпуск 1.
igdweb
 
Проблемы недропользования. 2017. Выпуск 1 (12).
igdweb
 
Проблемы недропользования. 2017. Выпуск 2 (13).
igdweb
 
Атлас Пермского края
Антон Толмачев
 
план мероприятий по 150 летию вернадского 13.02.06-150-вернадский
Ecolife Journal
 
Mir 10
edinayass
 
The scientific heritage No 69 (69) (2021) Vol 2
The scientific heritage
 
№3234 10.09.10
Airat Yusupov
 
Mir 3
edinayass
 
с п и с о к трудов джалилова с.а. (3)
Dzalilov Soslan
 
Eesj 2 2
East European Research Alliance
 
№7995 22.09.10
Airat Yusupov
 
5-дневные учебные сборы для обучающихся 10 классов (2016-2017 учебный год)
Zhenya Kulikova
 
Бюллетень науки и практики №1 2016
Елена Овечкина
 
Бюллетень науки и практики №1 (январь) 2016 г.
Елена Овечкина
 
вестник южно уральского-государственного_университета._серия_компьютерные_тех...
Иван Иванов
 
вестник южно уральского-государственного_университета._серия_компьютерные_тех...
Иван Иванов
 
Mir 8
edinayass
 
VOL 3, No 7 (7) (2016)
The scientific heritage
 
20140422 № 269-пр о комиссии по отбору кандидатовна стипендию им. е.е.горина
Денис Ефремов
 
Ad

Проблемы недропользования. 2015. Выпуск 4 (7).

  • 1. Сетевое периодическое научное издание ISSN 2313-1586 Выпуск 4 Екатеринбург 2015 16+
  • 2. 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+
  • 3. ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ № 4, 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 Галиев С.Ж., Саменов Г.К., Сапар К.С. Методология экономической оценки эффективности горно-транспортных комплексов карьеров на основе автоматизированной системы мониторинга и имитационного моделирования ….…………. 5 РЕГИОНАЛЬНЫЕ ПРОБЛЕМЫ ГОРНОЙ ПРОМЫШЛЕННОСТИ Ролдугин О.Г. Использование отходов угледобычи для повышения энергетического потенциала угледобывающих регионов ………………………………………………………... 15 ГЕОМЕХАНИКА Лобков Н.И. Особенности сдвижения вмещающего массива в процессе разработки угольного пласта …………………………………………………………………………………. 19 Усупаев Ш.Э., Атыкенова Э.Э., Оролбаева Л.Э., Клименко Д.П. Компьютерная инженерно-геономическая типизация георисков природного и техногенного характера в бассейне реки Чу Кыргызстана …………………………………. 24 Феклистов Ю.Г., Голотвин А.Д., Широков М.А. Оценка состояния выработок в криозоне на примере рудника «Купол» ………………………………………………………… 28 Хачай О.А. Оценка состояния удароопасного массива с использованием системы электромагнитного индукционного мониторинга …………………………………………….. 34 ОТКРЫТАЯ ГЕОТЕХНОЛОГИЯ Бахтурин Ю.А. Управление режимами движения горной массы на складах при циклично-поточной технологии……………………………………………………………. 41 Эфендиева З.Дж. Усовершенствование технологии добычи природного камня на карьерах Азербайджана ...…………………………………………………………………….. 49 ПОДЗЕМНАЯ ГЕОТЕХНОЛОГИЯ Антипов И.В. Оценка протяженности концевых участков лав по критерию ускорения конвергенции вмещающих пород …………………………………………………………………… 54 Соколов И.В., Антипин Ю.Г., Смирнов А.А. Разработка и оценка вариантов стратегии освоения железорудных месторождений экологически сбалансированными подземными геотехнологиями ………………………………………….. 59 Соколов И.В., Гобов Н.В., Соломеин Ю.М., Никитин И.В. Экономико-математическое моделирование стратегии освоения глубокозалегающих железорудных месторождений экологически сбалансированными геотехнологиями ........... 68 РАЗРУШЕНИЕ ГОРНЫХ ПОРОД Меньшиков П.В., Шеменев В.Г., Синицын В.А. О возможности определения ширины зоны химической реакции на примере эмульсионного взрывчатого вещества «Фортис» ………………………………………………………………... 77 ОБОГАЩЕНИЕ Пасечник Л.А., Яценко С.П., Скачков В.М., Медянкина И.С., Сабирзянов Н.А. Активация сорбционной способности красных шламов обработкой диоксидом углерода и минеральными кислотами …………………………………………………………………….. 85
  • 4. ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №4, 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 №4, 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 622.271.324 Галиев Сейтгали Жолдасович член-корр. НАН РК, доктор технических наук, профессор, директор Горного департамента, Научно-исследовательский инжиниринговый центр ERG Республика Казахстан, 010000, г. Астана, пр. Кабанбай батыра, 30 «А» Саменов Галымжан Кайыржанович кандидат технических наук, ведущий научный сотрудник, Научно-исследовательский инжиниринговый центр ERG, e-mail: sgk_08@mail.ru Сапар Кайырбек Сеипилулы инженер-экономист, ТОО «Научный центр «Горная технология». Республика Казахстан, 010000, г. Астана, ул. Достык, д.20, офис 1406 МЕТОДОЛОГИЯ ЭКОНОМИЧЕСКОЙ ОЦЕНКИ ЭФФЕКТИВНОСТИ ГОРНО-ТРАНСПОРТНЫХ КОМПЛЕКСОВ КАРЬЕРОВ НА ОСНОВЕ АВТОМАТИЗИРОВАННОЙ СИСТЕМЫ МОНИТОРИНГА И ИМИТАЦИОННОГО МОДЕЛИРОВАНИЯ Galiev Seitgali J. KR NAS corresponding member, professor, the director of the Mining department, Scientific-research engineering center ERG Kazakhstan republic, 010000, Astana, 30a Kabanbay batir avenue Samenov Galimjan K. candidate of technical sciences, chief researcher, Scientific-research engineering center ERG e-mail: sgk_08@mail.ru Sapar Kaiirbeck S. engineer-economist., PJSC “Scientific center “Mining technology” 010000, Kazakhstan republic, Astana, str. Dostyk, 20, office 1406 THE METHODOLOGY OF ECONOMIC ES- TIMATION THE EFFICIENCY OF OPEN PITS’ MINING AND TRANSPORT COM- PLEXES IN TERMS OF MONITORING AU- TOMATED SYSTEM AND SIMULATION MODELING Аннотация: Приведены результаты применения методоло- гии оценки экономической эффективности горно-транспортных комплексов карьеров на основе сочетания автоматизированной си- стемы мониторинга и имитационного модели- рования по конкретному карьеру. Эффектив- ность методологии подтверждается результа- тами промышленного эксперимента в конкрет- ных горнотехнических и горно-геометрических условиях на примере одного из крупных и извест- ных карьеров. Раскрывается методика объек- тивной оценки эффективности работы карьер- ных автосамосвалов с расчетом экономической эффективности по двум взаимодополняющим критериям – расходу топлива в граммах на тонну (м3 ) и производительности труда в тон- нах за час. Для оценки достоверности методо- логии в условиях карьера были проведены соот- ветствующие хронометражные наблюдения, а также использовались данные оперативного учета, принятые на данном предприятии. Ключевые слова: имитационное моделирование, экскаваторно-автомобильный комплекс, авто- самосвал, горнo-транспортное оборудование Abstract: The results of application the methodology of esti- mation economic efficiency of open pits’ mining and transport complexes in terms of combination both the monitoring automated system and simulation modeling for a specific open pit are adduced. The methodology’s efficiency is corroborated by indus- trial experiment results in concrete mining-tech- nical and mining-geometrical conditions on the ex- ample of one of the largest and known open pits. The procedure of objective estimation the efficiency of pit trucks operation is revealed; the latter being cal- culated in accordance with two inter-supplementary criteria, that is fuel consumption in grams per ton (m3 ) and working efficiency in tons per hour. For es- timation the methodology’s accuracy in the open pit conditions both appropriate chronometric observa- tions were performed and data of operative account- ing adopted at the plant were used. Key words: simulation modeling, shovel and truck complex, truck, mining and transport equipment
  • 6. ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №4, 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 Введение. Эффективность функционирования экскаваторно-автомобильного комплекса карьера определяется совокупностью ряда взаимосвязанных организационных, горнотехнических и горно-геометрических факторов, которые можно разбить на две группы: режим и условия эксплуатации основного горно-транспортного оборудования. К первой группе можно отнести такие: вес погружаемой горной массы, скорость движения автосамосвала. В рамках второй группы: численое соотношение горного и транспортного оборудования, сочетание моделей оборудования с различными качественными и количественными показателями, технологические требования к горной массе, геометрия и структура автотрассы (уклон, схема трассы), качество покрытия автодорог, скоростные ограничения, правила движения и др. Большое количество определяющих факторов в существенной мере усложняет процесс оптимизации горно- транспортных работ, однако при выборе верных тактики и стратегии, а также подборе эффективного инструментария исследований можно подобрать наиболее приемлемый сценарий их проведения. Опыт и многолетняя практика исследований показывает, что наиболее эффективным и целесообразным для подобного рода исследований является метод имитационного моделирования, основанный на логико-статистическом подходе воспроизведения порядка и последовательности операций горно-транспортного процесса [1]. Чаще всего возникает необходимость исследований в целях оптимизации либо режимов эксплуатации машин при заданных условиях, либо наоборот. В рамках системного подхода необходимо начинать моделировать и рассматривать два наиболее целесообразных фактора при прочих равных условиях с планомерным и поочередным изменением в последующем третьих факторов. В качестве критерия эффективности функционирования горно-транспортного комплекса важно принимать наиболее общие показатели, являющиеся результатом интеграции всех учитываемых в процессе исследований факторов. Это такие факторы, как производительность комплекса (по общему объему извлеченной и перевезенной горной массы или на одного трудящегося), себестоимость горно-транспортных работ, удельная стоимость добычи 1 т горной массы или руды [2 – 5]. Описание конкретного опыта исследований. Ценность представляемого матери- ала заключается в том, что результаты лабораторных исследований подтверждены про- мышленным экспериментом в конкретных горно-технических и горно-геометрических условиях на примере одного из крупных карьеров, а также демонстрацией того, как даже для весьма опытных инженерно-технических работников сложно объективно и досто- верно разглядеть и оценить те или иные недостатки в управлении работой горно-транс- портных комплексов. Первоначально в целях выявления потенциала повышения эффективности работы экскаваторно-автомобильного комплекса карьера был промоделирован существующий вариант, который был принят за базовый. Моделирование работы экскаваторно-автомо- бильного комплекса производилось с использованием информационно-программно-ме- тодического комплекса «CEBADAN-Авто». По базовому варианту оценивалась и сте- пень достоверности модели функционирования горно-транспортного комплекса. Для оценки достоверности в условиях карьера были проведены соответствующие хрономет- ражные наблюдения, а также использовались данные оперативного учета, принятые на данном предприятии. Результаты сравнения результатов хронометражных наблюдений работы автосамосвала Hitachi №763 в смену с 7:30 до 19:30 часов 12.03.2015 г. и имита- ционного моделирования работы в идентичных условиях отражены в таблице 1. Из пред- ставленного следует, что по принципиальным показателям, таким как удельный расход топлива, объем перевозок и общий пробег за смену, достоверность моделирования со- ставляет порядка 98 – 99 %.
  • 7. ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №4, 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 Особенностями функционирования экскаваторно-автомобильного комплекса на данном карьере является то, что почти новые (срок эксплуатации 1 – 3 года) автосамо- свалы Hitachi EH-3500 ACII эксплуатируются совместно с «возрастными» (7 – 8 лет) ма- шинами БелАЗ-75131. В силу большей мощности и существенно меньшего возраста пер- вые могут развивать более высокую скорость в грузовом направлении. БелАЗы же имеют более низкий КПД трансмиссии, что обуславливает понижение скоростных качеств и увеличение расхода топлива. При движении по уклону вверх, на затяжных подъемах Hitachi, следуя за БелАЗами, вынуждены периодически сбрасывать скорость и разго- няться, что существенно увеличивает время рейса и расход топлива. При насыщении транспортной зоны автосамосвалами (до 27 и более за счет БелАЗов) влияние данного фактора усиливается. Как видно из рисунка 1, подавляющее большинство автосамосва- лов (порядка 70 % рабочего парка машин) из-за необоснованно пониженной скорости движения одновременно следуют в грузовом направлении, что обуславливает недоста- точную загрузку экскаваторного парка на погрузке (в среднем около 30 % времени смены). Таблица 1 Сравнительная таблица фактических данных и результатов моделирования Наименование Едн. измер. Фактические результаты хронометражного наблюдения Результаты имитационного моделирования Отклоне- ние, % Итого время в наряде мин 720 720 – Итого время в работе мин 618 559 -9,55 Количество рейсов рейс 24 24 0,0 Среднее расстояние откатки км 2,53 2,52 -0,036 Средняя высота подъема м 140 140 0,0 Объем перевозок т 4176 4173 -0,072 Грузооборот ткм 10562 10516 -0,436 Общий пробег в смену км 123,8 121,86 -1,67 Среднеэксплуатационная скорость км/ч 10,31 10,15 -1,55 Средняя скорость движения км/ч 21,92 (21,2 ср. за 8 смен) 21,32 -0,56 в т.ч. груженый км/ч 19,17 15,95 -16,78 порожний км/ч 25,62 26,69 +1,042 Сменный расход топлива т 1,23 1,23 0,0 л 1451 1451 0,0 Удельный расход топлива г/ткм 116,5 114,45 -1,76 Дополнительные потери скорости возникают из-за узких транспортных берм, за- уженных площадок разворота при смене направлений движения в карьере. В этой зоне БелАЗы чувствуют себя лучше, так как более адаптированы к этим условиям по соб- ственным габаритам. Организация транспортирования с нижних горизонтов однополос- ными дорогами с двухсторонним движением создает дополнительно необходимость остановки автосамосвалов в порожняковом направлении для пропуска машин в грузовом направлении, что также приводит к снижению эксплуатационной скорости и увеличе- нию расхода топлива. В условиях повышенного времени рейса автосамосвалов наблю- дается и снижение времени работы экскаваторов на погрузке, что наряду с обозначен- ными факторами приводит к снижению себестоимости горно-транспортных работ в целом.
  • 8. ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №4, 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 Рис. 1 – Графический вид моделирования работы ЭАК В результате анализа были выявлены такие сдерживающие факторы, как совмест- ная эксплуатация разных по возможностям автосамосвалов, узкие дороги, узкие зоны разворота автосамосвалов в карьере, организация двухстороннего движения при однопо- лосной автодороге, систематический перегруз автосамосвалов Hitachi EH-3500 ACII (до 120 % и более), наличие скоростных ограничений в нижней части карьера, качество до- рожного покрытия. Результаты имитационного моделирования работы горно-транспортного ком- плекса карьера при последовательном устранении недостатков и, соответственно, снятии принятых скоростных ограничений, представленные в таблице 2, показали, что эконо- мический эффект может составить порядка 1,5 млрд. тенге в год, при этом порядка 260 млн. тенге – от раздельной эксплуатации автосамосвалов Hitachi и БелАЗ. К увеличению времени рейса, снижению скорости движения в грузовом направ- лении и увеличению расхода топлива, помимо снижения коэффициента готовности у практически новых автосамосвалов Hitachi, приводит и перегруз автосамосвалов на 10 и более процентов (полезный вес составляет до 200 т). Как следствие, из 21 автосамосвала Hitachi EH-3500 ACII в марте 2015 года 5 машин находилось в ремонте, что также уве- личивает себестоимость горно-транспортных работ в целом. В современных условиях фактором снижения эффективности работы автосамо- свалов Hitachi EH-3500 ACII является и использование их при транспортировке 3 – 4 млн. тонн рыхлой горной массы из-за неоптимальной их загрузки по грузоподъемности (120 – 130 т при паспортной грузоподъемности 168 т). Вышеотмеченное позволяет сделать вывод о том, что в случае изолированной ра- боты автосамосвалов Hitachi в рудоскальной зоне карьера, в силу снижения влияния сдерживающих факторов при отсутствии БелАЗов и сокращении численности машин, занятых транспортировкой горной массы, может быть в существенной мере снижен рас- ход топлива и повышены показатели эффективности горного и транспортного оборудо- вания, что, в свою очередь, обеспечит существенное снижение себестоимости горно- транспортных работ в карьере. Полученные в результате проведенного технико-экономического анализа эффек- тивности работы экскаваторно-автомобильного комплекса выводы подтолкнули руковод- ство компании к проведению промышленного эксперимента в реальных условиях, в рам- ках которого предполагалась раздельная эксплуатация автосамосвалов Hitachi EH-3500 ACII и БелАЗ-75131, т.е. с выводом последних из рудоскальной зоны карьера. Целью эксперимента было выявление потенциала повышения эффективности эксплуатации автосамосвалов Hitachi в условиях рудоскальной зоны карьера. Срок ре- ализации эксперимента – один месяц.
  • 9. ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №4, 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 Таблица 2 Технико-экономические показатели эффективности ГТК при устранении имеющихся недостатков Вариант* Показатель 1* 2* 3* 4* 5* Количество автосамосвалов 24 16Х и 8Б 21 20 19 18 Количество рейсов в грузовом направлении 632 578 588 594 589 Средневзвешенное расстояние, км 3,33 3,34 3,34 3,36 3,35 Средневзвешенная вы- сота подъема, г.м., м 142,13 143,38 142,66 144,51 143,69 Среднесменный пробег одного автоса- мосвала, км/смена 176,84 184,68 196,79 210,69 219,93 Среднетехническая скорость движения, км/ч 20,36 20,85 22,82 27,05 28,49 Среднеэксплуатацион- ная скорость движе- ния, км/ч 16,77 17,54 18,82 19,96 21,53 Общий расход топлива, л 50263,60 47350,60 44218,77 40747,29 38144,42 Удельный расход топлива, г/ткм 123,78 116,89 108,22 97,76 92,48 Затраты на топливо, тг 6659927,50 6273954,00 5858986,50 5399015,50 5054135,50 Затраты по горно- транспортному комплексу, тг 13589151,00 13068912,00 12516442,00 11904878,00 11395096,00 – в т.ч. эксплуатаци- онные затраты 11540623,00 11060274,00 10507804,00 9896240,00 9386459,00 Производительность комплекса по г.м., тыс.м3 23344,68 23166,51 23423,11 23829,31 23656,98 Производительность комплекса по г.м., тыс.т 62506,69 62046,28 62754,89 63763,82 63227,09 Удельные текущие затраты, тг/т 134,90 130,70 123,76 115,85 111,83 Экономический эффект, тыс. тг/год – 260594 699089 1214701 1458649 1*– 2* – скоростные ограничения на маневровых участках 5 км/ч, на виражах 10 км/ч, в грузовом направлении 20 км/ч, в порожняковом направлении 30 км/ч, ниже горизонта 100 м соответ- ственно 10 и 20 км/ч; 3* – скоростные ограничения на маневровых участках 10 км/ч, в грузовом направлении 20 км/ч, в порожняковом направлении 30 км/ч; 4* – скоростные ограничения на маневровых участках 15 км/ч, в грузовом направлении 20 км/ч, в порожняковом направлении 40 км/ч; 5* – скоростные ограничения на маневровых участках 15 км/ч, в грузовом направлении 30 км/ч, в порожняковом направлении 40 км/ч
  • 10. ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №4, 2015 г. 10С 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 На период эксперимента создаются максимально благоприятные условия эксплу- атации автосамосвалов (снимаются скоростные ограничения, максимально приводятся в соответствие параметры разворотов и ширина автодорог), обеспечивается хрономет- раж и визуальные наблюдения за работой горно-транспортного комплекса. В качестве дополнительного условия было наличие на начало эксперимента информации по работе автосамосвалов Hitachi: среднее время рейса, сменный расход топлива по показаниям счетчика автомашин в период их эксплуатации до эксперимента, средняя высота и сред- невзвешенное расстояние транспортировки горной массы ежесменно за последнюю не- делю, средняя эксплуатационная скорость движения автосамосвалов Hitachi EH-3500 ACII, средняя величина тонно-километровой работы. Организован оперативный съем данной информации в течение всего срока проведения эксперимента. При этом ожида- лось получение следующего эффекта: сокращение среднего времени рейса на 5 – 10 %; увеличение объема транспортных работ (ткм) на 7 – 10 %; увеличение среднетехниче- ской скорости движения (км/ч) на 7 – 15 %; рост удельного объема вывезенной горной массы за смену; снижение средневзвешенного объема расхода топлива (г/ткм) на 7 –14 %, снижение затрат на топливо на 2 – 10 %; снижение себестоимости горно-транспорт- ных работ на 5 – 6 % (таблица 3). Таблица 3 Сравнительная таблица ожидаемых и фактических результатов эксперимента для автосамосвалов Hitachi EH-3500 ACII Показатель Ожидаемые результаты Факт Примечание Объем перевозок, млн.т 3,4 3,37 Средневзвешенное расстояние транспорти- рования, м 3,7 3,75 Средневзвешенная высота подъема, м 175 176 Расход топлива, г/ткм 97,76 99,71 Сокращение среднего времени рейса, % 5 – 10 7,18 В условиях роста вы- нужденных простоев Увеличение объема транспортных работ, % 7 – 10 5,49 В условиях отсутствия фронта работ Увеличение среднетехнической скорости движения (км/ч), % 2 – 3 5,0 В условиях перегруза а/с на 10 – 15 % и бо- лее Снижение средневзвешенного удельного расхода топлива (г/ткм), % 7 – 14 7,62 По а/с Hitachi Снижение затрат на топливо, % 2 – 10 3,76 За счет снижения вы- соты подъема и мень- шей плотности горной массы Снижение себестоимости горно-транспорт- ных работ, % 5 – 6 - Нужен оперативный пересчет
  • 11. ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №4, 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 Результаты проведенного эксперимента, а также анализ оперативно получаемых данных за предыдущий период и в период эксперимента показали верность предположе- ния, сделанного в процессе имитационного моделирования (таблицы 4 – 5). За счет по- вышения скорости движения был существенно снижен расход топлива, что дало сниже- ние удельной себестоимости горно-транспортных работ. При пересчете расхода топлива на объем вывезенной горной массы экономический эффект составил 12,9 млн. тенге в месяц, или 154,8 млн. тенге в год. Однако инженерно-технический персонал предприя- тия принимал свое решение по проведенному эксперименту после корректировки опера- тивных данных с учетом маркшейдерского замера, как это было принято на предприятии и часто применяется на многих других предприятиях горнодобывающей отрасли. Таблица 4 Результаты эксперимента раздельной эксплуатации автосамосвалов Hitachi EH-3500 и БелАЗ-75131 Показатель Расход топлива, тыс. л Экономия топлива, тыс. л Экономическая эффективность, тыс. тг январь март в месяц в год в месяц в год Hitachi EH-3500 1 529 1 491,1 37 800 453 600 3 969 47 628 С учетом вывезенных в марте объемов горной массы с расходом топлива, меньшим на 8,23 г/ткм 12 898 154 800 БелАЗ-75131 442 350 405 990 36 360 436 320 3 818 45 814 Итого 1 971,3 1 897,1 74 160 889 920 7 787 200 614 Менее значительная, но существенная экономия возникла и по автосамосвалам БелАЗ, которые показали себя более эффективными при транспортировании рыхлой гор- ной массы, тогда как использование на транспортировании рыхлой массы автосамосва- лов Hitachi приводило к излишнему расходу топлива на 1 тонну породы. Подтверждением корректности расчетов и выводов НИИЦ ERG являются рас- четы эффективности работы автотранспорта и экскаваторно-автомобильного комплекса в целом, основанные на оценке производительности. Уровень производительности труда является одним из важнейших показателей экономической эффективности и прогрессивности производства. Производительность труда является итоговым показателем, оценивающим эффективность труда, т.е. сниже- ние необходимых затрат рабочего времени на производство единицы продукции. Для альтернативной оценки был принят наиболее широко используемый показатель, изме- ряющий производительность труда в тоннах добытой горной массы в единицу времени. В таблице 5 приведены результаты расчетов за январь и март 2015 г., выполненных на основе тех же оперативных данных, представленных предприятием. Надо отметить, что в январе и марте работало одинаковое число автосамосвалов (в среднем 17 автомобилей в смену). Рост производительности труда 145,84 т/ч. Расчеты экономической эффективности далее осуществлялись по формуле Ээ=ПnNq, (1) где П – прирост производительности, т/ч; n – продолжительность сменного времени, ч; N – количество смен в месяце; q – удельные текущие затраты, тг/т. Ээ = 145,84 ·12·62·130,7= 14 181 598 тенге в месяц. В пересчете на год данный экономический эффект составит 170,2 млн. тенге.
  • 12. ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №4, 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 Таблица 5 Производительность труда парка автосамосвалов Hitachi в целом до и после эксперимента Период Добыча, т Время, ч Производительность, т/ч Январь 3 266 500 744 4390,45 Март 3 375 000 744 4536,29 Месячная эффективность в результате эксперимента составила 14,2 млн. тенге. Годовая экономическая эффективность при показателях, полученных в ходе экспери- мента в марте, и использовании в работе в среднем не менее 17 автосамосвалов состав- ляет 170,18 млн. тенге. Эти значения практически совпадают с расчетами, полученными по анализу расхода топлива, когда месячная эффективность рабочего парка автосамосва- лов составила 12,9 млн. тенге, а годовая 154,8 млн. тенге. Разница объясняется не вполне точным учетом расхода топлива и объемов перевезенной горной массы. Сочетание двух направлений в оценке экономической эффективности работы ка- рьерных автосамосвалов, основанных на удельных показателях по расходу топлива и производительности машин, обеспечивает ее высокую степень объективности и досто- верности в сложных по условиям сопоставимости вариантах организации горно-транс- портных работ. Данный подход эффективен и хорошо вписывается в автоматизирован- ную систему мониторинга и диспетчеризации работы экскаваторно-автомобильного комплекса, обеспечивающую качественную информационную базу для проведения тех- нико-экономического анализа. Это дает возможность оценивать в рамках опытно-про- мышленных экспериментов с высокой степенью достоверности горнотехнические, тех- нологические и организационные решения. Данная методология реализована и используется в рамках Автоматизированной корпоративной системы управления геотехнологическим комплексом АКСУ ГК «Дже- тыгара». Таким образом, после детального анализа результатов эксперимента можно сде- лать следующие выводы: 1. Жесткая взаимообусловленность многих факторов эффективности работы горно-транспортного комплекса в целом вызывает необходимость исследования взаимо- связи двух и более факторов только при условии адекватного учета характера взаимо- действия и влияния всех остальных определяющих факторов. 2. Наиболее объективным показателем энергоэффективности автосамосвалов в заданных условиях эксплуатации является показатель удельного расхода топлива на тонну или кубометр транспортируемой горной массы. Расход топлива в г/ткм, помимо организационных условий и режимов эксплуатации основного горного и транспортного оборудования, зависит от соотношения общей длины и индивидуальной протяженности горизонтальных и наклонных участков автомобильной трассы. 3. Сравнение оперативных данных, результатов проведенных хронометражных наблюдений и полученных экспериментальных данных (имитационная модель экскаваторно-автомобильного комплекса карьера) показывает высокую степень их сходимости по объему горной массы, грузообороту, количеству рейсов, технической скорости. Это говорит о высокой степени достоверности и целесообразности применяемого подхода. 4. Одним из эффективных инструментов повышения эффективности организации горно-транспортных процессов, подкрепленных соотвествующей научно-методической
  • 13. ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №4, 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 и программно-технической базой, является проведение опытно-промышленных экспериментов, обеспечивающих выработку эффективных технических и организационных решений. 5. Экономическая эффективность принимаемых решений достоверно и с высокой степенью объективности оценивается во время опытно-промышленных экспериментов при использовании методологии, основанной на применении двух критериальных показателей в виде удельных показателей расхода топлива и производительности труда по экскаваторно-автомобильному комплексу в целом. 6. Достоверность, объективность и оперативность исходной информации для качественного технико-экономического анализа работы экскаваторно-автомобильного комплекса обеспечиваются автоматизированной системой мониторинга и диспетчеризации горно-транспортных работ АСМиД ГТР «NetMOM», функционирую- щей в рамках автоматизированной корпоративной системы управления геотехнологиче- ским комплексом АКСУ ГК «Джетыгара». Литература 1. Букейханов Д.Г. Основные принципы имитационного логико-статистического моделирования экскаваторно-автомобильных систем карьеров / Д.Г. Букейханов, С.Ж. Галиев, А.Х. Джаксыбаев // Комплексное использование минерального сырья. – 1993. - № 1. - С. 3 - 8. 2. Анпилогов А.Е. Организации работы вскрышных комплексов методом имита- ционного моделирования на ЭВМ / А.Е. Анпилогов, С.Ж. Галиев // Совершенствование технологических процессов при открытой добыче и перевозках угля. - Киев: УкрНИИ- проект, 1987. - C. 18 - 27. 3. Анпилогов А.Е. Имитационное моделирование работы железнодорожного транспорта мощных железорудных карьеров / А.Е. Анпилогов, Д.Г. Букейханов, С.Ж. Галиев // Комплексное использование минерального сырья. - 1989. - № 2. - C. 3 - 6. 4. Галиев С.Ж. Оптимизация параметров горно-транспортных систем карьеров на основе имитационного моделирования: дис. … д-ра техн. наук / С.Ж. Галиев. - Алматы, 1997. - 401с. 5. С.Ж. Галиев. Математическая модель движения автосамосвала при имитацион- ном моделировании системы «Карьер» / С.Ж. Галиев, Д.Ш. Ахмедов // Региональные проблемы интеграционных процессов в условиях рыночной экономики: материалы II междунар. конф. / Костанайский государственный университет им. А. Байтурсынова // Вестник науки. Серия экономических наук. - 2001. - Т. I.
  • 14. ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №4, 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 РЕГИОНАЛЬНЫЕ ПРОБЛЕМЫ ГОРНОЙ ПРОМЫШЛЕННОСТИ
  • 15. ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №4, 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 УДК 622.333:658.567.004.14 Ролдугин Олег Геннадиевич техник 2-й категории, Республиканский академический научно-исследовательский и проектно-конструкторский институт горной геологии, геомеханики, геофизики и маркшейдерского дела (РАНИМИ), Украина, 83004, г. Донецк, ул. Челюскинцев, 291 e-mail: rolduginoleg@mail.ru ИСПОЛЬЗОВАНИЕ ОТХОДОВ УГЛЕДОБЫЧИ ДЛЯ ПОВЫШЕНИЯ ЭНЕРГЕТИЧЕСКОГО ПОТЕНЦИАЛА УГЛЕДОБЫВАЮЩИХ РЕГИОНОВ Roldugin Oleg G. the 2 category technician, Republican academic research and design Institute of mining geology, geo-mechanics, geophysics and surveying (RANIMI), Ukraine, 83004, Donetsk, 291 Cheluskinzev st. e-mail: rolduginoleg@mail.ru UTILIZATION OF COAL MINING WASTES FOR INCREASING THE COAL MINING REGIONS ENERGY POTENTIAL Аннотация: Эффективное использование вторичных ресур- сов в виде отходов производства – основа эко- номного расходования природных богатств и снижения общего уровня энергетических за- трат общественного производства. Ключевые слова: отходы, затраты, загрязнение Abstract: Efficient employment of secondary resources in the form of production wastes is the basis for economic spending of natural mineral resources and reducing the social production overall level of energy expend- itures. Key words: wastes, expenditures, pollution Республиканский академический научно-исследовательский и проектно-кон- структорский институт горной геологии, геомеханики и маркшейдерского дела (РАНИМИ) разрабатывает проекты энергосбережения, рационального природопользо- вания и утилизации вторичных ресурсов. Разработка таких проектов является одним из приоритетных направлений деятельности института. Эффективное использование вторичных ресурсов в виде отходов производства – основа экономного расходования природных богатств, снижения энергетических затрат и себестоимости продукции [1]. Горнодобывающая промышленность ухудшает состоя- ние недр, грунтов, атмосферы, поверхностных и подземных вод. Добыча угля сопровож- дается наличием – твердых складированных отходов (в виде отвалов или терриконов); – жидких отходов (в виде откачиваемых шахтных вод и технологических сбросов воды обогатительных фабрик); – газообразных отходов (в виде отработанной воздушной массы после проветри- вания забоев и выработок шахт). Отходы от проведения и ремонта горных выработок, содержащие до 20 % угля, складируются, образуя отвалы, каждый из которых занимает территорию в десятки гек- таров и имеет объем до 3 млн м3 . Угли отвалов самоокисляются, самонагреваются и са- мовоспламеняются. Температура в очагах горения достигает 1200о С, что вызывает за- грязнение атмосферы выбросами оксида серы и окиси углерода. Тепло от горения скла- дированных отходов не используется, но уже начата разработка способов и технических средств отбора и частичного использования техногенного тепла. Жидкие отходы угольного производства – шахтные воды в Донбассе – откачи- вают с глубины 700 – 1200 м; их температура достигает 20 – 30о С и более. Ни одна шахта до сих пор не использовала тепловые насосы для отбора низкотемпературного тепла сбрасываемых шахтных вод, несмотря на то что технология отбора тепла достаточно апробирована.
  • 16. ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №4, 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 В составе газообразных отходов вентиляционных струй шахт может содержаться до 0,5 % метана, который может быть извлечен и использован в виде топлива или сырья для химической промышленности [2]. Технологии отбора метана апробированы в лабо- раторных и промышленных условиях. Однако на практике этот ресурс почти не исполь- зуется угольными шахтами так же, как тепло выбрасываемого в атмосферу отработан- ного воздуха от проветривания шахт и энергия струи вентиляторов главного проветри- вания. Для разработки способа извлечения тепла из самовозгорающихся складирован- ных отходов угледобычи проведены теоретические и экспериментальные исследования взаимодействия физико-химических и тепловых процессов при самоокислении, само- нагревании и самовозгорании угля и складированных отходов угледобычи. Установлено, что процесс окисления угля происходит при 35 – 40o С. Начиная с 100 – 150o С скорость окисления увеличивается, а при температуре более 400o С кислород перестает удержи- ваться углем и весь переходит в летучие продукты окисления при интенсивном само- нагревании угля. Скорость расходования кислорода на внешней поверхности кусочков угля становится больше скорости притока кислорода из окружающей среды, и происхо- дит воспламенение. Для изучения закономерностей переноса теплового потока в водонасыщенных грунтах и горных породах проведены экспериментальные исследования состояния под- земной воды в массиве грунтов и горных пород и ее массопереноса при высоких темпе- ратурах и давлениях. Получены величины всасывающих давлений при массопереносе в различных грунтах в ненасыщенном и насыщенном состояниях. Установлено, что высо- кая температура, просачивающаяся в массив грунта от источника тепла, изменяет состо- яние водного раствора, находящегося в грунте, и содействует массопереносу в конвек- тивном и диффузионном виде как жидкого водного раствора, так и влаги в парообразном виде. При высоких температурах установлены зависимости массопереноса влаги для раз- личных грунтов и горных пород от всасывающих давлений. Полученные эксперимен- тальные данные о движении теплового потока в сухом и водонасыщенном грунте могут рассматриваться в качестве исходных характеристик эталонных грунтов и пород для рас- четов массопереноса подземных вод с учетом теплопроводности и конвекции исследуе- мых материалов, математического моделирования температурного поля в массиве грун- тов от очагового источника тепла. При наличии данных геотермических замеров, зная температуру, расход и ско- рость фильтрации воды в водоносном горизонте, можно составить уравнения теплового баланса в любом водоносном пласте и определить перепад температуры для любой точки водонасыщенного массива. Предложены способ и устройство для извлечения тепла из очагового источника тепловыделения [3], заключающиеся в установлении теплового поля и закономерностей генерации тепла от очагового источника тепловыделения; в проведении на безопасном расстоянии под очагом тепла горных выработок, закрепленных специальной крепью с отверстиями, через которые задавливаются приборы-теплоуловители в направлении очага тепловыделения, соединенные с напорным трубопроводом, по которому подается вода, нагревающаяся в теплоуловителе и направляемая к потребителю (рисунок). Поскольку материал, из которого изготавливаются приборы-теплоуловители, должен быть жаропрочным, предложен состав для его изготовления. Приборы-теплоуло- вители подсоединяются к напорному трубопроводу по параллельной или последователь- ной схемам в зависимости от температуры массива на глубине задавливания и от требо- ваний потребителя. Данная схема извлечения тепла предназначена для горящих терри- конов действующих шахт. При новом шахтном строительстве может быть предусмот- рена предварительная укладка приборов-теплоуловителей под будущий очаг тепловыде- ления, что избавит от расходов на горные работы и процесс задавливания приборов-теп- лоуловителей.
  • 17. ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №4, 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 Технология извлечения тепловой энергии из самовозгорающегося массива: 1 – самовозгорающийся массив; 2 – очаг тепловыделения; 3 – горные выработки; 4 – колонны теплоуловителей; 5 – машинный зал; 6 – грунты и горные породы в подошве массива; 7 – трубопроводы горячей и холодной воды Значительное количество отходов угледобычи, вред, наносимый ими окружаю- щей среде, ущерб экономике угледобывающих регионов от неполного использования энергетических ресурсов угледобычи – все это тревожит научную общественность. Име- ется много разработанных и апробированных способов и технических средств извлече- ния энергии из твердых складированных, жидких и газообразных отходов угледобычи, которые, к сожалению, не имеют широкого распространения и внедрения в практику угольного производства. В настоящее время, когда энергетические кризисы затрагивают практически все государства, а более полное использование природных богатств стано- вится весьма важным показателем цивилизованного развития общества, необходима раз- работка комплексных региональных и общегосударственных программ максимального извлечения энергии из отходов угольного производства. РАНИМИ принимает непосред- ственное участие в разработке таких программ. Они актуальны не только для Донецкой Народной Республики, но и для всех угледобывающих стран. Литература 1. Марова С.Ф. Ресурсосбережение и утилизация отходов: учебное пособие / С.Ф. Марова. - Донецк: ДонГУУ, 2008. – 91 с. 2. Антипов І. В. Державна програма утилізації шахтного метану в Донецькій об- ласті // Інновації в державному управлінні та місцевому самоврядуванні: зб. наук. праць / ДонДУУ. – Донецьк, 2007. – Т. VIII. – С. 5 - 10. 3. Антипов И.В. Генерация тепла в массиве грунта или горных пород от очагового источника тепла / И.В. Антипов, Н.В. Лебедев // Физико-технические проблемы горного производства. - Вып. 7. - Донецк: ИФГП НАН Украины, 2004. - С. 91 - 99.
  • 18. ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №4, 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 ГЕОМЕХАНИКА
  • 19. ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №4, 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 622.831.2:622.273.13 Лобков Николай Иванович, доктор технических наук, доцент, ведущий научный сотрудник, Республиканский академический научно-исследовательский и проектно-конструкторский институт горной геологии, геомеханики, геофизики и маркшейдерского дела (РАНИМИ), Украина, 83004, г. Донецк, ул. Челюскинцев, 291 e-mail: iantypov@ukr.net ОСОБЕННОСТИ СДВИЖЕНИЯ ВМЕЩАЮЩЕГО МАССИВА В ПРОЦЕССЕ РАЗРАБОТКИ УГОЛЬНОГО ПЛАСТА Lobkov Nikolay I. Dr. of technical sciences, chief researcher, Republican academic research and design Institute of mining geology, geo-mechanics, geophysics and mine surveying (RANIMI), Ukraine, 83004, Donetzk, 291, Cheluskinzev st. e-mail: iantypov@ukr.net THE FEATURES OF ENCLOSING ROCK MASS DISPLACEMENT IN THE PROCESS OF COAL LAYER DEVELOPMENT Аннотация: Приведены результаты исследований на моде- лях из эквивалентных материалов сдвижения породного массива над выработанным про- странством в зоне влияния очистных работ. Установлено влияние углов наклона линий из- гиба и обрушения слоев на формирование обла- сти сдвижения пород. Предложен расчетный метод определения шага первичного обрушения пород над выработанным пространством. Ключевые слова: породный массив, сдвижение пород, выработанное пространство Abstract: Results of researches on equivalent materials mod- els of rock mass displacement over mined-out space in the zone of removal works influence are cited. The influence of bending lines slope angles and layers collapse on formation rock mass dis- placement area is determined also. The calcula- tion method of determination primary step rocks collapse over mined-out area is offered. Key words: rock mass, rocks displacement, mined- out space В процессе выемки угля постоянно с момента отхода лавы от разрезной печи рас- тет площадь (длина) очистной выработки (рис. 1). Одновременно увеличивается пло- щадь обнажения кровли. Моделирование поведения пород кровли при выемке пласта d4 шахты «Красноармейская-Западная №1» на модели из эквивалентных материалов [1] по- казало следующее. Слой №1 (рис. 1, а) при отходе лавы от разрезной печи не более чем на 10 м (lрп ≤ 10 м) зависает над выработанным пространством без заметных смещений. Дальнейшее подвигание лавы (рис. 1, б) ведет к упругому деформированию слоя №1. Слой №2 при этом зависает без заметных смещений. Линии АБ и ВГ, соединяющие точки изгиба слоя №1, наклонены к горизонтальной линии под углом φ = 45о . При до- стижении предельного пролета слоя №1 (lпр) отмечается максимальная величина его из- гиба. Слой №2 обнажился по линии БВ и завис над слоем №1. Малейшее дальнейшее подвигание забоя привело к обрушению слоя №1 вместе со слоем №2 (рис. 1, в). Слой №3 завис над слоями №2 и №1. Углы наклона линии обрушения к горизонтали составили ψ = 78о . Слои №4, №5, №6 практически не сдвигались. Таким образом, область сдвижения пород в кровле пласта формируется последо- вательным послойным изгибом породных слоев в пределах упругости с последующим последовательным послойным обрушением. Особенностью обрушения слоев является формирование групп слоев, в которых нижний слой, имеющий больший предельный пролет, является несущим, а верхний или несколько верхних с меньшими предельными пролетами изгибаются и обрушаются вместе с несущим слоем. Такие слои с меньшими предельными пролетами являются пригрузкой к несущему слою и способствуют умень- шению шага посадки.
  • 20. ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №4, 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 Рис. 1 – Развитие длины выработанного пространства при подвигании лавы: а – до 10 м от разрезной печи; б – на величину предельного пролета слоя № 1; в – на величину первичной посадки слоя № 1; 1…7 – номера породных слоев Для прогнозирования числа породных слоев, вовлекаемых в процесс сдвижения над выработанным пространством при выемке угля, кроме углов наклона линий изгиба (φ) и обрушения (ψ) слоев над выработанным пространством, необходимо знать их пре- дельные пролеты. Поскольку предельный пролет слоя – это пролет перед обрушением, рассмотрим его обрушение как средней части тонкой плиты, жестко защемленной с двух, трех и четырех сторон [2]. Среднюю часть плиты можно представить в виде единичной балки-полоски, жестко защемленной с двух сторон. Распределение горизонтальных напряжений в месте заделки балки приведено на рис. 2. Породный слой №1, изгибаясь, формирует опорное давление на краевую часть пласта Р max оп . В результате физического моделирования установлено, что обрушение породного слоя во время первичной по- садки происходит вследствие возникновения трещины на верхней его кромке и распро- странения ее по всей мощности до нижней кромки. На верхней кромке слоя действуют вертикальные сжимающие напряжения, вер сж1 , вызванные опорным давлением Р max оп , а также горизонтальные растягивающие гор р . а б в
  • 21. ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №4, 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. 2 – Схема распределения напряжений в заделке слоя при его изгибе На нижней кромке слоя действуют горизонтальные сжимающие напряжения гор сж от изгиба слоя и вер сж2 , возникшие в результате действия опорного давления и изгиба слоя. Очевидно, что под действием горизонтальных растягивающих напряжений гор р и при отходе лавы на величину lпр в точке 1 начнет зарождаться трещина. При пересечении трещиной слоя по всей мощности (достижении точки 2) произойдет обрушение слоя (рис. 3). Рис. 3 – Распространение трещины в слое кровли перед обрушением Трещины под действием растягивающих напряжений возникают и на нижней кромке изгибающегося слоя в центральной его части. Но их распространение по всей мощности слоя (до верхней кромки) сдерживается действием горизонтальных сжимаю- щих напряжений. Развитию секущей трещины, из-за которой и происходит обрушение слоя, способствует деформирование угольного пласта в зоне восходящего опорного дав- ления. Смятие пласта ведет к расхождению берегов зародившейся трещины, чего не наблюдается у трещин на нижней кромке в середине слоя. По А. Гриффитсу, разрушение хрупких материалов начинается тогда, когда рас- тягивающие напряжения на контуре концентраторов напряжений типа трещин, включе- ний менее прочного материала и других микроскопических дефектов достигают проч- ности молекулярных связей [3, 4]. Под действием максимальных горизонтальных растя- гивающих напряжений от верхней кромки слоя начинает развиваться трещина (рис. 4). вер сж1 гор р вер сж вер сж2 Р max оп
  • 22. ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №4, 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 Рис. 4 – Модель образования и развития трещины в породном слое: І, ІІ, ІІІ – нарушения в породе различных характеров и форм; а – длина трещины С достижением трещиной длины а максимум растягивающих напряжений смеща- ется вниз на такое же расстояние. При этом увеличивается максимальная величина гори- зонтальных напряжений. Увеличение действующих горизонтальных напряжений ведет к увеличению скорости развития трещины и ее распространению к нижней кромке слоя. Увеличение растягивающих горизонтальных напряжений с увеличением длины тре- щины а обеспечивает ее практически мгновенное распространение от верхней кромки слоя к нижней. Обрушение породного слоя происходит при пересечении его трещиной по всей мощности. Величина горизонтальных напряжений в породном слое может быть определена, как в изогнутой балке при ее жестком защемлении с двух сторон [5] на опорах. 2 2 пр ρ 2 σ h ql  , МПа, (1) где q – распределенная нагрузка на породный слой, МН/м2 ; lпр– предельный пролет слоя перед обрушением, м; h – мощность несущего породного слоя, м. Величина распределенной нагрузки, образованной весом группы слоев, 2 1 MH/м,   n i iihq , (2) где Σq – суммарная нагрузка группы слоев, МН/м2 ; n – количество слоев в группе. Условие для образования трещины, по А. Гриффитсу, записывается так: ЕГ lт2 σ  , Мпа, (3) где σ – действующее напряжение, МПа; lт – критическая длина трещины, м; Е – модуль упругости, МПа; Г – поверхностная энергия тела, Дж/м2 . Учитывая нарушенность вмещающего массива разрушение породного слоя при изгибе начнется с роста существующей трещины, критическая длина которой опреде- лится из выражения 2 р c кр 2   ЕG  , м, (4) где Gc – эффективная поверхностная энергия (ЭПЭ), Дж/м2 ; σр – предел прочности породы на растяжение, МПа.
  • 23. ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №4, 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 Из выражений (1) и (4) определим , 22 кр c с с2 пр     EGh м2 . (5) ЭПЭ суммарно учитывает все процессы, поглощающие энергию перед фронтом трещины. Поэтому ЭПЭ является наиболее полной характеристикой сопротивляемости горных пород разрушению. Для определения ЭПЭ в условиях ступенчатого подвигания очистного забоя (на ширину исполнительного органа выемочной машины) и увеличения напряжений целесообразно использовать метод центробежного разрыва дисков с отвер- стием по схеме [6]. Выводы 1. При деформировании породного слоя до первичной посадки угол изгиба φ со- ставляет 45о . 2. Деформируемая кровля над выработанным пространством делится на группы слоев, которые состоят из несущего слоя и слоев, изгибающихся и обрушающихся вме- сте с несущим, т.е. слоев пригрузки. 3. Обрушение группы слоев происходит в результате возникновения трещины на верхней кромке несущего слоя в месте заделки над пластом и пересечения трещиной слоя по всей мощности. Литература 1. Кузнецов Г.Н. Моделирование проявлений горного давления / Г.Н. Кузнецов. – М.: Недра, 1964. – 420 с. 2. Бубнов И.Г. Труды по теории пластин / И.Г. Бубнов. – М.: Государственное изд-во технико-теоретической литературы, 1953. – 423 с. 3. Griffits A. The theory of rupture // Proceeding of 1-st International long. App l. Mech. - Delft, 1924. - Р. 55 – 63. 4. Партон В.З. Механика разрушения: От теории к практике / В.З. Партон.- Наука: Гл. ред. физ.-мат. лит., 1990.– 240 с. 5. Сопротивление материалов с основами теории упругости и пластичности: учебник под. ред. Г.С. Варданяна. – М.: Изд-во АСВ, 1995. – 568 с. 6. Пат. 39916 Україна, МПК (2009) G 01 N 3/00. Спосіб визначення тріщиностій- кості гірських порід / Л. Л. Бачурін, В. М. Ревва, Є. І. Кольчик; Заявник і патентовласник Інститут фізики гірничих процесів НАН України. – № a 2007 01888 ; заявл. 23.02.07 ; опубл. 25.03.2009, Бюл. № 6.
  • 24. ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №4, 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 УДК 528.4:004.94 Усупаев Шейшеналы Эшманбетович доктор геолого-минералогических наук, профессор, ведущий научный сотрудник, Центрально-Азиатский институт прикладных исследований Земли, Кыргызская Республика, 720027, г. Бишкек, ул. Тимура Фрунзе, 73/2 e-mail: sh.usupaev@caiag.kg Атыкенова Элита Эрмековна кандидат геолого-минералогических наук, и.о. доцента, Институт горного дела и горных технологий им. академика У. Асаналиева, г. Бишкек, Кыргызская Республика e-mail: elita_kg@mail.ru Оролбаева Лидия Эргешовна кандидат геолого-минералогических наук, доцент, Институт горного дела и горных технологий им. академика У. Асаналиева e-mail: orolbaeval@mail.ru Клименко Денис Павлович магистр наук, Институт горного дела и горных технологий им. академика У. Асаналиева e-mail: denon2004@yandex.ru КОМПЬЮТЕРНАЯ ИНЖЕНЕРНО- ГЕОНОМИЧЕСКАЯ ТИПИЗАЦИЯ ГЕОРИСКОВ ПРИРОДНОГО И ТЕХНОГЕННОГО ХАРАКТЕРА В БАССЕЙНЕ РЕКИ ЧУ КЫРГЫЗСТАНА Usupaev Sheyshenaly E. Dr of geological and mineralogical sciences, professor, leading researcher, Тhe Central Asian Institute of earth applied geo-sciences. Republic of Kyrgyzstan, 720027, Bishkek, 73/2, Timur Frunze, st. е-mail: sh.usupaev@caiag.kg Atikenova Elite E. candidate of geological and mineralogical sciences, acting associate professor, the Institute of mining and mining technologies in honor of academician W. Asanaliev, Bishkek, Kirghiz Republic. е-mail: elita_kg@mail.ru Orolbaeva Lidiya E. candidate of geological and mineralogical sciences, professor, the Institute of mining and mining technologies in honor of academician W. Asanaliev e-mail: orolbaeval@mail.ru Klimenko Denis P. Master of Sciences, the Institute of mining and mining technologies in honor of Academician W. Asanaliev e-mail: enon2004@yandex.ru COMPUTER ENGINEERING AND GENOMICAL TYPING OF GEORISKS OF NATURAL AND MANMADE NATURE IN THE KIRGHIZSTAN CHU RIVER BASIN Аннотация: В статье приводится составленная инже- нерно-геономическая карта оценки, типизации и прогноза георисков природного и техноген- ного характера на примере бассейна реки Чу Кыргызстана. Ключевые слова: типизация, геориски, инже- нерная геономия, шкала Abstract: The compiled engineering and geonomical chart of estimation, typing, and forecast of geo-risks of natural and man-made nature is cited in the article as an example of the Kirghizstan Chu river basin. Key words: typing, geo-risks engineering geon- omy, scale. По инженерно-геологическим особенностям в бассейне реки Чу Кыргызстана рай- оны расположения отходов горного производства представлены рыхлыми связными и несвязными классами грунтов, которые сложены четвертичными отложениями, облада- ющими достаточно высокими свойствами водопроницаемости. Гидрогеологические условия районов размещения хвостохранилищ и горных отвалов имеют достаточно вы- сокую степень обводненности и значительные модули подземного стока [1 – 3]. В гидрогеологическом плане источники георисков закономерно размещены в пределах трех структурно-гидрогеологических этажей (СГЭ) Кыргызского Тянь-Шаня. Верхний СГЭ является наиболее уязвимым в связи с высокими значениями
  • 25. ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №4, 2015 г. 25С 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 геофильтрационных свойств грунтов и, соответственно, слабой его защищенностью. По условиям залегания и характеру вмещающих горных пород подземные воды исследуемой территории представлены а) поровыми, б) пластовыми, в) трещинными водами зон тектонических нарушений. В результате землетрясения 15.04.1964 интенсивностью 5 баллов разрушена была в восточной части Чуйской межгорной впадины дамба Актюзского радиоактивного хво- стохранилища № 2. Из Кыргызстана в Казахстан по реке Кичи-Кемин были вынесены прорывными по- токами по руслу и арычной ирригационной сети около 680 тыс. м3 содержащего торий песка и ила [1]. В 1959 г. произошла разгерметизация дамбы радиоактивного хвостохранилища в западной части Чуйской долины в районе г. Кара-Балта в результате водной эрозии. Ра- диоактивные вещества попали в ирригационные сети и на орошаемые поля [1]. Горные отходы в юго-восточной части Чуйской впадины в районе п. Орловка не рекультивированы и находятся в Буурдинском хвостохранилище. Они содержат редко- земельные элементы, цирконий, торий, свинец, цинк и кадмий, которые представляют угрозу для населения и для территории в связи с миграцией загрязнителей по реке Бер- кут в реку Чу. Далее отходы трансгранично выносятся в Казахстан [1]. Коэффициенты устойчивости дамб вышеуказанных хвостохранилищ, вследствие давности их возведения и отсутствия надлежащей эксплуатации, ослабили свою проч- ность и при землетрясениях интенсивностью 7 баллов снижаются от К=1,2 до К=0,93 [3]. В разработанной инженерно-геономической (ИГН) шкале оценки и типизации ге- орисков генетически связаны между собой 3 категории уязвимости (КУ), 6 степеней риска (СР) и 12 уровней опасности (УО). КУ на 12-мерной ИГН шкале расположены по уменьшению воздействия георисков в такой последовательности: Бедствия – Кризисы – Дискомфорт [3]. До 60 % информативности КУ приходится на местоположение (мас- штабы), оставшиеся 40 % указывают на интенсивность (силу, энергию) и время ожидае- мого проявления георисков. В ИГН шкале все 3 КУ подразделены, соответственно, на 2 части по СР. Последние на 60 % по информативности показывают интенсивность (силу, энергию), а оставшиеся 40 % указывают на масштаб проявления георисков [3]. УО соот- ветствует третьей по иерархии генетической составной части ИГН 12-мерной шкалы, и 60 % ее информативности показывает ожидаемое время активизации, а 40 % соответ- ствует местоположению и интенсивности ожидаемого по прогнозу проявления георис- ков [3]. Составленная ИГН карта для оперативного реагирования и принятия практических действий и мер для снижения воздействий от георисков имеет цвета и интенсивности их окраски (КУ, СР и УО) по принципу светофора в направлении уменьшения (красный – желтый - зеленый) на одноименной карте. Инженерно-геономическая карта георисков составлена в результате интеграции различных тематических карт: а) гидрогеохимических аномалий; б) районов концентрации дозовых нагрузок естественного гамма-излучения; в) участков размещения отходов горного производства; г) меридиональных сейсмически активных зон сквозных нарушений (рисунок). На ИГН карте оценки, типизации и прогноза георисков выделены серым цветом меридиональные зоны повышенной сейсмичности с шириной с запада на восток в км: II – 100 км, III – 50 км, IV – 77 км, V – 41 км (см. рисунок). Геориски показаны различными цветами и их интенсивностями для районов с суммарным загрязнением опасными веще- ствами, представленными превышающей в количестве по возрастанию предельно до- пустимой концентрацией (ПДК) : 1 >1 – 2 раза, 2 > 2 – 3 раза, 3 >3 – 5 раз, 4 >5 – 8 раз, 5 >8 – 13 раз, 6 >11 – 15 раз, 7 >15 – 20 раз, 8 >20 – 30 раз, 9 >30 – 50 раз, 10 >50 – 80 раз, 11 >80 – 110 раз, 12 >110 – 150 раз, 13 >150 – 300 раз, 14 >300 раз (см. рисунок).
  • 26. ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №4, 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 Компьютерная инженерно-геономическая типизация георисков природного и техногенного характера в бассейне реки Чу Кыргызстана На ИГН карте штрихами показаны области с прогнозируемыми георисками от гид- рогеохимических аномалий в уменьшающемся порядке: 16 –Иссык-Кульская, 17 – Чуй- ская, 22 – региональные глубинные разломы, 23а – границы водоразделов бассейнов стока рек, 23б – границы административных областей, 24 – меридиональные скрытые рудо-концентрирующие сейсмоактивные системы нарушений. На ИГН карте (см. рисунок) выделены фиолетовым цветом разной интенсивности районы, опасные по дозовым нагрузкам естественного гамма-излучения для здоровья населения. Темно-фиолетовый цвет показывает районы 1а, где дозовые нагрузки есте- ственного гамма-излучения являются неудовлетворительными и составляют 4 – 5 и бо- лее м3 /год, а светло-фиолетовым цветом выделены районы 1б, которые относятся к условно удовлетворительным и характеризуются 2 – 3 м3 /год. Гидрогеохимические аномалии, выделенные на рисунке по принципу светофора и по уменьшению георисков, находятся в следующем порядке: 2а – катастрофическая, 2б – бедственная, 3а – кризисная, 3б – предкризисная, 4 – дискомфортная, 5 – размещение хвостохранилищ и горных отвалов, 6 – водоразделы бассейнов стока рек, 7 – региональ- ные разломы, 8 – мередиональные скрытые сейсмоактивные зоны дислокации, 9 – гра- ницы административных областей, 10а – границы долинной части межгорных впадин, 10б – населенные пункты. К наиболее опасным в бассейне реки Чу по гидрохимическим аномалиям при наличии 1 – 2 элементов и при содержании ≥10 ПДК по микрокомпонентному составу относится Центральная часть Чуйской впадины и ее южное горное обрамление. Меридиональная система нарушений, находящаяся в центре на рисунке, имеет ширину 50 км и характеризуется выходами сиенитов, узлами пересечения разломов и повышенной сейсмичностью. В области влияния данной зоны расположены хвостохранилища Кара-Балта. Меридиональная зона, выделенная серым цветом справа, имеет ширину 77 км. В данной зоне дислокаций находятся узлы пересечения разломов, повышена сейсмичность, приурочены эпицентры более глубокофокусных землетрясений. В сферу влияния данной зоны нарушений попадают радиоактивные хвостохранилища Ак-Тюза, Боорду и Кашка.
  • 27. ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №4, 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 Меридиональные зоны нарушений коррелируются с составленными в Институте сейсмологии НАН КР на картах долго- и среднесрочного прогноза вероятной сейсмической опасности районами ожидаемых землетрясений (РОЗ) для территории Кыргызстана, что повышает вероятность георисков. На ИГН карте выделены фиолетовым цветом разной интенсивности районы, опасные по дозовым нагрузкам естественного гамма-излучения для здоровья населения. Темно-фиолетовый цвет показывает районы 1а, где дозовые нагрузки естественного гамма-излучения являются неудовлетворительными и составляют 4 – 5 и более м3 /год, а светло-фиолетовым цветом выделены районы 1б, которые относятся к условно удовлетворительным и характеризуются 2 – 3 м3 /год. Исследования показали, что более подверженными георискам являются 12 – бассейн реки Чу и 14 – бессточный бассейн озера Иссык-Куль. В результате ИГН картирования отходы горного производства по мере уменьшения георисков расположились в следующей последовательности: 1) Ак-Тюз, 2) Орловка и Кашка, 3) Кара-Балта. Выводы На основе компьютерного с применением ГИС инженерно-геономического карти- рования были получены следующие результаты: 1. Выявлены ИГН особенности воздействия гидрогеологических, гидрогеохимиче- ских, инженерно-геологических и сейсмологических условий на формирование георис- ков. 2. Картографически оценены категории уязвимости, степени риска и уровни опас- ности от георисков природного и техногенного характера по бассейну стока реки Чу на территории Кыргызстана. 3. Установлено на основе впервые составленных ИГН карт, что отходы горного производства, как правило, размещены в сейсмически активных меридиональных зонах нарушений и прогностических РОЗ, снижающих коэффициенты устойчивости дамб хво- стохранилищ. Литература 1. Государственный кадастр отходов горной промышленности Кыргызской Респуб- лики (хвостохранилища и горные отвалы) / Ш.Э. Усупаев и др. - Бишкек, 2006. - 290 с. 2. Усупаев Ш.Э. Инженерно-геономическое моделирование распределения ядер- ных и радиационных объектов на планете Земля и ее субчастях в связи с оценкой рисков экологических аварий (аспекты катастрофоведения) / Ш.Э. Усупаев, Э.Э. Атыкенова // Ядерная и радиационная физика: труды 8-й междунар. конф., посвященной 20-летию независимости Республики Казахстан. - Алматы, 2011. - С. 195 - 196. 3. Усупаев Ш.Э. ИГН карты оценки георисков от радиоактивно и токсично опасных природно-техногенных источников на население Кыргызстана и трансграничные страны Центральной Азии / Ш.Э. Усупаев, Э.Э. Атыкенова, Э.Д. Мамбеталиев // Актуальные вопросы мирного использования атомной энергии: междунар. конф. молодых ученых и специалистов, посвященная 20-летию образования НЯЦ РК и 55-летию образования ИЯФ НЯЦ РК 6 - 8 июня 2012. – Алматы, 2012. - С. 214 – 215.
  • 28. ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №4, 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 УДК 622.273.2:551.345 Феклистов Юрий Георгиевич кандидат технических наук, доцент, заведующий лабораторией геодинамики и горного давления, Институт горного дела УрО РАН, 620075, г. Екатеринбург, ул. Мамина-Сибиряка, 58 e-mail: feklistov@igduran.ru Голотвин Алексей Дмитриевич кандидат технических наук, соисполнитель лаборатории геодинамики и горного давления, Институт горного дела УрО РАН, e-mail: algol3003@mail.ru Широков Максим Анатольевич инженер ПТО, ЗАО Чукотская горно-геологическая компания, рудник «Купол», e-mail: max-589@yandex.ru ОЦЕНКА СОСТОЯНИЯ ВЫРАБОТОК В КРИОЗОНЕ НА ПРИМЕРЕ РУДНИКА «КУПОЛ» Feklistov Yury G. candidate of technical sciences, assistant professor, the head of the laboratory of geo-dynamics and mine pressure, The Institute of mining UB RAS, 620075, Yekaterinburg, 58, Mamin-Sibiryak st. e-mail: feklistov@igduran.ru Golotvin Alexey D. candidate of technical sciences, The Institute of mining UB RAS e-mail: algol3003@mail.ru Shirokov Maxim A. engineer of the ITA CJSC the Chukotsk mining and geological company, “the Kupol” mine e-mail: max-589@yandex.ru ESTIMATION THE WORKINGS’ STATE IN KRYOZONE, THE “KUPOL” MINE BEING AS AN EXAMPLE Аннотация: В статье рассмотрены горно-геологические и горнотехнические условия разработки место- рождения «Купол» в зоне многолетнемерзлых пород. Выполнена общая оценка состояния выработок на руднике. На основе анали- тических решений определены размеры и конфигурации зон предельного состояния пород вокруг выработок с учетом анизотропии проч- ности массива. Предложены рекомендации по контролю состояния и поддержанию выра- боток на руднике «Купол» и в сходных условиях других рудников. Ключевые слова: многолетнемерзлые породы, область предельного состояния, крепь выра- боток, близповерхностные месторождения, прочность пород Abstract: Mining-geological and mining conditions of the “Kupol”: deposit development in the zone of per- mafrost rocks are considered in the article. Overall estimation of the workings’ state in the mine is per- formed. In terms of analytical solutions dimensions and configuration of the zones of limiting state of rocks are determined. Recommendations on both monitoring the state and workings supporting in the “Kupol” mine and in similar conditions of other mines are proposed. Key words: permafrost rocks, the area of limiting state, workings support, near-surface deposits, the rocks strength Месторождение «Купол» находится на Дальнем Востоке России на территории Анадырского района Чукотского автономного округа. Ближайший населенный пункт г. Билибино расположен на 300 км северо-западнее [1]. Месторождение «Купол» явля- ется типичным близповерхностным золото-серебряным месторождением. Его рудные тела находятся в толще многолетнемерзлых пород. Вечная мерзлота достигает глубин 400 – 600 м, оттаивание пород отмечается при глубине 250 м. Средняя температура в шахте –4о С. Водопритоки подземных вод незначительны. Основная система жил простирается с севера на юг и круто падает к востоку под углом 75 – 90о . Рудные тела на месторождении представлены жилами, системами про- жилков и вмещающими их оруденелыми породами. Мощность рудных тел варьирует от 0,2 до 20 м, простирание от 50 до 2000 м, распространение оруденения на глубину по
  • 29. ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №4, 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 падению более 430 м. Комплекс рудовмещающих пород коренной основы характеризу- ется довольно большой трещиноватостью. Модуль трещиноватости достигает 6 –10 тре- щин на 1 м, расстояния между трещинами составляют 0,1 – 0,65 м. Согласно ранее выполненной оценке отношение горизонтальных напряжений к вертикальным составляет 1,8 – 2,2; градиент вертикальных напряжений 0,027 МПа/м. Такое поле естественных напряжений достаточно характерно для близповерхностных рудных месторождений. По лабораторным испытаниям прочность пород на одноосное сжатие σ0 в среднем по месторождению составляет в сухом состоянии 110 МПа, в водонасыщенном 65 МПа; прочность на растяжение 5 МПа; угол внутреннего трения ρ = 30о . В настоящее время на подземном руднике «Купол» ежегодно поддерживается 45 – 50 км и нарезается 14 – 16 км горных выработок. По причинам плохого состояния выработок (10 – 20 %) возникают аварийные ситуации, приводящие к снижению пока- зателей добычи и повышению травматизма. На месторождении применяются камерные системы отработки с отбойкой руды из подэтажных штреков и закладкой выработанного пространства. В данное время на руднике применяется система разработки, приведенная на рис. 1. На руднике при достигнутых глубинах порядка 250 – 300 м отмечается суще- ственное ухудшение состояния выработок с ожиданием тенденции развития негативных процессов при дальнейшем понижении горных работ. Вопросы совершенствования под- держания выработок приобретают высокую актуальность для обеспечения производи- тельной работы всего рудника. В горном массиве выделено два типа переходных зон. Переходная область I обра- зуется в летний период из-за вентиляции выработок теплым воздухом. Граница этой об- ласти от устья стволов распространяется до 300 м и ограничивается изотермой –1°С. Природно-переходная область II существует постоянно и не зависит от сезонных изме- нений температур. Данная область располагается в интервалах глубин 250 – 350 м, гра- ницы области определяются изотермами горных пород от –1°С до +0,5°С. В переходных областях существует «вялая» мерзлота, в которой снижается цементирующий фактор мерзлоты, уменьшается прочность пород и ухудшается устойчивость выработок. Рис. 1 – Система разработки панельной выемки руды с отбойкой рудного массива из подэтажных штреков и одновременной закладкой выработанного пространства Искусственный целик
  • 30. ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №4, 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 Прочность пород в массиве σм определена на основе лабораторных испытаний временной прочности пород на одноосное сжатие σ0 и коэффициента структурного ослабления kстрσм = kстрσ0. Коэффициент структурного ослабления kстр определен на ос- нове анализа известных исследований (ВНИМИ, ИГД УрО РАН, а также СНиП и др.). Для месторождения «Купол» коэффициент в зависимости от средних размеров отдель- ностей с учетом прочности лабораторных образцов пород принят 0,25. Средняя расчетная временная прочность пород на одноосное сжатие в массиве σм0 для месторождения «Купол» в мерзлом состоянии σм0- –27 МПа, в талом состоянии σм0+ –16 МПа. Длительная расчетная прочность пород на одноосное сжатие в массиве σм∞ в мерзлом состоянии σм∞- –14 МПа, в талом состоянии σм∞+ – 8 МПа. Анизотропия прочностных свойств массива месторождения «Купол» рассмот- рена исходя из пространственной характеристики поверхностей нарушенностей (нару- шения, расслоения, трещины), приведенных на рис. 2. В соответствии с теорией прочности анизотропных сред, сформулированной Г. Н. Кузнецовым [2], определены диаграммы прочности для условий месторождения «Ку- пол». При этом сцепление по контактам с/ принято близким к минимальному и равному 0,01с0 (с0 – сцепление пород по испытаниям лабораторных образцов). Рис. 2 – Диаграмма основных систем нарушенностей на месторождении «Купол» (нарушения, расслоения, трещины; угол падения/азимут падения): 1 – главная жила (85°/100°); 2 – расслоения (S1 85°/255°); 3, 4 – трещины (J1 86°/214°, J2 57°/214°); 5, 6 – сбросы, сдвиги (F1 88°/206°, F2 88°/118°) На рис. 3 приведены круговые диаграммы прочностных параметров массива в вертикальной плоскости, перпендикулярной поверхностям ослабления: одинарных с уг- лом падения, близким к β1=85º (поверхности 1, 2, 6 на рис. 2) и двойных согласно зале- гающих с углами β1=85º и β2=57º (поверхности 3, 5, 4 на рис. 2). Прочность пород мас- сива, обусловленная свойствами контактов и зависимая от пространственной ориента- ции рассматриваемой точки (угол φ), представлена в виде тангенциальной прочности σмθ на контуре условной круглой выработки в зависимости от направления (угол φ). Танген- циальная прочность приведена в долях от прочности массива на одноосное сжатие σм на диаграммах как σмθ/σм (σм – в данном случае прочность массива на одноосное сжатие с учетом геокриологического и временного факторов). Там же приведен условный синус угла внутреннего трения sinρ/ усл пород в массиве, обусловленный контактами.
  • 31. ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №4, 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 а б Рис. 3 – Круговые диаграммы прочностных параметров массива в вертикальной плоскости, перпендикулярной поверхностям ослабления: а – одинарных с углом падения, близким к β1=85º (поверхности 1, 2, 6 на рис. 2); б – двойных согласно залегающих с углами β1=85º и β2=57º (поверхности 3, 5, 4 на рис. 2); сплошные линии – относительная прочность на сжатие в окружном направлении σмθ/σм; пунктирные линии – условный синус угла внутреннего трения sinρ/ усл; прочностные свойства контактов: с/ = 0,01с0 = 0,0029σ0 = 0,012σм, угол трения по контактам / =  = 30º При расположении продольной оси выработки под углом δ к направлению про- стирания систем нарушенностей прочность массива на одноосное сжатие σмθδ и услов- ный синус угла внутреннего трения sinρ/ услδ в зависимости угла δ определялись следую- щим образом: σмθδ = σмθ cos2 δ + σм sin2 δ; (1) sinρ/ услδ = sinρ/ усл cos2 δ + sinρ sin2 δ. (2) На рис. 4. приведены диаграммы прочностных параметров для вертикальных се- чений, расположенных под углом 45º к простиранию систем нарушенностей. Рис. 4 – Диаграммы прочностных параметров для сечений, расположенных под углом 450 к простиранию плоскостей ослабления: а – одинарных с углом падения, близким к β1=85º; б – двойных согласно залегающих с углами β1=85º и β2=57º а б
  • 32. ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №4, 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 На диаграммах видно, что у каждой плоскости ослабления имеется четыре сек- тора со значительно сниженной прочностью. При этом области с прочностью в два и более раз меньшей могут достигать половины площади рассматриваемого сечения. Это является весьма важным обстоятельством для определения состояния пород в выработ- ках, принятия соответствующих эффективных технических решений по их поддержа- нию. Согласно общему решению К.В. Руппенейта [3], выполнены расчеты размеров зон предельного состояния в мерзлых и талых породах. При этом, в отличие от [3], учтена анизотропия прочности массива в зависимости от рассматриваемого направле- ния, обусловленная системами нарушенностей (круговые диаграммы прочности на рис. 3 и 4). На рис. 5. приведен пример оценки возможных размеров зон предельного состоя- ния пород вокруг нарезных выработок на глубине 300 м, расположенных в створе с за- боем. а б Рис. 5 – Пример оценки размеров зон предельного состояния пород вокруг нарезных выработок (Sштр=19,6 м2 ) в створе с забоем, рекомендуемым расположением анкерной крепи и скважин для упрочнения пород кровли – почвы очистного забоя путем нагнетания связующих растворов при nанк = 1,0 анк/м2 , Н=300 м: а – мерзлые породы; б – талые породы Согласно выполненным расчетам зоны предельного состояния в зоне таяния для нарезных выработок на 1,7 – 1, 9 м больше, чем для зоны вечной мерзлоты.
  • 33. ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №4, 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 Выводы и рекомендации С позиций геомеханики при планировании ведения горных работ в криозоне важно оценить, в каких именно породах - мерзлых или талых - будет находиться выра- ботка на глубинах природно-переходной области: – в этой связи необходимо на стадии проходки систематически контролировать поведение массива пород и своевременно корректировать паспорт крепления выработки (частота установки анкеров, ячейка сетки и пр.) в зависимости от фиксируемых проявле- ний горного давления. – постоянно измерять температуру пород в разведочных скважинах и шпурах для анкеров. При температуре массива выше –1о С наиболее тщательно контролировать по- ведение пород. В технологическом отношении в неустойчивых породах следует применять тор- кретирование бортов и кровли выработки с затяжкой металлической сеткой и установкой анкеров: – параметры анкеров в кровле необходимо принимать исходя из веса пород, огра- ниченных областью предельного состояния выше контура кровли выработки, в соответ- ствии с методикой, изложенной в [4]. – для укрепления почвы выработки возможно нагнетание связующих растворов [5, 6]. Литература 1. Технико-экономическое обоснование (проект) строительства горнодобываю- щего предприятия на месторождении «Купол». Т. 3. Горная часть. - ООО «Дальрудпро- ект», Магадан, 2005. – 200 с. 2. Кузнецов Г.Н. Механические свойства горных пород / Г.Н. Кузнецов. – М.: Уг- летехиздат, 1947. - 180 с. 3. Руппенейт К.В. Некоторые вопросы механики горных пород / К.В. Руппенейт. - М.: Углетехиздат, 1954. - 384 с. 4. Федеральные нормы и правила в области промышленной безопасности «Ин- струкция по расчету и применению анкерной крепи на угольных шахтах Российской федерации» / Утверждена приказом Ростехнадзора № 610 от 17.12.2013 [Электронный ресурс] – Режим доступа: http://www.gosnadzor.ru/public/discussion/acts/anker/ 5. Инъекционное упрочнение горных пород / Ю.З. Заславский и др. – М.: Недра, 1984. - 177 с. 6. Кузьмин Е.В. Упрочнение горных пород при подземной добыче руд / Е.В. Кузь- мин - М.: Недра, 1991. - 253 с.
  • 34. ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №4, 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 УДК 622. 831.32:621.317.42 Хачай Ольга Александровна, доктор физико-математических наук, ведущий научный сотрудник, Институт геофизики им. Ю.П. Булашевича УрО РАН, 620016, Екатеринбург, ул. Амундсена, 100 е-mail: olgakhachay@yandex.ru ОЦЕНКА СОСТОЯНИЯ УДАРООПАСНОГО МАССИВА С ИСПОЛЬЗОВАНИЕМ СИСТЕМЫ ЭЛЕКТРОМАГНИТНОГО ИНДУКЦИОННОГО МОНИТОРИНГА Khachay Olga A. Dr. of physical and mathematical sciences, chief researcher, The Institute of geo-physics in honor of Yu.P. Bulashevich, UB RAS, 620016, Yekaterinburg, 100, Amundsen st. е-mail: olgakhachay@yandex.ru ESTIMATION OF THE SHOCK-HAZARDOUS ROCK MASS STATE USING THE SYSTEM OF ELECTROMAGNETIC INDUCTION MONITORING Аннотация Настоящая работа посвящена результатам геофизических исследований, представляющих собой электромагнитные индукционные ча- стотно-геометрические исследования с исполь- зованием объемной индукционной методики. Ранее данная методика хорошо зарекомендо- вала себя при изучении строения и состояния удароопасных массивов горных пород различ- ного вещественного состава, в частности на магнетитовых шахтах Таштагол и Естюнин- ская. Здесь изложены результаты опробования методики в новых геолого-геофизических усло- виях полиметаллического рудника для выявле- ния зон и оценки степени их потенциальной не- устойчивости, определения их состояния и по- тенциальной опасности путем сопоставления друг с другом их различных участков, располо- женных на разных горизонтах. Проведенные исследования показали, что за- дача объемного картирования зон дезинтегра- ции в качестве индикаторов зон потенциаль- ной неустойчивости массива и блоковых структур в кровле и почве решается экспрессно и с высокой достоверностью и надежностью. Ключевые слова: удароопасный массив, си- стема мониторинга, электромагнитный, ин- дукционный, Николаевский рудник Abstract The present paper is devoted to the results of geo- physical researches based on electromagnetic in- duction frequency-geometrical studies applying volume induction technique. Earlier this technique showed good results by studying the structure and state of shock-hazardous rock mass of different ma- terial composition, in the Tashtagol and Estuninskaya magnetite mines in particular. Here the results of testing this technique in new geologi- cal and geo-physical conditions of a poly-metallic mine are set out for revealing zones and estimation the degree of their potential non- stability, their state and potential hazard estimation by matching with each other their different sites located in dif- ferent horizons. Carried out researches showed that the task of vol- ume mapping disintegration zones as indicators of potential rock mass non- stability zones and block structures both in the roof and soil is solved expres- sively and with high reliability and accuracy. Key words: shock-hazardous rock mass, system, monitoring, electromagnetic, inductive, the Nickolaevsky mine В мае 2005 г. Институт геофизики УрО РАН впервые на шахте Николаевского рудника (г. Дальнегорск) провел геофизические исследования на горизонтах –320, – 332, –348, –277 по системе, используемой на Таштагольском руднике и Естюнинской шахте (г. Н.Тагил) и с тем же комплектом аппаратуры [1 – 5]. Исследования проводились с целью выявления зон потенциальной неустойчивости, определения их состояния и по- тенциальной опасности в сопоставлении друг с другом на различных горизонтах и рас- положенных в разных участках рудного поля для продолжения отработки месторожде- ния. Наблюдения проводились также вблизи датчиков сейсмологических и сейсмоаку- стических исследований. Полученные результаты показали возможность проведения та- ких исследований в шахте Николаевского рудника для предварительного изучения со- стояния массива перед массовыми взрывами.
  • 35. ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №4, 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 Описание и результаты экспериментов Электромагнитные индукционные частотно-геометрические исследования про- водились на горизонтах: –320: диагональный штрек (длина 20 пикетов, 95 м) и буровой штрек (длина 19 пикетов, 90 м); –332: транзитный штрек (длина 22 пикета, 105 м); –348: транзитный штрек (длина 27 пикетов, 130 м) и кольцевой штрек (длина 17 пикетов, 80 м); –277: участок Харьковской залежи, орт разведочный, вентиляционный штрек (длина 20 пикетов, 95 м). 2 4 6 8 10 12 14 16 18 20 0 500 1000 1500 2000 2500 3000 3500 4000 4500 5000 5500 6000 6500 7000 81.25 кГц 40.62 кГц 20.3 кГц 10.15 кГц 5.08 кГц   N Рис.1 – Распределение среднего параметра геоэлектрической неоднородности для диагонального квершлага, горизонт –320. План геолого-геомеханической информации Профили наблюдений проходили вдоль выработок, практически по центру; ис- точник возбуждения (вертикальный магнитный диполь) находился в той же выработке, что и приемник. Один цикл наблюдений включал в себя многочастотные (на частотах от 5 до 80 кГц) измерения модулей двух горизонтальных и вертикальной компонент пере- менного магнитного поля при перемещении приемника с шагом 5 м на базе 65 м и фик- сированном положении источника. Затем источник перемещался через 15 м по профилю и цикл измерений повторялся. Методика измерений была той же, что и при проведении аналогичных исследований на удароопасных шахтах Таштагола и Естюнихи с целью со- поставления и выявления общих признаков реакции массивов различного вещественного
  • 36. ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №4, 2015 г. 36С 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 состава на техногенные воздействия. Проведенные исследования являются первым цик- лом мониторинговых исследований, которые позволяют получить полную простран- ственную картину состояния массива непосредственно вблизи зоны его отработки. В ка- честве параметра, характеризующего степень неоднородности массива, используется средний параметр геоэлектрической неоднородности  , определяемый как арифмети- ческое среднее суммы отношений модулей двух горизонтальных компонент магнитного поля (поперечной к продольной относительно выработки) в каждой точке профиля при разных положениях источника возбуждения. Распределения параметра геоэлектриче- ской неоднородности, зафиксированные на пяти частотах, приведены в качестве примера на рис. 1. Эти распределения дополнены геологической информацией о контактах руды и вмещающих пород и наличии трещин и тектонических нарушений. На рис. 1 приведено распределение среднего параметра геоэлектрической неод- нородности для диагонального квершлага, горизонт –320. На первом пикете имеет ме- сто значительная аномалия этого параметра, превышающая фоновый уровень на частоте 5.08 кГц примерно в 10 раз. Это может быть вызвано локальной зоной трещиноватости со значительной влагонасыщенностью. Расположение этой аномалии совпадает с зоной тектонических нарушений, имевших место на геологическом плане этого горизонта. Вы- явлена еще одна зона трещиноватости в районе пикетов 14 – 18. Она также совпадает с зоной трещиноватости в пределах контакта руды и туфов. Эта аномалия менее значи- тельная; забегая вперед, отметим, что картированная аномалия в зоне сочленения двух штреков (диагонального и бурового) является самой большой по абсолютному значе- нию. Еще одна аномалия выделена на пикете 7. В остальных точках профиля наблюда- ются фоновые значения параметра геоэлектрической неоднородности в пределах 400 – 500. Анализ распределения среднего параметра геоэлектрической неоднородности поз- воляет очень оперативно выявить зоны неоднородности массива, которые могут быть связаны с зонами породных контактов, с зонами трещиноватости или зонами потенци- альной неустойчивости, связанными с зонами дезинтеграции. Результаты интерпретации данных электромагнитного индукционного исследования Анализируя новую информацию о геоэлектрическом строении диагонального штрека горизонта –320 (рис. 2), можно отметить, что практически на всех частотах вы- деляется дискретная дезинтеграционная структура (пикеты 1 – 10), которую можно было видеть и на других удароопасных шахтах, например в Таштаголе. Вторая половина профиля содержит более закрытые трещинные зоны, свидетель- ствующие о неоднородности распределения действующих горизонтальных напряжений. В кровле также содержатся локальные дезинтеграционные зоны, расположенные ближе к кровле. Разрез по буровому штреку (горизонт –320) также в начале профиля содержит протяженную зону дезинтеграции подобной морфологии. Транзитный штрек (горизонт –332) имеет зоны дезинтеграции, продолжающиеся из кровли в почву, что может влиять на устойчивость массива, особенно в пределах пикетов 9 – 22. Транзитный штрек гори- зонта –348 характеризуется не только наличием многочисленных околоконтурных зон дезинтеграции, но и общей блоковостью массива, в отличие от остальных и предыдущих штреков, где вмещающая среда практически не отличалась большой неоднородностью по сопротивлению. Кроме того границы блоков смещаются в разрезе по частоте, что мо- жет означать дополнительное влияние водной составляющей в гигроскопических извест- няках. Разрез кольцевого штрека характеризуется наличием большого количества зон дезинтеграции не только в почве, но и в кровле (пикеты 10 – 17). Разрез Харьковского участка демонстрирует наличие дезинтеграционной зоны в пределах пикетов 2 – 9, и дальше в почве есть зона отсутствия трещин, все они находятся в кровле. Участок про- филя 9 – 14 может быть участком потенциальной опасности, желательно в этом месте закрепить кровлю.
  • 37. ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №4, 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 Рис. 2 – Геоэлектрический разрез по диагональному квершлагу, горизонт –320: а – частота 81.25 кГц, б – частота 5.08 кГц Проведенные исследования показали, что задача объемного картирования зон дезинтеграции как индикаторов зон потенциальной неустойчивости массива и блоковых структур в кровле и почве решается экспрессно и с высокой достоверностью и надежно- стью. Однако информация о продольной проводимости блоковых структур является не- достаточной при изучении изменений состояния массива. Необходимо учитывать ин- формацию о морфологии и интенсивности зон дезинтеграции. б а
  • 38. ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №4, 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 Анализ поинтервальной интенсивности зон дезинтеграции Аналогично [4] используется интегральный параметр поинтервальной интенсив- ности зон дезинтеграции, выявленных по данным электромагнитного индукционного мониторинга,    K i MS i 1 ~ 0pint . N – номер интервала, на которые разбивается подпочвенное выработочное пространство: N1 (0 – 1 м), N2 (от 1 м до 2), N3 (от 2 м до 3), N4 (от 3 м до 4), N5 (от 4 м до 5), N6 (от 5 м до 6), N7 (от 6 м до 7), N8 (от 7 м до 8), N9 (от 8 м до 12), N10 (от 12 м до 17), K – количество выделенных неоднородностей по всей длине выработки. Рис. 3 – Распределение поинтервальной интенсивности для пяти частот: а – кольцевой штрек, горизонт –348 м; б – транзитный штрек, горизонт –332 м; в – участок Харьковской залежи, горизонт –277 м а б в
  • 39. ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №4, 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 Анализ параметра Spint для кольцевого и транзитного штреков горизонта –348 по- казывает (рис. 3, а), что для кольцевого штрека интенсивность этого параметра меньше в 3 – 4 раза, чем для транзитного штрека, но для кольцевого штрека возможно отслоение подпочвенного контура, что не наблюдается в массиве транзитного штрека. Наиболее явно это проявляется для транзитного штрека, горизонт –332 (рис. 3, б). Начало этого процесса в массиве диагонального штрека. Наименьшая частотная дисперсия отмечена в распределении параметра Spint для профиля Харьковского участка (рис. 3, в). Полученные результаты следует рассматривать как первый этап изучения динамики состояния мас- сива. Выявленные особенности характеризуют массив как неоднородный по своей струк- туре, так и по распределению действующих напряжений и реакции массива на их влия- ние. Характеристика степени устойчивости массива может быть получена в результате повторных электромагнитных исследований, по которым может быть сформулировано и классификационное разделение соответствующих участков массива на устойчивый, ква- зиустойчивый и неустойчивый, аналогично [5]. Заключение Состояние массива горных пород определяется не только напряженно-деформи- рованным состоянием, но и его фазовым состоянием, т.е. наличием жидкой и газообраз- ной фаз в трещиновато-пористых локальных зонах, на границах которых и наблюдается градиент напряжений и деформаций. Этот процесс, вообще говоря, может происходить несинхронно во времени, при этом причина и следствие в виде изменения трещиновато- сти, влагонасыщенности и деформируемости могут меняться местами. Примененная си- стема мониторинга в условиях массива шахты Николаевского рудника является полез- ной потому, что позволяет с высокой разрешающей способностью картировать измене- ние структуры массива с учетом его фазового состояния. Использование этой методики позволяет делать прогноз тенденции изменений в массиве, а также увеличения или от- сутствия потенциально опасных зон в массиве. Наибольшую опасность они представ- ляют, когда объединяются в виде связанных между собой линий скольжения. Настоящая методика позволяет их картировать. Использование ее в мониторинговом режиме позво- ляет в количественном отношении судить о динамике состояния массива. Для решения задачи прогноза состояния применительно к проблеме удароопасности необходимо про- вести по крайней мере в течение нескольких лет аналогичные циклы измерений. Работа выполнена при участии Шагабутдинова В.Х. и Новгородовой Е.Н. Инсти- тут геофизики УРО РАН. Литература 1. Хачай О.А. Новая методика обнаружения зон дезинтеграции в околовырабо- точном пространстве массивов горных пород различного вещественного состава / О.А. Хачай, Е.Н. Новгородова, О.Ю. Хачай // Горный информационно-аналитический бюллетень. - 2003. - № 11. - С. 26 - 29. 2. Хачай О.А. К вопросу об изучении строения, состояния геологической гетеро- генной среды и их динамики в рамках дискретной и иерархической модели / О.А. Хачай // Геомеханика в горном деле. - Екатеринбург: ИГД УрО РАН, 2003. - С. 30 - 38. 3. Хачай О.А. К вопросу об изучении строения и состояния геологической гете- рогенной нестационарной среды в рамках дискретной иерархической модели / О.А. Ха- чай // Российский геофизический журнал. - 2004. - № 33 - 34. - С. 32 - 37. 4. Трехмерный электромагнитный мониторинг состояния массива горных пород / О.А. Хачай и др. // Физика Земли. - 2001. - № 2. - С. 85 - 92. 5. Хачай О.А. Явления самоорганизации в массиве горных пород при техноген- ном воздействии / О.А. Хачай // Физическая мезомеханика 7. - Спец. выпуск. - Ч.2. - 2004. - С. 292 - 295.
  • 40. ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №4, 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 ОТКРЫТАЯ ГЕОТЕХНОЛОГИЯ
  • 41. ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №4, 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 УДК 622.271.3.06:658.527«75» Бахтурин Юрий Алексеевич кандидат технических наук, ведущий научный сотрудник лаборатории транспортных систем карьеров и геотехники, Институт горного дела УрО РАН, 620075, Екатеринбург, ул. Мамина-Сибиряка,58 e-mail: bakh2008@yandex.ru. УПРАВЛЕНИЕ РЕЖИМАМИ ДВИЖЕНИЯ ГОРНОЙ МАССЫ НА СКЛАДАХ ПРИ ЦИКЛИЧНО-ПОТОЧНОЙ ТЕХНОЛОГИИ Bakhtourin Yury A. candidate of technical sciences, сhief researcher of the laboratory of open pits transport systems and geo-technique, The Institute of Mining UB RAS 620075, Yekaterinburg, 58, Mamin-Sibiryak st. e-mail: bakh2008@yandex.ru. THE MODES OFCONTROL ROCK MASS MOVEMENT AT THE WAREHOUSES EMPLOYING CYCLIC-FLOW TECHNOLOGY Аннотация: В статье приводится автоматная имитацион- ная модель управления интенсивностью от- грузки горной массы со склада перегрузки с кон- вейерного на железнодорожный транспорт в схемах циклично-поточной технологии. Обосно- ваны рациональные верхний и нижний уровни отгрузки для условий применения циклично-по- точной технологии на конкретном карьере. Ключевые слова: циклично-поточная техноло- гия, комплекс перегрузки, автоматная имита- ционная модель, интенсивность отгрузки гор- ной массы, уровни запаса горной массы Abstract: The article presents a simulation model of automatic intensity control of shipment rock mass from a ware- house with conveyor overload to railway transport in the schemes of cyclic-flow technology. Rational upper and lower levels of shipment for the condi- tions of cyclic-flow technology employment in a spe- cific quarry are grounded. Key words: cyclic-flow technology, overloading complex, a simulation model, the intensity of rock mass shipment, rock mass stock levels Несмотря на ряд преимуществ, автомобильно-конвейерно-железнодорожный (а-к-ж.д.) транспорт имеет и недостатки, основной из них – собственно многозвенность, которая вызывает снижение производительности системы из-за колебания производи- тельности смежных участков. Несовместные простои элементов системы могут состав- лять до 30 % календарного времени. При существующем уровне развития техники, тех- нологии, организации открытых горных работ значительное сокращение непроизводи- тельных простоев затруднено. Вместе с тем потери производительности, связанные с от- сутствием горной массы на складе комплекса перегрузки с конвейерного на железнодо- рожный транспорт (до 7,8 %) и отсутствием места на складе (до 6,5 %), могут быть све- дены к минимуму за счет управляющих воздействий на режим отгрузки горной массы со склада. В связи с этим возникает необходимость определения такой организации взаи- модействия дробильно-конвейерного комплекса (ДКК) с железнодорожным транспор- том, которая обеспечит рациональное использование технических возможностей погру- зочного и транспортного оборудования системы а-к-ж.д. транспорта за счет снижения простоев по вышеуказанным причинам. Исследования в области организации эффектив- ных взаимодействий различных звеньев транспортных систем карьеров, определения ра- циональных режимов управления этими взаимодействиями достаточно широко пред- ставлены в научно-технической литературе. При этом повышение адаптивности транс- портирования горной массы с применением ЦПТ достигается, как правило, за счет орга- низации взаимодействия автотранспорта с ДКК. Так, в работе Ю.И. Леля [1] предложен метод выбора рациональной организации работы сборочного автотранспорта в периоды непланируемых отказов ДКК. Вопросы прогнозирования времени простоев конвейер-
  • 42. ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №4, 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 ного транспорта в зависимости от причин рассмотрены в работе [2]. На этой основе раз- работаны рекомендации по рациональному управлению движением груженых автосамо- свалов между перегрузочными пунктами системы ЦПТ. С целью исключения или умень- шения влияния простоев дробилок и конвейеров на функционирование экскаваторно-ав- томобильного комплекса в работе Г.П. Воробьева рассматривается вариант строитель- ства аккумулирующего склада, совмещенного с дробильно-перегрузочным пунктом [3]. Взаимодействие ДКК с железнодорожным транспортом рассматривается, главным обра- зом, при определении рационального количества погрузочно-транспортного оборудова- ния, вместимости бункеров и складов и т.п. [4]. При этом вопросы управления грузопо- токами железнодорожного транспорта, обоснования рациональных режимов отгрузки горной массы со склада в средства железнодорожного транспорта исследованы недоста- точно. Как показывает практика эксплуатации комбинированного транспорта на карье- рах, количество горной массы, отгруженной со склада, не является независимым от наличного уровня запаса. Процесс поступления поездов под погрузку, как правило, ис- пытывает управляющее воздействие. В большинстве случаев это осуществляется так: если возникает возможность переполнения склада, увеличивают интенсивность отгрузки либо снижают интенсивность поступления горной массы на склад. Наоборот, если на складе создается дефицит или угроза дефицитной ситуации, то уменьшается интенсив- ность поступления локомотивосоставов под погрузку. Особенно это актуально для скла- дов с относительно небольшой активной вместимостью, в частности, при внутрикарьер- ном размещении комплексов перегрузки (КП) в схемах с а-к-ж.д. транспортом. Принятие решений об увеличении или снижении интенсивности отгрузки горной массы со склада должно быть обоснованным [5]. Эта задача может быть решена при исследовании следующей вероятностной мо- дели (рис. 1). Пусть U0 и U1 – соответственно, верхний и нижний критические уровни запаса горной массы на складе; λ 0 и λ1 (λ 1 < λ0) – значения, соответственно, пониженной λ1 λ0 Рис. 1 – Функционирование склада КП с регулированием интенсивности поступления поездов под погрузку: U0 – верхний критический уровень запаса горной массы на складе; U1 – нижний критический уровень запаса; χ0 – повышенная интенсивность отгрузки; χ1 – пониженная интенсивность отгрузки; – точки переключения интенсивности отгрузки
  • 43. ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №4, 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 и повышенной интенсивности отгрузки горной массы со склада; qt – объем горной массы, поступившей на склад в t-ю единицу времени; ηt – объем горной массы, отгру- женной со склада в эту же единицу времени. Предполагается, что qt, ηt – независимые случайные величины. Значение интенсивности поступления горной массы, кроме того, считается не зависящим от управления. Пусть в начальный момент времени уровень за- паса составляет величину a0<U0. Математическое ожидание интенсивности отгрузки Mηt.= λ, поступления горной массы на склад Mqt=μ. Если λ 0 < μ, то будет происходить постепенное накопление запасов и при некотором t впервые будет at =U0. В этот момент происходит переключение с пониженной на повышенную интенсивность отгрузки (с λ0 на λ 1). Уровень запаса будет постепенно снижаться. Когда этот уровень достигнет ниж- него критического значения U1, происходит обратное переключение на пониженное зна- чение λ0. В дальнейшем процесс повторяется аналогичным образом. Учитывая, что а-к-ж.д. транспорт, как правило, применяется параллельно с авто- мобильно-железнодорожным и железнодорожным, высвободившиеся в период пони- женной интенсивности отгрузки локомотивосоставы могут быть использованы для пе- ревозки горной массы с верхних и средних горизонтов в составе вышеуказанных схем. В описанной схеме регулируемыми параметрами являются U0, U1, λ 0, λ1. Изменяя их значения, можно добиться того, что доля времени отсутствия горной массы, а также доля времени полного заполнения склада КП будет минимальной для конкретных горнотех- нических условий эксплуатации и применяемого оборудования. Предлагаемая автоматная модель регулирования интенсивности отгрузки в зави- симости от запасов горной массы на складе КП включает в себя следующую систему стохастических уравнений, описывающих динамику значений внутренних состояний ав- томатов:   пqJJtbtata ))1(()()(,0max)1( 21  (1) )()1()1( 1 tptqktb  (2) пqtztctс )()()1(  (3)          )(1при1 )(1)(при0 )1(1 tMNOt tMNOttMLO tp (4)          )(1при)( )(1при)( )1( tMNOtTRKtMLO tMNOttMNO tMNO (5)                                    ;03)(1 )(1)(1при0 )(2)(1 ;0311)(2)(1 110)2()(1при2 );(1)(1 ;03)(1)(1 ;01)(1при1 1 ntMOPJt tMOPJttMPPt tMOPtMPPt nntMOPtMPPt nntMPPt tMOPtMPPt ntMOPtMPPt ntMPPt )(tJ п п п (6)               )(111)(11)1(1)1(при1 ;1)(11)1()(11 0)(11)1(при0 )1(1 tMOPttntJtJ tntJtMOPt tntJ tn пп п (7)
  • 44. ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №4, 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               )(211)(22)1(2)1(при1 1)(22)1()(21 0)(22)1(при0 )1(2 tMOPttntJtJ tntJtMOPt tntJ tn п п (8)          ;1)()()(1при1 ;1)()()(1)(1при0 11 11 3 tntntMPPt tntntMPPttMPPt I (9) 1)(при1)(3 );(2 )(1)(1021)(1 )(1021при1)(3,0(max );(2)(1)(1 )(21)(11)(1при)(3 )1(3 3                            tItn tMOP tMOPtMPPtnntMPPt tMPPtnntn tMOPtMOPtMPPt tMOPttMOPttMPPttn tn (10)          0)1(0)(при)( 0)1(0)(при)1( )( 1 tJtJtJMOP tJtJTPPt JMOP ппп пп tп (11)               )(2)(11при0 )(2)(11при2 )(2)(11при1 )1( tMOPtMOPt tMOPtMOPt tMOPtMOPt tz (12)                       ;4)(при1 ;2)(0при)( ;2)(1)(1при ))(1()()( ;2)(1)(1при)( )1( 2 2 12 2 п п п п qtaTROt qtaptMLP qtaptMPPt tfTIPtfTIPtMPP qtaptMPPttMPP tMPP (13)          )(1при1 )(1)(при0 )1(2 tMNOPt tMNOPttMLP tp (14)          )(1при)( )(1при)( )1( tMLPtTROtMLP tMLPttMNOP tMNOP (15)          )(1при)( )(1при)( )1( tMLPtTOPtMNOP tMLPttMLP tMLP (16)    ))(1))(()()(1())(1( ))(1)(())()(1()()1( txtftytftf txtftytftftf   (17)          0 0 )(при1 )(при0 )( Uta Uta tx          1 1 при1 при0 )( Ua(t) Ua(t) ty где a(t) – уровень запаса горной массы на складе в момент времени t; b(t) – объем горной массы, поступившей на КП в момент времени t, т; p1(t) – признак наличия (отсутствия) грузопотока от ДКК; c(t) – объем горной массы, отгруженной за период (0,t); qk(t) – реализация случайной величины производительности ДКК в момент времени моделирования t, т/мин; (18)
  • 45. ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №4, 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 z(t) – число обслуженных заявок в момент времени t, ед. MNO(t) – момент отказа ДКК для момента времени t, мин; MLO(t) – момент ликвидации отказа ДКК для момента времени t, мин; TRK – очередная реализация случайной величины времени безотказной работы ДКК, мин; TLK – очередная реализация случайной величины времени восстановления ДКК, мин; Jп (t) – номер участка на складе, где поезд устанавливается под погрузку (1 или 2); I3(t) – признак постановки очередного локомотивосостава в очередь; n(J) – признак занятости погрузочного участка; n3 – число поездов, ожидающих погрузку, ед.; MPP(t)– момент прибытия под погрузку очередного локомотивосостава, мин; MOP(J) – момент окончания погрузки локомотивосостава на J –ом участке, мин; TPP– очередная реализация случайной величины времени погрузки локомотивосо- става, мин; p2 – признак наличия (отсутствия) организованного поездопотока; MNOP(t) – момент прерывания организованного поездопотока, мин; MLP(t) – момент возобновления поездопотока, мин; qп– вместимость состава, т; TIP2 TIP1 – очередная реализации случайных значений интервалов прибытия поездов на склад КП, соответственно, при пониженном и повышенном режимах от- грузки, мин; TRO – очередная реализация случайной величины периода наличия организован- ного потока локомотивосоставов, мин; TOP – очередная реализация случайной величины периода отсутствия организо- ванного потока локомотивосоставов, мин; f (t) – признак, характеризующий режим отгрузки (повышенный f(t) =0, понижен- ный f(t) =1); x(t), y(t) – вспомогательные величины для определения значения f (t). Уравнение (1) описывает внутренние состояния автомата A, определяющего уро- вень запаса горной массы на складе с учетом необходимости обслуживания всех находя- щихся на погрузке локомотивосоставов. Символ max применяется для исключения от- рицательных значений текущего уровня запаса. Уравнения (2), (3) системы очевидны. Уравнение (4) описывает возможные состояния дробильно-конвейерного комплекса (ДКК). При p1 = 0 грузопоток от ДКК отсутствует. Это имеет место в том случае, когда значение текущего времени моделирования заключено между значением момента отказа MNO(t) и момента ликвидации отказа MLO(t). Уравнение (7) фиксирует номер участка, на который поступает для погрузки очередной локомотивосостав в текущий момент вре- мени. В соответствии с уравнениями (8), (9) присваивается признак занятости погрузоч- ного участка. Уравнение (10) описывает внутренние состояния автомата I3, характери- зующего постановку локомотивосостава в очередь на обслуживание при отсутствии сво- бодных погрузочных участков. По уравнению (11) определяется число поездов, ожида- ющих погрузку. Если текущее время модели не достигает момента прибытия локомоти- восоставов на КП MPP(t) или момента завершения погрузки на одном из участков MOP(t), очередь остается прежней. В противном случае при наличии свободного погру- зочного участка состав занимает его и число поездов, ожидающих погрузку (n3), умень- шается на единицу. При поступлении на КП очередного состава и отсутствии свободных участков n3 увеличивается на единицу. По уравнению (12) осуществляется расчет нового момента завершения погрузки локомотивосостава на J-ом участке, если имело место его прибытие на этот участок в текущий момент времени, т. е. J(t) = 0, а J(t+1) = 1. В про- тивном случае MOP(J) остается без изменения. Уравнение (13) определяет количество обслуженных заявок в текущий момент времени. Согласно уравнению (14), значение
  • 46. ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №4, 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 MPP(t+1) рассчитывается при достижении текущего значения MPP(t) добавлением оче- редной реализации случайной величины соответствующего интервала прибытия поездов под погрузку: TIP1 при повышенном и TIP2 при пониженном режиме. В случае, когда организованный поездопоток отсутствует (p2 = 0), значение MPP(t+1) определяется до- бавлением соответствующего интервала прибытия поездов к значению момента возоб- новления поездопотока MLP(t). При уровне запаса горной массы на складе a(t) ≤ 4qп ор- ганизованный поездопоток на склад прерывается и возобновляется только при a(t) > 4qп. Ограничения по уровню запаса при a(t) = 4qп приняты из условия возможности заверше- ния обслуживания двух локомотивосоставов, которые могут одновременно находиться на погрузочных участках, а также возможности обслуживания еще двух поездов, нахо- дящихся в очереди. Уравнения (15) – (17) описывают состояния автомата P2, определя- ющего наличие организованного поездопотока. Режим отгрузки горной массы со склада, характеризуемый значением состояния автомата F (18), при переходе от t к (t+1), может оставаться без изменения, т. е. равняться f (t), либо изменять значение на противополож- ное (1- f (t)). Первое событие имеет место в двух случаях: в момент времени t существо- вал повышенный режим (f (t) = 0) и нижний критический уровень не был достигнут (y(t) = 0); в момент времени t существовал пониженный режим (f (t) = 1) и верхний кри- тический уровень не был достигнут (x(t) =0). В обоих случаях в текущий момент времени изменение режима не происходит. Второе событие происходит также в двух случаях: при повышенном режиме (f (t) = 0) достигается нижний критический уровень (y(t) = 1); при пониженном режиме (f (t) = 1) достигается верхний критический уровень (x(t) =1). В обоих случаях происходит изменение режима на противоположный. Все выходные дан- ные являются характеристиками стационарного режима работы системы. Это означает, что в качестве вектора начальных состояний модели могут быть выбраны любые значе- ния, принадлежащие соответствующим областям определения внутренних состояний ав- томатов. Рациональный режим отгрузки со склада КП определяется с учетом условий, в которых может быть реализована способность процесса управления увеличивать эксплу- атационную производительность транспортной системы карьера. За основу принят вари- ант, при котором прирост объемов перевозки горной массы допустим в тех пределах, которые в состоянии обеспечить транспортная система карьера без увеличения парка ос- новного технологического оборудования. Решение задачи зависит от ограничений на вы- ходе системы. Предполагается, что годовая производительность системы в целом как по руде, так и по вскрыше не меньше проектных (Qр ≥ Qпр и Qв ≥ Qпв, соответственно). Пределы регулирования интенсивности отгрузки горной массы со склада зависят от сте- пени загрузки отдельных элементов горнотранспортной системы: складов, забоев, на ко- торые перераспределяются грузопотоки в периоды снижения интенсивности поступле- ния локомотивосоставов на склад КП, мест приема горной массы, а также пропускной (провозной) способности схемы путевого развития. Были проведены расчеты по опреде- лению коэффициентов резерва пропускной способности схемы путевого развития Дже- тыгаринского карьера для варианта с применением для транспортирования руды а-к-ж.д. транспорта при следующих условиях: годовые объемы перевозки горной массы 70 млн. т, в том числе руды – а-к-ж.д. транспортом 14 млн. т; вместимость склада КП с конвей- ерного на железнодорожный – 40 тыс. т. Подробная характеристика варианта приведена в [6]. Значения рациональных (Копт) и фактических при реализации проектных объемов перевозок (Кф) коэффициентов резерва для основных раздельных пунктов приведены в таблице. Провозная способность при проектных объемах позволяет перераспределять грузопотоки в сторону увеличения на 20 – 25 % при соответствующем уменьшении ин- тервалов движения поездов.
  • 47. ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №4, 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 Значения коэффициентов резерва пропускной способности основных раздельных пунктов Джетыгаринского карьера Название раздельного пункта Показатель неравномерности Копт Кф ст. Предотвальная 0,71 1,38 1,66 ст. гор.230м 0,66 1,35 1,69 Ст. гор.170м 0,57 1,33 1,57 Ст. гор.110м 0,49 1,26 1,58 ст. Северная 0,63 1,34 1,64 В результате моделирования получены зависимости прироста производительно- сти системы а-к-ж.д. транспорта от критических уровней запаса горной массы на складе КП (рис. 2). Рациональные значения критических уровней запаса, при которых обеспечива- ется наибольший прирост производительности системы, лежат в области: нижнего U1=15 – 17 тыс. т, верхнего U0 = 29 – 31 тыс. т. Рис. 2 – Зависимость прироста производительности системы а-к-ж.д. транспорта от уровней запаса горной массы на складе КП Джетыгаринского карьера (Vc = 40 тыс. т): 1 – при U1 = 10 тыс. т; 2 – при U1 = 15 тыс. т; 3 – при U1=20 тыс.т; – по руде; – по горной массе
  • 48. ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №4, 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 Литература 1. Лель Ю.И. Организация взаимодействия автомобильного и конвейерного транспорта на карьере Ингулецкого ГОКа / Ю.И. Лель // Сб. науч. трудов ИГД МЧМ СССР. – Свердловск, 1981. - № 66. – С. 35 - 41. 2. Волотковский В.С. Выбор оборудования карьерного конвейерного транспорта / В.С. Волотковский, Г.Д. Кармаев, М.И. Драя. – М.: Недра, 1990. – 192 с. 3. Воробьев Г.П. Исследование технологических параметров дробильно-конвей- ерных комплексов для условий карьеров железистых кварцитов КМА: Дис. ... канд. техн. наук / Г.П. Воробьев; ИГД МЧМ СССР. – Свердловск, 1974. – 165 с. 4. Оптимизация параметров транспортно-перегрузочных комплексов на карьерах / А.Г. Шапарь и др. – М.: Недра, 1988. – 207 с. 5. Бахтурин Ю.А. Организация взаимодействия конвейерного и железнодорож- ного транспорта на карьерах / Ю.А. Бахтурин // Известия Уральской гос. горно-геоло- гической академии. Сер. Горное дело. – 2000. - Вып.11. – С. 95 - 102. 6. Бахтурин Ю.А. Обоснование рациональных технологических параметров авто- мобильно-конвейерно-железнодорожного транспорта на карьерах. дис. ... канд. техн. наук / Ю.А. Бахтурин; ИГД УрО РАН. – Екатеринбург, 1999. – 247 с.
  • 49. ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №4, 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 УДК 622.271.326 Эфендиева Зарифа Джахангир кандидат технических наук, доцент, Азербайджанский государственный университет нефти и промышленности Азербайджанская Республика, г. Баку, проспект Азадлыг, 20 e-mail: efendi2005@ rambler.ru УСОВЕРШЕНСТВОВАНИЕ ТЕХНОЛОГИИ ДОБЫЧИ ПРИРОДНОГО КАМНЯ НА КАРЬЕРАХ АЗЕРБАЙДЖАНА Efendiyeva Zarifa Jakhangir candidate of technical sciences, associate professor, The Azerbaijan state University of oil and industry, Azerbaijan Republic, Baku, 20, Azadlig avenue e-mail: efendi2005@ rambler.ru IMPROVEMENT THE TECHNOLOGY OF NATURAL STONE MINING IN AZERBAIJAN QUARRIES Аннотация: Исследованы пути улучшения эксплуатацион- ных показателей добычи природных камней. Предлагается комбинированный способ повы- шения производительности карьеров путем уменьшения производственных расходов и по- терь; доказано увеличение выхода крупных бло- ков от 25 до 35 % и уменьшение себестоимости продукции. Промышленные испытания предло- женной технологии добычи крупных блоков были проведены на Шахтахтинском карьере травертинов. Ключевые слова: карбонатные породы, облицо- вочные камни, технология добычи крупных бло- ков, поперечный пропил, трещиноватость, объем потерь, месторождения травертинов Abstract: The means of improving operational performance of natural stones mining are investigated. The com- bined method of quarries output rise by reducing operating costs and losses is proposed. Both the output of large blocks increase from 25% up to 35% and reduction the production cost have been proved. Industrial tests of the proposed technology of large blocks mining were performed in the Shakhtakhtinsky travertine quarry. Key words: carbonate rocks, facing stones the tech- nology of large blocks mining, cross cut, jointing, volume of losses, travertine deposits В Азербайджанской Республике широко развиты открытые горные работы по добыче обли- цовочного и строительного камня карбонатных пород. При добыче основного объема блочного камня на карьерах в силу ряда причин применяется недостаточно производительная техника. В связи с этим технико-экономические показатели (ТЭП) каменных карьеров Азербайджана нуждаются в исследовании и улучшении. На этих ка- рьерах основным трудоемким процессом при добыче блоков является подготовка их к выемке. Достаточно указать, что затраты на этом процессе достигают 30 – 45 % общих затрат и связаны, главных образом, с тем, что при разработке уступов недостаточно учитываются господствующие направления тектонических трещин. Исследования показали, что в целях повышения эффективности добычи в первую очередь необходимо повышение качества продукции и снижение потерь, которые требуют разработки и внедрения методов и способов рационального использования природных ресурсов. В последние годы проведены исследования по созданию и внедрению новых, прогрессивных технологий по добыче строительного и облицовочного камня. Несмотря на значительный рост объемов производства крупных блоков, выявлен ряд недостатков, к которым могут быть отне- сены низкий темп роста производительности труда (от 3 до 4 % в год), систематическое снижение рентабельности предприятий, низкий выход продукции из массива, недостаточное использова- ние запасов месторождения и др. В статье приводятся результаты исследования горно-геологических условий ряда месторож- дении карбонатных пород Азербайджана и разработанные направления совершенствования тех- нологии распиливания камня. В республике основные запасы (более 300 млн. м3 ) пильных известняков сосредоточены на Апшеронском полуострове, в геологическом строении которого преобладают меловые, третич- ные и четвертичные отложения, представленные, в основном, карбонатными и песчано-глини- стыми породами. Мощность известняков изменяется в пределах от 7 до 55 метров.
  • 50. ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №4, 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 В качестве облицовочного и стенового камня в Азербайджане используются также травер- тиновые отложения таких месторождений, как «Шахтахты», «Карабаглар», «Бузгов» и др. Эти отложения мощностью, в среднем, 15 – 20 м узкой полосой протягиваются в северо-восточном направлении. Над плотными травертинами светло-серого, светло-розового цвета, ввиду эрозии и выветривания, залегают пористые и менее прочные (сж = 20 ÷ 60 МПа) разновидности травер- тинов [1]. Детальное изучение трещин ряда месторождений позволило установить зависимость потерь при добыче камня от направления расположения добычных уступов по отношению к азимуту простирания господствующих тектонических трещин. Изучение тектоники месторождения травертинов «Шахтахты» показало, что встречающиеся трещины отличаются большой выдержанностью и протяженностью, рассекают всю толщу в це- лом, не меняя своей ориентировки. Углы падения, в основном, 80 – 85°, реже 65 – 70°, азимут простирания 55 – 65° на северо-восток. Сравнительно слабое развитие трещин месторождения способствует получению при добыче крупных блоков. Для обоснования выбора направления расположения уступа по отношению к трещинам была изучена площадь на карьере «Шахтахты». Объем потерь от трещины был установлен для случая при угле пересечения трещины с длиной крупного блока от 0° до 90° через каждые 15°. Объем потерь от трещин при существующем способе добычи наименьший при расположе- нии длины блоков по направлению трещины, тогда как, наибольший при угле от 60° до 75°. Ис- ходя из изложенного можно констатировать, что при правильном расположении добычных усту- пов выход крупных блоков увеличивается на 25 – 35 %. Были исследованы параметры применя- емых способов увеличения выхода кондиционных блоков и установлено, что комплексное ис- пользование запасов природного камня обеспечивает улучшение технико-экономических пока- зателей эксплуатации карьера. При разработке месторождений травертинов, мрамора, известняков и других пород средней крепости для отделения монолитов и блоков от массива широко используются камнерезные ма- шины с кольцевыми фрезами, работающие по одностадийной системе, например СМ-89М, СМ- 177А. При этой системе добычи блоки установленного объема отделяются непосредственно от массива. Применяется и вариант, когда от массива отделяют монолит, из которого затем полу- чают блоки [2 – 4]. С целью увеличения продукции карьера и выхода крупных блоков нами обоснован и пред- ложен комбинированный способ добычи камня, исключающий производство поперечных про- пилов (полосовок). При этом способе камнерезной машиной производятся горизонтальные и за- тыловочные пропилы, а отделение крупных блоков осуществляется бурогидроклиновым обору- дованием. Регулирование параметров эксплуатации карбонатных пород путем использования есте- ственной трещиноватости позволило систематизировать и обработать данные добычи траверти- нов, а также установить зависимость объемов выхода и потерь камня от параметров трещинова- тости. Учитывая, что при комбинированном способе добычи крупных блоков не остаются прорезы в почве и груде забоя, рекомендуется раскол производить с обеих сторон трещины с учетом углов пересечения (α) и падения (γ) с длиной блоков. В этих случаях необходимо рассмотреть два ва- рианта: 1) углы падения и пересечения трещин с длиной блока являются острыми или тупыми; 2) один из углов является тупым. Вариант 1. Отделение трещины и подсчет объема потерь от трещиноватости производятся при случаях: о < , γ  /2 или / 2  , γ <. Объем потерь от трещиноватости Vт при этом варианте определяется по формуле lhcV т , где hcl ,, – соответственно, длина, ширина и высота теряемого блока, м. Переменная l зависит от ширины блока и углов пересечения и падения (рис.1): l gm  2 , где т – расстояние между перпендикулярными плоскостями, касающимися трещины с обеих сторон, м; g – минимальное расстояние от плоскости раскола до трещины, м. Тогда .)2(т hcgmV  Так как }ctgctgmax{  chm , получим .)2}ctgctg(max{т chgchV 
  • 51. ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №4, 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 Необходимо отметить, что если оба угла прямые, то потери практически отсутствуют. Вариант 2. В этом варианте  ctgctg hcm . Подставив значения m в формулу под- счета объема потерь от трещиноватости, получим   .2)ctgct(т chghgcV  Следует отметить, что минимальное расстояние ( g ) от плоскости раскола до трещины за- висит от большого числа факторов: крепости, минерального состава, структуры, текстуры, мик- ротрещиноватости и др. Причем существенное влияние оказывают прочностные характеристики и состояние породы. Рис.1 Для подтверждения эффективности применения системы разработки с отделением трещин были проведены экспериментальные работы на Шахтахтинском карьере травертинов, которые показали, что выход крупных блоков из горной массы при комбинированном способе с отделе- нием трещины увеличивается на 25 – 35 % (см. таблицу 1). Применение предлагаемого комби- нированного способа позволит сократить затраты времени и средств на производство попереч- ных пропилов на 18 – 20 %, увеличить выход крупных блоков на 25 – 35 %, а также уменьшить себестоимость продукции. Наблюдается также резкое сокращение потерь от пропила и трещи- новатости. Таблица 1 Параметр добычи Способ добычи камнерезными машинами комбинированный Время на одну полосовку, с 990 800 Размеры блока по длине ограничены не ограничены Выход крупных блоков из массива, % 35-40 45-55 Объем потерь от пропила, м3 0,180 0,148
  • 52. ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №4, 2015 г. 52С 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. Эфендиева З.Дж. Характеристика залежей и физические свойства облицовочных камней месторождений Азербайджана / З.Дж. Эфендиева // Горный журнал. – 2005. – № 8. – С. 46 – 47. 2. Рогатин Н.И. Технология и механизация открытых горных работ / Н.И Рогатин. - М.: Недра, 1982. – 277 с. 3. Томаков П.И. Технология, механизация и организация открытых горных работ / П.И. То- маков, И.К. Наумов. - М.: Недра, 1992. – 464 с. 4. Подэрни Р.Ю. Горные машины и комплексы для открытых работ / Р.Ю. Подэрни. - М.: Недра, 2001. – 332 с.
  • 53. ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №4, 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
  • 54. ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №4, 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 УДК 622.831.1:622.016.62 Антипов Игорь Владиславович доктор технических наук, профессор, заведующий отделом, Республиканский академический научно-исследовательский и проектно-конструкторский институт горной геологии, геомеханики, геофизики и маркшейдерского дела (РАНИМИ), Украина, 83004, г. Донецк, ул. Челюскинцев, 291 e-mail: iantypov@ukr.net ОЦЕНКА ПРОТЯЖЕННОСТИ КОНЦЕВЫХ УЧАСТКОВ ЛАВ ПО КРИТЕРИЮ УСКОРЕНИЯ КОНВЕРГЕНЦИИ ВМЕЩАЮЩИХ ПОРОД Antipov Igor V. Dr. of technical sciences, professor, the head of the department, Republican academic research and design Institute of mining geology, geo-mechanics, geophysics and mine surveying (RANIMI), Ukraine, 83004, Donetzk, 291, Cheluskinzev st. e-mail: iantipov@ukr.net ESTIMATION THE LENGTH OF LOVS END PORTIONS ACCORDING TO THE CRITERION OF ROCKS CONVERGENCE ACCELERATION Аннотация: Приведены результаты инструментальных наблюдений в действующем очистном забое шахты им. А.Ф. Засядько. Установлено, что скорость конвергенции вмещающих пород изме- няется во времени и зависит от интенсивности производственных операций в лаве. Вычислены значения ускорения конвергенции вмещающих пород вдоль всей линии забоя лавы. На концевых участках лавы абсолютные значения ускорения конвергенции вмещающих пород меньше, чем в средней части лавы. Предложено использовать ускорениеконвергенции вмещающихпород в качестве геомеханического критерия для оценки протяжен- ности концевых участков лавы. Ключевые слова: лава, породы, конвергенция, ускорение Abstract: Results of instrumental observations in operating breakage face in the A.F. Zasyadko mine are cited. It is determined that enclosing rocks convergence rate changes in time and depends on the intensity of industrial operations in a love. The values of en- closing rocks convergence acceleration along the whole face line are calculated. Absolute conver- gence acceleration values of enclosing rocks are less at the end sites than in the middle love part. It is offered to use rock convergence acceleration as geo-mechanical criterion for estimation the length of love end sites. Key words: love, rocks, convergence, acceleration Геомеханические процессы, происходящие в породном массиве на концевых участках лавы, имеют некоторые особенности по сравнению с проявлениями горного давления в средней части. Изучение этих особенностей, а также установление закономерностей протека- ния процессов в массиве позволяют разрабатывать новые и совершенствовать существую- щие средства крепления очистных забоев. Шахтные инструментальные наблюдения в действующих очистных забоях – наиболее эффективный способ исследования геомеханических процессов. Натурные инструменталь- ные исследования на шахтах Донбасса проводятся по специальной методике, разработанной Республиканским академическим научно-исследовательским и проектно-конструктор- ским институтом горной геологии, геомеханики, геофизики и маркшейдерского дела (РАНИМИ) [1 – 4]. Задачи исследований: – определить конвергенцию вмещающих пород на различных участках лавы, начальный распор Rн и рабочее сопротивление R гидравлических стоек механизированной крепи; – установить закономерности протекания геомеханических процессов в породном массиве при выполнении технологических операций выемки угля и креплении очистного забоя;
  • 55. ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №4, 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 – построить в единой временной системе координат графики конвергенции вмеща- ющих пород и фактические характеристики механизированных крепей, совместив их с пла- нограммами работ в лаве; – выявить особенности взаимодействия крепи с кровлей на концевых участках лавы и обосновать новый критерий оценки протяженности этих участков. Наблюдения велись на шахте им. А.Ф.Засядько в лавах, оборудованных механизи- рованными комплексами МКД-90 на пластах m3, k8 и l1. Горно-геологические условия за- легания пластов и горнотехнические факторы их отработки представлены в таблице 1. Таблица 1 Горно-геологические и горно-технические условия отработки угольных пластов Показатель m3 k8 l1 Вынимаемая мощность пласта, м: 1,35-2,2 0,8-1,1 1,7-2,2 Угол падения пласта, град 4-12 7-14 8-25 Глубина разработки, м 1300 910 1000 Основная кровля: мощность, м 12-17 3-5 17-25 крепость, ед. 5-8 10-13 7-8 Непосредственная кровля: мощность, м 2-4,6 0-3,5 0-6,0 крепость, ед. 3-4 3-4 3-4 Почва: крепость 3-5 4-6 3-5 Длина лавы, м 230 230 230 Механизированный комплекс 3МКД90 1МКД90 3МКД90 Рабочее сопротивление крепи, кПа 500 480 500 Для инструментальных замеров и визуальных наблюдений оборудовалась замерная станция на одной из секций механизированной крепи. На четырех стойках через предохра- нительные клапаны устанавливались манометры МП-3, показания которых дежурный наблюдатель фиксировал с интервалами 10 мин, а во время проходакомбайнаи перемеще- ния секций крепи в районе замерной станции – каждую минуту. Кроме того выполнялись измерения конвергенции вмещающих пород стойками СУИ-2 с индикаторами ИЧТ- 0,01. Показания индикаторов и манометров фиксировались одновременно. Схема разме- щения оборудования на замерных станциях показана на рис. 1. Геологическую и вынимаемую мощность пласта измеряли рулеткой один раз в смену. Расстояние от забоя до точки первого контакта перекрытия с кровлей, а также тол- щину породной подушки на перекрытии определяли на каждом цикле передвижки. Состо- яние кровли (заколы, трещины, ступени, вывалы и т. д.), размеры устойчивых обнажений пород в выработанном пространстве фиксировали с помощью фотоаппарата. Продолжитель- ность выполнения технологических операций хронометрировали с точностью до 5мин. Первая замерная станция была оборудована на сопряжении лавы с конвейерным штреком. Затем ее перемещали вверх по лаве и в каждом месте дислокации замеры выполняли до и после прохода комбайна и передвижки секции крепи. Результаты наблюдений за смену заносились вспециальныеформуляры. В единой временной системе координат построены гра- фики конвергенции вмещающих пород,фактическиерабочиехарактеристикимеханизирован- ных крепей и планограммы работ в лавах, которые показали взаимосвязь между интенсив- ностью геомеханических процессов в массиве и технологическими операциями в забое – выемка угля и передвижка секций механизированной крепи.
  • 56. ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №4, 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 Наиболее интенсивная конвергенция вмещающих пород происходит после прохода комбайна в средней части призабойного пространства на расстоянии 1,8 –1,9 м от забоя, т. е. подтверждается гипотеза о возникновении растягивающих напряжений в непосредственной кровле при увеличении расстояния от забоя до первой стойки. Рис. 1 – Схема размещения оборудования на замерной станции В задачи шахтных исследований входила проверка гипотезы о влиянии ширины бесстоечного призабойного пространстванахарактер опусканиякровли: при удалении первой стойки механизированной крепи на 2 – 2,5 м линия опускания пород приближается к экс- поненте, а это вызывает образование растягивающих напряжений в нижних слоях, раскры- тие трещин и вывалообразование. Расстояние от консолей перекрытия до забоя изменялось от 0,3 до 0,7 м, т. е. превышало паспортное значение в 1,6 раза. Расстояние от забоя до места первого контакта консоли перекрытия с кровлей составило 0,8 м, причем контактирова- ние в подавляющем большинстве случаев было не сплошным, а точечным, в основном через 3 – 4 точки передней части консоли. Рессорная и жесткая части перекрытия контактиро- вали с кровлей через породную подушку толщиной 3 – 10 см. Наблюдения показали, что интенсивность конвергенции вмещающих пород на кон- цевых участках и в средней части лавы заметно разнится. На сопряжении лава –штрек от- мечается постоянная скорость конвергенции независимо от передвижки секций крепи, в средней части лавы – резкое увеличение скорости. Разнятся также фактические рабочие ха- рактеристики секций в средней части лавы и на концевых участках (рис. 2).
  • 57. ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №4, 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 С помощью метода группового учета аргументов (МГУА) [5] установлены зависимо- стиконвергенции вмещающих пород h от времени t на разных участках лавы. Получено 180 систем уравнений вида:            444 33 2 23 22 2 12 111 etch etctbh etctbh etch (1) где, с1, с2, с3, с4 – безразмерные коэффициенты. Формулами (1) описываются кривые конвергенции вмещающих пород. Продиффе- ренцировав уравнения (1), можно найти скорость конвергенции пород v.            44 323 212 11 / 2/ 2/ / cdtdhv ctbdtdhv ctbdtdhv cdtdhv (2) Рис. 2 – Фактические рабочие характеристики крепи на разных участках лавы В средней части лавы до передвижки секции крепи скорость конвергенции кровли и почвы увеличивается неравномерно; после передвижки она неравномерно уменьшается, т. е. существует ускорение конвергенции вмещающих пород. Продифференцировав уравнения (2), определим ускорение а конвергенции вмещаю- щих пород.      232 121 2/ 2/ bdtdva bdtdva (3) По формулам (3) для всех лав вычислены значения а. Начиная от сопряжения с кон- вейерным штреком, ускорение конвергенции постепенно увеличивается по длине лавы, до- стигая максимального значения, затем постепенно уменьшается в районе вентиляционного штрека (рис. 3).
  • 58. ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №4, 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 Рис. 3 – Значения ускорения конвергенции вмещающих пород по длине лавы Абсолютное ускорение конвергенции в средней части лавы постоянно и составляет около 0,05 мм/мин2. , на концевых участках оно изменяется от 0,01 до 0,05 мм/мин2 . Если рассматривать очистной забой с точки зрения особенностей геомеханических процессов в породном массиве, то ускорение конвергенции можно принять в качестве кри- терия оценки протяженности концевых участков лавы. Установлено, что их длина по уско- рению конвергенции пород около выработок, примыкающих к целику, составляет 12 – 17 м, к выработанному пространству 15 – 20 м. На этих участках механизированная крепь не входит в режим рабочего сопротивления или выходит крайне медленно. Работа крепи в режиме рабочего сопротивления наблюдается только в средней части лавы. Исследования позволили выявить, что с увеличением мощности пласта удлиняются концевые участки. Однако для формализации такой зависимости требуются дополнительные натурные наблюдения. Таким образом, величина ускорения конвергенции вмещающих пород является геомеха- ническим критерием оценки протяженности концевых участков лавы. На этих участках необходимоприменять специальныекрепи или другие нетрадиционные средства крепления. Литература 1. Антипов И.В. Комплексные натурные исследования в 6-й западной лаве уклон- ного поля пласта m3 шахты им. В.М. Бажанова / И.В Антипов, А.В. Савенко, В.Б. Гря- дущий // Пути повышения безопасности горных работ в угольной отрасли. – Макеевка: МакНИИ, 2004. – С. 138 – 141. 2. Антипов И.В. Комплексные натурные исследования в 17-й восточной лаве пла- ста m3 АП "Шахта им. А.Ф. Засядько" / И.В. Антипов, А.В. Савенко , Э.Ю. Сухарев- ский // Проблеми гірського тиску. – ДонНТУ, 2005. – № 13. – С. 213 – 222. 3. Антипов И.В., Савенко А.В., Нагорная Е.Д., Данча В.А., Пугач С.С., Жуков- цов И.В., Бороненко И.А. Исследования ускорения конвергенции вмещающих пород в очистном забое шахты им. Челюскинцев // Наукові праці УкрНДМІ НАН України, вип. 10. – Донецьк: УкрНДМІ НАН України, 2012. – С. 35 – 45. 4. Антипов И.В., Савенко А.В., Стаднюк Е.Д., Жуковцов И.В., Козырь С.В. Ин- струментальные наблюдения конвергенции вмещающих пород и смещения краевой ча- сти угольного пласта в очистном забое шахты «Трудовская» // Вісті Донецького гірни- чого університету, № 1(32). – Донецк: ДонНТУ, 2013. – С. 13 – 22. 5. Антипов И.В. Применение МГУА для формализации производственных про- цессов и операций в очистных забоях / И.В. Антипов, И.А. Турбор // Физико-техниче- ские проблемы горного производства. Вып. 15. Физические, геомеханические и техноло- гические проблемы добычи полезных ископаемых. – Донецк: Институт физики горных процессов НАН Украины, 2012. – С. 55 – 63.
  • 59. ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №4, 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 УДК 622.271.3.06/.272 Соколов Игорь Владимирович доктор технических наук, зав. лабораторией подземной геотехнологии, Институт горного дела УрО РАН 620075, г. Екатеринбург, ул. Мамина-Сибиряка, 58 e-mail: geotech@igduran.ru Антипин Юрий Георгиевич, кандидат технических наук, старший научный сотрудник, лаборатория подземной геотехнологии, Институт горного дела УрО РАН e-mail: geotech@igduran.ru Смирнов Алексей Алексеевич кандидат технических наук, старший научный сотрудник, лаборатория подземной геотехнологии, Институт горного дела УрО РАН e-mail: geotech@igduran.ru РАЗРАБОТКА И ОЦЕНКА ВАРИАНТОВ СТРАТЕГИИ ОСВОЕНИЯ ЖЕЛЕЗОРУДНЫХ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ЭКОЛОГИЧЕСКИ СБАЛАНСИРОВАННЫМИ ПОДЗЕМНЫМИ ГЕОТЕХНОЛОГИЯМИ Sokolov Igor V. Dr. of technical sciences, the head of the laboratory of underground geo-technology, The Institute of mining UB RAS 620075, Yekaterinburg, 58, Mamin-Sibiryak st. e-mail: geotech@igduran.ru AntipinYury G. candidate of technical sciences, senior researcher of the laboratory of underground geo-technology The Institute of mining UB RAS e-mail: geotech@igduran.ru Smirnov Alexey A. candidate of technical sciences, senior researcher of the laboratory of underground geo-technology, The Institute of mining UB RAS e-mail: geotech@igduran.ru WORKING OUT AND ESTIMATION THE STRATEGY OPTIONS OF DEVELOPMENT IRON ORE DEPOSITS BY ECOLOGICALLY BALANCED SUBSURFACE GEO-TECHNOLOGIES Аннотация: Разработаны и оценены варианты геотехноло- гической стратегии освоения подземных запа- сов при комбинированной разработке желе- зорудных месторождений, представленные в виде горнотехнической системы, включающей подсистемы вскрытия, очистной выемки, транспорта, подземного обогащения и утили- зации отходов. На основе экономико-матема- тического моделирования установлено, что максимальный экономический эффект и эколо- гическая безопасность достигаются примене- нием инновационной геотехнологии с нисхо- дяще-восходящим порядком выемки системами с обрушением и с закладкой в соотношении, обеспечивающем замкнутость горнотехниче- ской системы. Ключевые слова: геотехнологическая страте- гия, горнотехническая система, экономическая и экологическая эффективность, порядок от- работки, вскрытие, система разработки, за- кладка, подземное обогащение Abstract: The options of geo-technological strategy of devel- opment underground reserves by combined iron ore deposits mining are worked out and estimated. They are presented in the form of a mining system includ- ing sub-systems of opening, stoping, transport, un- derground concentration and wastes utilization. In terms of economic and mathematical modeling it is set up that both the maximum economic effect and ecological safety are obtained by employment as- cending-descending order of mining extraction by caving and filling systems in the ratio providing a geo-technical system being avoidant. Key words: geo-technological strategy, geo-tech- nical system, economic and ecological efficiency, the order of development, opening, mining system, filling, underground concentration В современной науке и практике формирование вариантов и реализация геотех- нологической стратегии (ГС) освоения мощных глубокозалегающих железорудных ме- сторождений основаны на традиционном последовательном и нисходящем порядке ве- дения горных работ [1]. Причем при комбинированной разработке это присуще как осво- ению месторождения в целом (с реализацией последовательного перехода от открытых
  • 60. ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №4, 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 горных работ к подземным), так и части запасов, предназначенных для подземной раз- работки (переходная зона и далее нисходящая поэтажная выемка) [2]. Применение ин- новационной ресурсосберегающей технологии восходящей выемки с закладкой вырабо- танного пространства [3] в рамках общей ГС освоения подземных запасов сдерживается, на наш взгляд, следующими обстоятельствами: - несовершенством методологической базы собственно долгосрочного (на весь срок освоения) и целевого (получение максимального интегрального эколого-экономи- ческого эффекта) планирования разработки месторождения; - нерешенностью задачи оптимальных структуры и параметров горнотехниче- ской системы (ГТС), включающей порядок и направление развития горных работ, спо- соб и схему вскрытия, систему разработки, способ транспортирования, целесообраз- ность подземного обогащения, использование выработанного пространства для склади- рования отходов горного производства; - отсутствием критерия и методики эколого-экономической оценки ГС. Систематизированы факторы, влияющие на выбор ГС, по группам: социально- экологические (здоровье и занятость населения, воздействия на окружающую среду (ОС); рыночные (внешнеэкономические и макроэкономические); природные (географо- экономические, геологические); инновационные (научно-технический прогресс (НТП)), наличие инновационных технологий); производственные (горнотехнические, технологи- ческие, организационные, специфические). ГС освоения подземных запасов при комбинированной разработке мощных глубо- козалегающих рудных месторождений определена как комплекс взаимоувязанных меро- приятий, включающий установление в рамках принятой концепции: схемы комбиниро- ванной разработки; производственной мощности подземного рудника; порядка разви- тия горных работ во времени и в пространстве; способа и схемы вскрытия; технологии очистной выемки; способа погашения выработанного пространства; схемы и способа транспортирования руды; целесообразности подземного обогащения; схемы и способа утилизации отходов горно-обогатительного производства, направленных на обеспече- ние максимального экономического эффекта от эксплуатации всех запасов месторож- дения и экологической безопасности. Предложены принципы формирования ГС, заключающиеся в: системности иссле- дований, комплексности цели и задач; оптимальности результатов; императиве «более чистого производства»; комбинировании технологических процессов различных спосо- бов добычи и переработки; разработке инновационных геотехнологий [4]. Для формиро- вания и конструирования соответствующих вариантов ГТС разработаны следующие ос- новные положения: – с целью утилизации в выработанном пространстве отходов добычи и обогаще- ния руды и снижения эксплуатационных затрат использовать ресурсосберегающий спо- соб восходящей камерной выемки с сухой закладкой (СЗ); – для существенного (до 2 раз) повышения производственной мощности подзем- ного рудника ориентироваться на восходяще-нисходящий порядок, обеспечивающий не- зависимую отработку этажей в пределах шага освоения; – вскрытие осуществлять с учетом схемы комбинированной разработки место- рождения: при последовательной автоуклонами из карьера, при параллельной верти- кальными стволами с поверхности; – при отработке переходной зоны формировать изолирующие массивы (искус- ственные монолитные или из разрыхленной породы); – для обеспечения максимальной интенсивности горных работ использовать вы- сокопроизводительное самоходное оборудование (СО) и проходческие комбайны; – устанавливать целесообразность применения подземного обогатительного ком- плекса (ПОК) с получением концентрата и использованием отходов обогащения в каче- стве закладки выработанного пространства;
  • 61. ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №4, 2015 г. 61С 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 – схемы и способы транспортирования грузов (руда, порода, концентрат, за- кладка) обосновывать с учетом оптимального расположения ОК под землей или на по- верхности, при этом максимально использовать силы гравитации; – с целью организации замкнутого цикла горно-обогатительного производства и размещения под землей всех отходов, образуемых в рамках ГТС, применять комплекс- ную подземную геотехнологию добычи руды, сочетающую камерную систему с СЗ и восходящей выемкой нижних этажей и системы с обрушением при освоении верхних этажей. Оптимальное соотношение долей применения систем в производственной мощ- ности рудника определять по условию организации замкнутого цикла; – в качестве резерва емкостей для размещения отходов добычи и обогащения ис- пользовать выработанное пространство карьера. Таблица 1 Технологические схемы, соответствующие вариантам ГС Вариант ГС Порядок развития горных работ Система разработки Расположение ОК Отработка запасов шага освоения. Способ погашения и утилизации 1 Последовательный нисходящий Камерная с по- следующим об- рушением це- ликов На земной поверхности Одноэтажная. Выработанное пространство погашается обрушенными породами. Отходы ГОП раз- мещаются на поверхности 2 Последовательный восходящий Камерная с закладкой На земной поверхности Одноэтажная. Камеры погашаются заклад- кой: породой от ГПР и отхо- дами ОК, подаваемыми с по- верхности 3 Последовательный восходящий Камерная с закладкой Под землей Одноэтажная. Камеры погашаются заклад- кой: породой от ГПР и отхо- дами ПОК 4 Параллельный. Комбинированный Нисходящий Верхние этажи – камерная с обрушением целиков На земной поверхности Многоэтажная. Выработанное пространство верхних этажей погашается обрушенными породами. Камеры нижних этажей пога- шаются закладкой: породой от ГПР и отходами ОК, пода- ваемыми с поверхности Восходящий Нижние этажи – камерная с закладкой 5 Параллельный. Комбинированный Нисходящий Верхние этажи – камерная с обрушением целиков Под землей Многоэтажная. Выработанное пространство верхних этажей погашается обрушенными породами. Камеры нижних этажей пога- шаются закладкой: породой от ГПР и отходами ПОК. Восходящий Нижние этажи – камерная с закладкой Разработка и оценка вариантов ГС выполнена на конкретном примере освоения глубоких горизонтов Естюнинского месторождения. В основу положена концепция вос- полнения выбывающих мощностей Высокогорского ГОКа, где минимальным условием является обеспечение стабильной производственной мощности собственно шахты Естю- нинская 2,5 млн. т руды в год, максимальным – мощности ГОКа за счет увеличения мощ- ности шахты Естюнинская до 5 млн т руды в год. В соответствии с данной концепцией типизированы технологические схемы (табл. 1), соответствующие 5 вариантам ГС в шаге
  • 62. ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №4, 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 освоения (вскрытия и отработки), по признакам: производственная мощность шахты; по- рядок отработки этажей во времени и в пространстве; система разработки; место распо- ложения обогатительного комплекса (ОК); способ погашения выработанных камер и утилизации отходов горно-обогатительного производства (ГОП). Варианты 1 – 3 обес- печивают производительность шахты 2,5 млн т, варианты 4 –5 5 млн т. Определенной новизной обладают варианты 4 и 5 ГС [5]. В варианте 4 ГС этажи отрабатываются параллельно в комбинированном порядке, верхние – в нисходящем си- стемами с обрушением, нижние – в восходящем этажно-камерной системой с закладкой. ОК располагается на земной поверхности. Руда по рудоспускам поступает на концентра- ционный горизонт и далее перемещается локомотивами до скипового ствола, скипами выдается на поверхность и железнодорожным транспортом перевозится на ОК. Отходы сухой (СМС) и мокрой (ММС) магнитной сепарации направляются на закладочный ком- плекс (ЗК) и в виде закладки транспортируются до камер по трубам (рис. 1, а). В варианте 5 ГС технология и порядок отработки аналогичны варианту 4. ПОК располагается в под- земных выработках нижнего этажа. Руда с нижних этажей по автоуклону транспортиру- ется до ПОК автосамосвалами, верхних этажей – по рудоспускам перепускается в ПОК. Отходы СМС и ММС после предварительного обезвоживания в виде сухой (СЗ) или па- стовой закладки транспортируются от ПОКа до выработанного пространства. Концен- трат по концентрационному горизонту электровозами до ствола и скипами выдается на поверхность. а б Рис. 1 – Варианты 4 – а и 5 – б ГС освоения Естюнинского месторождения Для условий восходящей отработки Естюнинского месторождения сгруппиро- ваны варианты камерной системы разработки с СЗ и самоходным оборудованием (СО) по признакам: порядок отработки камер и целиков, технология очистной выемки, способ создания и сохранения закладочного массива, схема подготовки и конструкция днища. Наиболее эффективным признан вариант выемки трапециевидными камерами с наклон- ными торцовыми стенками из СЗ, укрепленной цементным раствором (рис. 2). Здесь ре- ализуется двухстадийный камерно-целиковый порядок отработки камер в этаже по схеме 1-2-1-2-1. С целью создания устойчивого закладочного массива в обоих торцовых частях камеры 1-й очереди формируется откос путем придания торцовым стенкам камеры наклона (55 – 70º). Закладочный массив формируется путем отсыпки слоев СЗ и после- дующего их укрепления цементным раствором (цемент+вода). В камерах 2-й очереди закладочный массив формируется путем отсыпки СЗ из выработок буро-вентиляцион- ного горизонта. Преимущества подземного размещения ОК заключаются в следующем: – резкое сокращение площади земель (на 90 – 95 %), занимаемых поверхностными ОК, отвалами и шламохранилищами, соединяющими их дорогами и коммуникациями; – практически полная ликвидация экологического воздействия на ОС как самого ОК, так и открытых складов продуктов обогащения, отвалов и шламохранилищ, дорог;
  • 63. ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №4, 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 – сокращение платежей за земельный отвод, складирование хвостов и экологиче- ское воздействие обогатительного производства, отвалов и шламохранилищ; – стоимость строительства ПОК не выше, чем строительства аналогичного по производительности ОК на поверхности, а в нашем случае дешевле на 20 – 35 %. Рис. 2 – Вариант выемки трапециевидными камерами с комбинированной закладкой: I, II – порядок отработки, 1 – отсыпка слоев СЗ и их укрепление в камере 1-й очереди, 2 – закладочные выработки, 3 – отработка камер 2-й очереди, 4 – закладочные скважины для подачи укрепляющего раствора, 5 – формируемый слой СЗ, 6 – укрепленный откос Разработана и запатентована технологическая схема ПОК, позволяющая сокра- тить капитальные затраты на его строительство и повысить эффективность подземного обогащения за счет уменьшения количества выработок и усреднения качества поступа- ющей на обогащение исходной руды [6] (рис. 3). Также предложен способ подземной разработки мощных железорудных месторождений, позволяющий существенно сокра- тить объем дорогостоящих мероприятий по изоляции закладываемых камер для предот- вращения прорыва текущих хвостов обогащения в выработки, на который получено ре- шение о выдаче Патента на изобретение (Заявка № 2014120839/03(033497). Оценка вариантов ГС в новом шаге освоения с балансовыми запасами Qб должна учитывать комплекс как производственного, так и социально-экологического эффектов от реализации стратегических решений [7]. С учетом динамики развития ГТС во времени T целесообразно в качестве критерия оценки принять максимум ЧДД в следующем виде (руб.): ЧДД         max 1 СЭП 1 Э 1 Κ 1 Ц 0000                  tttt ЕЕЕЕ Т t it Т t it Т t it Т t it , (1) где T – длительность оценки. Равна времени строительства и отработки, год; itЦ – доход от реализации продукции, получаемый в t-м году оценки при реализации i-го варианта ГС, руб/год; itΚ – капитальные затраты на строительство подземного рудника и ОК в t-м году оценки при реализации i-го варианта ГС, руб/год; itЭ – эксплуатационные за- траты на процессы добычи и обогащения руды в t-м году оценки при реализации i-го
  • 64. ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №4, 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 варианта ГС, руб/год; itСЭП – денежная оценка социально-экологических последствий от реализации i-го варианта ГС, руб/год; E – норма дисконта, доля ед. Рис. 3 – Подземная обогатительная фабрика Предложено степень замкнутости ГТС, соответствующей варианту ГС, оцени- вать показателем 𝜂, равным отношению суммарного объема отходов 𝑉о , образующихся в рамках ГТС, к максимальному объему пустот 𝑉п , образующихся в рамках ГТС. η = 𝑉о /𝑉п → 1. (2) Если 0≤ η ≤1, то ГТС замкнута, если η > 1, то ГТС не замкнута. По η можно также опре- делять долю систем разработки с закладкой выработанного пространства в годовой про- изводственной мощности рудника, а по 1- η – долю систем с обрушением. Использова- ние данного показателя в качестве критерия оценки экологической эффективности ГС в комплексе с ЧДД повысит ее объективность. По каждому из двух критериев варианту ГС присваивается рейтинг. Более высокий рейтинг получает вариант с минимальным количеством баллов. Для выбора лучшего варианта ГС вводится глобальный критерий принятия компромиссного решения R – комплексный эколого-экономический критерий, рассчитываемый как сумма баллов по каждому критерию с учетом их веса R = kЧДДrЧДД + kηrη, (3) где rЧДД, rη – рейтинг по критерию ЧДД и η, соответственно, kЧДД, kη – вес критериев ЧДД и η в глобальном критерии, принятый за 1. Разработана блок-схема формирования и компьютерная программа (в приложении Ехсеl) выбора ГС, указывающие последовательность установления оптимальных решений по блокам в соответствии с локальными критериями, принятыми для соответствующих подсистем ГТС и ГТС в целом (рис. 4).
  • 65. ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №4, 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 Рис. 4 – Блок-схема формирования и оценки варианта ГС Выполнено экономико-математическое моделирование (ЭММ) вариантов ГС по ЧДД при норме дисконта 12 % и базовом содержании железа 29 % (рис. 5). Результаты ЭММ показали, что ЧДД по варианту 4 ГС больше в 1,6 и 3,6 раза по сравнению с вариантами 5 и 2. Расчет по комплексному эколого-экономическому критерию показал, что при Fe = 29 % целесообразен полный переход на системы с закладкой. При этом показатель замкнутости ГТС можно улучшить до η=1,43 (табл. 2).
  • 66. ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №4, 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 Рис. 5 – ЧДД по вариантам 1 – 5 ГС Таблица 2 Рейтинги вариантов ГС Установлено, что технически возможно добиться замкнутости ГТС при содержании Fe≥43 %, поскольку объем получаемых хвостов становится не более объема образующихся пустот. При Fe=43 % замкнутость ГТС обеспечивается применением исключительно систем с закладкой, а при Fe>43 % – оптимальным соотношением систем с закладкой и с обрушением. Выявлены оптимальные области применения ПОК при увеличении уровня установленных благоприятных факторов – затрат на СЭП или на транспортирование руды от рудника до ОФ. Так, при увеличении норматива платы за отчуждение земель до доля ед. доля ед. балл балл балл Показатель
  • 67. ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №4, 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 3000 руб/м2 или длины доставки руды до ОФ до 19 км ЧДД по вариантам 4 и 5 ГС одинаковы. Перспективы промышленного внедрения разработанной ГС связаны с освоением глубоких горизонтов Ново-Естюнинского и Северо-Гороблагодатского железорудных месторождений, а также Тарыннахско-Горкитского железорудного узла. Исследования выполнены в рамках проекта фундаментальных исследований УрО РАН № 15-11-5-7 «Исследование переходных процессов и учет закономерностей их развития при разработке инновационных технологий оценки, добычи и рудоподготовки минерального сырья». Литература 1. Каплунов Д.Р. Современное содержание методологии проектирования освое- ния недр / Д.Р. Каплунов // Недропользование. – ХХI век. – 2008. – № 1. – С. 32 – 34. 2. Соколов И.В. Оценка эффективности подземной геотехнологии при обоснова- нии стратегии комбинированной разработки рудных месторождений / И.В. Соколов // Горный информационно-аналитический бюллетень. – 2011. – № 11. – С. 480 - 493. 3. Яковлев В.Л. О стратегии освоения меднорудных месторождений Урала / В.Л. Яковлев, Ю.В. Волков, О.В. Славиковский // Горный журнал. – 2003. – № 9. – С. 3 – 7. 4. Соколов И.В Комплексная экологоориентированная подземная геотехнология добычи и обогащения железных руд / И.В. Соколов, Н.В. Гобов, А.А. Смирнов, А.Н. Медведев // Экология и промышленность России. – 2013. – № 6. – С. 16 – 20. 5. Соколов И.В. Целесообразность применения подземных обогатительных ком- плексов на железорудных шахтах / И.В. Соколов, А.А. Смирнов, Н.В. Гобов, Ю.Г. Ан- типин // Горный информационно-аналитический бюллетень. – 2014. – № 6. – С. 197 – 206. 6. Пат. 2565300 Российская Федерация, МПК Е21С 41/00 В03В 9/00. Подземная обогатительная фабрика / Смирнов А.А., Соколов И.В., Антипин Ю.Г., Соломеин Ю.М.; патентообладатель Федеральное государственное бюджетное учреждение науки ИГД УрО РАН. – заявл. 11.06.2014; опубл. 20.10.2015, Бюл. № 29. 7. Соколов И.В. Систематизация и методика оценки вариантов стратегии освое- ния железорудных месторождений с применением подземных обогатительных комплек- сов / И.В. Соколов, Н.В. Гобов, Ю.Г. Антипин // Горный информационно-аналитический бюллетень. – 2015. – № 7. – С. 101 – 109.
  • 68. ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №4, 2015 г. 68С 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 [622.272.06:622.341]:519.001.57:504.06 Соколов Игорь Владимирович доктор технических наук, зав. лабораторией подземной геотехнологии, Институт горного дела УрО РАН 620075, г. Екатеринбург, ул. Мамина-Сибиряка, 58 e-mail: geotech@igduran.ru Гобов Николай Васильевич доцент, старший научный сотрудник, лаборатория подземной геотехнологии, Институт горного дела УрО РАН e-mail: geotech@igduran.ru Соломеин Юрий Михайлович младший научный сотрудник, лаборатория подземной геотехнологии, Институт горного дела УрО РАН e-mail: geotech@igduran.ru Никитин Игорь Владимирович научный сотрудник, лаборатория подземной геотехнологии, Институт горного дела УрО РАН e-mail: geotech@igduran.ru ЭКОНОМИКО-МАТЕМАТИЧЕСКОЕ МОДЕЛИРОВАНИЕ СТРАТЕГИИ ОСВОЕНИЯ ГЛУБОКОЗАЛЕГАЮЩИХ ЖЕЛЕЗОРУДНЫХ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ЭКОЛОГИЧЕСКИ СБАЛАНСИРОВАН- НЫМИ ГЕОТЕХНОЛОГИЯМИ Sokolov Igor V. Dr. of technical sciences, the head of the laboratory of underground geo-technology The Institute of mining UB RAS, 620075, Yekaterinburg, 58, Mamin-Sibiryak st. е-mail: geotech@igduran.ru Gobov Nickolay V. assistant professor, senior researcher, the laboratory of underground geo-technology, The Institute of mining UB RAS е-mail: geotech@igduran.ru Solomein Yury M. junior researcher, the laboratory of underground geo-technology, The Institute of mining UB RAS е-mail: geotech@igduran.ru Nikitin Igor V. a researcher, the laboratory of underground geo-technology, The Institute of mining UB RAS е-mail: geotech@igduran.ru. ECONOMIC AND MATHEMATICAL MODELING OF DEEP-BEDDING IRON ORE DEPOSITS BY ECOLOGICALLY BALANCED GEO-TECHNOLOGIES Аннотация: Создана экономико-математическая модель выбора геотехнологической стратегии (ГС) освоения глубокозалегающих железорудных ме- сторождений, представляющая собой совокуп- ность алгоритма формирования вариантов, методик выбора оптимальных схем и способов вскрытия, систем разработки, места размеще- ния подземного обогатительного комплекса, расчета объемов добычи разными системами и ЧДД, определения рейтинга варианта ГС и со- ответствующей компьютерной программы. В результате моделирования разработанных ва- риантов ГС при различных содержаниях полез- ного компонента в руде, производственной мощности, системах разработки, местах раз- мещения обогатительного комплекса, способах утилизации отходов горно-обогатительного производства выбран оптимальный вариант по комплексному эколого-экономическому крите- рию. Ключевые слова: геотехнологическая страте- гия, железорудное месторождение, горнотех- ническая система, подземная геотехнология, подземный обогатительный комплекс, эконо- мико-математическое моделирование, опти- мизация Аbstract: The economic and mathematical model (EMM) of selection geo-technological strategy (GS) is origi- nated. It represents a set of formation algorithm both the GS options, methods of selection optimal schemes and processes of mining extraction, a sub- surface concentration complex arrangement as well as calculation of mining output volume by various systems and net present value (NPV); determination the GS option rating and appropriate computer pro- gram. As a result of the developed GS options sim- ulation by different mineral content, productive ca- pacity, systems of development, arrangement of a concentration complex, the methods of mining and processing production (GOP)tails utilization, the best option was chosen according to ecological and economic criteria. Key words: geo-technological strategy (GS), min- ing-technical system (MTS), subsurface geo-tech- nology, economic and mathematical modeling (EMM), subsurface concentration complex (SCC), net present value (NPV), optimization
  • 69. ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №4, 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 настоящее время создание экономически эффективных и экологически безопас- ных геотехнологий добычи и обогащения руды, способствующих бесконфликтному раз- витию техно- и биосферы, представляется весьма актуальным [1]. Признанным подхо- дом к решению подобных проблем является разработка новых технологий в соответ- ствии с принципом «более чистого производства» (Cleaner Production) [2], акцентирую- щим внимание не на очистке и обезвреживании образовавшихся отходов, а на уменьше- нии объемов их образования и степени опасности в процессе производства. В рамках обоснования вариантов геотехнологической стратегии (ГС) ИГД УрО РАН разработана технологическая схема инновационной комплексной эколого-ориенти- рованной подземной геотехнологии добычи и переработки железных руд, включающей вскрытие, разработку системами с обрушением верхних этажей и камерную выемку ниж- них этажей яруса в соотношении, обеспечивающем замкнутость горнотехнической си- стемы (ГТС), транспортирование грузов, обогащение руды и закладку камер, позволяю- щая весь объем отходов горно-обогатительного производства (ГОП) утилизировать в вы- работанном пространстве [3]. Эту геотехнологию можно реализовать как с использова- нием подземного обогатительного комплекса (ПОК) так и без его применения [4]. Для решения задачи обеспечения замкнутого цикла ГТС целесообразно методом оптимизации установить необходимое соотношение объемов добычи руды системами с обрушением и с закладкой выработанного пространства [5]. При этом факторами, влия- ющими на обеспечение безотходности ГОП в шаге освоения месторождения, являются: объем образовавшегося и закладываемого выработанного пространства, объем пустой породы подготовительно-нарезных выработок и объем хвостов обогащения – сухой (СМС) и мокрой (ММС) магнитной сепарации, используемых в качестве закладочного материала [6]. При этом под замкнутой понимаем такую ГТС, за пределы которой выхо- дит только реализуемый продукт, а образующиеся твердые отходы утилизируются внутри нее. Степень замкнутости ГТС можно описать показателем экологической эф- фективности η = 𝑉о /𝑉п → 1, (1) где 𝑉о – объем отходов, м3 ; 𝑉п – объем пустот, м3 . Исходным моментом для определения данных объемов является установленная на первых этапах формирования ГС годовая производственная мощность рудника Аг. Она складывается из годовой производительности этажей, одновременно разрабатывае- мых системами с обрушением и с закладкой. Аг = Аобр + Азак, т/год, (2) где Аобр, Азак – годовая производительность этажей, разрабатываемых системами с обру- шением и системами с закладкой, соответственно, т/год. При этом определение необходимого объема добычи разными системами выпол- нено в зависимости от содержания железа в балансовых запасах 29 (базовый вариант), 43, 50 и 60 %. Возможные варианты использования хвостов СМС и ММС в качестве закладки: 1. Хвосты ММС в виде пастовой закладки используются в полном объеме, хвосты СМС – по мере необходимости. 2. Хвосты ММС в виде сухой закладки используются в полном объеме, хвосты СМС – по мере необходимости. 3. Хвосты СМС используются в полном объеме, хвосты ММС в виде пастовой закладки – по мере необходимости. 4. Хвосты СМС используются в полном объеме, хвосты ММС в виде сухой за- кладки – по мере необходимости.
  • 70. ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №4, 2015 г. 70С 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 качестве примера на рисунке 1 представлены графики доли систем разработки в общей годовой производительности рудника в зависимости от доли использования хво- стов СМС при полном использовании породы и хвостов ММС в виде пастовой закладки. График читается следующим образом. По оси абсцисс откладывается λ доля хвостов СМС, принятых в качестве дополнительной закладки, по оси ординат – η как доля си- стем с закладкой в общей годовой производительности. Линия по оси абсцисс равная 100 %, означает полное использование для закладки всех отходов, образующихся в рамках ГТС. Линия по оси ординат равная 1,0 означает максимально возможную долю погаше- ния объема пустот, образующихся в рамках ГТС. Отрезок по оси ординат от 0 до графика показывает долю применения систем с закладкой, от графика до 1,0 – систем с обруше- нием, выше 1,0 – дефицит выработанного пространства. Рис. 1 – Доля систем с закладкой в общей годовой производительности в зависимости от доли использования хвостов СМС (ММС в виде пастовой закладки) Следующим этапом стало создание алгоритма для компьютерной программы вы- бора ГС освоения железорудных месторождений при комбинированной разработке. Он состоит из 2 блоков данных (ввод-вывод информации), 6 логических и 15 вычислитель- ных блоков (рис. 2). Блок 1. Начало проведения расчетов. Ввод исходной горно-геологической инфор- мации, горнотехнических и экономических данных по следующим направлениям: геоло- гия, вскрытие, отработка и обогащение. Блок 2. Оценка первого варианта ГС из числа рассматриваемых p. Присвоение значения i=1. Блок 3. Расчет годовой производственной мощности рудника Аг шахты по i-му варианту ГС на основе горных возможностей месторождения. Блоки 4 – 6. Определение схемы комбинированной разработки месторождения в зависимости от выбранной концепции развития ГОКа. В случае, когда предприятию необходимо поддерживать достигнутую производственную мощность, разработку ме- сторождения следует вести по последовательной схеме, если необходимо наращивать производственную мощность – по параллельной схеме комбинированной разработки. Блоки 7 – 12. Определение порядка отработки подземных запасов на основе срав- нения Аг шахты с Аг карьера. Если Аг шахты ≥ Аг карьера, то отработку подземных запасов следует вести этажами последовательно. Если Аг шахты < Аг карьера, то для увеличения vсмс, %
  • 71. ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №4, 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 Аг шахты до 2 раз следует применять многоэтажную отработку, свыше 2 раз – ярусную отработку. Блоки 13 – 15. Установление количества и, при необходимости, доли применяе- мых систем разработки в Аг шахты по i-му варианту ГС. Если применяется одна система разработки, то доля Азак=1 или Аобр=1, если две и более, то Азак=opt и Аобр=opt. Блок 16. Оптимизация параметров путем присвоения переменным значения n=1 из общего числа значений k исследуемого параметра. Блок 17. Подсчет извлекаемых запасов Qизв, объемов породы от проходки Qпор, концентрата Qконц, хвостов обогащения Qсмс, Qммс и закладки Qзак по i-му варианту ГС при значении параметра n. Блок 18. Определение первого критерия – ЧДД по i-му варианту ГС при значении параметра n на основе расчета извлекаемой ценности Цизв, суммарных капитальных К, эксплуатационных затрат Э, социально-экономических последствий (СЭП), сроков стро- ительства Тс и отработки То в соответствии с разработанной методикой. Блок 19. Определение второго критерия – показателя замкнутости ГТС η по i-му варианту ГС при значении параметра n на основе расчета объемов отходов Vо и пустот Vп в соответствии с разработанной методикой. Блок 20. Присвоение следующего значения исследуемому параметру n=n+1. Если n ≤ k, то возврат к блоку 17 и повторение всех расчетных и логических операций для n=n+1; если n > k, – переход к следующему блоку. Блок 21. Оценка следующего варианта ГС. Присвоение значения i=i+1. Если i ≤ p, то возврат к блоку 3 и повторение расчетных и логических операций для i=i+1; при условии i > p переход к следующему блоку. Блок 22. Ранжирование рассмотренных вариантов p по показателям ЧДДr и r – рейтинги варианта ГС по критерию ЧДД и η, соответственно. Блок 23. Окончание выполнения расчетов. Оценка и выбор эффективного вари- анта ГС из числа рассмотренных p по критерию R→ min в соответствии с разработанной методикой. Экономико-математическое моделирование (ЭММ) выполнено на примере вари- антов ГС 1 – 5 освоения нижних горизонтов Естюнинского месторождения, характери- зующихся: 1) Аг = 2,5 млн т/год, нисходящая выемка системами с обрушением, обогатитель- ная фабрика на поверхности; 2) Аг = 2,5 млн т/год, восходящая выемка системами с закладкой, обогатительная фабрика на поверхности; 3) Аг = 2,5 млн т/год, восходящая выемка системами с закладкой, ПОК; 4) Аг= 5 млн т/год, нисходяще-восходящая выемка системами с обрушением и с закладкой, обогатительная фабрика на поверхности; 5) Аг= 5 млн т/год, нисходяще-восходящая выемка системами с обрушением и с заклад- кой, ПОК. Компьютерная программа «Выбор ГС освоения подземных запасов при комбини- рованной разработке месторождений» написана в приложении Ехсеl пакета программ Microsoft Office.Программа ранжирует варианты ГС по критериям «Показатель замкну- тости ГТС» и «Чистый дисконтированный доход» (табл. 1). По каждому из двух крите- риев варианту ГС присваивается рейтинг rЧДД и rη. Более высокий рейтинг (минимальное количество баллов) получает вариант с лучшим значением критерия. Для принятия ре- шения по выбору лучшего варианта ГС предложен глобальный критерий принятия ком- промиссного решения R – комплексный эколого-экономический критерий, рассчитыва- емый как сумма баллов по критериям ЧДД и η с учетом их веса kЧДД, kη, принятых за 1. R= kЧДДrЧДД + kηrη. (3)
  • 72. Рис. 2 – Алгоритм компьютерной программы выбора ГС освоения железорудных месторождений при комбинированной разработке
  • 73. ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №4, 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 Таблица 1 Рейтинги вариантов ГС В графе «Общее число баллов» (см. табл. 1) показано суммарное количество баллов по обоим критериям. Более высокое итоговое место в рейтинге получает вариант ГС с минимальным R. На графике видно, что наиболее эффективными являются варианты 2, 4 и 5 ГС с R = 4, 4 и 5. Далее проведена оптимизация вариантов 4 и 5 ГС по комплексному эколого-эко- номическому критерию, вариант 2 не оптимизируется, поскольку применяется только система разработки с закладкой. Целью оптимизации является обеспечение максималь- ной степени замкнутости ГТС по критерию η→1. В данных исследованиях фиксируется весь комплекс исходных данных, не относящихся к определению η: горно-геологиче- ские, технологические, экологические и экономические. Анализ целевой функции показателя экологической эффективности 𝜂 (1), показы- вает, что добиться ее оптимума (равенства 1) можно, изменяя долю применения систем с закладкой Азак в производственной мощности подземного рудника Аг. При этом изме- нение Азак, связанное с изменением доли систем с обрушением как Азак =1– Аобр , приво- дит к изменению и целевой функции экономической эффективности ЧДД. Значит, суще- ствуют оптимальные значения Азак и Аобр, которые соответствуют максимуму ЧДД и 𝜂 = 1. Отыскание оптимальных значений 𝜂 показано на графиках (рис. 3). – направление оптимизации Рис. 3 – Зависимость η от доли систем с закладкой при различном содержании Fe Доля систем с закладкой, доля ед. ,доляед. доля ед. доля ед. балл балл балл Показатель
  • 74. ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №4, 2015 г. 74С 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 Результаты оптимизации вариантов 4 и 5 ГС показали следующее: 1. При базовом содержании Fe=29 % технически возможен и экономически целесообразен полный переход на системы с закладкой. При этом показатель замкнутости ГТС улучшился в 2 раза до η=1,43, а излишки хвостов обогащения, складируемых на поверхности, минимальны. ЧДД вырос в варианте 4 на 10,7 %, в варианте 5 – на 10,2 %; при этом ЧДД по варианту 4 по сравнению с вариантом 2 больше в 3,6 раза, по сравнению с вариантом 5 – в 1,6 раза (табл. 2). 2. Аналогичные тенденции просматриваются и при содержании Fe=43 %, когда также технически возможен и экономически целесообразен полный переход на системы с закладкой. Показатель замкнутости ГТС улучшился в 2 раза до η=1, т.е. все отходы складируются в выработанном пространстве. ЧДД вырос в варианте 4 на 8,1 %, в варианте 5 – на 8 %; при этом ЧДД по варианту 4 по сравнению с вариантом 2 больше в 2,9 раза, по сравнению с вариантом 5 – в 1,7 раза. 3. При содержании Fe=50 % оптимальная доля систем с закладкой, при которой η=1 составляет 0,8, дальнейшее увеличение их доли приводит к избытку пустот. ЧДД растет в вариантах 4 и 5 на 4,5 %. При данном содержании реализация варианта 2 техни- чески нецелесообразна. 4. При содержании Fe=60 % варианты 4 и 5 не подлежат оптимизации, поскольку η=1 при соотношении систем с закладкой и с обрушением 0,5/0,5. Таблица 2 Рейтинги вариантов ГС после оптимизации вариантов 4 и 5 Таким образом, оптимальным по комплексному эколого-экономическому крите- рию признан вариант 4 ГС (во всем диапазоне содержания полезного компонента). Эф- фективность варианта 5 ГС по критерию ЧДД может сравняться с эффективностью ва- рианта 4 при увеличении экологических платежей (приобретение земли по нормативу в зависимости от кадастровой стоимости, плата за перевод в категорию промышленного назначения, налог на землю, плата за размещение отходов на поверхности). Например, с 200 (в настоящее время) до 3000 руб/т, что весьма вероятно в ближайшем будущем. Гор- нотехническим фактором, снижающим преимущество варианта 4 ГС, является длина транспортирования руды от рудника до обогатительной фабрики. Так, при ее увеличении с 5 до 19 км целесообразен переход на подземное обогащение. Литература 1. Яковлев В.Л. О стратегии освоения меднорудных месторождений Урала / В.Л. Яковлев, Ю.В. Волков, О.В. Славиковский // Горный журнал. – 2003. – № 9. – С. 3 – 7. 2. CleanerProduction [Текст]: офиц. Текст [Электронный ресурс] – Режим доступа: http://www.unido.org/en/what-we-do/environment/resource-efficient-and-low-carbon-indus- trial-production/cp/cleaner-production.html 3. Комплексная экологоориентированная подземная геотехнология добычи и обо- гащения железных руд / И.В. Соколов, Н.В. Гобов, А.А. Смирнов, А.Н. Медведев // Эко- логия и промышленность России. – 2013. – № 6. – С. 16 –20. доля ед. доля ед. балл балл балл Показатель
  • 75. ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №4, 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 4. Пат. № 25343901 Российская Федерация. Способ отработки крутопадающих месторождений / И.В. Соколов, А.А. Смирнов, Н.В. Гобов, Ю.Г. Антипин; опубл. 27.11.2014. 5. Соколов И.В. Систематизация и методика оценки вариантов стратегии освое- ния железорудных месторождений с применением подземных обогатительных комплек- сов / И.В. Соколов, Н.В. Гобов, Ю.Г. Антипин, А.А. Смирнов, И.В. Никитин, Ю.М. Со- ломеин // Горный информационно-аналитический бюллетень. – 2015. – № 7. – C. 101 – 108. 6. Соломеин Ю.М. Определение места расположения подземного обогатитель- ного комплекса при освоении железорудного месторождения / Ю.М. Соломеин, И.В. Ни- китин // Проблемы недропользования: рецензируемый сб. науч. статей. – Екатеринбург: ИГД УрО РАН, 2015. – Вып. 3.– С. 44 – 50. [Электронный ресурс] - Режим доступа: // trud.igduran.ru
  • 76. ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №4, 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
  • 77. ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №4, 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 УДК 622.235.213 Меньшиков Павел Владимирович младший научный сотрудник, Институт горного дела УрО РАН, 620075, г. Екатеринбург, ул. Мамина-Сибиряка, 58; e-mail: menshikovpv@mail.ru Шеменев Валерий Геннадиевич кандидат технических наук, заведующий лабораторией разрушения горных пород, Институт горного дела УрО РАН e-mail: rgp@igduran.ru Синицын Виктор Александрович кандидат технических наук, старший научный сотрудник, Институт горного дела УрО РАН О ВОЗМОЖНОСТИ ОПРЕДЕЛЕНИЯ ШИРИНЫ ЗОНЫ ХИМИЧЕСКОЙ РЕАКЦИИ НА ПРИМЕРЕ ЭМУЛЬСИОННОГО ВЗРЫВЧАТОГО ВЕЩЕСТВА «ФОРТИС» Menshikov Pavel V. junior researcher, The Institute of mining UB RAS, 620075, Yekaterinburg, 58, Mamin-Sibiryak st. e-mail: menshikovpv@mail.ru Shemenev Valery G. candidate of technical sciences, the head of the rocks break-down laboratory, The Institute of mining UB RAS, e-mail: rgp@igduran.ru Sinitzin Victor A. candidate of technical sciences, senior researcher, The Institute of mining UB RAS ON THE ABILITY OF DETERMINATION THE WIDTH OF CHEMICAL REACTION ZONE, THE EMULSION EXPLOSIVE AGENT “PHORTIS” BEING AN EXAMPLE Аннотация: Основываясь на выводах гидродинамической теории детонации, можно рассчитать давле- ние на фронте детонационной волны, показа- тель политропы, теплоту взрыва, время и ши- рину зоны химической реакции. В статье пред- ставлены подходы к определению ширины зоны химической реакции по уравнениям Харитона и Эйринга и проведен расчет ширины зоны хими- ческой реакции по принципу неопределенности в квантовой механике для эмульсионного ВВ «Фортис». Ключевые слова: взрывчатые вещества, дето- национная волна, ширина зоны химической реак- ции, скорость детонации, принцип неопределен- ности в квантовой механике, время химической реакции Abstract: Grounding on the conclusions of hydrodynamic detonation theory both the pressure in the detona- tion wave-front, the poly-tropic exponent, heat of explosion and the width of chemical reaction zone could be calculated. The approaches to determina- tion the width of chemical reaction zone according to the Khariton and Eiring equations are presented. The width of chemical reaction zone calculation ac- cording to the uncertainty principle in the quantum mechanics for emulsion explosive agent “Phortis” is performed. Key words: explosive agents, detonation wave, the width of chemical reaction zone, velocity of detona- tion, uncertainty principle in quantum mechanics, the time of chemical reaction Детонация представляет собой самоподдерживающийся процесс перемещения по взрывчатому веществу (ВВ) ударного фронта со сверхзвуковой скоростью (скачка дав- ления), сопровождающийся химическим превращением веществ. Первая математическая модель детонационной волны в газах, опирающаяся на теорию ударных волн, в виде гидродинамической теории детонации была разработана одновременно В.А. Михельсоном, Д.Л. Чепменом и Е. Жуге. Эта модель не рассматри- вает кинетику химической реакции в детонационной волне, а представляет ударный фронт в виде поверхности разрыва, отделяющей исходное вещество от продуктов его химического превращения. Развитие этой теории получило в работах Я.Б. Зельдовича, Д. Неймана и В. Дё- ринга, независимо предложивших модель детонационной волны, учитывающую физиче-
  • 78. ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №4, 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 скую зону превращения исходного ВВ в конечные продукты взрыва. Согласно этой мо- дели, при распространении детонации вдоль заряда ВВ вначале происходит его нагрева- ние, а химические реакции происходят спустя определенное время. В ходе химических реакций выделяется тепло, которое приводит к дополнительному расширению газооб- разных продуктов взрыва и увеличению скорости их движения. Таким образом, зона хи- мических реакций толкает ведущую ударную волну и обеспечивает ее устойчивость. Для полного описания процесса детонации, помимо скорости детонации, необхо- димо также знать распределение скорости потока продуктов детонации на фронте волны во времени и время существования самой волны. Зная эти параметры, основываясь на выводах гидродинамической теории, можно рассчитать давление на фронте детонацион- ной волны, показатель политропы, теплоту взрыва и определить во многих случаях время и ширину зоны химической реакции. Согласно гидродинамической теории детонации, в точке Жуге скорость детона- ции D определяется по формуле [1] D = U + C, м/с, (1) где U – массовая скорость продуктов детонации на фронте процесса, м/с; С – скорость звука в газообразных продуктах взрыва, которая определяется по фор- муле RTC  , м/с, (2) где γ – показатель адиабаты, γ = 1,4 для газообразных продуктов взрыва; R – удельная газовая постоянная, R = 287 Дж / кг·К; T – температура газообразных продуктов взрыва, K. Анализ скорости звука и скорости детонации позволяет установить некоторые за- кономерности их взаимосвязи. Разделив влияние упругой и тепловой составляющей дав- ления и энергии на скорость распространения фронта, можно выразить ее через суммар- ный волноэнергетический фактор. Волновую составляющую данного фактора опреде- ляет скорость звука, а тепловую — энерговыделение в зоне химической реакции, опре- деляющее массовую скорость. Зависимость скорости распространения детонационной волны от скорости звука представляется в виде обобщенной ударной адиабаты [2]: D=1,2C+1,7U, м/с. (3) Следовательно, массовая скорость продуктов детонации будет равна , 7,1 2,1 RTD U   м/с. (4) Показатель политропы можно определить из следующего выражения [2]: n= U D –1. (5) Используя уравнение )1(2 2  nQD , м/с, (6) можно определить теплоту взрыва Q: Q= , )1(2 2 2 n D Дж/кг. (7) Уравнение Ландау-Зельдовича Р=Аn имеет достаточно простой вид и с некото- рыми допущениями описывает состояние газообразных продуктов детонации во всем диапазоне давлений расширяющихся продуктов детонации, поэтому оно использовано для вывода соотношений, определяющих параметры детонации.
  • 79. ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №4, 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 Давление в детонационной волне определяется по формуле P=оDU, Па, (8) где о – плотность заряда ВВ, т/м3 ; D – скорость детонации, м/с; U – массовая скорость продуктов взрыва, м/с. Ширина зоны химической реакции a определяется по следующей формуле:  Ca , (9) где С – скорость звука в зоне химической реакции, м/с. Для типичных твердых ВВ время и ширина зоны химической реакции находятся в диапазоне τ = 0,024 – 0,85 мкс, a = 0,13 – 2,5 мм [1]. Параметры зон химической реак- ции [3, 4] для большинства промышленных ВВ представлены в табл. 1. Таблица 1 Параметры зон химической реакции ВВ Время химической реакции t, мкс Ширина зоны химической реакции a, мм ТНТ (прессованный с подплавлением) [3] ТНТ (литой) ТНТ (прессованный) ТАТБ (Триаминотринитробензол) (США) ТАТБ/инертный Гексоген/ТНТ (50/50) Гексоген/ТНТ (70/30) Гексоген/ТНТ (90/10) Октоген/инертный Гексоген (агатированный) Гексоген ТЭН (агатированный) ТЭН Октоген Гексоген/инертный 94/6 Зерногранулит 80/20 [4] Гранулит АС-8 0,33 0,29 0,19 0,24 ÷ 0,31 0,21 ÷ 0,26 0,13 0,08 0,07 0,06 ÷ 0,19 < 0,005 0,05 ÷ 0,07 < 0,005 0,08 ÷ 0,11 0,04 ÷ 0,06 0,05 1,7 1,8 1,54 1,36 0,87 1,18 ÷ 1,56 1,03 ÷ 1,24 0,64 0,44 0,37 0,36 ÷ 0,80 < 0,03 0,28 ÷ 0,36 < 0,03 0,42 ÷ 0,52 0,25 ÷ 0,33 0,28 1,83 1,94 Ширину зоны химической реакции возможно определить по известному критиче- скому диаметру заряда ВВ из соотношения Харитона [1] dкр ≈ 2 Сτ, согласно которому разлет реагирующего ВВ из зоны химической реакции представляет его расширение в боковой волне разряжения. Соотношение Харитона не применяется для прямых оценок, но до сих пор ис- пользуется в различных расчетных схемах по определению критического диаметра дето- нации и дает сильно заниженные значения критического диаметра в основном для жид- ких ВВ. Для выполнения этого соотношения скорость звука должна иметь нереально вы- сокие значения [4]. Поэтому наибольшую известность получило уравнение Эйринга [4, 5]: D/Dи=1 - а / d, (10) где Dи – идеальная скорость детонации, м/с; d – диаметр заряда, м.
  • 80. ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №4, 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 Из уравнения (10) следует: a =(1-D/Dи)d = (1-Dк/Dи)dк, (11) где Dк – скорость детонации при критическом диаметре dк, м/с. Уравнение такого вида наиболее хорошо описывает экспериментальные данные, особенно в области больших диаметров заряда. Согласно Э.Э. Лин [6], по принципу неопределенности в квантовой механике, если зону протекания химической реакции при детонации рассмотреть как зону возбуж- дения квантовой системы в когерентном состоянии, можно вычислить ширину зоны хи- мической реакции, не связанную с кинематическими параметрами детонационной волны. В соответствии с аррениусовой кинетикой колебательно инициируемых реакций, время протекания химической реакции можно определить по формуле: τ = τ0 exp(3n – 6), с, (12) где τ0 = 2πħ /kВT, м/с; ħ = постоянная Планка, ħ = 1,054·10-34 Дж·с; kВ – постоянная Больцмана, kВ = 1,38·10-23 Дж/˚К; T – температура взрыва, ˚К; n – число атомов в нелинейной многоатомной молекуле; n = 7 при взрывном разло- жении NH4NO3 при температуре взрыва > 1000 ˚K. Ширина зоны химической реакции определяется по формуле (9). Для расчета детонационных характеристик и ширины зоны химической реакции были приняты значения скорости детонации эмульсионного ВВ «Фортис 70, 85 и 100» при разной плотности ВВ от 1,1 до 1,25 т/м3 , в скважинах диаметром от 192 до 250 мм, полученные с помощью измерительных приборов VODMate, SpeedVOD и DataTrap II Data/VOD Recorder при проведении научно-исследовательских работ на карьерах пред- приятия ООО «Орика-УГМК» с 2010 по 2014 гг. Результаты расчета времени и ширины зоны химической реакции эмульсионного ВВ «Фортис 70, 85 и 100» по принципу не- определенности в квантовой механике представлены в табл. 2. Выводы В результате проведенных расчетов детонационных характеристик для эмульси- онного ВВ «Фортис 70, 85 и 100», время и ширина зоны химической реакции находятся в диапазонах: τ = 0,018 – 0,032 мкс, a = 0,034 – 0,044 мм. Полученные значения ширины зоны химической реакции ниже предела параметров зон химической реакции для боль- шинства промышленных ВВ. Для «Фортис 70» время и ширина зоны химической реакции составили: τ = 0,02 – 0,028 мкс, a = 0,036 – 0,042 мм; для «Фортис 85» – τ = 0,02 – 0,032 мкс, a = 0,036 – 0,044 мм; для «Фортис 100» – τ = 0,018 – 0,022 мкс, a = 0,034 – 0,037 мм. Размеры ширины зоны химической реакции «Фортис 70» немного больше ширины зоны химической ре- акции «Фортис 100» предположительно из-за сухой фазы аммиачной селитры в составе ЭВВ «Фортис 70». Но в целом размеры ширины зоны химической реакции примерно схожи с параметрами зон химической реакции агатированного ТЭН и гексогена. Возможно также определить ширину зоны химической реакции по соотношениям Харитона и Эйринга, но для этого необходимо знать критический диаметр заряда, иде- альную скорость детонации и скорость детонации ВВ при критическом диаметре. Также появляется возможность решения обратной задачи: зная ширину зоны химической реак- ции, возможно определить критический диаметр заряда.
  • 81. Таблица 2 Результаты расчета основных детонационных характеристик эмульсионного ВВ «Фортис» Тип ВВ Плот- ность ВВ ρ, т/м3 Диаметр заряда d, мм Скорость детонации D, м/с Температура взрыва T, K Детона- ционное давление P, ГПа Скорость звука C, м/с Показа- тель полит- ропы n Теплота взрыва Q, МДж/кг Массовая скорость продуктов взрыва U, м/с Время хими- ческой реакции τ, мкс Ширина зоны хими- ческой реакции a, мм 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 «Фортис 70» (ЭМ – 70%, АС – 30%, ГГД < 1%, ДТ < 5%) 1,15 250 5355 7307 22,40 1710 1,76 6,88 1943 0,021 0,037 216 4820 6468 17,76 1608 1,83 4,91 1700 0,024 0,039 4281 5623 13,66 1500 1,93 3,35 1460 0,028 0,042 194 5630 7739 25,00 1759 1,72 8,10 2070 0,020 0,036 5444 7447 23,22 1726 1,74 7,26 1984 0,021 0,036 5475 7496 23,52 1732 1,74 7,39 1998 0,021 0,036 5671 7803 25,40 1767 1,72 8,28 2089 0,020 0,036 «Фортис 85» (ЭМ – 85%, АС – 15%, ГГД < 1%, ДТ < 5%) 250 5337 7279 22,23 1706 1,76 6,81 1935 0,022 0,037 194 5667 7797 25,37 1766 1,72 8,27 2087 0,020 0,036 3868 4975 10,90 1411 2,02 2,42 1280 0,032 0,044
  • 82. Окончание таблицы 2 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 «Фортис 100» (ЭМ – 100%, ГГД < 1%, ДТ < 5%) 1,1 250 6080 8445 28,31 1838 1,67 10,38 2279 0,019 0,034 245 4940 6656 17,93 1632 1,82 5,30 1754 0,024 0,038 «Фортис 100» (ЭМ – 100%, ГГД < 1%, ДТ < 5%) 1,1 216 5520 7566 22,90 1740 1,73 7,59 2019 0,021 0,036 5390 7362 21,73 1716 1,75 7,03 1959 0,021 0,037 1,15 240 5627 7734 24,97 1759 1,72 8,08 2068 0,020 0,036 5544 7604 24,17 1744 1,73 7,70 2030 0,021 0,036 235 5686 7827 25,55 1769 1,71 8,36 2096 0,020 0,035 197 5781 7976 26,50 1786 1,70 8,82 2140 0,020 0,035 194 5387 7357 22,69 1716 1,75 7,01 1958 0,021 0,037 6168 8583 30,54 1853 1,66 10,87 2320 0,018 0,034 5885 8139 27,56 1804 1,69 9,34 2188 0,019 0,035 5646 7764 25,16 1762 1,72 8,17 2077 0,020 0,036 192 5942 8233 28,18 1815 1,68 9,62 2216 0,019 0,035 1,2 250 6108 8489 31,20 1843 1,66 10,53 2292 0,018 0,034 194 5925 8201 29,18 1811 1,68 9,55 2207 0,019 0,035 1,25 216 5518 7563 26,00 1739 1,73 7,59 2018 0,021 0,036 5293 7210 23,73 1698 1,76 6,63 1915 0,022 0,037 5468 7485 25,49 1730 1,74 7,37 1995 0,021 0,036
  • 83. ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №4, 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 В настоящее время не получено каких-либо новых методов более точного расчета ширины зоны химической реакции детонационной волны как по соотношениям Хари- тона и Эйринга, так и по уравнению Лина, основанному на принципе неопределенности в квантовой механике. Хотя приведенные в статье методы расчета дают приблизитель- ную оценку размера ширины зоны химической реакции детонационной волны, но они позволяют в расчетах учитывать скорость детонации, плотность ВВ, диаметр заряда, температуру взрыва, критический диаметр и оценивать время и ширину зоны химиче- ской реакции для большинства промышленных ВВ. Литература 1. Физика взрыва / под ред. Л. П. Орленко. - М.: Физматлит, 2002. - Т.1. - 832 с. 2. Определение и расчет параметров детонации зарядов ВВ: отчет по лаборатор- ным работам / СГТУ. – Самара, 2001. - 25 с. [Электронный ресурс] – Режим доступа: https://referat.ru/referat/opredelenie-parametrov-detonacii-zaryada-vv-5166 3. Лобойко Б.Г. Зоны реакции детонирующих твердых взрывчатых веществ / Б.Г. Лобойко, С.Н. Любятинский // Физика горения и взрыва. – 2000. - Т. 36. - № 6. 4. Лавров В.В. О возможности определения размеров зоны детонационной волны косвенными методами / В.В. Лавров; Институт проблем химической физики РАН, г. Черноголовка, 2013 г. [Электронный ресурс] – Режим доступа: (http://conf.nsc.ru/explosion/ru/scientific_program) 5. Митрофанов В.В. Теория детонации / В.В. Митрофанов. – Новосибирск: Изд- во Новосибирского гос. ун-та, 1982. – 92 с. 6. Лин Э.Э. Определение ширины детонационной зоны на основе принципа не- определенности / Э.Э. Лин. - ПЖТФ. - 2011. – Т. 37. - Вып. 10.
  • 84. ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №4, 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
  • 85. ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №4, 2015 г. 85С 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 669.712:542.61 Пасечник Лилия Александровна кандидат химических наук, старший научный сотрудник, Институт химии твердого тела УрО РАН, 620990, г. Екатеринбург, ул. Первомайская, 91 e-mail: pasechnik@ihim.uran.ru Яценко Сергей Павлович главный научный сотрудник, профессор, доктор химических наук, Институт химии твердого тела УрО РАН e-mail: yatsenko@ihim.uran.ru Скачков Владимир Михайлович кандидат химических наук, научный сотрудник, Институт химии твердого тела УрО РАН e-mail: vms@weburg.me Медянкина Ирина Сергеевна, аспирант, младший научный сотрудник, Институт химии твердого тела УрО РАН e-mail: lysira90@mail.ru Сабирзянов Наиль Аделевич заведующий лабораторией, доктор технических наук, Институт химии твердого тела УрО РАН e-mail: sabirzyanov@ihim.uran.ru АКТИВАЦИЯ СОРБЦИОННОЙ СПОСОБНОСТИ КРАСНЫХ ШЛАМОВ ОБРАБОТКОЙ ДИОКСИДОМ УГЛЕРОДА И МИНЕРАЛЬНЫМИ КИСЛОТАМИ Pasechnik Liliya A. candidate of chemical sciences, senior researcher The Institute of solid state chemistry, UB RAS. 620990, Yekaterinburg , 91, Pervomayskaya st. e-mail: pasechnik@ihim.uran.ru Yatzenko Sergey P. chief researcher, Dr. of chemical sciences, professor, The Institute of solid state chemistry, UB RAS е-mail: yatsenko@ihim.uran.ru Skachkov Vladimir M. candidate of chemical sciences, researcher, The Institute of solid state chemistry, UB RAS е-mail: vms@weburg.me Medyankina Irina S. post-graduate, junior researcher, The Institute of solid state chemistry, UB RAS е-mail: lysira90@mail.ru Sabirzyanov Nail А. the head of the laboratory, Dr. of technical sciences, The Institute of solid state chemistry, UB RAS е-mail: sabirzyanov@ihim.uran.ru ACTIVATION OF RED MUDS SORPTION ABILITY BY CARBON DIOXIDE AND MINERAL ACIDS PROCESSING Аннотация: Изучены процессы активации сорбционных свойств красных шламов глиноземного произ- водства и продуктов их переработки воздей- ствием минеральными кислотами и диоксидом углерода. Исследованы процессы сорбции и де- сорбции ионов меди из кислых растворов. При- ведено сопоставление сорбционных характери- стик модифицированных шламов. Показана перспективность данного направления исполь- зования шламов в рамках разработки техноло- гии утилизации техногенных отходов. Ключевые слова: красные шламы, модификация, активация, сорбент, сточные воды, нейтрали- зация Abstract: The processes of activation sorption properties of alumina production red muds and products of their processing by mineral acids and carbon dioxide are studied. The sorption and desorption of copper ions in acidic solutions are investigated. The compari- son of sorption characteristics of modified muds is given. This approach prospects of muds using as part of developing the technology of man-made wastes utilization are shown. Key words: red muds, modification, activation, sorbent, sewage, neutralization.  Работа выполнена при финансовой поддержке проекта Комплексной программы Уральского отделе- ния РАН № 15-11-3-20
  • 86. ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №4, 2015 г. 86С 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 Введение Щелочной отход глиноземного производства – красный шлам (КШ) является ток- сичным и оказывает негативное влияние на окружающую среду. Действующие в Сверд- ловской области два алюминиевых завода (ОАО «УАЗ-СУАЛ» и ОАО «БАЗ-СУАЛ») накопили на своих шламовых полях более 100 млн т этого отхода и ежегодно добавляют еще до 2,5 млн т. Экологические катастрофы, вызванные складированием таких шламов, в последние годы все чаще приводят к страшным последствиям и даже жертвам среди населения: прорыв дамбы в 2010 г в г. Айка (Венгрия), неоднократные землетрясения в районе г. Пин-Го (КНР), полевые уносы шлама в районах «Трех ущелий» (КНР), шла- мохранилища Николаевского глиноземного завода (Украина) и др. Одним из путей масштабного использования КШ может быть его применение в качестве сорбционного материала для очистки сточных и шахтных вод от токсичных ме- таллов. При этом важно отметить, что очистка растворов от токсичных веществ осу- ществляется не только за счет сорбции металлов шламом, но и при нейтрализации кис- лых стоков щелочным подшламовым раствором. Общая минерализация технологиче- ских сбросов горно-обогатительных комбинатов Урала достигает 20 – 30 г/дм3 , а концен- трация токсичных металлов (Pb, Cu, Zn, Cd, Ni и др.) может достигать до ~1 г/дм3 [1]. Исследования по сорбции шламами показали перспективность в отношении ионов меди [2], кадмия [3, 4], свинца и цинка [5], мышьяка (V), хрома (VI), молибдена и фосфора [6, 7]. Состав КШ гидрохимической ветви глиноземного производства (Байера) разных предприятий может сильно различаться в зависимости от технологии и исходного сырья (табл. 1), поэтому создание на основе КШ эффективного адсорбента требует определен- ных исследований. Таблица 1 Состав гидрохимических шламов глиноземных предприятий, мас.% В данной работе на примере сорбции меди определена возможность использова- ния шламов исходного и обработанного путем их активации минеральными кислотами и диоксидом углерода. Результаты и их обсуждение Карбонизированный красный шлам (ККШ), полученный в промышленном карбо- низаторе из исходного красного шлама (КШ) гидрохимической ветви глиноземного про- изводства ОАО «БАЗ-СУАЛ», имеет состав, мас. %: 14,5 Al2O3; 12,1 SiO2; 43,4 Fe2O3; 2,8 TiO2; 10,5 CaO; 4,2 Na2O и др. микрокомпоненты в десятых и сотых долях %. Отжатый на фильтр-прессе КШ обрабатывался в мешалке содовым раствором (5% Na2CO3) Ж:Т=4:1 и перекачивался в карбонизатор для обработки печным газом в течение суток. После разгрузки аппарата получен раствор состава, кг/м3 : 68 Na2CO3, 28 NaНCO3 (50,1 Na2Oобщ); другие компоненты, мг/дм3 : 12 Al, 13 K, 25 Ti, 45 Zr, 15 Ca, 1 Si, 3 Fe, 1 Cr, 5 V, 1 Hf, 0,017 Th, 0,034 U, 3,5 Sc. Извлечение скандия составило 17,7 % от содержания в шламе. Обработка шлама печными газами приводит к нейтрализации (рН с 11,8 снижа- ется до 8,4), т. е. шлам становится менее токсичным для окружающей среды. Содержа- ние углекислого газа в отмытом ККШ достигает 3 % [8, 9]. Предприятие Al2O3 Fe2O3 CaO SiO2 TiO2 ОАО «БАЗ-СУАЛ» 14,2 43,4 15,5 9,6 4,1 HASCO «Три ущелья», КНР 26,4 5,3 17,5 19,5 4,0
  • 87. ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №4, 2015 г. 87С 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 Кислотная обработка КШ проводилась серной и соляной кислотами. В зависимо- сти от концентрации кислот и выбранных условий (температуры и продолжительности обработки) создаются разные условия вскрытия минерального состава КШ. Для раство- ров серной кислоты установлена меньшая селективность разделения компонентов шлама и худшая вскрываемость при равных концентрациях кислот. Повышение исходной кон- центрации серной кислоты более чем на 150 – 200 г/дм3 увеличивает извлечение иттрия, титана и железа и практически не влияет на переход в раствор скандия и алюминия. Не- достатком сернокислотного вскрытия является образование тонкодисперсных осадков сульфатов кальция, проходящих через фильтры. При более высоких концентрациях сер- ной кислоты происходит загипсовывание пульпы (патент РФ №2140998). Сопоставление результатов сернокислотного и солянокислого вскрытия КШ [10] позволило сделать вы- вод, что для удовлетворительного извлечения редких элементов с минимальным содер- жанием макрокомпонентов лучшим является предварительное использование 5 – 7 % раствора HCl (патент РФ №2057196). Последующая обработка серной кислотой позво- ляет наряду с извлечением редких металлов получить гипс и алюможелезистый коагу- лянт – эффективный продукт для очистки сточных вод. При слабокислотной, как и при карбонатной обработке КШ содовым раствором, шлам становится более аморфизирован- ным (рыхлым) за счет увеличения параметров кристаллической решетки алюмосилика- тов (цеолитов), которые являются природными минеральными ионообменниками. Природные минералы: шабазит (CaNa2)(Si2AlO6)∙6H2O, стильбит (Na, Ca)Al2Si6O16∙6H2O, натролит Na2[Al2Si3O10] 2H2O – имеют трехмерную каркасную ре- шетку, состоящую из ажурной структуры тетраэдров и содержащую до 50 % от общего объема кристалла пустот и каналов. Элементарные пакеты, собранные в стопки, удержи- ваются ван-дер-ваальсовыми силами межмолекулярного притяжения и водородными связями. Размеры этих кристаллов находятся в микро- и наноразмерном диапазоне. От- верстия из каналов в полости цеолита образованы кольцами атомов кислорода и явля- ются наиболее узкими местами каналов. Ограниченные их размеры в цеолитах обуслов- ливают обмен лишь небольших ионов (щелочных, щелочноземельных, Ni, Ca, Zn). Шлам глиноземного производства примерно на половину состоит из глинистых соединений с аналогичной структурой. Дополнительная обработка (модифицирование) способствует увеличению удельной поверхности. Изменение фазового и химического состава и других свойств исходных и моди- фицированных шламов изучали методами РФА, ДТА и ИК-спектроскопии. По результа- там РФА основу исходного КШ (ОАО «БАЗ-СУАЛ») составляют: гематит Fe2O3 (с нало- жением рутила TiO2), магнетит (титаномагнетит) Fe3O4, трехкальциевый алюминат 3CaO∙Al2O3∙6H2O, бемит/гиббсит γ-AlOOH/γ-Al(OH)3, кальцит CaCO3. Соединения алю- миния также представлены цеолитами – канкринитом Na8[Al6Si6O24](CO3)1-22H2O, као- линитом Al2O32SiO22H2O, мусковитом K2O3Al2O36SiO22H2O, ломонтитом {Ca4(H2O)18}[Al8Si16O48], до нескольких долей процентов каждого. Химический анализ ККШ показывает снижение концентраций Na2O до менее 1,5 %, а также глинозема на 1 – 2 % и соединений титана, циркония, урана, тория по сравнению с исходным КШ. Согласно термогравиметрическим исследованиям (термоанализатор TG-DTA-92, Setaram), алюминий в структуре цеолитов присутствует в виде байерита Al(OH)3 – поли- морфной разновидности гидроксида алюминия, образующейся при старении аморфного гидроксида или при длительном контакте с углекислым газом. Такой мелкокристалличе- ский байерит (3 – 4 мкм) в отличие от гиббсита, разлагающегося ступенчато, имеет на кривой ДТА один интенсивный эффект одностадийной дегидратации. При 430 – 460С происходит образование γ-Al2O3, а при 700 – 760С  разложение кальцита. Убыль массы при нагревании шламов до 900С увеличивается с 6,65 для КШ до 7,91 % для ККШ за счет повышенного содержания карбонатного углерода. ИК-спектры исследуемых образцов записывали на ИК-Фурье спектрометре (Vertex 80, Bruker) в области 4000 – 400 см-1 , образцы шламов для съемки готовили в
  • 88. ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №4, 2015 г. 88С 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 виде суспензии в вазелиновом масле. Интенсивная полоса при 3400-3600 см-1 и слабая 1630 см-1 относятся к колебаниям свободной и связанной воды, что соответствует водо- насыщенным гидроксидным формам соединений алюминия и кремния. Валентные и де- формационные колебания тетраэдрических SiO2 - - и СО3 2- -ионов накладываются и прояв- ляются глубокой полосой около 1000 – 1100 см-1 и среднеинтенсивной 1370 – 1395 см-1 , что свидетельствует об их координации в комплексные соединения в карбоалюмосили- катах (а не присутствие в виде кварцевого песка). Для СО3 2- -иона в кальците простран- ственная группа D3 разрешает появление полос при 880, 1425 и 685 см-1 . Карбонат-ион в бόльшем количестве, содержащийся в обработанном шламе, проявляется еще и при 1450 см-1 широкой полосой некоординированного иона. Вибрационные колебания по связям М-O для Fe-O и Al-O проявляются высокоинтенсивными узкими полосами при 465 и 560 см-1 . Модифицированные шламы как после солянокислой, так и после карбонатной об- работки были исследованы для сорбции меди из слабокислого медьсодержащего рас- твора. В определенный объем стандартного слабокислого раствора меди вводили навеску модифицированного шлама. Одновременно проводили холостой опыт с исполь- зованием дистиллированной воды. Остаточная концентрация меди, а также значения pH водной фазы пульпы в зависимости от времени контакта приведены в табл. 2 и 3. Таблица 2 Сорбция меди на шламах, модифицированном обработкой 5 – 7% HCl (КШ/HCl) и карбонизированном (ККШ/NaHCO3) Масса шлама 5 г, объем р-ра100 мл Остаточная концентрация меди, г/дм3 pH пульпы0 2 ч 5 ч 24 ч КШ/HCl+ вода 0 0 0 0 3,25 КШ/HCl+ р-р 1г/дм3 Cu 1,0 0,86 0,79 0,71 2,60 ККШ/NaHCO3+вода 0 0 0 0 10,3 ККШ/NaHCO3+ р-р 1 г/дм3 Cu 1,0 0,36 0,01 0,02 5,75 ККШ/NaHCO3+ р-р 2 г/дм3 Cu 1,0 0,05 - 0,001 5,15 Таблица 3 Сорбционная емкость шламов по отношению к меди Сорбент Раствор 5 г/дм3 Cu, мл Масса шлама, г Емкость шлама, мг Cu/г КШ / значение pH пульпы 1 сут 2 сут 3 сут КШ/HCl 100 1,0 163/1,168 212/4,11 227/4,11 КШ/NaHCO3 100 1,0 207/1,78 222/4,28 246/4,28 Представленные результаты свидетельствуют, что ККШ в кислой среде обладает значительной емкостью ˃200 мг Cu/1г шлама (3,4 ммоль Cu/1 г ККШ). Сорбция меди ККШ происходит более активно, чем обработанным соляной кислотой или исходным шламом. Сопоставление сорбционного извлечения цветных металлов из шахтных вод различными ионитами [11] свидетельствует, что ККШ обладает большей суммарной ем- костью. В частности, для ионита (Purolite S 930+) статическая обменная емкость (COE) составляет 0,025 мг-экв/дм3 , а суммарную емкость по меди имеем 34,01 г/дм3 или 45,3 мг/1г сорбента, т. е. в 5 раз более низкую. Для целого ряда других ионитов суммарная емкость значительно ниже (Purolite S 984, Lewatit TP-207, КФГМ-7 и др.) [11]. На основании изучения динамики сорбции меди шламами КШ и ККШ выявлено, что равновесие не достигается даже по истечении 2-х суток контактирования (рис. 1).
  • 89. ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №4, 2015 г. 89С 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 При этом сорбция меди ККШ выше, чем исходным КШ. Количественное содержание меди по результатам химического анализа КШ и ККШ составило 1,6 и 3,3 %, соответ- ственно. Вторая ступень сорбции шламами из свежих растворов меди показала еще боль- шее расхождение величин сорбции. При этом емкость ККШ снизилась на треть, а ем- кость КШ – вдвое (рис. 2). Нейтрализующая способность шламов позволила повысить значения рН кислых медьсодержащих сульфатных растворов с 1 – 2 до 4 – 5. Такое по- ведение шламов связано с длительностью установления термодинамического равнове- сия в гетерогенных системах в результате физических и химических взаимодействий. Рис. 1 – Изотермы сорбции меди шламами: 1 – карбонизированным; 2 – исходным По данным РФА шламов после сорбции установлено, что, помимо физического, имеют место химические превращения. В частности, при нейтрализации сульфатного раствора меди щелочной пульпой происходит осаждение в виде гидроокиси меди, а каль- цит из состава шлама превращается в сульфат кальция. На микрофотографиях шламов после сорбции, кроме аморфных частиц алюмосиликатов, визуализируются сформиро- ванные игловидные и призматические кристаллы сульфата кальция. Исходный КШ не имеет такой кристаллической фазы (рис. 3). Такие превращения будут способствовать дополнительной нейтрализации кислотных сточных вод. Рис. 2 – Данные по сорбции и десорбции меди ККШ и КШ
  • 90. ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №4, 2015 г. 90С 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 – СЭМ-микрофотографии шламов: 1 – карбонизированный шлам до сорбции, 2 – карбонизированный шлам после сорбции меди Важным моментом при использовании сорбента также является возможность де- сорбции осажденного элемента с получением более концентрированного раствора, чем исходно взятый. Для этой цели возможно использование растворов комплексообразова- телей. В работе перевод адсорбированной на ККШ меди в меньший объем изучен на примере ЭДТА в сопоставлении с промывкой шламов дистиллированной водой. Обработка насыщенных медью шламов водой в течение 1-х суток показала, что выход меди наблюдается в количестве около 1 %. Такая величина десорбции не отвечает за физически или химически связанную медь в шламах, а, наиболее вероятно, вызвана вымыванием меди из остатка исходного медного раствора, захваченного самим шламом при фильтрации. Десорбция раствором ЭДТА уже в течение 1 часа позволила закомплек- совать большую часть меди и извлечь около 60 % Cu независимо от взятого на десорб- цию шлама. Повторное использование одного и того же раствора ЭДТА на второй сту- пени десорбции позволило дополнительно извлечь медь из новых порций шламов. При этом исследование в динамическом режиме в течение 1 суток показало, что более актив- ный сорбент ККШ отдает медь труднее, чем медьсодержащий исходный шлам (см. рис. 2). Для смещения равновесия реакции комплексообразования ЭДТА с ионами меди тре- буется более концентрированный раствор комплексона, а также проведение дальнейших исследований по выявлению особенностей химических и физических процессов с уча- стием сложных многокомпонентных гетерогенных систем, таких как шламы глинозем- ного производства. На станциях нейтрализации и осветления стоков глиноземных заводов необхо- димо обрабатывать большие объемы сильно защелоченных промвод. Для осветления
  • 91. ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №4, 2015 г. 91С 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 воды обычно используют коагулянты на основе сульфатов алюминия и железа. Однако для промстоков с повышенным содержанием щелочи такие коагулянты не применимы, поскольку не дают нейтрализующего эффекта. Использование для нейтрализации технической серной кислоты вызывает обиль- ное образование мути и взвеси. Получаемый после сернокислотного вскрытия и после- дующего высаливания серной кислотой коагулянт содержит смесь сульфатов и кислых сульфатов алюминия и сульфатов железа со значительным количеством свободной сер- ной кислоты. В пересчете на оксиды в такой пульпе содержится, масс. %: Al2O3 до 10, Fe2O3 до 10 и в том числе серной кислоты (включая свободную H2SO4) 20 – 40 % (патент РФ №2085509). Способ очистки щелочных сточных вод завода «БАЗ-СУАЛ» предусмат- ривает введение коагулянта в количестве 0,1 – 2,5 кг/м3 с последующим перемешиванием и отстаиванием [12]. Применение коагулянта обеспечивает более высокую эффектив- ность очистки (табл. 4). Содержание взвешенных веществ снизилось с 273 мг/дм3 для способа, используемого в настоящее время, до 29 мг/дм3 . Таблица 4 Результаты применения коагулянта для очистки щелочных стоков Промстоки Щелочность, мг/дм3 рН Суммарное содержа- ние взвешенных ве- ществ, мг/дм3 Исходные 93/620 8,6/11,7 242/314 После нейтрализации серной кислотой 71/80 7,7/8,3 218/273 После применения коагулянта 62/78 7,6/7,7 32/29 Примечание: числитель – регулярные стоки, знаменатель – аварийные сбросы Для получения одинакового нейтрализующего эффекта требуется в 3 – 5 раз меньше коагулянта, чем кислоты. Вероятно, имеет место синергетический эффект. Про- изводительность аппаратов очистительных сооружений возрастает более чем в 1,5 раза, и улучшается качество сточных вод. Таблица 5 Результаты осветления природных вод алюможелезистым коагулянтом Проба Содержание, мг/дм3 рН Цветность, градус После осветления Al2(SO4)3, дозировка 100 мг/дм3 0,6 0,0 100 5,5 5,0 После осветления коагулянтом с дозировкой, эквивалентной Al2(SO4)3, мг/дм3 : 100 0,44 0,15 100 5,5 10,0 80 0,22 0,14 100 5,8 3,0 Показатели питьевой воды по ГОСТ 2874-82 0,5 <0,3 500 6,0-9,0 <20 Алюможелезистый коагулянт был использован для обработки природных вод. Ре- зультаты осветления воды в сравнении с контролируемыми показателями по содержа- нию алюминия, железа, сульфатов, цветности и pH для питьевой воды (согласно ГОСТ 2874-82) приведены в табл. 5. Установлено, что полученные значения по очистке
  • 92. ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №4, 2015 г. 92С 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 с предлагаемым коагулянтом соответствуют требованиям ГОСТ. Создание очистной установки с использованием разработанного коагулянта в масштабах алюминиевого за- вода (1270 т/год 12 % коагулянта) вместо используемой в настоящее время серной кис- лоты позволит не только снизить содержание примесей в стоках, но и дополнительно получить оксид иттрия (3000 кг/год) и ангидрита /двухводного гипса – 6800/8600 т/год [10]. Указанный объем производительности ОПУ при существующих отпускных ценах позволяет окупить капитальные затраты за срок менее 2,5 года. Заключение Выполненные комплексные исследования подтверждают экономическую целесо- образность полной гидрохимической переработки шламов глиноземного производства по блочным технологиям с получением концентратов редких элементов (Sc, Y, Zr, Ti), коагулянта, гипса, карбонизированного шлама. В результате представленных данных в статье показано, что модифицированный (карбонизированный) шлам может найти при- менение для очистки, например, от ионов меди (II) и других токсичных цветных метал- лов со снижением их содержания до ПДК и одновременной нейтрализации кислых тех- ногенных стоков. При использовании варианта кислотного вскрытия шлама с извлече- нием редких металлов выделяемый алюможелезистый сернокислотный коагулянт найдет эффективное применение для очистки щелочных сточных вод глиноземных пред- приятий взамен сернокислотной нейтрализации стоков. Литература 1. Медяник Н.Л. Экологические аспекты переработки техногенных вод медно- колчеданных месторождений Южного Урала / Н.Л. Медяник, О.В. Мунтяну, А.М. Стро- кань // Химическая технология: тезисы докладов Междунар. конф. по химической тех- нологии ХТ'07, г. Москва, 17 - 23 июня 2007 г. - Т. 2. – М.: ЛЕНАНД, 2007. – С. 272 - 274. 2. Орлов С.Н. Адсорбция ионов меди (II) из водных растворов на отходах глино- земного производства / С.Н. Орлов, К.А. Бурков, М.Ю. Скрипник // Журнал прикладной химии.  2011.  Т. 84.  Вып. 12.  С. 1946 - 1949. 3. Муравьева С.А. Исследование адсорбционных закономерностей ионов кадмия на диоксиде титана и красном шламе / С.А. Муравьева, К.В. Козлов // Актуальные про- блемы биологической и химической экологии: материалы междунар. практической конф. г. Москва, 26 - 29 ноября 2012 г.  М.: МГОУ, 2012.  С. 127 - 128. 4. A study a removal of cadmium (II) from aqueous solution by adsorption on red mud / Kumar S., Singh D., Upadhyay M. et al. // Research Journal of Chemical Science.  2014.  Vol. 4(4).  P. 44 - 53. 5. Evaluation of the interaction mechanisms between red muds and heavy metals / Laura S., Paola C., Pietro M. // Journal Hazardous Materials.  2006.  Vol. 136. – Is. 2. P. 324 - 329. 6. Study of sorption processes and FT-IR analysis of arsenate sorbed onto red muds (a bauxite ore processing waste) / Paola Castaldi, Margherita Silvetti, Stefano Enzo, Pietro Melis // Journal Hazardous Materials.  2010.  Vol. 175. – Is. 1-3. P. 172 - 178. 7. Терехова М.В. Исследование адсорбционных закономерностей анионов на по- верхности красного шлама / М.В. Терехова, С.М. Русакова // Известия МГТУ «МАМИ». – 2013. – № 3. – Т. 1. – С. 147 – 151. 8. Яценко С.П. Карбонизация пульпы красного шлама глиноземного производства с извлечением скандия / С.П. Яценко, И.Н. Пягай // Химическая технология.  2009.  Т. 10.  № 4.  C. 231 - 237. 9. Утилизация шлама глиноземного производства / И.Н. Пягай и др. // Журнал прикладной химии.  2012.  Т. 85.  № 11.  С. 1736 - 1740.
  • 93. ПРОБЛЕМЫ НЕДРОПОЛЬЗОВАНИЯ №4, 2015 г. 93С 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 10. Селективное извлечение иттрия из шламов глиноземного производства / Л.А. Пасечник и др. // Цветные металлы.  2013.  № 12.  С. 39 - 44. 11. Сорбционная технология извлечения цветных металлов из шахтных вод / К.Л. Тимофеев и др. // Известия вузов. Цветная металлургия.  2012.  № 6.  С. 7 - 10. 12. Гидрохимическая переработка шламов глиноземного производства / С.П. Яценко и др. // Экология и промышленность России. - 2012.  № 11.  C. 10 - 13.