CC BY
22
8. Chechel L.P. Ecological and hydrogeochemical consequences of working out of tungsten and molybdenum deposits of the Eastern Transbaikalia // Izvestiya of Tomsk Polytechnic University. Engineering of geosources. 2017. T. 328. No. 6.S.52-64.
9. Development of technology for preparing quarries for storing tailings of enrichment /O.V.Zoteev, A.A.Zubkov, V.N.Kalmykov, I.M. Kutlubayev // Mining Information and Analytical Bulletin 2017. №9.С.102-109.
10. Golik V.I., Komaschenko V.I., Polyakov A.V. Modern technology of metal extraction from tailings of enrichment and ore processing with the aim of their integrated use // Izvestiya Tula State University. Earth Sciences. 2016. Issue 1. S. 100-111.
11. Evdokimov S. I , Evdokimov V. S. Increasing the extraction of a lot based on the joint processing of ore and waste // FTPRRMPI. 2017№2.С.154-160.
12. Sekisov A. G. , Shevchenko Yu. S. , Lavrov A. Yu Prospects for the use of mine leaching in the development of gold deposits // FPPRRPPI. 2016.№1.С.110-116.
УДК 504.55.054:622(470.6)
ОСВОЕНИЕ ЗАБАЛАНСОВЫХ ЗАПАСОВ МЕТАЛЛИЧЕСКИХ РУД
В.И. Голик, Ю.И. Разоренов, Е.И. Захаров, Н.И. Абрамкин
Рассмотрены перспективы выщелачивания металлов из забалансовых запасов без извлечения их на земную поверхность. В основу метода положен принцип комбинирования технологий отработки месторождения традиционным способом и подземным выщелачиванием с селективной выемкой части балансовых руд и образованием необходимого для разрыхления компенсационного пространства для выщелачивания забалансовых запасов.
Ключевые слова: руда, месторождение, забалансовые запасы, выщелачивание, металл, подземная разработка.
Для реализации государственных программ социально-экономического развития важно устойчивое и стабильное функционирование минерально-сырьевого комплекса страны. Одним из условий для этого является рациональное использование природно-ресурсного потенциала.
Технологии разработки рудных месторождений подземным способом характеризуются выдачей из недр для переработки только отвечающих действующим кондициям балансовых руд и оставлением в недрах забалансовых запасов.
Исторически сложившаяся практика опережающей отработки богатых участков рудных месторождений привела к тому, что большая часть запасов потеряна в виде забалансовых запасов [1]. Например, в недрах Са-донских полиметаллических месторождений потеряно некондиционных для своего времени запасов примерно на 30 лет работы с достигнутой производственной мощностью.
На металлических месторождениях сформированы запасы забалансовых руд, содержание которых близко к балансовому значению, но при валовой отработке не обеспечивает рентабельности. К забалансовым относятся запасы полезных ископаемых, которые из-за их количества, качества,
сложных условий добычи или переработки не используются, но в будущем могут быть объектом освоения.
На рудных месторождениях всегда в первую очередь разрабатывались богатые и легкодоступные участки, вследствие чего содержание металлов в погашаемых запасах в последние годы резко снизилось, а затраты на добычу возросли.
В этих условиях повышается актуальность проблем вовлечения в добычу и переработку забалансовых руд, запасы которых на отдельных месторождениях достигают десятков миллионов тонн.
Критерием целесообразности включения забалансовых руд в отработку является бортовое содержание металла. На его установление влияют технико-технологические и экономические факторы. Эффективность совместной добычи и переработки балансовой и забалансовой руды зависит от конкретных для каждого месторождения показателей.
Переработка лишь забалансовых в большинстве случаев неэффективна, а совместная добыча и переработка балансовых и забалансовых руд иногда оказывается целесообразной.
Наиболее эффективным направлением повышения показателей извлечения руд из недр при подземной разработке является закладка выработанного пространства твердеющими смесями. Наибольшее развитие она получила при добыче богатых руд, например, в никель-кобальтовой промышленности с закладкой добывают около 60 % руды.
Для повышения извлечения металлов при обогащении руд руды усредняют по содержанию. Так, для Сорского молибденового месторождения характерно низкое содержание и неравномерное распределение полезных компонентов. Содержание молибдена изменяется более чем в десять раз, а анализ среднесменных содержаний молибдена в добываемой руде варьирует в пределах 3-60 %. Усреднение качества руд позволило повысить извлечение молибдена в концентрат на 1,1 %. Этот принцип может быть положен в основу повышения эффективности выщелачивания забалансовых руд.
Забалансовые руды могут быть извлечены из недр обычными способами разработки, если кондиции на подобные руды снижены, что может быть сделано при изменении горно-геологических условий залегания руд. Чаще всего такие возможности ограничены и для извлечения металлов из потерянных руд может быть использован метод подземного выщелачивания.
Подготовка рудного тела к выщелачиванию сводится к созданию в нем системы скважин, по которым подают выщелачивающий раствор, а обогащенный металлом раствор откачивают на поверхность для извлечения из него ценных компонентов. Способ примерно на 2/3 уменьшает объем выдачи на поверхность горной массы и связанные с этим затраты.
Варианты технологии с выщелачиванием металлов из руд, в том числе подземное выщелачивание без извлечения на земную поверхность, составляют альтернативу традиционным технологиям разработки.
Разработка месторождения методом подземного выщелачивания или совокупность горных выработок и порядок их проведения и эксплуатации, увязанный во времени и пространстве с переводом полезного компонента в жидкую фазу для последующего извлечения из раствора отличается тем, что на земную поверхность выдается только часть горной массы, а большая часть перерабатывается в подземных блоках.
Преимуществами метода являются его экономичность, большая по сравнению с традиционной технологией безопасность работ и меньшая нагрузка на природную среду, возможность отрабатывать считавшиеся потерянными балансовые запасы в охранных целиках, зонах геологических осложнений, горелых рудах и т.п. Основным же преимуществом является возможность добычи металлов из забалансовых запасов.
Критерием эффективности технологии с выщелачиванием является количество металлов, переведенное в продукционный раствор в результате химического воздействия на руду.
Выщелачивание металлов из некондиционных руд в СССР имеет более чем полувековую историю. Оно прошло путь от выщелачивания некондиционных руд на месторождениях Средней Азии и Северного Кавказа, выщелачивания балансовых руд на месторождении Восток в Казахстане до промышленного выщелачивания на месторождениях ОАО «ППГХО» с добычей более 1/3 производственной мощности.
Металлическое месторождение включает в себя балансовые и забалансовые запасы, соотносящиеся, примерно, как 40 % и 60 %. Отработка выщелачиванием только забалансовых запасов не всегда может обеспечить финансовое благополучие предприятия. Рациональный компромисс достигается при комбинировании технологий. Рудное тело в пределах блока разделяют на секции, в которых балансовые запасы первой очереди отработки одним из вариантов традиционной системы извлекаются в объеме около 40 % от запасов из условия создания компенсационного пространства для дробления остальной балансовой и забалансовой руды.
Запасы второй очереди отбивают на открытую камеру первой очереди секционным взрыванием из расчета нужного для фильтрации раствора разрыхления руды (рис. 1).
Вследствие уменьшения градиента концентраций между поровым раствором и объемом растворителя скорость выщелачивания уменьшается, что особенно проявляется при увеличении крупности руд. Для учета этого фактора рудный массив дробят на куски, крупность которых уменьшается пропорционально снижению градиента концентраций металлов в руде между поровым объемом и объемом растворителя. Для этого расстояние между концами скважин в верхней части массива назначают максимальным и
уменьшают в нижней части массива при максимальном расходе ВВ в нижней части и минимальном - в верхней части массива.
Совместной отбойкой балансовых и забалансовых запасов содержание металлов в руде усредняется, что улучшает показатели последующего выщелачивания. Условия для фильтрации раствора еще более улучшаются при отбойке руды нижележащих секций за счет подвижки рудных кусков.
Основу комбинирования технологий отработки месторождения традиционным способом и подземным составляет опережающая выемка части балансовых руд и повышение содержания металлов в забалансовой руде за счет примешивания балансовой руды второй очереди отработки.
Полнота и время извлечения полезного компонента из руды и экономическая эффективность технологии определяется качеством дробления и плотностью укладки руды. Для выщелачивания пригодны рудные куски размером от 20 до 50 мм, а куски больших размеров снижают показатели выщелачивания, компрометируя идею выщелачивания величиной потерь.
При инфильтрационном выщелачивании раствор реагента опускается по раздробленной руде, не заполняя пустоты между кусками руды, а лишь покрывая руду пленкой. Излишнее уплотнение руды создает преграду движению раствора, а большие промежутки между кусками руды не создают условий для проникновения раствора в кусок.
Рис. 1. Отбойка разносортных руд для выщелачивания
Основным направлением совершенствования технологий подземного выщелачивания в части повышения полноты использования потерь является сплошная безцеликовая отработка месторождений, способствующая перманентной интенсификации процесса выщелачивания за счет разрушения руд в соседних секциях.
Орошение руды может осуществляться по обуренным в магазини-рованной руде с обсадкой перфорированным трубам скважинам. Утечка технологических растворов предотвращается созданием защитных экранов.
Интенсификация процесса выщелачивания осуществляется вовлечением в активный процесс участков блока бурением по магазинирован-ной руде скважин с подачей средств интенсификации и открытием новых активных поверхностей руды для выщелачивания, а также путем невзрывного воздействия на руду, например, воздухом под давлением, ультразвуковых электромагнитных колебаний, токов рудных гальванических микроэлементов и т.п. Достоинство технологии с выщелачиванием состоит в том, что в продукционный раствор извлекаются все содержащиеся в руде металлы, в то время, как при традиционном обогащении извлекаются только основные для данного предприятия металлы. Стоимость некоторых теряемых при традиционной технологии компонентов может превышать стоимость полученных титульных металлов. Экономические результаты вовлечения в эксплуатацию забалансовых руд зависят от объема освоения. Моделируются условия разработки полиметаллического месторождения. Если в разработку вовлекаются руды без увеличения производительности рудника:
Цд = £ [0,01а(1 - Р )е0емЦж ], г=1
где Цд— суммарная извлекаемая ценность 1 т руды, руб; а - содержание металла в руде, доли ед.; ео - извлечение при обогащении, доли ед.; ем - извлечение при металлургическом переделе, доли ед.; Цмг - отпускная цена на свинец и цинк в «чушках» в ценах 2000 г., руб.; п- количество видов металлов.
Цдгь =0,01-1,05 (1-0,35) 0,81 0,94-12136=63,07 руб; Цд2п =0,01-2,5(1- 0,35)-0,84-0,945-15389=198,52 руб; !Цда=63,07+198,52 =261,59 руб.
Прибыль (убытки) на 1 т металла рудника за год:
П( У) Ц м г С ТП Со Стр См ,
где С ТП- себестоимость товарной продукции, руб.; С0 - себестоимость обогащения, руб.; Стр и См - затраты на транспортирование до завода и затраты на металлургический передел соответственно, руб.
П(У) = 9481,29 - 8917 - 54,8 - 295,1 - 1944 = -1792,21 тыс. руб.
Извлекаемая ценность забалансовых запасов (Ц д з) :
п
Цдз = 0,01Е^з/^з/ Цм1; /
Цд з р й =0,01-0,5 (1-0,35) 0,81-0,94-12136=30,03 руб/т; Цд з 7и=0,01-0,85 (1-0,35) 0,84-0,945-15389=67,13 руб/т; Ц д з= 30,03 + 67,13 = 97,2 руб/т. При годовом объеме добычи А б=100 тыс. т руды в год, извлекаемая ценность добытой рудной массы Ц д б= 261,59 р./т, Ц д з= 97,2 р./т, при условии включения в добычу забалансовых руд 20 % от общей добычи с содержанием условного металла 1,24 %.
Цд = Цдб (1 - *) + ^ 100;
261,59(1- 0,2) + 0,2- 97,2
Цд =-^-----100 = 228,71 руб.
д 100
Добыча по конечному продукту уменьшается:
228 71
А' = Аб-= 0,87Аб или на 12,6 %.
б 261,59 б
Затраты на добычу и переработку: Сд б=243,4+48,33=291,73 руб. Себестоимость по варианту:
Сд=(В-Х) + УПР/А+Си=(170,1-0,874)+73,3+48,33=270,26 руб/т. Экономия от вовлечения в эксплуатацию забалансовых руд за счет снижения текущих затрат не обеспечивается:
Э = Цтб (Цд - Сд )- (Цдб - Сдб ) = Цд ОАО ^ о
=-,— (228,71 - 270,26)- (261,59 - 291,73) = -17,38
228,71
или 17,38-100=-1738 тыс. руб/год.
Эффект вовлечения заключается в удлинении срока жизни рудника с увеличением извлекаемой ценности продукта:
Эсл =1 (Цд - Сд )А 1 (Цдб - Сдб )б--Чт ,
1 (1 + Ен) 1 (1 + Ен )б
где ? б и ? - срок отработки при базовом и новом вариантах, лет.
(228,71 - 270,26)100 (261,59 - 291,73)100
Эсл 213;
6,74 7,47
, 6(1 - П) ^ 6(1 + * )(1 - П)
?б =—Ь-'— = 10 лет; ? = —--—-—- = 12 лет.,
б Аб (1 - Р) Аб (1 - Р)
где гб - базовый срок жизни рудника, лет; г- новый срок жизни рудника, лет.
Эффект продления срока использования производственных фондов:
^ 1 647,5 -10 - 20 1
Эск = ЕнФ0 г б д-=---0,15-= 14,07.
Н 0 (1 + Енп ) 100 -12 ' 1,15 '
Эта экономия не компенсирует ущерб, поэтому вовлечение в эксплуатацию 20 тыс. т забалансовых руд без увеличения производственной мощности неэффективно.
Если при вовлечении в эксплуатацию забалансовых руд добыча увеличивается, например, на 20 % или 120 тыс. т в год, затраты на погашение геолого- разведочных и горно-подготовительных, себестоимость добычи уменьшается:
Сд = Сдб-р(1 - Аб / А)Сдб - Сп ,
1 + д
где р - коэффициент, учитывающий долю условно-постоянных затрат в себестоимости добычи и переработки руды; С п - затраты на погашение геолого- разведочных работ, амортизацию основных фондов, горноподготовительные и нарезные работы и отбойку руды, руб/т; д - доля увеличения производительности предприятия по рудной массе за счет отработки забалансовых запасов.
Сд = 291,73 - 0,41- 291,73-,---¡-20,17 = 254,99 руб/т.
1,2 1,2
Эффект у производителя за счет увеличения объема производства:
Ф
Э1 - Э2 = Сдб + Ен
А
б
С + Е Ф + ЛК
Сд + Е
Аб (1+д).
Цдб
Цд
где Э1 - эффект снижения текущих затрат у производителя, руб/т; Э2 - эффект повышения эффективности капиталовложений, руб/т; ЛК - дополнительные капитальные вложения на повышение полноты и комплексности использованию запасов, руб.
73
Э -Э2 = 291,73 + 0,15--
1 2 ' '0,1
77,7
254,99 + 0,15—— . 0,12,
Л 261,59
8,9 руб/т,
234,2
или по приведенным затратам: 8,9 0,12= 1,06 млн р. в год.
Извлекаемая ценность добытой рудной массы при увеличении производственной мощности:
= -л; + Ч-лк = 261,59 + 0,2-97,2 = 234 2 1 + ч 1,2 ' '
Результаты моделирования экономических последствий вовлечения
в разработку забалансовых запасов сведены в табл.1.
156
Таблица 1
Экономические последствия вариантов
Показатель Условное обозначение Базовый вариант С вовлечением забалансовых запасов
без увеличения объемов с увеличением объемов
1. Годовой объем добычи, млн т Аг 0,1 0,1 0,12
2. Содержание металла в балансовых запасах: свинец цинк Яб 1 1,05 2,5
3. Содержание металла в забалансовых запасах: свинец цинк а3 0,5 0,85 0,5 0,85
4. Отпускная цена металла, руб/т: свинец цинк Цм 12136 15389 12136 15389 12136 15389
5. Извлекаемая ценность 1 т балансовой руды, руб. Цд 261,59 228,71 234,2
6. Извлекаемая ценность 1 т забалансовой руды, руб. Цд 3 — 97,2 97,2
7. Затраты на добычу и переработку 1 т руды, руб Сд б 291,73 270,26 254,99
8. Финансовые результаты добычи руды, руб/т - 30,14 - 41,55 - 20,79
9. Экономия за счет разработки забалансовой руды, руб/т Э -11,41 +9,35
10. Экономия с учетом приведения затрат, руб/т Э ^сп — -50,42 +8,9
Математическая модель эколого-экономической оценки выбора варианта технологии имеет вид:
N M K R
П = 1 I I I
п=1 m=1 к=1 г=1
{0,01а (1 - Р, )а Ц + 0,01а (1 - Р, )а Ц -
(_ ' тУ k ' я^ m ' зтУ к; зт^ т
1-Р
1 - П
(Ак + А2 к + А3к
) + А4 + + У1А6 + У 2 А7
1 -
РЧ 1 + ч
хА,(1 + ч)^ + Ц(- ^К
/=1 ш =1
^ тах.
где П - прибыль при забалансовых запасов, руб/год; N - товарная продукция по переделам, физ. ед.; М - извлекаемые металлы, физ. ед.; К - схемы добычи; Т- время, лет; R - риск освоения технологий, доли ед.; Аб - объем добычи и переработки руд при базовой технологии, физ. ед.; q - доля прироста объемов добычи забалансовых руд за счет повторной отработки, доли ед.;ат,азт - содержание m-го извлекаемого металла в балансовых и забалансовых запасах, доли ед.; Рк, Пк - разубоживание и потери при k-той схеме добычи, доли ед.; sn - извлечение металлов по n переделам, доли ед.; Цт - цены m-го вида металла, руб/ ед.; А^Аы, А3к - затраты на погашение геологоразведочных работ, амортизацию, горно-подготовительные работы по объектам добычи, руб/ед.; А4 - затраты на последующие процессы добычи, руб/ед.; А5, А6, А7 - затраты на транспорт рудной массы до обогатительной фабрики, до потребителя концентрата, на усреднение рудной массы на рудничном складе, руб/.ед.; у1, у2 - удельный выход с 1 т руды концентратов при обогащении и металлов, ед.; р- доля условно постоянных затрат в себестоимости, доли ед.; п - коэффициент дисконтирования финансовых потоков, доли ед.; Зуб, Зут- затраты на складирование хвостов и плата за превышение предельных норм концентрации вредных примесей, руб.; sn°x - снижение выхода отходов производства, ед.
Результаты анализа состояния добычи металлов из забалансовых запасов позволяют утверждать, что процесс перевода металлов из металло-содержащих руд в раствор адекватен и управляем, а технология выщелачивания забалансовых руд может быть эффективной при соблюдении определенных для каждого месторождения соотношения объемов добычи балансовых и забалансовых руд и параметров производственных процессов.
Выводы
1 Интересам ресурсосбережения и защиты окружающей среды при использовании недр в большей мере отвечает комбинированная технология, позволяющая извлекать часть балансовых руд для заводской переработки, и усреднять содержание забалансовых руд до приемлемого с точки зрения выщелачивания значения.
2 Подземное выщелачивание металлов из забалансовых руд является перспективным направлением упрочнения сырьевой базы горнометаллургической отрасли и улучшении экономики горнодобывающих предприятий в условиях рынка.
Результаты исследований, выполненных по программе Erasmus+57 4061-EPP-1-2016-1-DE-EPPKA2-CBHE-JP "Modernization of geological education in Russian and Vietnamese universities".
Список литературы
1. Freeman A. M., Herriges J. A., Kling C. L. The measurement of environmental and resource values.Theory and methods. New York, USA : RFF Press. 2014. Р.325.
2. Harris J. M., Roach B. Environmental and Natural Resource Economics. A Contemporary Approach.M.: E. Sharpe, Inc., Armonk, New York. 2013. Р.246.
3. Голик В.И., Разоренов Ю.И. Проектирование горных предприятий. Новочеркасск. 2007. 262 с.
4. Физико-химическая геотехнология/ В. Ж.Аренс[и др.]//М.: Горная книга, 2010. 574 с.
5. Подземное и кучное выщелачивание урана, золота и др. металлов / под ред. М. И. Фазлуллина. М.: ИД «Руда и Металлы», 2005. Т. 1, 2.
6. Шеметов П. А., Глотов Г. Н. Теоретические основы автоматизированных систем геотехнологии подземного выщелачивания урана // Горный журнал. 2011. № 11. С. 35-40.
7. Dubinski J. Sustainable Development of Mining Mineral Resources // J. Sustain. Min. 2013.Vol. № 1.P. 1-6.
8. Capilla A. V., Delgado A. V. The destiny of the earth's mineral re-sources.London : World Scientifi c Publishing Co. Pte. Ltd.2015.P.235.
9. Randolf E., Miller Sh., Miller G. Minimizing acid consumption in mixed oxide/supergene and sulfide heap leach // Proceedings of the 3rd International Conference on Heap Leach Solution. 2015. Lima. Р.67-75.
10. Golik V.I., Bryuhoveckij O.S., Gabaraev O.Z. Tekhnologiiosvoe-niyamestorozhdenijuranovyhrud. Moskva: Izdatel'stvo RGGU. 2007. 131 c.
11. Bubnov V.K., Spirin EH.K., Golik V.I., idr. Teoriyaipraktikadoby-chipoleznyhiskopaemyhdlyakombinirovannyhsposobovvyshchelachivaniya. Ce-lingrad: ZHana-Arka. 1992. 545 s.
12. Bubnov V.K., Golik V.I., Kapkanshchikov A.M. idr. Aktual'nyevo-prosydobychicvetnyh, redkihiblagorodnyhmetallov. Akmola. 1995. 601 s.
13. Jordens Adam, Cheng Ying Ping, Waters Kristian E. A review of the beneficiation of rare earth element bearing minerals//Minerals Engineering.-2013.Vol.41.P.97-114.
14. Matthews T. Dilution and ore loss projections: Strategies and considerations //SME Annual Conference and Expo and CMA 117th National Western Mining Conference-Mining: Navigating the Global Waters. Denver, UnitedS-tates.2015.P.529-532.
15. Голик В.И. Специальные способы разработки месторождений. М.: ИНФРА-М. 2014. 132 с.
16. Ляшенко В.И., Колоколов О.В. Совершенствование технологии подземного выщелачивания при разработке рудных месторождений сложной структуры // Науковийвюник НГУ. 2006. № 7. С. 11-17.
17. Haifeng Wang, Yaqun He, ChenlongDuan, Yuemin Zhao, Youjun Tao, Cuiling Ye. Development of Mineral Processing Engineering Education in China University of Mining and Technology // Advances in Computer Science and Engineering. AISC 141.Springer-Verlag, Berlin Heidelberg. 2012. P.77-83.
18. Sinclair L., Thompson J. In situ leaching of copper: Challenges and future pro spects// Hydrometallurgy. 2015. Т.157. Р. 306-324.
19. Каплунов Д.Р., Рыльникова М.В., Радченко Д.Н. Расширение сырьевой базы горнорудных предприятий на основе комплексного использования минеральных ресурсов месторождений//Горный журнал. 2013. № 12. С. 29-33.
20. Шелкунова Т.Г. Экономическое обоснование разработки забалансовых руд // Сб. Научные труды аспирантов, соискателей и преподавателей экономического факультета «Современные проблемы рыночного реформирования экономики». Владикавказ. 2005. С.45-52.
Голик Владимир Иванович, д-р техн. наук, проф., v.i.golikamail.ru, Россия, Владикавказ, Северокавказский государственный технологический университет,
Разоренов Юрий Иванович, д-р техн. наук, проф., ректор, yiri1963@mail.ru, Россия, Владикавказ, Северокавказский государственный технологический университет,
Захаров Евгений Иванович, д-р техн. наук, проф., ecology_tsu_tula@mail.ru, Россия, Тула, Тульский государственный университет,
Абрамкин Николай Иванович, д-р техн. наук, проф., ecology_tsu_tula@mail.ru, Россия, Москва, Московский национальный исследовательский технологический университет стали и сплавов «МИСиС»
THE DEVELOPMENT OF OFF-BALANCE SHEET RESERVES OF METAL ORES V. I. Golik, Yu. I. Razorenov, E.I. Zaharov, N.I. Abramkin
The prospects for the leaching of metals from off-balance sheet reserves without extracting them to the surface. The method is based on the principle of combining the technologies of the mine in the traditional way and underground leaching with selective extraction of parts of balance ores and education is required for loosening of the compensation space for leaching off-balance sheet reserves.
Key words: ore, mine, off-balance sheet reserves, leaching, metal, underground mining.
Golik Vladimir Ivanovich, Doctor of Technical Sciences, Professor, v.i.golik@ mail. ru, Russia, Vladikavkaz, North-Caucasian State University,
Razorenov Yuryi Ivanovich, Doctor of Technical Sciences, Rector, yiri1963@mail. ru, Russia, Vladikavkaz, North-Caucasian State University,
Zaharov Evgenyi Ivanovich, Doctor of Technical Sciences, Professor, ecology tsu tula@mail.ru, Russia, Tula, Tula State University,
Abramkin Nikolai Ivanivich, Doctor of Technical Sciences, Professor, ecology tsu tula@mail.ru, Russia, Moscow National Research Technological University of Steel and Alloy Materials "MISiS"
Reference
1. Freeman AM, Herriges J. A., Kling C. L. The measurement of environmental and resource values. Theory and methods. New York, USA: RFF Press. 2014. R.325.
2. Harris J. M., Roach B. Environmental and Natural Resource Economics. A Contemporary Approach.M .: E. Sharpe, Inc., Armonk, New York. 2013. P.246.
3. Golik V.I., Razorenov Yu.I. Design of mining enterprises. Novocherkassk 2007.
262 p.
4. Physico-chemical geotechnology / V. J.Arens [and others] // M .: Gor-naya book, 2010. 574 p.
5. Underground and heap leaching of uranium, gold, etc. metals / ed. M. I Fazlullina M .: ID "Rud and Metals", 2005. T. 1, 2.
6. Shemetov P. A., Glotov G. N. Theoretical bases of automated systems of geotechnology of underground leaching of uranium // Mining journal. 2011. No. 11. S. 35-40.
7. Dubinski J. Sustainable Development of Mining Mineral Resources // J. Sustain. Min. 2013.Vol. No. 1.P. 1-6.
8. Capilla AV, Delgado AV The Destiny of the Earth's Mineral Resources. London: World Scientifi c Publishing Co. Pte. Oct. 2015.P.235.
9. Randolf E., Miller Sh., Miller G. Minimizing acid consumption in mixed oxide / supergene and sulfide heap leach // Proceedings of the 3rd International Conference on Heap Leach Solution. 2015. Lima. P.67-75.
10. Golik V.I., Bryuhoveckij O.S., Gabaraev O.Z. Tekhnologiiosvoeniyamestorozh-denijuranovyhrud. Moscow: Izdatel'stvo RGGU. 2007. 131 c.
11. Bubnov V.K., Spirin EH.K., Golik V.I., idr. Teoriyaipraktikadoby-chipoleznyhiskopaemyhdlyakombinirovannyhsposobovvyshchelachivaniya. Celbridge: ZHa-na-Ark. 1992. 545 s.
12. Bubnov V.K., Golik V.I., Kapkanshchikov A.M. idr Aktual'nyevoprosydoby-chicvetnyh, redkihiblagorodnyhmetallov. Akmola 1995. 601 s.
13. Jordens Adam, Cheng Ying Ping, Waters Kristian E. A review of the mineralization of rare earth element minerals // Minerals Engineering.-2013.Vol.41.P.97-114.
14. Matthews T. Dilution and weather loss projections: Strategies and considerations // SME Annual Conference and Expo and CMA 117th National Mining Conference-Mining: Navigating the Global Waters. Denver, UnitedStates.2015.P.529-532.
15. Golik V.I. Special methods of field development. M .: INFRA-M. 2014. 132 p.
16. Lyashenko VI, Kolokolov O.V. Improvement of underground leaching technology in the development of complex ore deposits // Naukovs'nyk NMU. 2006. No. 7. S. 11-17
17. Haifeng Wang, Yaqun He, ChenlongDuan, Yuemin Zhao, Youjun Tao, Cuiling Ye. Development of Mineral Processing Engineering in China University of Mining and Technology // Advances in Computer Science and Engineering. AISC 141.Springer-Verlag, Berlin Heidelberg. 2012. p.77-83.
18. Sinclair L., Thompson J. In situ leaching of copper: Challenges and future prospectives // Hydrometallurgy. 2015. T.157. R. 306-324.
19. Kaplunov D.R., Rylnikova MV, Radchenko D.N. Expansion of raw material base of mining enterprises on the basis of integrated use of mineral resources of deposits // Mining magazine. 2013. No. 12. S. 29-33
20. Shelkunova T.G. Economic rationale for the development of zabalansnyh ores // Sb. Scientific works of post-graduate students, applicants and professors of the Faculty of Economics "Modern problems of market reforming of the economy". Vladikavkaz 2005. p. 45-52.
УДК 62-83(621.3.016.1:621.3.016.352):622.062
МОДЕРНИЗАЦИЯ МЕТОДА ДЛЯ РАСЧЕТА УСТОЙЧИВОГО МОМЕНТА ДВИГАТЕЛЯ ПРОХОДЧЕСКОГО КОМБАЙНА
А.Б. Жабин, Ан.В. Поляков, А.Е. Аверин, Ал.В. Поляков
Силовой расчет исполнительных органов проходческих комбайнов связан с определением их эксплуатационной нагруженности. Кратко изложена и проанализирована методика расчета устойчивого момента приводного двигателя - важного этапом силового расчета комбайнов. Представлены полученные эмпирические зависимости для определения поправочных коэффициентов и пригодных для компьютерного использования. Приведено сопоставление и показана адекватность полученных выражений.
Ключевые слова: проходческий комбайн, устойчивый момент, электродвигатель, проектирование, модернизация метода, оцифрование метода.
Введение
Проектирование горных машин, и в частности проходческих комбайнов, представляет собой сложный и многоэтапный процесс. Для успешного решения инженерных задач в рамках этого процесса необходимо использование зарекомендовавших себя подходов, алгоритмов, опыта и знаний. При этом основной тенденцией в проектировании горной техники является применение методов компьютерного расчета и моделирования [13]. Использование компьютерных технологий при обосновании параметров и режимов работы комбайнов позволяет принципиально исключить множество погрешностей при расчетах. Однако это также требует пересмотра устоявшихся, можно сказать «классических», принципов проектирования, и в некоторых случаях даже разработки новых методик [4].
