CC BY
26
УДК 504.55.054:622(470.6)
СОВЕРШЕНСТВОВАНИЕ СХЕМ ПОДГОТОВКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ К ПОДЗЕМНОМУ ВЫЩЕЛАЧИВАНИЮ
МЕТАЛЛОВ
В.И. Голик, Ю.И. Разоренов, В.И. Ляшенко
Приведены примеры подготовки выщелачивания блоков на месторождениях Северного Казахстана и Северного Кавказа. Дана детализация процессов выщелачивания с указанием количественных значений параметров технологии. Сформулирована концепция сплошной отработки месторождений методом выщелачивания. Показано, что совершенствование горных аспектов выщелачивания, разработка научных основ и методов ее реализации является одной из приоритетных задач горного производства.
Ключевые слова: месторождение, подземное выщелачивание, производство, металл, магазин, руда, дробление, орошение, интенсификация.
Возможность вовлечения в отработку месторождений полезных ископаемых, представленных некондиционными рудами, выгодно отличает технологию с выщелачиванием металлов от традиционных технологий, но подготовка руд без полного учета свойств полезного ископаемого и режима движения растворов приводит к удорожанию горных работ, потере полезных компонентов и ухудшению технико-экономические показателей [14].
Системой разработки месторождения методом подземного выщелачивания называется совокупность горных выработок и порядок их проведения и эксплуатации, увязанный во времени и пространстве с переводом полезного компонента в раствор или определенный во времени и пространстве порядок формирования рабочей зоны с целью перевода металлов в жидкую фазу для последующего извлечения из раствора.
Для выщелачивания наиболее благоприятны рудные куски класса + 0-50 мм. Не менее важна плотность руды в блоке выщелачивания. Ин-фильтрационная схема основана на движении потока реагента, который не заполняет пустоты между кусками руды, а покрывает их пленкой. Его подают по скважинам, разбрызгивают форсунками, а в последнее время по обсаженным перфорированными трубами скважинам, пробуренным по ма-газинированной руде.
Сбор продукционных растворов осуществляется в нижней части блока - днище. Утечка растворов за пределы рабочей зоны исключается оборудованием противофильтрационных завес в виде вертикальных или горизонтальных экранов.
Спустя определенное время процесс выщелачивания замедляется и нуждается в дополнительном воздействии на подготовленную и частично
выщелоченную массу физическими, химическими, биологическими методами или их комбинациями.
Месторождение Восток (Северный Казахстан) представлено линзой неправильной формы в рассланцованных осадочных породах крепостью 46 по шкале проф. Протодьяконова. Верхняя часть месторождения отработана с обрушением кровли до земной поверхности [5-7].
Нарезные работы в блоке длиной 23-27 м, шириной 5 м и высотой 28 м включали в себя оборудование монтажного и подсечного слоев, отрезного восстающего и отрезной щели.
Монтажный слой шириной 6 м, высотой 2-3 м использовали для бурения скважин и размещения оросителей. Подсечной слой был проведен с уклоном к центру блока для. Для гидроизоляции днища блока укладывали поливинилхлоридную пленку.
Наклонный отрезной восстающий сечением 2 х 2 м был пройден на всю высоту блока с помощью взрывных скважин разделан в отрезную щель шириной 2 м.
Скважины бурили станком НКР-100 м по сетке 1,7 х 2 м, по четыре скважины в ряду параллельно друг другу согласно падению рудного тела, не добуривая на 1,5 м.
Заряжание скважин осуществлялось гранулитом АС-0 без забойки. Короткозамедленное с интервалом замедления между рядами 25мс взрывание осуществлено электрическим способом по встречной схеме с дублированием детонирующим шнуром. Общий вес заряда составил 4200 кг. Достигнутое разрыхление характеризуется коэффициентом 1,12.
По истечению 6,5 месяцев концентрация металлов в продукционных растворах снизилась ниже допустимого уровня. Для выяснения причин не полного соответствия результатов выщелачивания руды в блоке лабораторным исследованиям в блоке были пройдены контрольные выработки до границ рудного тела сечением 6-8 м с креплением деревом.
На повторное дробление магазинированной руды затрачено 5100 кг ВВ. Удельный расход ВВ на вторичное дробление - 1,6 кг/м , достигнутый коэффициент разрыхления -1,4.
После повторного дробления магазинированной руды выщелачивание продолжалось еще 4,5 месяца с увеличение продукции в 1,22 раза больше, чем за первый период выщелачивания.
На месторождении Звездное (Северный Казахстан) блок выщелачивания длину составляла 60м, ширину - от 26 м в центре до 10 м на флангах и высоту без учета блоковых целиков - 36 м [8].
Орошение блока осуществлялось по скважинам, пробуренным из оросительного штрека и с поверхности магазинированной руды. Отбойка скважинами из буровых штреков осуществлялась с опережением верхнего подэтажа по отношению к нижнему на 2,5 м.
Взрывание осуществлялось с внутривеерным замедлением. Перед отбойкой каждого слоя в торцах дренажно-буровых штреков производился частичный выпуск отбитой горной массы для формирования объема компенсации.
Параметры буровзрывных работ.
Линия наименьшего сопротивления, м-2,58.
Расстояние между концами скважин, м-2,49.
Коэффициент сближения зарядов - 0,97.
Средняя длина скважин, м -9,5.
Удельный расход ВВ, кг/м -1,3 л.
Выход руды с I м скважин, м /п. м. - 3,85.
Коэффициент использования скважин - 0,8.
Коэффициент разрыхления - 1,23.
Применяемое ВВ - граммонит 79/21 , аммонал ВА~8.
Для выявления причин неудовлетворительных показателей процесса по магазинированной руде была проведена контрольная выработка длиной 28 м. Исследованием установлено:
- выход негабаритного класса в три раза превысил расчетные данные;
-выявлены зоны переуплотненной переизмельченной руды.
Выщелачивание обрушенной горной массы было возобновлено через три месяца. Интенсификация процесса и "выстаивание" блока повысили металлов содержание в продукционных растворах.
Для совершенствования технологии подземного выщелачивания получает развитие концепция сплошной бесцеликовой отработки месторождений, которая включает в себя направление снижения объемов подготовительно-нарезных работ за счет совмещения функций и технического оснащения выработок оросительного и дренажного горизонтов [9-10].
На месторождении «Быкогорское» (Северный Кавказ) с крутопадающими рудными телами в гранит- порфирах доработка забалансовых запасов производилась с этажной обойкой руды и выщелачиванием в ин-фильтрационном режиме.
Подготовительные работы включали в себя проведение этажных штреков I и 2 и восстающих 3 и 4, из которых проводились штреки 3 - 7. Верхний штрек 5 разделывался в монтажный слой, с которого бурили нисходящие параллельные взрывные скважины на высоту подэтажа 8, а с нижнего бурового штрека 6 бурили нисходящие скважины 9. В днище блока аналогично монтажному слою формировалась нижняя подсечка 10, которая гидро-изолировалась. В центре блока от нижней до верхней подсечки пройден отрезной восстающий, разделываемый в отрезную щель (рис.1).
10
УТ
к
Рис. 1. Схема подготовки блока к выщелачиванию
5
8
6
9
7
4
2
Трудоемкость системы снизилась в два с лишним раза, удельный вес нарезных работ - в 3,1 раза, эффективность горно-подготовительных работ повысилась в 2,5 раза.
Орошение блока ПВ для интенсификации процесса обеспечивается бурением по магазинированной руде скважин, в которые попеременно нагнетается реагент и сжатый воздух. Давлением воздуха производится от-жатие выщелачивающих растворов в участки блока, а также формирование подвижной гидродинамической зоны в верхней части блока.
Размер кондиционного куска горной массы при добыче руды традиционным способом составляет 400-600 мм, на рудниках черной металлургии даже 1000 и более для подземного выщелачивания неприемлем.
При отбойке руды в блоках выщелачивания вертикальными слоями необходим частичный выпуск её для формирования компенсационного пространства в каждом слое, в результате чего образуются зоны с различным коэффициентом разрыхления и неравномерной фильтрацией рабочих растворов.
Для равномерного уплотнения руды и сокращения удельного объема подготовительно-нарезных работ руду в вертикальных слоях отбивают на горизонтальную подсечку по- ярусно снизу вверх секционным взрыванием скважин с опережением подсечки по мере отбойки слоев на толщину отбиваемого вертикального слоя. На фланге блока проводится отрезной восстающий, разделываемый в отрезную щель, причем руда из отрезной щели полностью не выпускается, а разрыхление руды в щели обеспечивается из реализации процесса подземного выщелачивания.
Из выработок нижнего горизонта бурят восходящие веера взрывных скважин для образования горизонтальной подсечки шириной, равной
удвоенной толщине отбиваемого за один взрыв вертикального слоя руды. В дальнейшем образование горизонтальной подсечки с опережением на толщину отбиваемого слоя.
Дифференцированное по крупности дробление массива возможно в случае применения отбойки горизонтальными слоями с переменной линией наименьшего сопротивления [11-12]. На Салаирском руднике размещение вееров во встречно- параллельном направлении позволило снизить выход негабарита до 8-15 %.
В случае невозможности формирования компенсационного пространства внутри отбиваемого слоя форму отбиваемого слоя максимально приближают к вертикальной проекции фигуры выпуска.
Во взрывных скважин устанавливали реперы, которые позволяли определить параметры эллипсоида выпуска. Веерам взрывных скважин придавали форму, совпадающую с проекцией эллипсоида выпуска на вертикальную плоскость. Соотношение полуосей эллипсоида составило 3:1, отсюда высота ромбоидальной панели при высоте подэтажа 16 м составила 33 м, а ширина - 11 м. В опытной панели потери руды снижены с 15до 8 %, а извлечение чистой неразубоженной руды составило 90 % против 40-50 %, а объем подготовительно-нарезных работ снижен на 28 %.
Если отбиваемым слоям придавать форму, максимально приближению к проекции эллипсоида разрыхления на вертикальную плоскость, можно достичь равномерного уплотнения отбитой руды даже при выпуске руды из обрушенного слоя.
Исследования технологии выщелачивания ускоряют освоение бесшахтной выемки рудных залежей, не подлежащих разработке иными способами [13-15].
При комбинировании традиционного способа и подземного выщелачивания применяют схемы подготовки руды с селективной выемкой богатых руд. В пределах блока применяют два варианта: в первом производится выемка руд одного сорта с принудительным обрушением руд другого сорта и выщелачиванием их гидродинамическим потоком реагента, во втором руда одного сорта вынимается базовым способом с образованием компенсационного пространства, на которое отбиваются руды другого сорта и выщелачиваются инфильтрационным потоком.
Системы орошения совершенствуют по нескольким направлениям, из которых перспективно орошение с применением пробуренных по за-магазинированной руде и обсаженных перфорированными трубами скважин и использование мелкозернистых инертных материалов.
В тонких трубках - капиллярах смачивающие жидкости обладают способностью подниматься над общим уровнем или свойством капиллярного поднятия. В районе границы разделения двух сред с различной пористостью жидкость задерживается в слое с более мелкими порами. При
размещении тонкозернистого слоя на поверхности материала с более крупными размерами частиц и подаче в первый жидкости вначале жидкость растекается по тонкозернистому слою, и только затем проникает в другой слой [16-17].
Дробление руды осуществляется вертикальными слоями на горизонтальную подсечку, в результате чего в кровле блока формируется горизонтальный фильтрационный слой мелкораздробленной руды, переуплотненной по отношению к остальной руде. В этом слое бурят скважины -оросители и обсаживают их перфорированными трубами. Выщелачивающий раствор растекается по переуплотненному слою и обеспечивает равномерное распределение реагента по поверхности выщелачиваемой руды. Горизонт орошения формируется путем гидравлического разрыва с заполнением трещин фильтрующим мелкозернистым материалом. Способ включает в себя проведение подготовительных выработок в нижней части блока 1 и бурение над рудным телом 2 вертикальной скважины 3, из которой в надрудной части блока производится гидравлический разрыв пород, вследствие чего растворы 4 растекаются по рудному телу и по скважинам 5 попадают в растворо-приемник (рис. 2).
Трещины гидроразрыва заполняются фильтрующим материалом. Попадая в трещину гидроразрыва, раствор насыщает её за счет распространения по мелкозернистому материалу и попадает в не взорванные части взрывных скважин, по которым поступает на орошение руды.
Регулирование потоков реагента внутри выщелачиваемого массива возможно с применением промежуточных горизонтов орошения, выполняемых оросительными скважинами, пробуренными по магазинированной руде. Применение для целях улавливания продуктивных растворов электровакуумных установок на месторождении «Быкогорское» позволило избежать трудоемких работ по гидроизоляции днищ блоков.
Рис. 2. Применение гидроразрыва при подземном выщелачивании
129
Днище блока представляет собой систему связанных между собой дренажных канав, изолированных от внешнего массива и заполненных отбитой рудой, под которой находятся дренажные трубы. По простиранию система разделена на секции бетонными порогами. Обогащенные полезным компонентом растворы стекают в днище блока, попадают в канавы, фильтруются через защитный слой песка и гравия и попадают в дренажные трубы, оттуда самотеком поступают в насосную камеру и далее к местам переработки.
При интенсивной трещиноватости рудовмещающих пород возникает опасность утечки технологических растворов, что предотвращается созданием вертикальных противофильтрационных экранов из полимерных материалов, способных к активной полимеризации под воздействием ударных волн (эфиров акриловой или метакриловой кислот). Совершенствование систем улавливания растворов предусматривает нанесение непроницаемых покрытий, как на обнаженные поверхности пород, так и нагнетание в разрушенные среды.
В процессе выщелачивания скальных руд в результате физико-химических процессов возникают нежелательные процессы и явления: кольматация, ухудшающая фильтрационные свойства массива; образование каналов в руде, которые нарушают равномерность распределения потока реагента по объему. Поэтому возникает необходимость в дополнительном воздействии на частично выщелоченную руду или интенсификации процесса [18-20].
Интенсификация с использованием ВВ основана на взрывании ВВ внутри выщелачиваемого массива в выработках и скважинах, пройденных по разрушенной массе.
Интенсификация процесса выщелачивания при послойной (посекционной) отработке основана на распространении подвижки отбитой руды при отбойке на него новых объемов руды. Зона распространения таких подвижек достигает 20 м. Куски руды смещаются друг относительно друга, в результате чего происходит разрушение кольматированных зон и открытие новых поверхностей.
При отбойке полезного ископаемого в блоке в днище его оставляется временный целик, ниже которого проводятся траншейные выработки. Целик разбуривается из этих выработок веерами скважин. Взрывание скважин производится с недозарядом, в результате чего при выгрузке отбитой массы часть целика под магазинированной рудой остается не тронутой, а под ней формируется траншейная подсечка объемом до 1,5-2 объема не взрываемой части целика.
В основу невзрывного воздействия на руду положено воздействие на руду в блоке импульсами сжатого воздуха. Для этого в блок ПВ одновременно с реагента импульсно подается сжатый воздух высокого давле-
ния. Часть энергии сжатого воздуха затрачивается на перемещение трещинных заполнителей и разрушение глинистых пленок, а другая часть передается реагенту, который, перемещаясь под давлением, активизирует вымывание заполнителей и разрушение глинистых пленок.
Применение ультразвуковых колебаний основано на повышении скорости движения жидкости в капиллярах под действием ультразвука. Под блоком подземного выщелачивания оформляется полость, заполняемая материалом, размер частиц которого на порядок меньше размера куска выщелачиваемой руды. В нижней части полости помещается источник ультразвуковых колебаний, под воздействием которого скорость перемещения продукционного раствора по капиллярам рабочего тела увеличивается в десятки раз.
Представляет интерес способ электромагнитного воздействия, заключающийся в активизирующей электромагнитной обработке растворов с пропусканием их сквозь выщелачиваемую рудную массу с подачей в поток раствора пульсирующими низкочастотными импульсами несущей ультразвуковой частоты в диапазонах 18-213 или 50-150 кгц. Руда подвергается комбинированному интенсивному воздействию со стороны активированных растворов, пульсирующего асимметричного тока, ультразвуковых электромагнитных колебаний и собственных токов рудных гальванических микроэлементов.
Выводы
Успех внедрения подземного выщелачивания в большой степени зависит от качества подготовки руды в блоках ПИ. Примеры опытных и промышленных работ показывают не полную пригодность традиционных систем разработки для этих целей.
Совершенствование горных аспектов выщелачивания и разработка научных основ и гарантированных способов его осуществления является приоритетной задачей горнодобывающего производства, от решения которой зависит создание высокопроизводительных схем поточной технологии добычи металлического сырья.
Список литературы
1.Голик В.И., Брюховецкий О.С., Габараев О.З. Технологии освоения месторождений урановых руд: учеб. пособие для вузов. М.: Издательство РГГУ, 2007. 131 ^
2. Голик В.И. Специальные способы разработки месторождений. М.: ИНФРА-М, 2014. 132 с.
3. Ляшенко В.И. Совершенствование добычи полезных ископаемых комбинированными способами выщелачивания//Горный журнал. 2001. № 1. С. 9-14.
4. Разоренов Ю.И., Голик В.И., Куликов М.М. Экономика и менеджмент горной промышленности: учеб. пособие для вузов. Издательство ЮРГТУ, Новочеркасск: 2010. 251 с.
5. Голик В.И., Хашева З.М., Шульгатый Л.П. Экономический механизм конверсии горнодобывающей отрасли депрессивных регионов Юга России // Научный вестник Южного института менеджмента. 2016. № 3 (15). С. 27-32.
6. Franks D.M., Boger D.V., Cote C.M., Mulligan D.R. Sustainable Development Principles for the Disposal of Mining and Mineral Processing Wastes// Resources Policy. 2011.Vol. 36. No. 2. Pp. 114-122.
7. Бубнов В.К., Спирин Э.К., Голик В.И., и др. Теория и практика добычи полезных ископаемых для комбинированных способов выщелачивания. Целинград: Жана-Арка. 1992.545 с.
8. Актуальные вопросы добычи цветных, редких и благородных металлов/ В.К. Бубнов [и др.] //Акмола, 1995. 601 с.
9. Комащенко В.И., Васильев П.В., Масленников С.А. Технологиям подземной разработки месторождений КМА - надежную сырьевую основу. Известия тульского государственного университета. Науки о Земле. Вып. 2. 2016. С. 101-114.
10. De Oliveira D. M., Sobral L. G. S., Olson G. J., Olson S. B. Acid leaching of a copper ore by sulphur-oxidizing microorgan-isms//Hydrometallurgy. 2014. Vol.147-148. P.223-227.
11. Sinclair L., Thompson J. In situ leaching of copper: Challenges and future pro spects// Hydrometallurgy. 2015. Т.157. Р. 306-324.
12. Haifeng Wang, Yaqun He, Chenlong Duan, 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. Springer-Verlag. Berlin- Heidelberg. 2012. Pр. 77-83.
13. Аренс В. Ж., Гридин О. М., Крейнин Е. В., Небера В. П., Фаз-луллин М. И., Хрулёв А. С., Хчеян Г. Х. Москва. Физико-химическая геотехнология. Горная книга. 2010. 574 с.
14.Подземное и кучное выщелачивание урана, золота и др. металлов / под ред. М. И. Фазлуллина. Москва : ИД «Руда и Металлы», 2005. Т. 1, 2.
15. Шеметов П. А., Глотов Г. Н. Теоретические основы автоматизированных систем геотехнологии подземного выщелачивания урана // Горный журнал. 2011. № 11. С. 35-40.
16. 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.
17.Liu J., Han Y., Li Y., Zhang S. Study on mechanism and technology of deep reduction for lingyang iron ore // 26th International Mineral Processing
Congress, IMPC 2012: Innovative Processing for Sustainable Growth, New Delhi, India. 2012. P. 2335-2343.
18. Обоснование параметров и режима выщелачивания сырья техногенных образований, сопутствующих разработке медно-колчеданных месторождений/ М.В. Рыльникова [и др.] //Москва. Горный информационно-аналитический бюллетень. 2010. № 3. С. 340-350.
19. Волков Ю.В., Соколов И.В. Подземная геотехнология при комбинированной разработке рудных месторождений// Москва. Горный информационно-аналитический бюллетень. 2013. №1. С.34-40.
20. Golik V.I., Razorenov Yu.I., Efremenkov A.B. Recycling of metal ore mill tailings // Applied Mechanics and Materials. 2014. Т. 682. С. 363-368.
Голик Владимир Иванович, д-р техн. наук, проф., galina stas a mail.ru, Россия, Владикавказ, Северо-Кавказский государственный технологический университет,
Разоренов Юрий Иванович, д-р техн. наук, проф., ректор, galina stasai.mail.ru, Россия, Владикавказ, Северо-Кавказский государственный технологический университет,
Ляшенко Василий Иванович, канд. техн. наук, ст. науч. сотр., galina_stas@mail.ru, Украина, Желтые Воды, Государственное предприятие «Украинский научно-исследовательский и проектно-изыскательский институт промышленной технологии»
IMPROVEMENT OF DEVELOPMENT MINING SCHEMES FOR UNDERGROUND
LEACHING METALS
V. I. Golik, Yu. I. Razorenov, V. I. Lyashenko
Examples of development leaching blocks at the Northern Kazakhstan and Northern Caucasus deposits are shown. Detailing processes of leaching with indicating quantity parameters of technology is submitted. Concept of sheer mining deposit by leaching method was formulated. It's shown that improving mining aspects of leaching, creating scientific basis and methods their realizations are one of priority problem for mining industry.
Key words: deposit, underground leaching, industry, metal, magazine, ore, crushing, irrigation, intensification.
Golik Vladimir Ivanovich, Doctor of Technical Science, Full Professor, vigolika mail.ru, Russia, Vladikavkaz, North-Caucasian State Technological University,
Rasorenov Yuriy Ivanovich, Doctor of Technical Science, Full Professor, Rector, yiri1963@ mail.ru, Russia, Vladikavkaz, North-Caucasian State Technological University
Lyashenko Vasilyi Ivanovich, Candidate of Technical Science, senior Staff Scientist, galina sl.asa.mail.ru, Ukraine, Geltie Vodi, "Ukraine Scientific-Research and Design-Survey Institute of Industrial Technologies"
Reference
1.Golik V.I., Brjuhoveckij O.S., Gabaraev O.Z. Tehnologii osvoe-nija mestorozhde-nij uranovyh rud. Uchebnoe posobie dlja VUZov. Moskva: Izdatel'stvo RGGU. 2007. 131 c.
2. Golik V.I. Special'nye sposoby razrabotki mestorozhdenij. Moskva: INFRA-M. 2014. 132 s.
3. Ljashenko V.I. Sovershenstvovanie dobychi poleznyh iskopaemyh kombinirovan-nymi sposobami vyshhelachivanija//Gornyj zhurnal. 2001. № 1. S. 9-14.
4. Razorenov Ju.I., Golik V.I., Kulikov M.M. Jekonomika i me-nedzhment gornoj promyshlennosti // Uchebnoe posobie dlja VUZov. Izda-tel'stvo JuRGTU. Novocherkassk.
2010. 251 s.
5. Golik V.I., Hasheva Z.M., Shul'gatyj L.P. Jekonomicheskij meha-nizm konversii gornodobyvajushhej otrasli depressivnyh regionov Juga Rossii // Nauchnyj vestnik Juzhnogo instituta menedzhmenta. 2016. № 3 (15). S. 27-32.
6. Franks D M., Boger D.V., Côte C.M., Mulligan D R. Sustainable De-velopment Principles for the Disposal of Mining and Mineral Processing Wastes// Resources Policy.
2011.Vol. 36. No. 2. Pp. 114-122.
7. Bubnov V.K., Spirin Je.K., Golik V.I., i dr. Teorija i praktika dobychi poleznyh iskopaemyh dlja kombinirovannyh sposobov vyshhelachi-vanija. Celingrad: Zhana-Arka. 1992.545 s.
8. Aktual'nye voprosy dobychi cvetnyh, redkih i blagorodnyh me-tallov/ V.K. Bubnov [i dr.] //Akmola, 1995. 601 s.
9. Komashhenko V.I., Vasil'ev P.V., Maslennikov S.A. Tehnologijam podzemnoj razrabotki mestorozhdenij KMA - nadezhnuju syr'evuju osnovu. Izvestija tul'skogo gosu-darstvennogo universiteta. Nauki o Zemle. Vyp. 2. 2016. S. 101-114.
10. De Oliveira D. M., Sobral L. G. S., Olson G. J., Olson S. B. Acid leaching of a copper ore by sulphur-oxidizing microorgan-isms//Hydrometallurgy. 2014. Vol. 147-148. P.223-227.
11. Sinclair L., Thompson J. In situ leaching of copper: Challenges and future pro spects// Hydrometallurgy. 2015. T.157. R. 306-324.
12. Haifeng Wang, Yaqun He, Chenlong Duan, 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. Springer-Verlag. Berlin- Heidelberg. 2012. Pr. 77-83.
13. Arens V. Zh., Gridin O. M., Krejnin E. V., Nebera V. P., Fazlullin M. I., Hruljov A. S., Hchejan G. H. Moskva. Fiziko-himicheskaja geotehnologija. Gornaja kniga. 2010. 574 s.
14.Podzemnoe i kuchnoe vyshhelachivanie urana, zolota i dr. metallov / pod red. M. I. Fazlullina. Moskva : ID «Ruda i Metally», 2005. T. 1, 2.
15. Shemetov P. A., Glotov G. N. Teoreticheskie osnovy avtomatizi-rovannyh sistem geotehnologii podzemnogo vyshhelachivanija urana // Gor-nyj zhurnal. 2011. № 11. S. 3540.
16. Jordens Adam, Cheng Ying Ping, Waters Kristian E. A review of the beneficia-tion of rare earth element bearing minerals//Minerals Engineering. 2013. Vol.41. P.97-114.
17. Liu J., Han Y., Li Y., Zhang S. Study on mechanism and technology of deep reduction for lingyang iron ore // 26th International Mineral Processing Congress, IMPC 2012: Innovative Processing for Sustainable Growth, New Delhi, India. 2012. P. 2335-2343.
18. Obosnovanie parametrov i rezhima vyshhelachivanija syr'ja tehno-gennyh obra-zovanij, soputstvujushhih razrabotke medno-kolchedannyh me-storozhdenij/ M.V. Ryl'nikova [i dr.] //Moskva. Gornyj informacionno-analiticheskij bjulleten'. 2010. № 3. S. 340-350.
19. Volkov Ju.V., Sokolov I.V. Podzemnaja geotehnologija pri kom-binirovannoj razrabotke rudnyh mestorozhdenij// Moskva. Gornyj in-formacionno-analiticheskij bjulleten'. 2013. №1. S.34-40.
20. Golik V.I., Razorenov Yu.I., Efremenkov A.B. Recycling of metal ore mill tailings // Applied Mechanics and Materials. 2014. T. 682. S. 363-368.
УДК 622.23
МЕТОДИКА ОПРЕДЕЛЕНИЯ НАГРУЖЕННОСТИ РЕЗЦОВ И РАСХОДУЕМОЙ МОЩНОСТИ ПРИ РАЗРУШЕНИИ УГЛЯ И ИХ РАСЧЕТ ДЛЯ ПРОХОДЧЕСКОГО КОМБАЙНА
А.Б. Жабин, П.Н. Чеботарев, И.М. Лавит, А.В. Поляков
Представлена методика расчета усилий резания, подачи и расходуемой мощности при разрушении углей для заданной конструкции исполнительного органа и производительности проходческих и очистных комбайнов и пример ее использования для расчета комбайна «УРАЛ-320У».
Ключевые слова: проходческий комбайн, уголь, методика расчета, параметры стружки, нагруженность резцов, нагрузка привода.
Важнейшим фактором, определяющим повышение эффективности и рентабельности добычи угля подземным способом, является технический уровень применяемого оборудования и прежде всего средств механизации основных технологических процессов при выемке угля и проведении горных выработок. Совершенствование существующего и создание нового очистного и проходческого оборудования с учетом отставания отечественного горного машиностроения от мирового уровня жизненно необходимы для повышения конкурентоспособности угля перед нефтью и газом, запасы которых в РФ будут исчерпаны в ближайшие десятилетия [1].
Для дальнейшего совершенствования конструкций проходческих комбайнов необходимо принять во внимание конструктивные особенности и работу исполнительных органов зарубежных проходческо-добычных комбайнов типа «Континиус Майнер» и «Болтер Майнер» фирм «Джой» (США), «ДБТ» (Германия), «Сандвик» (Швеция) с барабанными исполнительными органами
Основываясь на отечественном и зарубежном опыте конструирования, а также имеющимся опыте эксплуатации комбайнов в калийных рудниках, в России разрабатывается проходческий комбайн «Урал-320У» с
