авторефераты диссертаций БЕСПЛАТНАЯ БИБЛИОТЕКА РОССИИ

КОНФЕРЕНЦИИ, КНИГИ, ПОСОБИЯ, НАУЧНЫЕ ИЗДАНИЯ

<< ГЛАВНАЯ
АГРОИНЖЕНЕРИЯ
АСТРОНОМИЯ
БЕЗОПАСНОСТЬ
БИОЛОГИЯ
ЗЕМЛЯ
ИНФОРМАТИКА
ИСКУССТВОВЕДЕНИЕ
ИСТОРИЯ
КУЛЬТУРОЛОГИЯ
МАШИНОСТРОЕНИЕ
МЕДИЦИНА
МЕТАЛЛУРГИЯ
МЕХАНИКА
ПЕДАГОГИКА
ПОЛИТИКА
ПРИБОРОСТРОЕНИЕ
ПРОДОВОЛЬСТВИЕ
ПСИХОЛОГИЯ
РАДИОТЕХНИКА
СЕЛЬСКОЕ ХОЗЯЙСТВО
СОЦИОЛОГИЯ
СТРОИТЕЛЬСТВО
ТЕХНИЧЕСКИЕ НАУКИ
ТРАНСПОРТ
ФАРМАЦЕВТИКА
ФИЗИКА
ФИЗИОЛОГИЯ
ФИЛОЛОГИЯ
ФИЛОСОФИЯ
ХИМИЯ
ЭКОНОМИКА
ЭЛЕКТРОТЕХНИКА
ЭНЕРГЕТИКА
ЮРИСПРУДЕНЦИЯ
ЯЗЫКОЗНАНИЕ
РАЗНОЕ
КОНТАКТЫ


Pages:     | 1 |   ...   | 4 | 5 || 7 | 8 |   ...   | 11 |

«фонд первого президента республики казахстан – лидера нации совет молодых ученых инновационное развитие и востребованность науки в современном ...»

-- [ Страница 6 ] --

Сущность системы развития селективной выемки рудных залежей заключается в создании геолого-технологического выемочного условия для обеспечения равномерного развития выемки запасов для достижения максимально возможного качества с минимальными потерями и засо рением руд в режиме устойчивой стабилизации их уровня по мере добычных работ. Отсюда вы текает комплекс задач по обеспечению формирования оптимального выемочного пространства селективной рудовыемки по установленным внутриконтурным и приконтурным выемочным единицам рудника на базе создания рациональных параметров развития направления и фронта горных работ. Установлены два геолого-выемочного условия развития системы селективной вы емки: во-первых, должна быть достигнута стабилизация наименьших выходов теряемых руд и разубоживающих пород при минимальных их значениях, второе – достигнуть максимум сбли жения геологической и технологической поверхностей по мере отработки сложных приконтакт ных зон залежей.

С целью рационального регулирования процессов снижения потерь и засорения руд и по вышения качественных показателей по рекомендуемой системе квалиметрических критериев определены рациональные геолого-геометрические и геолого-технологические параметры, по которым обеспечивается эффективность технологии селективной выемки. К ним отнесены: 1) управляемые геолого-геометрические параметры: показатели разделения разновидностей руд и пород;

кондиционно-браковочный предел на качество руды;

допускаемые значения качества товарной и сырой руд, внутрирудные и приконтактные засорения породами;

сложность прикон тактной зоны;

характеристический угол между технологической и геологической поверхностя ми;

удельные градиенты теряемых и засоряющих пород, а также показатель развития мощно сти выемки рудного тела;

2) геолого-технологические параметры селективной выемки: высоты уступа и подступов, высота и ширине рабочей площадки экскаваторного забоя, мощности при контактной зоны и рудного тела и приконтактных неровностей рудных микровыступов;

высота и ширина развала взорванной горной массы.

В качестве базовых исходных квалиметрических критериев регулирования развития вы емочного пространства при выемке запасов руд рекомендуются:

изменчивость признаков и сложность геолого-морфологического строения залежи;

• мощность фронта развития выемки запасов по приконтурным и внутрирудным участ • кам залежей;



проектная и достижимая производительность добычи по руднику;

• нормативные подготовленные и готовые к выемке запасы по выемочным единицам • рудника;

плановые значения выходов теряемых руд и разубоживающих пород и техногенных • отходов при добыче;

плановые значения выходов природных типов и технологических сортов рудных про • дукций и товарная их значимость;

технические условия и параметры реализации (поставки) рудных продукций и от • дельные показатели требования потребителей;

точностные характеристики достоверности базовых показателей - параметров.

• При перемешивании приконтактных разновидностей горной массы управляющем кондиционно-технологическим параметром разделения их в процессе выемочных работ, в сущ ности, является браковочное содержание в руде. Размер этого параметра перемешивания изме няется в разных пределах по мере отработки выемочно-контактных зон в пределе её мощности.

Этот параметр как параметр управления процессом разделения перемешиваемых разновидно стей горной массы служит кондиционно-нормативным критерием регулирования технологи ческого уровня селективности отработки зон перемешивания - выемочно-контактных зон. Эта оценка связана с оптимальными значениями кондиционных качественных показателей, потерь и засорения руды в процессе добычи.

Режим соблюдения равномерного выхода качества сырой руд и уровня его засорения пу стыми породами при селективной выемке создается на основе разработанных аналитических оценок мощности развития выемки, градиентов потерь и засорения руд и сложности прикон тактных зон. При экскавации взорванной разновидностей горной массы оптимальное их раз деления осуществляется по кондиционно-техническим условиям их назначения. Эти параметры кондиционно-технологического разделения приконтактных разновидностей горной массы на теряемые вскрышные некондиционные горные массы, сырую разубоженную руду и товарную добычу при экскавации рекомендуется определять по формулам:

(1) Здесь и соответственно: µс.р0;

µн.гм0 (знак «-»).

где - средние содержания соответственно по сырой руде и теряемой некондиционной горной массы, %;

в - содержание во вмещающей породе, %;

б - оптимальное значение брако вочного предела на качество руды, %. Здесь величины и представляют собой значение качества в сырой руде и некондиционной горной массе, которые принимают различные значения по мере динамики развития выемки рудного массиве по выемочно-контактной зоне.

Весовым геолого-технологическим параметром технологической системы селективной от работки выемочных зон является степень сложности морфометрического их строения, которая непосредственно влияет на способ селективной рудовыемки. Показатель сложности прикон тактных зон-зон образования потерь и засорения руд, через показатель изменчивости контакта выражается в виде:

(2) где - средние размеры мощностей соответственно рудного тела и засоряющих руд вли яющих пород по приконтактным зонам, м.

Показатель вариации взаимоуклонения технологической поверхности от геологической (Vt), подсчитываются по выражению Эмпирические значения этой величи ны устанавливается по приконтактным блокам, построенным на основе информации, получен ной из пробуренных разведочных и эксплуатационных скважин.





Показатель развития мощности выемки запасов руд отражает степень мощности контурно го развития отработки запасов руд через протяженности и объемов их контуров по отдельным рудным телам или выемочным единицам (т/м2):

(3) Показатель WP. B - может быть выражен через значений сложности выемочной зоны и из менчивости контакта в виде:

(4) Для оценки степени изменчивости контакта «руда-порода» принята модельная оценка в виде, где К - статистический параметр.

Отношение объема извлекаемого запаса по выемочному участку сложностью к площади поверхности контакта рудного тела отражает степень развития линейных запасов выемки по выемочной единице. Использование значений коэффициента развития мощ ности выемки запасов по рудным телам с учетом уровня сложности в пределах отрабатываемых участков залежи позволяет стабилизировать их уровень при добыче.

Предельные размеры потерь и разубоживания руд представляет собой объемов теряемых руд и разубоживающих пород по приконтактной зоне когда она соответственно отрабатывается без потерь (В0) и без разубоживания (П0):

(5) где В0 и П0 - значения размеров потерь и засорения руд, возникающие при отработке приконтакт ных зон соответственно без потерь и засорения по выемочной единице:

- показатель изменчи вости геологической поверхности контакта, дол.ед;

t P. H, t. H - средние значения приконтактных мощностей рудных и породных неровностей микровыступов, образуемых при зачистке контакта соответственно без потерь и без засорения, м.

Критериями для сравнения работ при селективной являются удельные выходы потерь (qr) и засорения (qЗ) руд, представляемые как отношения объемов потерянной руды и засоряющей породы к площади геологической поверхности (Sk) рудного тела в пределах рабочего уступа карьера.

Определение удельного выхода теряемых руд и засоряющих пород производится через зна чения породной части неровностей контакта ( t H. K ):

(6) где - значения плотности соответственно руды и породы т/м;

Нус, -значения высоты и угла падения уступа, м, град.

Сравнение качества селективной отработки зон образования потерь и засорения руд выемочно-контактных зон осуществляется с помощью удельных оптимальных и фактических значений удельных выходов потерь и засорения руд по формулам:

(7) где - размеры оптимальных величин соответственно удельных выходов потерь и засо рения руд по выемочному участку: - фактические размеры соответственно удельных выходов потерь и засорения руд по выемочному участку.

выводы 1 В условиях выемки запасов сложноструктурных залежей применение способов техноло гии селективной отработки их позволяет уменьшить размеров потерь, засорения и отходов руд, стабилизировать выходов качества добычи.

2 Методологической основой повышения эффективности селективной отработки залежи служит квалиметризованная система критериев развития выемочного пространства горных ра бот.

3 Рекомендуемые квалиметрические критерии в отличие от известных критериев учитывают геолого-геометрические, геолого-технологические и другие выемочные параметры, что обеспе чивает эффективности использования ее при планировании и проектировании горных работ.

список использованных источников 1. Курманкожаев А. Проблемы системной технологии квалиметрического регулирования качественного со става рудных продукций. Монография. Алматы: Республиканская картографическая фабрика, 2005. – 314 с.

2. Арсентьев А.И. Бевз Н.Д., Сологуб Е.И. Исследования оптимального направления развития горных работ карьеров с помощью ЭЦВМ. – Физико-технические проблемы разработки полезных ископаемых, 1996, 3.

3. Ещенко Е.Е. Аналитический расчет развития горных работ при разработке крутопадающих рудных тел пра вильной формы. – В кн.: Сб. научных трудов КГРИ, 15. 1963 г.

Какпанова А.К СКГУ им. М. Козыбаева., Петропавловск, Казахстан к вопросу о вековых колебаний уровнЯ озер северо-казахстанской области Географические факторы современного климата за последние 200 лет были одинаковыми и близки к стабильным. Однако в течение этого отрезка времени климат Земли претерпевал некоторые изменения. Одним из возможных внешних факторов таких колебаний могла быть солнечная цикличность. Изменения температуры ритмичны. Ритмичность - одно из наиболее ярких и широко распространённых явлений, присущих ландшафтной оболочке, а вместе с тем и той географической среде, в которой существует человек. Начиная с суток, через сезоны и ритм года, через десятилетия и столетия к тысячелетиям и миллионам лет, ритмы - периоды и циклы – неизменно сопровождают развитие ландшафтной оболочки, притом столь устойчиво и выражено, что внимание человека было привлечено ко многим из них, как это хорошо известно, ещё на самой низкой ступени его развития.

XIX столетие сыграло большую роль в развитии представлений систематического харак тера о ритмических явлениях в истории Земли, в развитии ландшафтной оболочки. Причиной этого явился тот интерес, который постепенно укреплялся в науке к колебаниям климата в гео логическом прошлом, и в частности к ледниковым эпохам.

Так, примерно за 100-летний отрезок времени устанавливается 2 этапа глобальных измене ний температуры, граница между ними середина 80-х годов ХIХ в. Крупные ритмы: превышает 50 лет, т.е. этот ритм больше 100-летней длительности. Более мелкий ритм - 40-45-летней дли тельностью.

Изменения климата (циклы, ритмы) порядка 2000-летних (1800-1900-летних), по результа там исследования А.В. Шнитникова, фиксирующихся такими же ритмами изменчивости общей увлажненности материков Северного полушария. Ритмичность устанавливается по изменению уровней степных озер Западной Сибири и Северного Казахстана, по морским и океаническим трансгрессиям и регрессиям и другим индикатором. Выделены этапы (эпохи) повышенной и пониженной увлажненности: 1 этап - на грани V-IVтысячелетий до н.э;

2 этап - от середины IV тыс. до середины III тыс. до н.э;

3 этап - вторая половина III тыс. - начало II тыс. до н.э;

4 этап II тыс.- начало I тыс. до н.э., так называемая ксеротермическая фаза суббореального «периода»;

5 этап - середина и конец I тыс. до н.э;

6 этап - I тыс.н.э;

7 этап - середина и вторая половина II тыс.н.э.[1].

При обосновании многовековой изменчивости климата А. В. Шнитниковым показано, что с момента окончания ледникового периода, в последующий период - 12 тыс. лет назад - современ ность, получивший название «голоцен», климат и общая увлажненность материков Северного полушария изменялись циклически, в интервале 1500-2100 лет. Всего за голоцен развивалось макроклиматических циклов, в каждом из которых прохладно-влажная эпоха занимала 300- лет, сменяясь тепло-сухой в 600-800 лет, а затем переходной с продолжительностью 700-800 лет [2]. Так, более длительные периоды уменьшения и увеличения объема водной массы и соответ ствующих изменений положения их уровня, связанны с большими засушливыми и влажными эпохами.

Одной из вероятных причин многовековой изменчивости увлажнения материков А.В. Шнит ников принимает ритм констелляции Земли, Солнца и Луны примерно такой же длительности.

1800-1900-летний ритмы увлажненности материков состоят из двух неодинаковых фаз: корот кой (300-500 лет, с переходным к следующей фазе этапом- 400-800 лет), быстро и энергично раз вивающиеся фазы, преимущественно прохладно-влажной, когда энергично распространяется океаническое и горное оледенение;

повышение уровня озер, увеличение общей увлажненности материков;

и из второй, медленно развивающейся, преимущественно сухой и теплой, когда от ступает океаническое и горное оледенение, медленное усыхание, понижение уровня озер, ча стично их полное усыхание, уменьшение общей увлажненности материков [1].

Повышение увлажнения материков проходит более интенсивно и в сравнительно короткие периоды времени (около 200-400 лет), засушливые стадии охватывают более длительное время (более 1000 лет) и проходят более ровно. Наличие последних стадий вызвало у ряда исследова телей, располагавших данными об изменениях уровня озер за сравнительно короткие промежут ки времени (несколько столетий), представление о прогрессивном усыхании озер степных райо нов. При анализе многолетних колебаний уровня ряда озер обнаруживается связь с количеством атмосферных осадков, а связь с ходом температур воздуха не так ярко выражена [3].

Среди внутривековых циклов (в отличие от вековых и многовековых, из которых каждые представляют собой следствие разнородных закономерностей) различной длительности основ ная роль принадлежит известному циклу Брикнера. Э.А.Брикнер не назвал причины возникно вения этого широко распространенного в природных явлениях циклах, однако в какой-то мере он склонялся к вероятности его происхождения как функции солнечной деятельности. Подлинная причина этого ритма не раскрыта и поныне;

существуют различные точки зрения по этому во просу. Представляется наиболее вероятным, что он возникает в результате «биения» двух круп нейших компонентов климата - температуры воздуха и атмосферных осадков в их многолетних рядах. Возникающие в результате такого «биения» циклические фазы повышенной увлажнённо сти или засушливости различной длительности влекут за собой изменения в условиях стока рек, обводнённости озёр, общей увлажнённости тех или иных территорий, изменчивости в условиях существования флоры и фауны и т.д. В частности, именно таким характером возникновения и развития брикнеровского цикла при различных условиях реакции на него подстилающей по верхности и при общей взаимозависимости компонентов ландшафтной оболочки объясняется и то обстоятельство, что, при повсеместной его распространённости, он, в основном, развивается асинхронно на различных территориях. При этом, однако, отнюдь не исключается самое различ ное соотношение фаз, вплоть до полной синхронности на территориях, весьма удалённых одна от другой [4].

Впервые Л. Берг и П. Игнатов высказали предположение, что колебания уровней озер име ют циклический характер и связаны с 35-летними климатическими циклами Брикнера. А.И. Во ейков в 1901 году показал на ряде примеров, что колебания не согласуются с брикнеровскими периодами, что прибыль воды в озерах замечается в те годы, когда по Брикнеру должна быть ее убыль и наоборот, самое низкое положение уровня совпадает с наиболее влажным периодом брикнеровского цикла. Однако, в 1938 году Л.С. Берг писал, что за последние 150-160 лет в при роде не было и следа брикнеровских периодов. А.В. Шнитников, обобщив сведения об озерах из литературных источников, архивных документов и обработав материалы метеорологических станций, составил сводку режима озер за время с конца ХVII века [5]. Продолжительность ци клов изменения объема водной массы озер и связанных с ними колебаний, по исследованиям А.В. Шнитникова, ограничиваются периодами в 20-25 и 45-50 лет, редко выходя из этих преде лов. Причиной таких изменений уровня являются колебания количества атмосферных осадков, летних температур воздуха и связанного с последними испарения. Эти колебания водного ре жима озер не имеют определенной направленности и происходят около средней многовековой величины.

На территории между уральскими горами и р. Обь, расположенной в степной зоне, тща тельными исследованиями проведенными А.В. Шнитниковым, установлено несколько фаз вну тривековых колебаний уровня озер длительностью от 19 до 47 лет (за период в 250 лет), хотя одна из них (19 и 20 лет), может быть является составной частью (вместе с соседней 31-летней) 51-летней, наиболее продолжительной фазы. В таком случае фазы близки к полуциклам (полу ритмам) векового (80-90) цикла солнечной активности, а последние две совпадают примерно с 45-летним этапом глобального похолодания (вторая половина ХIХ - начало ХХ ст.). Отмечено, что подъем уровня озер происходит относительно быстро (в течение 4-8 лет), далее следует краткий (1-3 года) период неустойчивого максимума и продолжительный (12-15 и более лет) спад до времени самого низкого, тоже неустойчивого уровня, продолжающегося 6-8 лет. Так, за последние 2,5 столетия для равниной части Западной Азии характерно семь полных циклов типа брикнеровских, так же повсеместно развиваются циклы более короткие, длительностью 7-11 лет [1]. Например, озеро Шалкар бессточное, однако в многоводные эпохи, когда уровень его повышался на 5.7-6.0 м (по сравнению с 1965 г), на западе оно приобретает сток в р. Иман бурлук. По результатам А.В. Шнитникова, за 8 лет, с 1964 по 1972 г., уровень озера понизился на 1.4 м, причем его усыхание происходит почти монотонно, хотя с различной интенсивностью.

Лишь в 1970 г. наблюдалось незначительное повышения уровня озера (на 8 см), сменившееся дальнейшим усыханием [6]. Согласно Л. А. Земляницыной, процесс усыхания в значительной мере зависит от направленного ухудшения водного режима грунтовых вод в котловине озера. В пределах озерных котловин равнинной территории грунтовые воды заключены в верхнечетвер тичных и современных песчано-глинистых и суглинистых отложениях на глубине преимуще ственно 0-5 м. Так, наиболее выраженный максимум уровней озер и грунтовых вод их котловин за 20-летний период наблюдений относится к концу 40-х годов. Уровень озер и грунтовых вод в их котловинах колеблется в общем причинном ритме, однако амплитуды их колебания во време ни и пространстве различны и зависят от степени удаленности того или иного разреза грунтовых вод самого озера [7].

Таким образом, изменчивости подвержены небольшие степные озера Северо-Казахстанской области.

Оценивая изложенную теорию, особенно о внутривековой изменчивости климата, необхо димо обратить внимание на то, что она формировалась на данных о изменении уровней наполне ния бессточных озер засушливых территорий, как интегральном показателе изменений климата, который проявляется через баланс количества выпадающих осадков и величину испарения.

Современная климатология и государственная система слежения за изменениями климата до сих пор не принимает во внимание фактор природной цикличности. Это вполне естественно - инструментальные данные: температура, влажность, осадки - недостаточно объективно отра жают многолетние климатические тенденции. Замеры речного стока на крупных реках с неодно родной площадью водосбора еще более «затушевывают» картину. Да и период инструменталь ных измерений за имением климата - сравнительно не велик [2].

Помимо уровня озер, как непосредственного индикатора колебаний общей увлажненности их бассейнов, существуют и некоторые другие индикаторы, один из них – общая минерализация воды. Так, на озерах Менгисер, Становое, Медвежье высокая минерализация связана с усыха нием озер 1940 г., резкое уменьшение ее во второй половине и в конце 40-х годов, зависит от обводнения в 40-х годах, а затем вновь повышение минерализации со второй половины 50-х годов [6].

Эти изменения - результат изменения климата.

Изменениями климата, М.Ф. Веклич называет его нестабильность, изменения, в том числе, направленные, колебательные, ритмичные, цикличные. А.А. Борисов по изменениями климата предлагает понимать такие его колебания, которые приводят к смене разных типов климата [1] Обосновывая факт существования 2000 летних циклов А.В. Шнитников особо акцентиро вал, что такие циклы существуют и в настоящее время. С этих позиций середина XIX века рас ценена им как принципиальный рубеж - окончания очередной прохладно-влажной климатиче ской эпохи и начала тепло-сухой эпохи, которая развивается по настоящее время. Современный многовековой тренд потепления особенно заметно проявился в 70-е годы XIX века и в 30-е годы ХХ века.

Кривенко С.Г, д.б.н, профессор, иллюстрирует развитие с конца XIX столетия полных двух «брикнеровских» циклов климата и начало третьего.

Первый цикл охватил время 1899-1940 гг., составив 40 лет. Он проявился регрессией водо емов в 1899-1909 гг., за которой в 1910-1929 гг. последовало высокое обводнение, сменившееся тепло-сухим периодом 1930-1940 гг. Последний ярко выраженный тепло-сухой период по силе проявления расценен как вековой.

Второй цикл развивался в интервале 1941-1972 гг., составив 32 года. Ознаменовался он прохладно-влажной фазой 1941-1950гг., затем - переходным по увлажнению периодом 1952 1959 гг., за которым последовали наиболее засушливые 1960-1968гг. После этого наступила кратковременная, но мощная фаза повышенной увлажненности, охватившая в 1969-1970гг.

Тоболо-Ишимскую, Барабинскую, Кулундинскую лесостепь и восточные районы Казахстана. В более южных районах Казахстана повышенная обводненность проявилась в 1971-1972 гг.

Третий цикл начался с тепло-сухой фазы 1973-1979гг. C 1979-1980гг. началось развитие вековой прохладно-влажной фазы, которая продолжается до настоящего времени и предполо жительно закончится в 2005-2007 гг. Ориентировочная продолжительность цикла - 30-34 года.

Прохладно-влажная фаза по силе проявления расценивается как вековая [2].

Таким образом, рядом исследователей установлено наличие вековых колебаний уровня озер. Изменения и колебания уровней озеровидных водоемов могут происходить при измене ниях объема водной массы этих водоемов или при нарушении горизонтального положения их поверхности, которые связаны с изменениями элементов водного баланса и денивеляциями - с движениями озерной воды (волнами, сгонами и нагонами, сейшами и др).

Зависимость водного режима от характера внутривековых колебаний климата, дает возмож ность восстановить историю озер в прошлом (два-три столетия назад), но и предвидеть общие условия их будущего водного режима и развития, что имеет существенное значение для различ ных направлений хозяйственного использования территории Северо-Казахстанской области.

список использованной литературы:

1. Проблемы палеоклиматологии/ Веклич М.Ф.- Киев: Наук.думка, 1987.-192 с.

2. Кривенко В.Г. Природная циклика наше планеты// Вестник Российской Академии естественных наук.- М., № 3, 2010 - 25-29 с.

3. Богословский Б.Б. Озероведение. М: Изд. Моск. универ., 1960.-335 с.

4. Шнитников А.В. Природные явления и их ритмическая изменчивость// Ритм. №1, 2008 – 58-68 с.

5. Овчинников Г.Д. О состоянии озер Северо-Казахстанской области. Уч. Записки. Вып.5 ч.1 1960.- 41-67 с.

6. Шнитников А.В. Из истории озер Северного Казахстана. В кн: Озера Казахстана и Киргизии и их история.

Л.: Наука, 1975.- 5-28 с.

7. Земляницына Л.А. Грунтовые воды озерных котловин междуречья Ишим-Иртыш. В кн. Озера семиаридной зоны СССР. Л.: Наука, 1970.- 49-74 с.

Анибаев Ануар Жагыпарович Институт горного дела имени Д. А. Кунаева, Алматы Казахстан автоматизированнаЯ система выделениЯ иерархических уровней в слоЖных вентилЯционных сетЯх На сегодняшний день шахтные вентиляционные сети (ШВС) насчитывают более тысячи горных выработок, топология соединения которых является достаточно сложной. В связи с этим задачи анализа и расчета воздухораспределения в вентиляционной сети являются достаточно сложными и многовариантными. Поэтому вполне логично, при анализе и расчете воздухора спределения, применить методы уменьшения размерности ШВС. Одним из таких методов явля ется метод декомпозиции графа ШВС на иерархические подграфы, опишем его.

1. Метод декомпозиции графа ШВС на иерархические подграфы.

Рассмотрим любую ШВС в общем виде. Из работы [1] известно, что для продвижения воз духа по горным выработкам затрачивается энергия, величина которой определяется по форму ле:

(1) где – усреднённый коэффициент полезного действия источников тяги (в нашем случае венти ляторов);

Rj – сопротивление j-ой горной выработки;

Qj – расход воздуха в j-ой горной выработки.

Из работы [2] известно, что сопротивление ветвей Rj являются случайными величинами на реальном отрезке времени, тогда и величина затрачиваемой энергии W также является слу чайной с некоторым законом распределения (W) в интервалах. Также в работе [2] были получены формулы выражающие величину энергоёмкости любой выработки, которая также является случайной величиной, и получена формула критерия неопределённо сти математической модели ШВС по энергоёмкости (энергетическому потенциалу). Анализ этой формулы показывает, что данный критерий прямо пропорционален точности задания аэродина мических сопротивлений горных выработок и обратно корню квадратному из числа дуг графа вентиляционной сети ШВС, то есть. В данной работе также доказано, что это усло вие не противоречит физическому смыслу формирования энергетического потенциала ШВС.

Авторами работы [3] рекомендуется принимать точность задания аэродинамических сопро тивлений горных выработок из следующего ряда в зависимости от точности требуемых расчётов, т.к. чем менее точно в сторону увеличения Rj и определённо мы знаем или можем замерить величины Rj, тем больше прогнозируемый возмож ный расход энергии на продвижение воздуха по горным выработкам, но в то же время чем боль ше число горных выработок в ШВС, тем меньше неопределённость, так как она нивелируется за счет их числа N.

В соответствии с работой [3] величина степени сильности дуг определяется как (2) N J = R j Q 3 - энергетический потенциал ШВС;

где j j = j – степень сильности j-ой дуги.

Исходя из выше сказанного и произведя необходимые действия, степень сильности j-ой дуги относительно энергетического потенциала ШВС определяется в виде:

(3) В работе [2] данная формула приводится к следующему виду, так как R Q 2 = H имеем (4) Из этого следует, что величина степени сильности дуг любой горной выработки j опреде ляется отношением величины депрессии этой дуги Hj ШВС к суммарной депрессии всех дуг N ШВС. На основе выше изложенного в работе [2] приводится метод декомпозиции графа ШВС на иерархические подграфы. Опишем его с некоторыми доработками и программу, реализованную на его основе.

2. Принцип функционирования программы на основе данного метода.

Известно, что топологию вентиляционной сети можно отразить в виде матрицы инциден ций, где в строках отражаются ветви, а в столбцах – узлы. На матрице в виде единицы со знаком «-» кодируется начало ветви выходящая из данного узла, а со знаком «+» кодируется конец вет ви, входящий в данный узел.

В [2] дан метод выделения иерархических уровней, выше он описан, исходя из критерия минимизации входящей суммы произведений в формулу мощности, т.е.

N R Q 3 min. (5) j j j = Опишем предложенный метод, с некоторыми доработками, используемый в автоматизиро ванной системе выделения иерархических уровней в сложных вентиляционных сетях. Выше изложены теоретические предпосылки предложенного метода. Данный метод основан на после довательном исключении ветвей с наименьшим j (степень сильности j-ой дуги), так как такие ветви имеют наименьшее влияние на общую характеристику сети. Но в связи с тем, что при рас чётах вентиляционных сетей j не вычисляется то в данном источнике также выведены неравен ства исходя из которых метод можно применить рассчитывая критические значения депрессий требуемого иерархического уровня.

На основе данного метода нами была разработана программа, позволяющая выделять ие рархические уровни графа вентиляционной сети.

В программе при формировании матрицы инциденций анализируется топология сети. В матрице формируются столбцы с номерами узлов и строки с номерами ветвей. Затем на пересе чении строки и столбца согласно анализируемой сети ставится «-1» если данная ветвь выходит из узла и «+1» - если входит. В случае если данные условия не выполняются, то пересечение строки и столбца остаётся пустым (табл. 1 и рис. 1).

Таблица 1. Матрица инциденций упрощенной сети шахты 86/87, Караганда № узла 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 H № ветви 1 -1 +1 10, 2 -1 +1 15, 3 -1 +1 3, 4 -1 +1 27, 5 -1 +1 10, 6 -1 +1 22, 7 -1 +1 29, 8 -1 +1 11, 9 +1 -1 40, 10 -1 +1 161, 11 -1 +1 122, 12 +1 -1 11, 13 -1 +1 116, 14 -1 +1 94, 15 -1 +1 45, 16 -1 +1 44, После окончания формирования матрицы производится её проверка. Исходя из физических свойств сети, формируются следующие правила:

1. в строке может быть только два значения «-1» и «+1», так как ветвь имеет только начало и конец;

2. в столбце необходимо иметь по меньшей мере три значения величин разного знака, т.к.

условием формирования узла является пересечение как минимум двух выработок при котором по меньшей мере происходит образование трёх отрезков. В случае, если имеется столбец со зна чениями одного знака, то данная вершина является «висячей». В данном случае матрица сфор мирована неправильно, либо сеть является неполной.

После проверки правильности формирования матрицы вычеркивается строка (ветвь) с ми нимальной депрессией. После данной операции могут появиться «висячие» вершины, в таком случае если в «висячей» вершине значения со знаком «-» то данный узел вычёркивается и пере носится в узел из которого начинается вычеркнутая ветвь. В случае значений со знаком «+» то данный узел также вычеркивается, а значения переносятся в узел (столбец) куда входит вычёр кнутая ветвь (строка).

Затем путём выбора номера иерархического уровня и выбора из выпадающего списка, вели чины точности определения величин аэродинамических сопротивлений в относительных еди ницах (численные значения даны выше), рассчитываются критические значения депрессий для данного иерархического уровня. Затем из исходной матрицы инциденций последовательно вы черкиваются строки (ветви) со значениями меньшими критического значения депрессии данно го подграфа. При этом существует вероятность образования «висячих» узлов (столбцов), в таком случае необходимо произвести перенос висячей вершины согласно выше описанному правилу.

Данный процесс продолжается до тех пор, пока в матрице не останется ветвей (строк) величина депрессии которых меньше критического значения депрессии данного иерархического уровня.

Оставшиеся ветви (строки) и узлы (столбцы) будут составлять подграф иерархического уровня анализируемой сети.

Окно автоматизированной системы выделения иерархических уровней.

Рисунок 1.

После окончания формирования иерархического уровня, исходя из правила формирования матрицы инциденций, формируем графическое изображение полученного подграфа иерархиче ского уровня.

Описанные действия по выделению первого иерархического уровня выше представленной сети отражает рисунок 2, а матрицу инциденций полученную в ходе описанных действий – та блица 2.

Таблица 2. Матрица инциденций при = 0,1 (Н1кр=19,20) № узла 1 6 7 9 Н № ветви 4 -1 +1 27, 6 -1 +1 22, 7 -1 +1 29, 9 +1 -1 40, 10 -1 +1 161, Окно программы с выделенным иерархическим уровнем.

Рисунок 2.

Таким образом, описанная программа позволяет упростить топологически сложную ШВС при помощи выделения иерархических подуровней в зависимости от требуемой точности. По мнению авторов, применение данной программы удобно при анализе различных мероприятий проводимых в ШВС, а также при определении режимов совместной работы вентиляторов глав ного проветривания.

литература.

1. Абрамов Ф.А. и др. «Расчёт вентиляционных сетей шахт и рудников» «Недра» Москва 1972 г.

2. Рогов Е.И., Рогов С.Е., Рогов А.Е. «Начала основ теории технологии добычи полезных ископаемых» Алма ты 2001 г.

3. Рогов Е.И., Банкин С.С., Рясков Е.Я. «Надёжность проветривания угольных шахт» «Наука» Алма-Ата 1975 г.

Егембердиев Р.И.

ДГП «Институт горного дела им. Д.А.Кунаева»

РГП «НЦ КПМС РК» МИНТ РК, Алматы Казахстан перспективное направление развитиЯ конвейерного транспорта Опыт эксплуатации конвейеров подтверждает главные достоинства конвейерного транс порта - высокий уровень производительности труда, достигаемый путём автоматизации работы оборудования, возможность транспортирования груза на большие расстояния и низкие произ водственные затраты. Конвейер является одним из основных средств непрерывного участкового и магистрального транспорта на угольных шахтах, разрезах и рудниках. Применение ленточных конвейеров постоянно возрастает в связи с ростом грузопотоков и расстояний транспортирова ния, что привило к необходимости создания высокопроизводительных ленточных конвейеров большой длины и мощности в одном ставе.

Достаточно высокие капитальные затраты на приобретение конвейеров компенсируются низкими эксплутационными расходами. Себестоимость единицы перевозимого груза ленточны ми конвейерами ниже, чем у других транспортных средств, применяемых для перевозок груза на то же расстояние. Тесная связь транспортирующих машин с общим технологическим про цессом производства обусловливает высокую ответственность их работы и назначения. Поэтому конвейеры должны быть надежными (безотказными), прочными, удобными в эксплуатации и способными работать в автоматических режимах. Современное развитие горнодобывающей отрасли обусловливает развитие конвейерного транспорта по следующим направлениям:

- создание машин для поточного транспортирования горной массы от начального до конеч ного пунктов по прямолинейной и сложной пространственной трассе большой протяженности;

- повышение производительности конвейерных установок путем выбора наиболее рацио нальной формы грузонесущего элемента конвейера и увеличения скорости движения грузоне сущего полотна;

- повышение надежности машин и упрощение их обслуживания путем снижения числа ро ликоопор и подшипников;

- снижение металлоемкости и габаритных размеров за счет новых конструкций конвейер ных систем и их узлов, а так же путем применения монорельсовых направляющих.

При решении задачи рационального выбора типа конвейера, обеспечивающего наибольший технический и экономический эффект, необходимо учитывать следующие факторы: свойства транспортируемых грузов;

расположение пунктов загрузки и разгрузки, а также расстояние между ними;

потребную производительность машин;

требуемую степень автоматизации произ водственного процесса, обслуживаемого проектируемой транспортной установкой;

способ хра нения груза в пункте загрузки.

С другой стороны следует отметить, что при добыче полезных ископаемых открытым или подземным способом основными источниками загрязнения окружающей среды являются погрузочно-разгрузочные и транспортные операции. Ленточные конвейера имеют открытую верхнюю поверхность, в связи с чем, при движении часть насыпного груза выветривается, что и загрязняет окружающую среду. Кроме этого, повышение производительности транспортного средства и увеличение дальности транспортирования связано с увеличением мощности тягового привода, его габаритами и потребляемой электроэнергией.

В последние годы в ряде стран ведутся работы по созданию транспортных средств, в ко торых за счет замкнутого пространства пылеобразующие частицы не связаны с окружающей средой и не являются источником экологического загрязнения.

Одним из таких транспортных средств являются трубчатые ленточные конвейера (ЛТК).

Разработкой конструктивных параметров и эксплуатацией ЛТК в разное время занимались зарубежные фирмы “Koch” в Германии, “Noyes”- Франция, “Nova”- Италия, “Dosco”- Велико британия, “Simplicity”- Индия, “Krupp Robins”- США, “Yong Poony”- Корея.

В таблице 1 представлены данные по эксплуатации ленточных трубчатых конвейеров в усло виях некоторых промышленных предприятий, преимущественно в Индии, где этот вид транс порта весьма распространен.

Таблица 1 –Эксплуатационные характеристики ЛТК Размер Место уста Произво- Транспорти- транс новки (пред- Длина Диаметр Начало дительность руемый порти приятие), конвейера,м трубы,мм эксплуатации т/ч груз руемого страна куска,мм 1760 Февраль “Indo gulf”, Медный 3300 450 1540 1999,модерн. Индия конценрат 1100 Швеция 2х200 315 450 Уголь 1995 “Сoromandel”, Горный фос 95 240 100 Февраль 2002 Индия фат “Hindalco”, 2х200 275 375 Уголь Март 2003 Индия “Tadiparti”, 470 315 800 Шлак Декабрь 2000 Индия “Richard Bay”, Горный фос 412 340 900 2002 ЮАР фат “Vedanta Руды каль Alymina”, 480 300 350 ция и алю- 2005 Индия миния Сначала ЛТК применялись для транспортирования цемента, зерна и других сыпучих и пы лящих материалов, но в последние годы они стали успешно применяться и в горнодобывающей промышленности, в том числе в подземных условиях эксплуатации.

Трубчатый ленточный конвейер германской фирмы “Koch” установлен в швейцарских Аль пах для транспортирования от карьера вниз под углом 29 гравия, песка и щебня, необходи мого для строительства железнодорожного полотна в долине. Производительность конвейера приблизительно 500 т/ч, длина 208 м. Установленный ЛТК значительно сократил транспортные расходы, заменив автомобильный транспорт, маршрут которого пролегал по территории жилых районов, оказывая негативное воздействие на состояние окружающей среды.

Индийская фирма “India Jindal Steel and Power Ltd” добывает железную руду в г. Барбиле, штат Дхаркханд (Индия) в руднике, расположенном на высоте 700 м. над уровнем моря, где сто ят два трубчатых конвейера длиной 1500 м. каждый, предназначенных для транспортирования дробленой руды вниз к пункту перегрузки на железнодорожный транспорт.

В России для транспортирования насыпных грузов ленточные трубчатые конвейера нового поколения изготавливает компания “Конвейер – групп”. Разработанные и производимые этой компанией ЛТК выгодно отличаются повышенными эксплуатационными свойствами. Особо стоит отметить, что ЛТК работают на гладкой ленте российского производства [1].

Однако, основными недостатками существующих до сегодняшнего дня конструкций ЛТК являются: дорогостоящее ленточное полотно, затраты на замену которой сопоставимы с ценой самого конвейера;

значительное число роликоопор и подшипников, существенно снижающих надежность транспортной системы;

осуществляют транспортировку груза мелкой фракции;

большая металлоемкость.

Кроме этого, трубообразная лента в процессе своего движения внутри кольцевых роликоо пор испытывает усилия вращательного момента, которое приводит к возрастанию коэффициен та сопротивления движению и нагрузок на ролики, повышенному износу ленты, росту энерго потребления [2].

В ДГП «Институт горного дела им. Д.А.Кунаева» ведутся работы по созданию ленточных трубчатых конвейеров, основным отличием которого от существующих ЛТК является движение ленточного полотна без роликоопор по монорельсовому пути. Кроме этого, в качестве приво да используются линейные электромагнитные привода с внешним С-образным магнитопрово дом, которые размещаются вдоль пути транспортирования [3]. Разрабатываемая конструкция трубчатого конвейера позволит: за счет отсутствия роликоопор, ограничивающих загрузочное пространство ленточного полотна, увеличить кусковатость перевозимой горной массы;

при при менении монорельсовых направляющих существенно уменьшить потери кинетической энергии на перемещение грузонесущей ленты, а также в совокупности с отсутствием роликоопор значи тельно снизить металлоемкость транспортной системы. Применение в качестве тягового органа линейного электромагнитного привода даст возможность увеличить дальность транспортиро вания и использовать этот транспорт для крутонаклонной доставки горной массы из глубоких карьеров.

Работа трубчатого конвейера с электромагнитным линейным приводом заключается в сле дующем.

На загрузочном пункте с помощью питателя осуществляется погрузка горной массы на раз вернутое ленточное полотно. Лента на своих боковых торцах имеет направляющие ролики, при помощи которых под действием линейного электропривода груженое ленточное полотно, пере мещаясь по специальным копирам, из плоского состояния превращается в трубчатую форму.

Выходя из погрузочного пункта, поскольку специальные ролики сходятся, грузонесущее по лотно начинает перемещаться по монорельсовому пути под действием электромагнитных сил линейных приводов. В пункте разгрузки происходит разворачивание трубчатой формы ленты, в результате чего она принимает характерную форму для обычного конвейера и транспортируе мый материал разгружается.

На рисунке 1 представлен ленточный трубчатый конвейер на монорельсовом ходу с элек тромагнитным приводом для транспортировки среднекусковой горной массы с цепной подве ской ленточного полотна.

1-монорельс, 2- электромагнит, 3-внешний подвижный магнитопровод, 4-корпус тележки, 5-лента, 6-несущая рама конвейера.

Рисунок 1- Ленточный трубчатый конвейер для транспортировки крупнокусковой горной массы:

На рисунке 2 показан ЛТК для транспортирования горной массы со свернутым в трубу лен точным полотном в двух видах исполнения монорельсового пути.

1-направляющие, 2-электромагнит, 3-внешний подвижный магнитопровод, 4-корпус тележки,5-замок корпуса, 6-лента.

Рисунок. 2 – Ленточный трубчатый конвейер для транспортирования горной массы:

выводы Несмотря на достаточно высокую стоимость трубчатых ленточных конвейеров, а также бо лее высокий коэффициент сопротивлению движению ленты и меньшую производительность по сравнению с обычными ленточными конвейерами, область применения ЛТК в ближайшие годы будет расширяться, а их количество увеличиваться, поскольку требования по экологической без опасности к процессу транспортирования и вопросы охраны окружающей среды в Казахстане приобретают важное значение.

Одно из направлений, повышающих эффективность ленточных трубчатых конвейеров, свя зано с разработкой конструкций ЛТК без использования роликоопор с перемещением ленточно го полотна по монорельсовому пути.

Для расширения функциональной возможности, например для осуществления бесперегру зочной доставки горной массы с глубоких горизонтов, предлагается использование в качестве тягового привода линейные электромагнитные привода, стационарно размещенные вдоль пути перемещения ленты.

список литературы 1. Галкин В.И. Особенности эксплуатации трубчатых ленточных конвейеров.//Горное оборудование и электро механика.– 2008.- № 1.- С. 7-12.

2. Дмитриев В.Г. Вращательное движение ленты трубчатого конвейера на прямолинейных участках трассы.// Горный журнал–2008 - № 1. С. 108-115.

3. Едыгенов Е.К. Основы теории конвейерных поездов с электромагнитным приводом для открытых горных работ. Алматы: Фонд «ХХI век»-2001- 206 с.

Жунусова С.С., Ускенбаева А.М., Мамаева А.А.

ЦНЗМО «Институт металлургии и обогащения», Алматы, Казахстан наноструктурирование и модифицирование поверхности стальных материалов после микроплазменной обработки в различных электролитах Разработка новых экологически чистых технологий нанесения высокоэффективных и на дежных покрытий для защиты и упрочнения металлических изделий, является сегодня одной из самых актуальных задач современной науки и техники в связи с ростом жесткости условий эксплуатации, агрессивности применяемых технологических сред и соответственным повыше нием требований к конструкционным материалам. В связи с этим одной из первоочередных за дач является максимальная экономия металла и его защиты от преждевременного физического разрушения [1-5].

Большинство методов получения модифицированных наноструктурированных поверхно стей на конструкционных материалах являются перспективными и интенсивно развиваются в настоящее время. Эффективным и распространенным способом защиты металлов от коррозии является нанесение защитных покрытий.

Микроплазменная обработка – вид поверхностной обработки направленная на получение прочного и износостойкого слоя на поверхности металлических материалов. Отличительной особенностью микроплазменной обработки является участие в процессе формирования покры тия поверхностных микроразрядов, оказывающих весьма существенное и специфическое воз действие на формирующееся покрытие, в результате которого состав и структура получаемых слоев меняются. Процесс формирования покрытия идет в водных растворах электролитов, по крытие формируется по всей поверхности изделия любой конфигурации и во внутренних его полостях, куда имеется доступ электролита [1].

Были исследованы разряды на поверхности стального катода в электролитах CuSO4 и NiSO с соотношением 1:1, при различных напряжениях тока и времени (рисунок 1).

Микроплазменную обработку проводили при концентрациях 5,10,20,30,40,50г/л при напряже ниях тока от 50 до 200В. Анализ осциллограмм позволил установить закономерность изменения силы тока от процессов, протекающих на границе раздела электрода и электролита. Во всех концен трациях электролита в момент включения обнаружены появление скачков микроплазменных раз рядов с увеличением значении силы тока. Наблюдаемый эффект объясняется изменением вклада ионизации атомов Cu и Ni в баланс зарядов микроплазмы. А с течением времени значение тока постепенно уменьшается. При низких напряжениях (50В) в электролитах всех концентраций на блюдается слабое осаждение слоя. А при высоких концентрациях электролитов значение силы тока значительно выше по сравнению с электролитами, где концентрация ниже.

Рисунок 1 – Микроплазменная обработка стальных образцов в смешанных электролитах сернокислых меди и никеля в пропорции 1:1 при различных напряжениях тока и продолжительности воздействия.

В макроструктуре образцов можно увидеть, такую интерпретацию, чем больше напряже ние и концентрация электролитов, тем плотнее покрытия на поверхности стального катода ко торые представляет собой однородную перлитно-ферритную структуру (рис. 2). В результате высокой скорости микроплазменного нагрева с увеличением напряжения до 150В формируется мелкозернистая структура, из которой при охлаждении, в свою очередь, образуется мелкокри сталлический мартенсит. Микроструктура упрочненной поверхности образца представляет со бой мелкозернистую мартенситную структуру [2].

Рисунок 2. - Макроструктура поверхности стальных образцов после микроплазменной обра ботки в смешанных электролитах сернокислых меди и никеля: а)50В;

б)100В;

в)150В.

Были проведены коррозионные испытания для стальных образцов после микроплазменной обработки в смешанных электролитах сернокислых меди и никеля. Коррозионные испытания проводили весовым методом измерения скорости коррозии. В качестве коррозионной среды вы бран 3% раствор хлорида натрия. Взвешивали образцы с помощью аналитических весов до испытания и после, в определенных промежутках времени. Полученные результаты приведены в таблице 1.

Таблица 1. Изменение массы образцов после коррозионных испытаний в различных промежутках времени. (грамм) m1 m2 m3 m4 m Напряже- m через через через через через ние, В Исх.масса, 5 часов 10 часов 15 часов 20 часов 25 часа 100 33,7795 33,8036 33,8058 33,7719 33,7648 33, 150 31,2155 31,2297 31,2311 31,2044 31,2013 31, 200 31,8542 31,8762 31,8769 31,8480 31,8432 31, 225 31,3744 31,3916 31,3938 31,3654 31,3625 31, 250 32,8370 32,8577 32,8580 32,8300 32,8268 32, Результаты глубинного показателя коррозии приведены в таблице 2:

Таблица 2. Глубинный показатель коррозии (мм/год) Напряжение, П, П, П, П, В через 5 час через 10 час через 15 час через 20 час 100 0,021773827 0,047522958 0,020599305 0, 150 0,012829392 0,028188523 0,030085827 0, 200 0,019876523 0,041017915 0,016804696 0, 225 0,015539827 0,035054958 0,024393914 0, 250 0,018702001 0,037946088 0,018973044 0, В макроснимке образцов можно увидеть изменение образцов после микроплазменной об работки и коррозионного испытания. В таблице 3 приведены макроснимки стального катода после микроплазменной обработки и после испытании на коррозию в 3% растворе хлорида на трия. Как видно из рисунков поверхность образцов после коррозионных испытаний покрывают ся ярко бурым цветом.

Рисунок 3. Макроснимки образцов после МПО и коррозионного испытания.

Макроснимок после МПО Макроснимок после коррозии В таблице 4 представлена микроструктура образцов после коррозионных испытании в раз личных промежутках времени. Микроструктура стального катода после микроплазменной обра ботки при напряжении 100 В и после коррозионного испытания с продолжительностью 5 часов имеет ферритно–перлитную структуру. Микроструктура образцов, обработанные при напряже нии 150В в некоторых местах имеют сетки прослоек цементита, в этих местах с увеличением времени продолжительности коррозионного испытания до 25 часов образуется межкристал литная коррозия. После микроплазменной обработки стального катода при напряжении 200В микроструктура образцов после коррозионных испытании в различных промежутках времени имеют в некоторых местах поверхности локальную интенсивную коррозию. При дальнейшем увеличении напряжении до 250В микроплазменной обработки стального катода, на поверхно сти наблюдается равномерная коррозия красно-бурого цвета.

Таблица 3. Микроструктура образцов после коррозионного испытания в различных промежутках времени.

U, В после 5 часов после 10 часов после 15 часов после 20 часов Таким образом, по проведенным коррозионным испытаниям и по расчетам выше приведен ных формул, стальные катоды по десяти бальной шкале коррозионной стойкости имеют III-й балл стойкости, и скорость коррозии лежит в пределах значении от 0,036861915 до 0, мм/год, соответственно по ГОСТу 9.905-2007 и 9.908-85 относится по группе стойкости к «стой ким».

Для исследования износостойкости никелевых покрытий полученных микроплазменной обработкой использовали сконструированный стенд 2С132, где определяли условный коэффи циент трения. Осевая нагрузка и коэффициент трения регистрируется тензодатчиком, темпера тура – термопарой. Регистрируемые параметры записываются и обрабатываются с использова нием ПК в реальном времени. Программное обеспечение при испытании позволяет фиксировать момент трения, осевую нагрузку и температуру в реальном времени.

При испытании на трение для никелевых покрытии, при скорости вращения 250об/мин при нагрузке 1 кН, коэффициенты трения снижаются, но при этом повышается задиростойкость, так как за установленное время не было задира. Но при увеличении скорости вращения до об/мин (рис. 3) за очень короткое время был задир, а также температура и коэффициент трения увеличились.

Рисунок 3 – Зависимость коэффициента трения-скольжения от времени и температуры при нагрузке 1 кН и 250 об/мин для образцов с никелевым покрытием ( Т °С, µ, условный коэффициент трения) Рисунок 4 – Зависимость коэффициента трения-скольжения от времени и температуры при нагрузке 1 кН и 355 об/мин для образцов с никелевым покрытием ( Т °С, µ, условный коэффициент трения) Таким образом, на поверхности катода есть возможность получения покрытий без при менения сложного и экологически вредного оборудования;

высокой микротвердостью (до МПа) и соответственно с высокой коррозионной стойкостью и износостойкостью покрытий.

Режимы и время обработки наряду с материалом подложки, являются определяющим фак тором процесса микроплазменной обработки, существенно влияющим на состав, структуру и свойства получаемых покрытий.

Многофункциональность покрытий полученных микроплазменной обработкой способству ет их применению в самых различных отраслях промышленности, причем номенклатура обра батываемых деталей постоянно увеличивается. Тем не менее, возможности метода исследованы еще далеко не полностью.

список литературы 1. Паничкин А.В., Мамаева А.А., Жунусова С.С., Кшибекова Б.Б. Влияние режимов микроплазменной обра ботки на структуру и механические свойства стального катода. Труды IV международной конференций «ДЕФОР МАЦИЯ И РАЗРУШЕНИЕ МАТЕРИАЛОВ И НАНОМАТЕРИАЛОВ» DFMN-2011. Москва 2011., С 2. А.А. Мамаева, А.В.Паничкин, С.С.Жунусова, Г.М.Ибраева, А.М.Ускенбаева. Исследование структуры и свойств стального катода после микроплазменной обработки в электролитах сернокислого никеля. Труды 3 – Меж дународной научной конференций ФИЗИКА И ФИЗИЧЕСКОЕ ОБРАЗОВАНИЕ: ДОСТИЖЕНИЯ И ПЕРСПЕКТИ ВЫ РАЗВИТИЯ. Кыргызская Республика, Бишкек 2011, С.89-90.

3. Мамаева А.А., Паничкин А.В., Жунусова С.С., Ибраева Г.М., Ускенбаева А.М., Кшибекова Б.Б. Исследова ние структуры и свойств стального катода после микроплазменной обработки в электролитах сернокислой меди.

//Сборник докладов Международного молодежного форума «ПОСТИНДУСТРИАЛЬНЫЙ МИР: НАУКА В ДИА ЛОГЕ ВОСТОКА И ЗАПАДА» Усть-каменогорск, 2011г.С. 89-95.

4. Мамаева А.А., Паничкин А.В., Жунусова С.С., Ускенбаева А., Кшибекова Б.Б. Исследования структуры и механических свойств CuNi покрытий на поверхности стального катода, после микроплазменной обработки. Труды 7ой Международной научной конференции «СОВРЕМЕННЫЕ ДОСТИЖЕНИЯ. ФИЗИКИ И ФУНДАМЕНТАЛЬ НОЕ ФИЗИЧЕСКОЕ ОБРАЗОВАНИЕ» СДФФФО-7. Алматы.-2011г., С.115- 5. Антропов Л.И. Теоретическакя электрохимия 3 изд Москва 1975.

Омарова С.А.;

Космухамбетов А. Р. Валишевская Т.Ю.

ДГП ГНПОПЭ «Казмеханобр», Алматы, Казахстан исследование возмоЖности переработки алунита комбинированным способом Различными исследователями выполнены работы по извлечению Al2O3 из алунита с ис пользованием комбинированных пиро-гидрометаллургических технологии.

Алунит представляет собой основной сульфат алюминия и калия (K2SO4AL(SO4)32Al2O36H2O) в состав которого может входить и натрий. Алуниты образовались под действием природных сернокислых вод на силликаты.

Минералы, входящие в состав породы очень тесно взаимно прорастают, поэтому для отде ления алунита при обогащении нужно тонкое измельчение породы. Об обогащении алунитовой руды мало литературных данных, вероятно потому, что ее можно выгодно перерабатывать дру гими способами.

Известно, что природный алунит не растворим в разбавленном аммиаке или серной кисло те, а обожженный хорошо выщелачивается ими. На этом свойстве алунита основаны способы переработки его на глинозем и другие ценные продукты.

Изучалась возможность переработки предварительно обожженного алунита гидрохимиче ским способом с использованием в качестве растворителя разбавленной соляной кислоты.

В лаборатории гидрометаллургических процессов ДГП ГНПОПЭ «Казмеханобр» были проведены тестовые испытания геологической пробы алунитовой руды. Химический состав которой приведен в таблице Таблица 1 Средний химический состав алунитовой руды Наименование Содержание, % Наименование Содержание, % Al2O3 16,17 Na2O 0, SiO2 48,10 K2O 2, Fe2O3 5,27 SO3 1, FeO 1,00 S 12, MgO 1,33 H 2O + 4, CaO 2,51 H2O- 2, Были проведены серии опытов по выщелачиванию предварительно обожженной алунито вой руды в солянокислой среде при различных концентрациях и соотношении Т:Ж.

Перед испытаниями руда измельчалась до кл - 0,074мм и проходила термическую обработ ку.

методика проведения исследовании. Опыты по выщелачиванию алунита проводились в закрытом реакторе с перемешивающем устройством и термоподогревом. Температура во всех опытах поддерживалась 80-90 C. Продолжительность эксперементов составляла 1-3 часа. Кон центрация соляной кислоты варьировалась в сторону уменьшения от 224 г/дм3 до 53 г/дм3. Усло вия проведения опытов с алунитовой рудой и их результаты представлены в таблице 2.

Таблица 2 Условия проведения и результаты эксперементов Содержание Степень извле Условия опытов в кеке,% чения в жидкую W фазу, % №№ кека, Опытов Конц. % Время, t, Т:Ж HCl, Al2O3 Al2O час °С г\дм 1 3 8090 1:5 218 22,70 1,39 96, 2 1 8090 1:5 166 18,54 1,53 96, 3 2 8090 1:5 126 19,75 1,51 95, 4 3 8090 1:5 53 21,01 2,46 92, 5 2 8090 1:3 218 20,00 1,45 96, 6 1 8090 1:2 224 20,99 1,78 94, Из таблицы 2 следует, что при постоянном соотношении Т:Ж=1:5 с уменьшением концен трации соляной кислоты от 218 г/дм3 до 126 г/дм3 степень извлечения Al2O3 в жидкую фазу из обожженного алунита на уровне 96%. При дальнейшем понижений концентрации соляной кислоты она снижается.

В то же время полученные данные показывают, что при изменении соотношений Т:Ж=1:5, 1:3, 1:2 оптимальным является соотношение Т:Ж=1:3, при котором степень извлечения Al2O3 в жидкую фазу составила 96,1 %.

После перевода Al2O3 в солянокислый раствор были проведены исследования по отделения Fe2O3 и получению гидроксида алюминия.

Был получен алюминевый концентрат в виде Al(OH3), содержащий Al2O3-65,29%, потери при прокаливании его составили 34,35%. При пересчете на прокаленный продукт полученный глинозем имеет следующее содержание: Al2O3- 99,6%.

Кроме того был получен Fe-содержащий продукт: с содержанием Fe2O3-38,82%, п.п.п 35,68%. При пересчете на прокаленный продукт содержание основного вешества составило:

Fe2O3-60,35%.

Выполнены эксперементы по регенерации HCl методом термоконверсии и химической ре генерации. Было установлено, что степень регенерации HCl составляет не менее 96,7%.

Так же проведен опыт по выщелачиванию предварительно обожженного алунита в NaOH с концентрацией 230 г/дм3 в течении 6 часов при соотношении Т:Ж=1:3 и t=80-90С. Степень извлечения Al2O3 в жидкую фазу составила 89,93%, а SiO2 - 6,92%.

выводы 1. Проведены эксперементы по выщелачиванию обожженной алунитовой руды в соляной кислоте при различных концентрациях HCl и соотнощении Т:Ж.

2. Определены оптимальные условия выщелачивания алунита с HCl : соотношение Т:Ж=1:3;

концентрация соляной кислоты равна 218 г/дм3. При таких условиях степень извлечения обо жженного алунита в жидкую фазу составляет не менее 96%.

3. В ходе опытов был получен алюминевый концентрат который имеет следующее содержа ние: Al2O3- 99,6%.

4 Так же был получен Fe-содержащий продукт в котором содержание основного вешества составило: Fe2O3-60,35%.

5. Степень регенерации растворителя HCl составило 96,7%.

6. В результате опытов установлено, что солянокислое выщелачивание алунита по срав нению с щелочным более эффективно по извлечению Al2O3 в жидкую фазу и по технико экономическим показателям.

список литературы 1. С. С. Смирнов-Верин. Алуниты и их использование, ОНТИ, 1938.

2. Г.В. Лабутин. Легкие металлы №9, 1936.

Б.Х. Янгитилавова, И.В. Баязитова, Ю.А. Мартьянов ДГП ГНПОПЭ «Казмеханобр», Алматы, Казахстан гидроциклоны в обогащении В отечественной практике для расчета объемной производительности гидроциклона Q используется формула А.И. Поварова Где Q – объемная производительность, л/мин;

dпит, dсл – эквивалентный по площади диаметр питающий и сливной насадки, см;


g – ускорение силы тяжести 9,8 м/сек2;

Н – давление перед гидроциклоном в атмосферах или в кГс/см2;

При преобразовании формулы 1 в виде (где площадь входного отверстия в гидроциклоне) и применяя размерности СИ получим производительность гидроциклона без гидравлического сопротивления сливной насадки в пять раз выше рассчитанной по формуле 1. Это положение было проверено на Кентауской обогатительной фабрике на местных рудах.

Остановлена половина работающих гидроциклонов, входная скорость повышена с 5 до 10 м/с, во второй стадии измельчения без снижения переработки уменьшено количество работающих мельниц вдвое при снижении конечной крупности измельчения на 10 % абсолютных по содер жанию готового класса минус 74 мкм.

Рассмотрим причины не использования предлагаемой классификации с безнапорной раз грузкой слива на обогатительных фабриках РК.

Для свободной разгрузки слива должен быть перепад высот между гидроциклоном и сливной емкостью. Не всегда это возможно: нельзя поднять гидроциклоны из-за передвижно го крана и опустить сливную коробку из-за нарушения самотечного транспорта слива в после дующую операцию. Кроме того, в инструкции «Механобра» по эксплуатации гидроциклонов рекомендуется веерная разгрузка песков. По нашему режиму в этом случае происходит подсос воздуха через песковую насадку с нарушением классификации. Кроме того, разгрузка густых песков «колбасой» вызывает опасение у обслуживающего персонала запесочивание не только гидроциклонов, но и всего нагнетающего трубопровода. Наконец иностранные фирмы такие как «Кребс», специализирующиеся по выпуску и применению гидроциклонов категорически возражает против сифонной разгрузки слива.

Измененный режим классификации меняет характер измельчения, транспорта пульпы и флотации, освоение его на фабриках сложно и должно проходить с участием молодых сотрудни ков НЦ КПМС РК, набирающих необходимые профессиональные навыки.

Для классификации при высоких входных скоростях необходимо исключить из питания крупнокусковой материал, так и не произошло на Балхашской обогатительной фабрике, где это го не было сделано при отсутствии реечных классификаторов, входные насадки увеличены, а входная скорость снизилась до 1м/с и как следствие производительность измельчения сократи лась втрое. При входной скорости 10 м/с и общем давление 1кГс/см2 50% общего давления переходит в полезный скоростной напор против обычного 1 -2 %.

Таким образом, измененная классификация в гидроциклоне повышает плотность пульпы в мельнице, которая налипает на стержни или шары (шары не стукаются друг о друга и не проис ходит толчения «воды в ступе»). Густая пульпа увеличивает пропускную способность мельни цы при уменьшении циркулирующей нагрузки, можно использовать мельницы с центральной разгрузкой при увеличенном диаметре горловины. Скрап циркулирует в цикле измельчения, не попадая в насосы. Аэрация пульпы при разрежении позволяет за счет флотоклассификации от казаться от стадиальности и заменить механические флотомашины чановыми. Схема установки приведена рис.1. Уменьшение переизмельчения позволяет не только достичь в промышленных условиях лабораторные показатели, но их превзойти за счет обескислороживания пульпы. Упро щается схема гравитационного выделения тяжелых полезных минералов в типовых аппаратах.

При вакуумировании пульпы или воды в гидроциклоне создается неравновесная система.

Это при наложении магнитного поля создает стабильный, но незначительный эффект при фло тации и более значительный при изменении структуры осадка солей на трубопроводах. Значи тельный эффект получен при обработке технической воды при горной добыче урановой руды с закладкой известью выработанного пространства. Из-за наличия в воде радона склонного к образованию клатраных соединений эффект от обработки значительный;

вдвое сокращается расход извести. Другое возможное применение гидроциклонов при магнитном обогащении же лезных руд. Обычная схема обогащения включает классификацию в гидроциклоне перед маг нитной сепарацией с направлением песков в мельницу, а слива на магнитную сепарацию. Не достаток – мелкие свободные зерна магнетита уходят в слив, минуя обогащение. Предлагается весь продукт с предварительным сгущением в магнитном гидроциклоне направить в мельницу, а разгрузку мельницы на магнитный сепаратор.

При обогащении полиметаллических руд по цианидной технологии вакуумирование пуль пы в гидроциклоне при медно-свинцовой флотации усиливает депрессию цинковых минералов, а при цианидной селекции медно-свинцового концентрата усиливает депрессию меди. При бес цианидной технологии происходит обескислороживании пульпы, что уменьшает растворимость медных минералов и и не происходит активация цинка. На некоторых рудах отмывка шламов при высоких скоростях в гидроциклоне 10-15 м/с обеспечивает небольшие потери в сливе цен ных компонентов, что в дальнейшем облегчает флотацию по стандартному режиму.

Но самой важной разработкой является гравитационное выделение благородных металлов, с ожидаемым извлечением их в продукт до 80%, с последующей их дофлотацией,либо отдельно либо вместе с медными минералами на обескислороженной пульпе в чановых флотомашинах.

Приложение Давление водяного столба скоростной напор V V - входная скорость При подсчете входной скорости объемную производительность /ч переводят в /с делят /с Размер насадок переводят в дм.

Входная скорость определяется делением Q L л/с на площадь входного сечения L.

Получится скорость L.

Делится на 10 и получается м/с Скорость в гидроциклоне при конечной классификации должна быть не менее 10м/с.

литература:

1. Мартьянов Ю.А., Клец А.Н., Баязитова И.В., Янгитилавова Б.Х. «О возможности повышения эффективно сти процесса обогащения на горнорудных предприятиях РК», ДГП ГНПОПЭ «КАЗМЕХАНОБР», 2011.

2. Ю.А.Мартьянов, И.В.Баязитова, А.А.Жарменов, В.А.Козлов, А.М.Алимжанова. «Совершенствование ру доподготовки на обогатительных фабриках», ДГП ГНПОПЭ «КАЗМЕХАНОБР», 2011.

Орналиев К.А., Абен Е., Кожабекова Л.Е.

Казахский национальный технический университет им. К.И. Сатпаева, Алматы, Казахстан обеспечение эффективности открытой разработки углеразрезов при переходе на глубокие горизонты Применение поточной технологии добычи угля на разрезе «Восточный» Экибастузского бассейна с постоянной углубкой горных работ позволило сохранить высокую производитель ность роторных экскаваторов по сравнению с их использованием в комплексе с железнодо рожным транспортом. Полная конвейеризация транспортирования угля до поверхностного усреднительно-погрузочного комплекса обеспечила автоматизированную работу добычного комплекса, снизило амплитуду колебаний зольности товарного угля, улучшило его качество за счет усреднения из различных забоев непосредственно в процессе транспортирования. По срав нению с ремонтом железнодорожного транспорта ремонт конвейеров менее сложен и трудое мок, а обслуживание значительно проще.

Обоснование применения конвейеров для транспортирования угля на разрезе «Восточный»

выполнено институтом «Карагандагипрошахт» совместно с УкрНИИпроектом и ИГД им. Д.А.

Кунаева. Особенностями применения конвейерного транспорта для перемещения добытого угля на разрезе при разработке наклонных пластов являются необходимость демонтажа и переноски конвейеров на каждый новый горизонт и постоянная углубка открытых траншей для конвейер ных подъемников. Стационарный борт со стороны лежащего бока залежи имеет угол откоса 10 20°, вскрытие угольных горизонтов производилось крутыми траншеями, в которых разместили угольные подъемники. Схема вскрытия обеспечивала независимую транспортную связь каждо го добычного экскаватора с дневной поверхностью.

Добычной фронт длиной 2,8 км вскрыт тремя крутыми траншеями, в которых расположены четыре подъемных конвейера: в центральной траншее – два подъемных конвейера, а в южной и северной – по одному (рис. 1).

Через центральный подъемник уголь выдается с верхнего отрабатываемого добычного усту па, а через два фланговых – с нижнего. Добычной фронт нижнего уступа в центре поля разделен целиком, на котором установлены соединительные конвейеры.

Добыча угля производится роторными экскаваторами SRs(k)-2000 c применением забойных перегружателей BRs(k)-2000.65. Нарезка нового угольного уступа высотой 25 м в основном про изводится этим роторным экскаватором в комплексе с межуступным (ARs(k)-5000.95) и забой ным перегружателями.

На разрезе реализована усовершенствованная одноуступная (двухподуступная) техноло гическая схема с одним транспортным горизонтом с разделением фронта добычных работ на четыре блока одинаковой длины. С передвижкой забойного конвейера в новое положение нара щивается соединительный конвейер, что исключает их перемонтаж для изменения направления транспортирования угля.

Наклонные траншеи для угольных подъемников имеют уклон в 15°. В зоне пересечения траншей с нижними бровками уступов стационарного борта дно их заглублено на 3-5 м относи тельно отметок рабочих горизонтов. По условиям технологии горных работ дно траншеи подъ емника не выводится на рабочую площадку добычного горизонта, а заглубляется под углом 15° настолько, чтобы подходящие соединительные конвейеры оказались вне торцовой части тран шеи.

Транспортирование угля на поверхность от роторных экскаваторов SRs(k)-2000 произво дится по четырем конвейерным линиям системой забойных, соединительных и подъемных кон вейеров. Передвижка забойных конвейеров осуществляется после отработки двух экскаватор ных заходок шириной 35-50 м, а их переукладка – после отработки запасов пластов 3, 2 и по горизонту через 3-4 года. Направление отработки угля принято от почвы пласта 3 к кровле пласта 1 с подвиганием фронта добычных работ вкрест простирания угольных пластов горизон тальными слоями при высоте уступа 25 м.

Рис. 1. Поточная технология добычи угля на разрезе «Восточный»

Дозированная непрерывная погрузка вагонов осуществляется на поверхностном усреднительно-погрузочном комплексе. Стабильность качества угля обеспечивается за счет равномерной отработки низкозольных пластов 1, 2 и высокозольного пласта 3, соответственно по верхнему и нижнему добычным подуступам.

Выдача угольной массы пласта 3 на поверхность осуществляется через северный и южный подъемники, пластов 1 и 2 – через центральный, уголь к которому подается по соединительным конвейерам, расположенным на временном целике. Отработка этого целика предусмотрена на соединительный конвейер, укладываемый для транспортирования угля пластов 1 и 2 с правого крыла разреза.

При отработке пласта 3 движение лент забойных конвейеров каждого комплекса встречное по направлению к соединительным конвейерам северного и южного подъемников. При переходе добычных работ на пласты 1 и 2 необходима смена направлений средних забойных конвейерных ставов для работы забойных конвейеров каждого из двух комплексов в одном направлении к соединительным конвейерам центрального подъемника.

Для обеспечения принятой двухподуступной схемы следует иметь минимальное опереже ние по глубине левого крыла разреза на один горизонт.

Одноуступная технология добычных работ без разделения на подуступы обеспечивает от носительно простую схему конвейерных линий при минимальной длине забойных конвейеров (2800 м). Расстояние транспортирования угля при этом наименьшее. При данной схеме создают ся необходимые условия для высокой концентрации добычных работ, все четыре экскаваторных блоков располагаются на одном горизонте при годовом подвигании добычного фронта работ м. Однако из-за малой длины экскаваторных блоков подготовка новых горизонтов осуществля ется в стесненных условиях и при более высоком коэффициенте вскрыши.

При двухуступной технологии схема конвейерных линий усложняется из-за увеличения длины забойных конвейеров до 5600 м, а размещение четырех экскаваторных блоков на двух горизонтах затрудняет подъезд автотранспорта. К недостаткам этой технологии следует также отнести смену направлений транспортирования горной массы при переходе от отработки пласта 3 на отработку пластов 1 и 2, необходимость отработки целиков под соединительные конвейеры к центральному подъемнику. В то же время, при отработке двумя уступами снижается текущий коэффициент вскрыши, сокращаются темпы годового подвигания добычного фронта до 170 м, повышается срок службы горизонта, возрастают вдвое готовые к выемке запасы.

Выбор двухподуступной технологической схемы на один транспортный горизонт обуслов лен возможностью перехода в процессе эксплуатации на любую схему отработки пластов без из менения стационарных подъемников и поверхностного комплекса. Это позволяет иметь резерв фронта добычных работ, а также смягчить жесткую зависимость процессов добычи и подготов ки новых горизонтов (с учетом монтажа и демонтажа конвейеров).

Технология ведения горных работ с применением конвейерного транспорта по принятой технологической схеме предусматривает взаимоувязывание работ по подготовке и отработке но вых горизонтов, отработке межблочных целиков, углубке траншей под угольные подъемники, монтажу и демонтажу конвейерных линий.

Нарезку новых горизонтов в почве пласта 3 по угольной массе осуществляют экскаватора ми типа SRs(k)-2000M. Роторный экскаватор после отработки части запасов на основном гори зонте переводят на нарезку нового горизонта и затем им же в комплексе с межуступным пере гружателем производят погрузку угля на находящиеся в том же положении забойные конвейеры вышележащего основного горизонта. Это позволяет совместить погрузку угля одним роторным экскаватором на забойные конвейерные линии без изменения их положений, сократить работы по монтажу и демонтажу конвейеров, а также создать запас времени (более года) для углубки траншей под угольные подъемники и монтажа новых конвейерных линий на новом горизонте.

Начало нарезки нового добычного горизонта определяется подвиганием фронта работ от ста ционарного борта на расстояние, обеспечивающее ее нарезку, и углами падения почвы пласта 3.

При нарезке новых горизонтов роторными экскаваторами в комплексе с перегружателями про исходи заметное снижение производительности экскаваторов (до 30%). Углубку траншей для подъемников осуществляют экскаваторами ЭКГ-6,3У с использованием автомобильного транс порта.

В связи со значительными постоянными затруднениями по выполнению требуемых объемов выемки вскрышных пород и возросшей потребностью в энергетическом угле принято решение произвести реконструкцию горно-транспортной схемы и на вскрышных работах разреза «Вос точный». Для приведения в соответствие вскрышных работ интенсивному производству добычи угля по поточной технологии в 2010 году на разрезе внедрена циклично-поточная технология (ЦПТ) выемки вскрышных пород (рис.2).

Повышение надежности технологической схемы вскрышных работ в переходной период реализации циклично-поточного вскрышного комплекса (ЦПВК), ликвидация отставания по вскрыше и сокращение срока освоения проектной мощ ности по углю потребовали изысканий резервов по повышению эффективности применения экскаваторно-автомобильных комплексов на период проведения пуско-наладочных работ на двух линиях циклично-поточного вскрышного комплекса и реализации проектной их мощности.

Под руководством ведущих ученых кафедры открытых горных работ КазНТУ им. К.И. Сат паева [1] отработку вскрышных уступов экскаваторно-автомобильными комплексами (ЭАК) предложено производить поперечными заходками по двухподуступной схеме с изменяющимся уровнем рабочей площадки и сооружением временных автосъездов для отработки верхних по дуступов в торцах разреза.

Первоначально с одного из флангов карьерного поля до его середины экскаватором мехлопатой на всех уступах производится отработка верхнего подуступа (рис. 2). Грузотран спортная связь с транспортной бермой уступа обеспечивается сооружением экскаватором вре менного автосъезда в одном из торцов разреза. Для уменьшения количества автосъездов выемка блоков-панелей осуществляется поперечными заходками. На рис. 3 показано, что на каждом уступе практически одновременно первоначально отрабатываются верхние подуступы, после чего производится выемка нижних подуступов.

Применение поперечных заходок создает наиболее безопасные условия эксплуатации боль шегрузных автосамосвалов, увеличивает скорость их передвижения по временным автодорогам, упрощает схему их подъезда к экскаваторам под погрузку, позволяет между подуступами и усту пами оставлять только предохранительные бермы.

Рис. 2. Развитие горных работ на разрезе «Восточный»

после внедрения ЦПТ на вскрыше 1 – временные автосъезды;

2, 3 – постоянные автосъезды соответственно ниже и выше горизонта размещения ДПП;

4 – направление грузопотоков автовскрыши к ДПП Рис. 3. Схема грузотранспортной связи с верхними подуступами блоков-панелей В торцах разреза через каждые 30 м предусмотрены транспортные бермы. На горизонте + м с обоих флангов разреза размещены дробильно-перегрузочные пункты (ДПП) ЦПВК. Грузо транспортная связь рабочих горизонтов верхних и нижних подуступов с площадкой размеще ния ДПП осуществляется последовательно через транспортные бермы и систему постоянных автосъездов.

В результате изыскания резервов по повышению эффективности применения ЭАК на пери од проведения пуско-наладочных работ на двух линиях циклично-поточного вскрышного ком плекса и реализации проектной их мощности впервые разработаны:

- интенсивный инновационный способ последовательной двухподуступной отработки высоких уступов поперечными заходками с изменяющимся уровнем рабочей площадки с обо их флангов карьерного поля экскаваторно-автомобильными комплексами при внедрении ЦПТ в нижней части вскрышной зоны на наклонных месторождениях с поточной технологией добычи угля. Сооружение временных автосъездов в торцах разреза для отработки верхних подуступов позволит практически отказаться от их формирования на рабочем борту, что наряду с отработ кой блоков-панелей поперечными заходками значительно уменьшает объем горно-капитальных работ - при ширине блока-панели 70 м как минимум в 4,7 раза;

- метод оптимизации положения рабочей зоны по этапам отработки при наклонном падении угольных пластов, позволяющий обосновать конструкцию вскрышной зоны при поточ ной технологии добыче угля и высоту уступов, отрабатываемых ЭАК;

- целесообразные для переходного периода внедрения ЦПТ на вскрышных рабо тах схемы перегрузочных пунктов для комбинированного автомобильно-железнодорожного транспорта при организации временного концентрационного горизонта на границе применения экскаваторно-железнодорожных и экскаваторно-автомобильных комплексов;

- методика обоснования ширины блоков-панелей, отрабатываемых ЭАК поперечны ми заходками с изменяющимся уровнем рабочей площадки, во взаимосвязи с интенсивностью развития рабочей зоны с соблюдением соразмерного подвигания частей вскрышной зоны от носительно временного концентрационного горизонта при рациональном шаге переноса пере грузочных пунктов.

список литературы 1. Rakishev B., Moldabayev S. Optimization of the Working Zone at the Inclined Coal Deposits // Proceedings of the Twentieth International Symposium on Mine Planning and Equipment Selection MPES 2011. – Almaty, 2011. – S. 279 288.

А.В. Синченко, И.Л. Байлагасова

Научный руководитель: д.т.н., проф. А.Е. Воробье Российский университет дружбы народов, Москва, Россия грЯзевой вулканизм в каспийском регионе как первичный фактор гидратообразованиЯ Грязевые вулканы приурочены к наиболее активным тектоническим зонам поясов с непре рывным и интенсивным накоплением мощной толщи молассовых формаций (слой земной коры, состоящий из рыхлого песчаника). Именно в таких областях происходит больше всего землетря сений. Часто извержения грязевых вулканов происходят при наличии крупных скоплений газа и аномально высоких пластовых давлениях [4].



Pages:     | 1 |   ...   | 4 | 5 || 7 | 8 |   ...   | 11 |
 

Похожие работы:





 
© 2013 www.libed.ru - «Бесплатная библиотека научно-практических конференций»

Материалы этого сайта размещены для ознакомления, все права принадлежат их авторам.
Если Вы не согласны с тем, что Ваш материал размещён на этом сайте, пожалуйста, напишите нам, мы в течении 1-2 рабочих дней удалим его.