WWW.DISUS.RU

БЕСПЛАТНАЯ НАУЧНАЯ ЭЛЕКТРОННАЯ БИБЛИОТЕКА - Авторефераты, диссертации, методички

 

Pages:     || 2 |

«21-28 апреля 2009 г. МАРКШЕЙДЕРИЯ, ГЕОМЕХАНИКА И ГЕОТЕХНОЛОГИИ УДК 624.131 ОБОСНОВАНИЕ ПОТЕРЬ ПЕСКОВ ПРИ ОТКРЫТОЙ РАЗРАБОТКЕ РОССЫПНЫХ МЕСТОРОЖДЕНИЙ АЛЕНИЧЕВ М. В. ООО Уральский центр экспертизы недропользования ВАЛИЕВ ...»

-- [ Страница 1 ] --

МЕЖДУНАРОДНЫЙ НАУЧНО-ПРОМЫШЛЕННЫЙ СИМПОЗИУМ

«УРАЛЬСКАЯ ГОРНАЯ ШКОЛА – РЕГИОНАМ»

21-28 апреля 2009 г.

МАРКШЕЙДЕРИЯ, ГЕОМЕХАНИКА И ГЕОТЕХНОЛОГИИ

УДК 624.131

ОБОСНОВАНИЕ ПОТЕРЬ ПЕСКОВ ПРИ ОТКРЫТОЙ РАЗРАБОТКЕ

РОССЫПНЫХ МЕСТОРОЖДЕНИЙ

АЛЕНИЧЕВ М. В.

ООО «Уральский центр экспертизы недропользования»

ВАЛИЕВ Н. Г.

ГОУ ВПО «Уральский государственный горный университет»

К открытой разработке россыпей относятся гидравлический, бульдозерно (экскаваторно)гидравлический способы разработки. Согласно единой классификации потери разделяют на общерудничные (общекарьерные, общеприисковые) и эксплуатационные. При разработке россыпных месторождений выделяют также технологические потери – это потери, связанные с принятой технологией обогащения и извлечения ценного компонента. В общем случае потери разделяют на нормируемые и ненормируемые.

Отраслевые нормативы [1] при разработке россыпей к общеприисковым относят потери в целиках под капитальными сооружениями (ЛЭП, мосты, дороги и др. охраняемые объекты), в предохранительных и барьерных целиках, необходимых для ведения горных работ (между карьерными полями или полигонами, на границе с водоёмами). Общеприисковые потери не нормируются, до полной отработки россыпи или ликвидации прииска такие запасы находятся на учёте, относятся к временно неактивным и при расчёте платежей за право пользования недрами не учитываются.

Эксплуатационные потери разделяют на нормируемые и ненормируемые. К нормируемым (нормативным) потерям песков относят потери, технологически связанные с принятой схемой и системой разработки месторождения согласно утверждённому проекту. Потери металла – это масса ценного компонента, содержащаяся в потерянных песках. Расчётная величина нормативных потерь определяется в процентах от величины погашенных запасов.

К ненормируемым относят потери, вызванные непредвиденными горно-геологическими и горнотехническими причинами, аварийным состоянием выработок, подработанностью участков, необходимостью обеспечения безопасных условий работы, а также нарушением технологии ведения горных работ. Ненормируемые потери состоят из обоснованных и необоснованных. При соответствующем обосновании ненормированные потери относят к нормативным.

Все фактические потери при отсутствии утвержденных нормативов считаются сверхнормативными. Золотодобывающие предприятия платят за потери 6 % стоимости добываемого золота [2].

Нормативы эксплуатационных потерь устанавливаются на 1 год (и более) по выемочной единице – по участку россыпи с относительно однородными горно-геологическими условиями, разрабатываемому одной системой разработки и технологической схемой выемки. В «Методических указаниях…» [1] определены места и методика расчёта потерь. При гидравлическим способе разработки нормируются потери: в целиках, предусмотренных проектом (межзаходочных, угловых, на плотике при изменчивой поверхности и наличии западений карманов); с торфами из-за сложной границы с кровлей песков.

При раздельном способе разработки торфов и песков нормируются потери: в бортовых откосах, на плотике, в целиках на границе со смежными площадями, с торфами на границе с кровлей песков.

В настоящее время в Уральском регионе вовлекают в разработку экскаваторногидравлическим способом балансовые запасы, ранее предназначавшиеся для дражной и гидравлической разработки. Расчёт запасов на таких полигонах, как правило, осуществлялся на горную массу без выделяемых торфов. В этом случае для обоснования потерь решается задача определения максимальной глубины вскрышных работ при минимальных потерях металла.

Для обоснования технологических потерь металла ведомственными инструкциями рекомендуется «Практическое руководство…» [3], в котором приводится извлечение металла на конкретных промывочных приборах. В настоящее время разработаны более развёрнутые схемы обогащения, обеспечивающие большее извлечение металла. В этой связи целесообразна оценка потерь по отдельным операциям процесса обогащения. Это согласуется с принципом агрегатноблочной компоновки промывочных установок и определением потерь по конкретным местам образования.

Обогащение песков и извлечение металла на промывочных установках (промывочных приборах) включают: дезинтеграцию и грохочение песков; обогащение песков и извлечение концентрата на шлюзах глубокого (ШГН) и мелкого (ШМН) наполнения, на осадочных (ОМ), концентрационных столах.

Величина технологических потерь зависит, прежде всего, от степени дезинтеграции глинистого материала, песков. Эффективность дезинтеграции зависит от содержания глинистого материала в исходных песках и от технологических параметров процесса (удельного расхода воды, интенсивности механического воздействия, времени дезинтеграции и других показателей технологии).

Количество глинистого материала, не размытого до di-й крупности, учитывается коэффициентом недостаточной дезинтеграции ri (доли ед.) 0,001 Д 0, ri =, d i + 0,001Д 0,1 (1) где Д01 – содержание глинистого материала крупностью менее 0,1 мм в исходных песках, %; di – крупность, до которой продезинтегрирован глинистый материал, мм.

За di крупность фракции принимается верхний предел фракции – размер верхнего сита. Для стандартного набора сит это 0,1; 0,25; 0,5; 1,0; 2,0; 3,0; 5,0 мм.

Величина коэффициента ri увеличивается на 20-30 % при несоответствии нагрузки по пескам на 1 м2 площади решета допустимым значениям: для гидровашгерда 18-22 м3/ч; для барабанного дезинтегратора 1,5-3,5 м3/ч.

Расчет потерь металла с непродезинтегрированной частью глинистого материала ПД (%) проводится в порядке увеличения крупности фракции золота (di1 < di2 1 (3) при при r = 1 К iв = 0,5; ri 1; К iш = 1 К i ; Рiш = К i Р.

i в ш Средняя крупность частиц фракции Крупность частиц золота, оседающих в пределах выделенных зон крупности, рассчитывается по формулам [3]:

где l G – коэффициент равнопадаемости частиц для золота с плотностью Au=17,0 г/см3 и частиц породы с плотностью П = 2,65 г/см3.

Для определения коэффициента фильтрации намытого откоса строится кривая гранулометрического состава частиц для каждой зоны крупности, по которой определяются следующие параметры: dср. взв. i – средневзвешенная крупность частиц в зоне (в ориентировочных расчётах dср. взв. i=dср.i), мм; – содержание частиц крупностью менее 0,05 мм, доли. ед. (=0,002-0,4);

=0,388lg+1,685; ск – плотность скелета намытого сырья, т/м3 (ск= 1,3-1,7 т/м3).

Коэффициент фильтрации Kф (м/сут.) рассчитывается по формуле [2] Материал с карты намыва разделяется в соответствии с крупностью и коэффициентом фильтрации и укладывается в штабель для выщелачивания.

Предварительная гидромеханизированная подготовка позволит стабилизировать режим выщелачивания, оптимизировать технологические параметры процесса, повысить извлечение золота.

БИБЛИОГРАФИЧЕСКИЙ СПИСОК

1. Освоение технологии кучного выщелачивания золота на месторождении «Чазы-Гол» / С. С. Гудков, А. П. Татаринов, Л. Я. Дружина, Л. В. Цыкунова, А. М. Чурилов // Цветные металлы. – 1999. – № 12. – С.38-41.

2. Намыв площадей для строительства / М. В. Новиков, Д. Л. Меламут, В. И. Каминская, Ю. И. Седых. – М.: Стройиздат, 1984. – 240 с.

3. Багазеев, В. К. Определение распределения частиц золота на откосе гидроотвала / В. К. Багазеев // Изв. УГГУ. – Вып. 21. – 2005. – С. 93 – 102.

УДК 622.362.013.364.

ОПРЕДЕЛЕНИЕ ЭКСПЛУАТАЦИОННЫХ ПОТЕРЬ ПРИ РАЗРАБОТКЕ

МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПЕСЧАНО-ГРАВИЙНЫХ СМЕСЕЙ ЗЕМСНАРЯДОМ

ГОУ ВПО «Уральский государственный горный университет»

В общем случае «Строительными нормами…» [1] предусмотрены следующие виды и места потерь при гидромеханизированной разработке месторождений песчано-гравийных смесей:

1) эксплуатационные потери (потери первой группы):

на дне карьера при недоборе продуктивного пласта до подстилающих пород;

2) технологические потери (потери второй группы):

унос грунта при грунтозаборе на водотоках со скоростями более 0,4 м/с – при сбросе технологической воды через водосбросные сооружения;

за счёт выноса из штабеля намыва грунта фильтрационным потоком – 1 %;

за счёт утечек пульпы при гидротранспорте – 0,25 %.

Потери грунта на дне карьера зависят от свойств грунта, от схемы рабочих перемещений и способа выемки, от высоты забоя и производительности землесосного снаряда.

Различают две основные системы рабочих перемещений земснарядов в забое: канатную и свайно-канатную. Канатную систему применяют при разработке несвязных слабоуплотнённых грунтов (песков, песчано-гравийных смесей). Свайно-канатную систему применяют при разработке плотных и связных грунтов (песчано-гравийных материалов, суглинков, глин) с помощью механического рыхлителя. В практике разработки нерудных строительных материалов оптимизация параметров выемки производится по критерию достижения максимальной производительности.

Потери грунта связаны с оставлением на дне карьера предохранительного слоя (недобора) для исключения разрыхления и разработки подстилающей толщи. Глубина рыхления (глубина воронки предельного размыва) рассчитывается по формуле [2] где а – радиус входного сечения наконечника круглой формы, м; ВС – скорость всасывания гидросмеси, м/с; ВС=Qз/w, Qз – подача грунтового насоса по гидросмеси, м3/с; w – площадь сечения всасывающего наконечника, м2; Р – размывающая грунт скорость, м/с.

При свободном всасывании величина Р находится в пределах от 1 до 5 м/с и приводится в справочной литературе [2]. Отраслевыми нормами [3] средняя величина недобора hН (м) в зависимости от производительности земснаряда по воде Qз (м3/с) находится в пределах от hН=0,3 м при Qз=0,33 м3/с до hН=1,0 м при Qз 1,11 м3/с.

Аналитически зависимость выражается формулой (В СНиП [1] величина недобора в пределах от 0,5 м до 1,5 м).

При наличии плотных грунтов на дне карьера недомыв по сыпучим грунтам можно свести к минимуму.

Глубина воронки предельного размыва, рассчитываемая по формуле (1), и нормативные значения (по формулам (2), (3)) не имеют непосредственного геомеханического обоснования.

Проведём аналогию между воронкой предельного размыва и зоной предельного напряженного состояния при асимметричной нагрузке. По решению Березанцева В. Г. [4] где hВ – глубина воронки предельного размыва, м; а – радиус всасывающей трубы, м; – угол внутреннего трения грунта, рад.

Для сыпучих грунтов (песок, песчано-гравийная смесь) угол внутреннего трения ориентировочно равен углу естественного откоса и находится в пределах 15 – 35 [2].

Второй причиной потерь грунта на дне карьера являются межшаговые целики, остающиеся при переносе грунтозабора в новое положение.

При разработке несвязных грунтов применяют следующие основные способы рабочих перемещений (способы папильонирования): траншейный, параллельный, отдельными воронками, веерный).

Максимальные извлечение и потери связаны с выемкой грунта отдельными воронками. При размещении воронок по квадратной сетке эти показатели рассчитывают по формулам:

где И – извлечение грунта, %; Wуч – объём грунта на участке, приходящемся на одну воронку, м3;

VВ – объём извлекаемого грунта (объём одной воронки), м3; Н – глубина воронки (глубина слоя), м.

Величина извлечения увеличивается при размещении воронок в шахматном порядке:

При значительной мощности залежи сближением центров воронок (при некотором уменьшении вследствие этого производительности земснаряда) потери могут быть снижены до 50 % [2]. Аналитически величину извлечения можно рассчитать по формулам:

где KШ – коэффициент сближения воронок; В – шаг передвижения всасывающего наконечника, м.

Рекомендуются [2] значения KШ=1,2-1,4 при KШ=1,2 по формуле (6). И = 44,6 %.

При траншейном способе продвижения снаряда вдоль прорези потери грунта остаются в гребнях между траншеями. Расстояние между соседними траншеями В выбирается так, чтобы обеспечить наилучшее питание всасывающей трубы грунтом. Это условие будет выдержано при соблюдении равенства В=В1+В2, где 2В2 – ширина одной проходки после оползания откосов с углом, 2В1 – временная ширина одной траншеи до оползания откосов с углом.

Величина углов и определяется по аналогии или экспериментально. При известных значениях и извлечение рассчитывается по формуле, % Более эффективное извлечение грунта достигается при параллельном и веерном папильонировании. Грунт остаётся в призабойных гребнях. Величина потерь зависит от величины подачи на забой (величины шага переноса сосуна) и мощности разрабатываемого слоя. Извлечение составляет 60-80 % и рассчитывается по формуле, % где S – величина подвижки всасывающего наконечника (фрезы) на забой, м; Н – глубина опускания рамы, м; – угол наклона рамы, град (угол наклона = 22-45).

БИБЛИОГРАФИЧЕСКИЙ СПИСОК

1. СНиП 3.02.01-87. Земляные сооружения, основания и фундаменты/Госстрой СССР: ЦИТП Госстроя СССР, 1988. – 128 с.

2. Бессонов, Е. А. Энциклопедия гидромеханизированных работ: словарь-справочник / Е. А. Бессонов.

– М., 2005. – 520 с.

3. Нормы технологического проектирования предприятий промышленности нерудных строительных материалов. – Л.: Стройиздат, 1977. – 368 с.

4. Березанцев, В. Г. Расчёт прочности оснований сооружений / В. Г. Березанцев. –М.: Госстройиздат, 1960. – 178 с.

УДК 622.271.

ТЕХНОЛОГИЯ ГИДРОМЕХАНИЗИРОВАННОЙ ДОБЫЧИ МИКРОСФЕР

ИЗ ЗОЛООТВАЛОВ ТЭС

ГОУ ВПО «Уральский государственный горный университет»

ТЭС Свердловской области сжигают в основном экибастузский уголь повышенной зольности.

Ежегодный выход золы достигает более 6,7 млн. т. Накоплены огромные объёмы золы, содержащей микроэлементы полезных минералов. По данным опробования, в золе Рефтинской ГРЭС содержатся медь (от 0,1 до 50·10-3 %), цинк (7-0,1·10-3 %), бериллий (0,1-0,3·10-3 %), хром (700-1000·10-3 %) и др. [1]. Сотрудниками УГГУ методом флотации из золы Рефтинской ГРЭС в лабораторных условиях были получены концентраты с содержанием золота до 50 г/т. Пробы для исследований были отобраны из золошлакового хвостохранилища практически с поверхности [2]. Зола используется также в качестве материала для возведения дамб и оснований сооружений. Перспективным направлением является использование микросфер золы в строительстве и газовой промышленности.

Алюмосиликатные полые микросферы (ценосферы) образуются в составе золы уноса при сжигании углей на ТЭС. Микросферы имеют форму, близкую к сферической, и гладкую внешнюю поверхность. Диаметр варьируется от 5 до 500 мкм. Газовая фаза, законсервированная внутри микросфер, состоит в основном из азота, кислорода и оксида углерода (см. рисунок).

Микросферы являются превосходным наполнителем при производстве изделий из пластмасс, гипса, керамики, облегченных цементов и др. строительных материалов. Изделия с добавлением микросферы обладают повышенной износостойкостью, легкостью и высокими изоляционными свойствами. Кроме того, использование микросферы в качестве наполнителей значительно снижает себестоимость продукции.

Микросфера используется при изготовлении сверхлегких бетонов, известковых и жидких растворов, цемента, штукатурки, кровельных и звукозащитных материалов.

Намечаемые к разработке донные отложения золоотвала № 2 Рефтинской ГРЭС представляют собой золоуносы. Параметры золоотвала № 2: длина – 3500 м; ширина – 2700 м; площадь – 950 га;

мощность донных отложений до 35 м. Поверхность золоотвала состоит из пляжей намыва золошлаковых отложений и связанных между собой водоёмов.

Средняя плотность золоуноса составляет 2-2,5 г/см3, насыпная плотность 700-1300 кг/м3.

В табл. 1, 2 приводятся физико-механические свойства микросфер.

Хевисайда приобретает значение (x)=1. Тогда под знаком суммы в уравнении (5) будет просто число точек, попавших в сферу радиусом i.

Тогда алгоритм определения корреляционной размерности можно представить следующим образом. На плоскости выбирается несколько референтных точек Nref(i). Вокруг каждой точки проводится окружность радиусом i1 и подсчитывается число точек, попавших внутрь этой окружности (сферы) n1. Затем проводится окружность радиусом i2 > i1 и определяется n2. Повторяя эту процедуру, получим ряд парных значений для каждой референтной точки Nref(i): j – nj.

При нескольких референтных точках Nref формула корреляционного интеграла преобразуется к виду:

При реализации вышеуказанной процедуры вычисления производятся в следующем порядке.

Для каждой единичной сферы радиусом j по всем референтным точкам вычисляется корреляционный интеграл:

По полученным парам значений строится график функции:

Способом наименьших квадратов определяем угловой коэффициент прямой, значение которого и соответствует корреляционной размерности d2 (уравнение (7)).

При реализации данной процедуры нужно решить две задачи: определить число референтных точек Nref и задать радиусы сфер j. Число Nref(i) будет зависеть от исследуемой площади (или объема) образца, но представляется, что число таких точек должно быть не менее 3-4. Из соображений надежности корреляционного анализа (построения графика) число окружностей или сфер должно быть не менее 6-7. Причем желательно выбирать шаг увеличения j в логарифмической пропорции для получения на графике равноотстоящих точек. Очевидно, что наибольшая сфера радиусом max не должна выходить за пределы образца.

На основании вышеизложенного алгоритма разработана компьютерная программа и выполнено определение корреляционной размерности для образцов горных пород Мансуровского и Североуральских месторождений. В качестве примера на рис. 1 представлен макет поверхности образца гранита. Здесь в качестве точечных объектов приняты вершины трещин.

Рис. 1. Макет поверхности образца гранита с вершинами первых 100 трещин:

Компьютерная программа рассчитывает расстояние вершин трещин до каждой из референтных точек и сравнивает их с радиусом окружностей, определяя тем самым значения функции Хевисайда. Последующим суммированием этих значений для каждой сферы вычисляется корреляционный интеграл. По полученным данным автоматически строится график уравнения (8).

По углу наклона графика (рис. 2) с помощью способа наименьших квадратов определяется корреляционная размерность.

Рис. 2. График числа точек в окружностях с центром в референтных точках Для данной поверхности образца гранита корреляционная размерность d2=1,778 при изменении этой величины для каждой референтной точки от 1,68 до 1,87.

Таким образом, определение информационной и корреляционной размерностей позволяет оценить закономерности распределения трещин в горной породе с различных позиций.

БИБЛИОГРАФИЧЕСКИЙ СПИСОК

1. Латышев, О. Г. Разрушение горных пород / О. Г. Латышев. – М.: Теплотехник, 2007. – 672 с.

2. Осипов, И. С. К методике оценки трещиноватости горной породы люминесцентным способом / И. С. Осипов // Известия УГГУ. Материалы Уральской горнопромышленной декады. – Екатеринбург, 2006. – С.

24-25.

3. Осипов И. С. Определение фрактальных размерностей трещин применительно к горным породам Североуральских бокситовых месторождений // Известия УГГУ. Материалы Уральской горнопромышленной декады. – Екатеринбург, 2008. – С. 109-110.

4. Крылов, С. С. Фракталы в геофизике: учеб. пособие / С. С. Крылов, Н. Ю. Бобков. – СПб: Изд-во СПб университета, 2004. – 138 с.

5. Бриллюэн, Л. Наука и теория информации / Л. Бриллюэн. –М.: Физматгиз, 1960. –392 с.

УДК 622.

ПРОГНОЗИРОВАНИЕ ЭФФЕКТИВНОСТИ ИСПОЛЬЗОВАНИЯ ПОВЕРХНОСТНОАКТИВНЫХ ВЕЩЕСТВ ДЛЯ ПРОФИЛАКТИКИ ГОРНЫХ УДАРОВ ПРИ БУРЕНИИ

РАЗГРУЗОЧНЫХ СКВАЖИН И КАМУФЛЕТНОМ ВЗРЫВАНИИ

ГОУ ВПО «Уральский государственный горный университет»

Увеличение глубины разработки месторождений связано с усложнением горно-геологической обстановки и динамическими проявлениями горного давления – горными ударами. В настоящее время большинство месторождений полезных ископаемых Урала признаны опасными по горным ударам.

Традиционные методы предотвращения горных ударов включают бурение разгрузочных скважин (щелей) и камуфлетное взрывание. Реализация этих методов связана с остановкой горных работ и отличается большими затратами труда и времени, что увеличивает себестоимость добываемого полезного ископаемого.

Одним из перспективных направлений профилактики горных ударов является управление свойствами и состоянием пород поверхностно-активными веществами (ПАВ). Эффективность ПАВ как средства воздействия на свойства горных пород доказана, однако применительно к борьбе с горными ударами они не получили широкого распространения. В частности, не решена задача по определению критериев для априорной оценки (прогнозирования) эффективности использования ПАВ при бурении разгрузочных скважин и камуфлетном взрывании.

Представленные исследования в значительной мере посвящены решению данной задачи, что и определяет их актуальность.

Теория и практика буровых работ свидетельствуют о том, что производительность процесса определяется сложным взаимодействием и взаимообусловленностью параметров техники и технологии бурения Р и свойством разрушаемых пород W [1]. Структура критерия принята в виде K б = P/W. Для использования данного соотношения в качестве универсального критерия необходимо, чтобы образующие его параметры представляли собой безразмерную комбинацию. С целью сравнительной оценки эффективности бурения пород в различных условиях и использования критерия как классификационного признака предусмотрена процедура его нормирования путем приведения выражения к виду К бн = ln (q i K б ), где qi – нормирующий множитель, обеспечивающий приведение величины критерия к единому интервалу изменчивости для различных горногеологических условий (нами принят К бн = 0,1 10 ).

На основе анализа физики процессов бурения, имеющихся теоретических и эмпирических соотношений параметров бурения и свойств горных пород установлены наиболее значимые факторы, формирующие критерий K б [1]. Применение аппарата теории размерностей позволило получить ряд безразмерных соотношений этих факторов. Окончательный выбор наиболее адекватного выражения критерия определился результатами опытно-промышленного бурения и вышеприведенными исследованиями. Критерий эффективности бурения разгрузочных скважин:

где – объемная масса горной породы; Е – модуль упругости горной породы; kпл – коэффициент пластичности горной породы; n – частота ударов; Pу – осевое усилие подачи; Q – энергия удара; d – диаметр скважины; Pк – контактная прочность горной породы; fтр – коэффициент трения; сж, р и сдв – прочность горной породы при сжатии, растяжении и сдвиге.

Расчет величины критерия для различных горных пород и сопоставление его с результатами опытного бурения разгрузочных скважин позволили установить его связь со скоростью механического бурения:

где k – коэффициент условий бурения.

Другим способом предотвращения горных ударов является камуфлетное взрывание зарядов ВВ. На основе вышеизложенных соображений нами выполнен анализ физических закономерностей разрушения горных пород взрывом, получены безразмерные комбинации наиболее значимых параметров и обоснован критерий эффективности камуфлетного взрывания в виде:

где kн – коэффициент неоднородности пород; Mт – линейный модуль трещиноватости массива; Cр – скорость продольной волны в массиве; µ – КПД взрыва; ВВ – плотность ВВ; WВВ – потенциальная энергия ВВ; r – половина среднего расстояния между зарядами (радиус влияния заряда); L – глубина шпура или скважины; – коэффициент Пуассона; d – диаметр заряда (шпура или скважины); р и сдв – прочность горной породы при растяжении и сдвиге.

На основе анализа параметров камуфлетного взрывания в реальных условиях и расчета для этих же условий величины K вз установлено, что удельный расход ВВ экспоненциально связан с критерием эффективности [1] где – коэффициент условий взрывания, учитывающий конструкцию заряда ВВ, наличие свободных поверхностей, ступени замедления и др.

На основе проведенных исследований и расчета указанных критериев получена прогнозная оценка эффективности использования ПАВ для профилактики горных ударов.

Применительно к борьбе с горными ударами ПАВ могут быть использованы для повышения производительности бурения разгрузочных скважин (шпуров) и уменьшения удароопасности горных пород [2]. В первом случае (процессы бурения) раствор ПАВ подается непосредственно на забой скважины (шпура), и поэтому отсутствует необходимость в предварительном насыщении массива горных пород. Во втором случае эффективность использования ПАВ зависит от времени контакта активных растворов с породой. Соответственно, максимальный эффект от использования ПАВ достигается при полном насыщении пород, что связано с остановкой работ в забое и повышением трудоемкости. Расчетами установлено, что за счет бурения с промывкой раствором ПАВ при проходческом цикле буровзрывных работ горизонтальной выработки такая горная порода, как известняк, только за время бурения и заряжания успевает пропитаться раствором до 68 % от максимально возможного значения. Кроме того, время бурения одной разгрузочной скважины диаметром 105 мм составляет несколько часов. За этот срок известняки практически полностью насыщаются раствором ПАВ, а менее проницаемые эффузивные породы способны увеличить свою влажность не менее чем на 30 %. Если учесть, что общее время бурения всех скважин, входящих в технологическую схему разгрузки массива, велико, то массив горных пород пропитается ПАВ практически до максимально возможного значения.

В итоге применение растворов ПАВ приводит как к повышению производительности бурения, так и к сокращению объемов бурения разгрузочных скважин за счет увеличения радиуса их влияния. В частности, расчет для порфиритов показал, что радиус влияния скважин увеличивается на 15-20 %. Следовательно, в такой же пропорции сократится число разгрузочных скважин.

Таким образом, прогнозирование эффективности использования поверхностно-активных веществ как средства борьбы с горными ударами базируется на системе критериев, которые представляют собой безразмерные комбинации параметров, в единой модели учитывающих взаимосвязь и взаимообусловленность изменяющихся свойств горных пород и технологических характеристик бурения разгрузочных скважин и камуфлетного взрывания.

БИБЛИОГРАФИЧЕСКИЙ СПИСОК

1. Латышев, О. Г. Теоретические основы прогноза и управления свойствами геологической среды при подземных техногенных воздействиях / О. Г. Латышев, М. В. Корнилков, И. С. Осипов, В. В. Сынбулатов. – Екатеринбург, 2007. – 216 с.

1. Сынбулатов, В. В. Направленное изменение свойств и состояния скальных пород поверхностноактивными веществами при предотвращении горных ударов на рудниках Урала: дис. … канд. техн. наук:

25.00.20 / В. В. Сынбулатов. – Екатеринбург, 2008. – 197 с.

УДК 622.

ВЫБОР ЭФФЕКТИВНОЙ СХЕМЫ ВСКРЫТИЯ ПОДОЛЬСКОГО

МЕСТОРОЖДЕНИЯ МЕДНО-ЦИНКОВЫХ РУД

ГОУ ВПО «Уральский государственный горный университет»

При бурном развитии современной экономики большая нагрузка легла на горные предприятия.

Многие месторождения уже либо отработаны, либо находятся в завершающей стадии отработки. Поэтому появилась необходимость вскрытия новых месторождений, многие из которых обладают сложными условиями для отработки. Основными критериями при проектировании рудников являются наиболее простая схема вскрытия и минимальные затраты при строительстве.

Проектные организации при проектировании горных предприятий руководствуются следующими условиями:

эффективное использование подземного пространства;

простота добычи и доставки горной массы.

Для того чтобы обеспечить экономическую эффективность деятельности горнодобывающего предприятия в период мирового кризиса, необходимо задуматься о разработке новых технологических схем и принятии проектных решений с применением современного высокотехнологичного оборудования.

Основные требования к данным технологиям – простота, надежность, а главное, их экономичность.

В настоящее время проектным институтом ОАО «Уралмеханобр» разработан вариант схемы вскрытия Подольского месторождения медно-цинковых руд (рис. 1). Данный проект в целом удовлетворяет поставленным задачам, но в проекте также имеется ряд недостатков:

1. Разрозненное расположение промплощадок.

2. Применение рельсового транспорта на откаточных горизонтах (гор. -200 м Северная залежь, гор -400 м Подольская залежь).

3. Большое плечо откатки горной массы от залежи до центральной группы стволов («Клетевой», «Скиповой», «Центральный вентиляционный»).

4. Использование большого подземного пространства для вспомогательных выработок и камер (склад ГСМ, склад ВМ, паркохозяйственная база и т. д).

Целью же данной работы является максимальное усовершенствование или разработка альтернативной схемы вскрытия Подольского месторождения медно-цинковых руд.

Одним из условий, поставленных перед проектировщиками, было применение наклонного съезда, оборудованного конвейером («Конвейерно-транспортный уклон» (КТУ)).

Применение КТУ позволило решить ряд вопросов:

1. Осуществление доставки людей и материалов автотранспортом;

2. Применение канатно-ленточного конвейера дало возможность отказаться от энергозатратного скипового подъема и, соответственно, башенных копров;

3. Доставка ГСМ, ВМ со складов на поверхности до места назначения без дополнительных подземных складов или пунктов перегрузки.

Применение конвейерного транспорта совместно с самоходной техникой на данном руднике позволит наиболее эффективно и производительно осуществлять отработку месторождения.

Альтернативная схема вскрытия (рис. 2) предполагает использование трех стволов и КТУ против шести, заложенных в первоначальной схеме. Это было достигнуто увеличением диаметра стволов в районе Подольской залежи до 10 м. Стволы в новой схеме используются только в качестве вентиляционных выработок для спуска и подъема людей.

Но при всех плюсах КТУ его главным недостатком остается длина (6250 м). Проходческие работы обычным буровзрывным способом затянулись бы на 5,5 лет. Поэтому нами было предложено применение тоннелепроходческого комплекса фирмы «Herenkneht». Данный комплекс позволяет проходить горизонтальные и наклонные выработки со скоростью до 350 м/мес. Благодаря применению данного комплекса появляется возможность сокращения времени строительства до 1, лет при скорости проходки 240 м/мес.

КТУ планируется оборудовать канатно-ленточным конвейером фирмы «Metso Minerals».

Особенностью данного конвейера является то, что он устанавливается сразу на полную длину всего уклона. Приводная станция располагается на поверхности, что позволяет уйти от проблемы расположения и обслуживания дополнительного оборудования в сечении выработки КТУ.

Конструкция конвейера позволяет устраивать попутную загрузку горной массы.

В пользу альтернативного варианта схемы вскрытия свидетельствуют следующие показатели:

1. Объемы горнокапитальных работ по новому варианту схемы вскрытия (КТУ и 3 ствола) сократились на 264 000 м по сравнению со старым вариантом (6 стволов) за счет сокращения камерных выработок (склады ВМ, ГСМ и т. д.).

Так как в новой схеме вскрытия большую долю ГКР занимают основные вскрывающие выработки за счет появления КТУ, а их проходка является дорогостоящей (1 м3 стоит 20000 руб., в то время как 1 м3 горизонтальной выработки стоит 4500 руб.). Из этого следует, что стоимость ГКР в новом варианте (КТУ и 3 ствола) выше, чем по старому (6 стволов), на 677 тыс. руб.

2. В новом варианте число стволов сократилось с шести до трех, следовательно, стоимость основных объектов строительства уменьшилась на 695 тыс. руб. за счет уменьшения надшахтных комплексов.

3. Благодаря уменьшению числа стволов появилась возможность упростить сеть промплощадок поверхности, что существенно снизит затраты на их строительство и обслуживание.

Таким образом, альтернативная схема вскрытия имеет лучшие экономические показатели.

УДК 622.831.325:550:

РЕШЕНИЕ ВОПРОСА КОНЦЕНТРАЦИИ НАПРЯЖЕНИЙ

В СОПРЯЖЕНИЯХ ГОРНЫХ ВЫРАБОТОК

Одним из требований «Инструкции… по горным ударам…» [7] является исключение острых углов сопряжений между выработками. Дело в том, что при образовании угла между выработками происходит наложение зон опорного давления от каждой выработки. И чем острее угол, тем концентрация напряжений выше и ее максимум ближе к контуру выработки, что приводит к разрушениям нередко в динамической форме в виде «отстреливаний» и заколообразования. Поэтому «Указаниями…» по Гайскому руднику рекомендовано создавать угол сопряжения не менее 60°.

Но в некоторых случаях по технологическим особенностям возникает необходимость в оставлении острых углов сопряжений. Так, при подготовке выемочных камер для удобства транспортирования руды создают сопряжения у ортов под острым углом. Для обеспечения устойчивости выработок производят усиленное крепление кровли и бортов выработок сопряжения.

Однако даже усиленное крепление не обеспечивает необходимую устойчивость сопряжений.

Практика показывает, что в углах сопряжений нередко происходит разрушение стенок и кровли и «обыгрывание» самого острия сопряжения. То есть напряженное состояние краевой части массива создает интенсивное деформирование контура выработок сопряжения, а штанговая крепь не в состоянии предотвратить это деформирование и снизить разрушение контура. Нужны другие методы снижения напряженности и деформируемости этих участков выработок.

Чтобы предложить методы снижения напряженности, предварительно необходимо экспериментально установить параметры напряженного состояния в углах таких сопряжений, оценить положение максимума напряженности и его величину.

Наблюдения за напряжённым состоянием сопряжений проводились путём поинтервальных вдавливаний в стенки шпуров с помощью прибора МГД. В большинстве случаев это были выработки, пройденные под прямым углом. В ходе наблюдений были выявлены закономерности концентрации горного давления по удалению от кромки выработки (рис. 1).

Рис. 1. Распределение напряжения на контуре выработки В каждом шпуре проводились поинтервальные (через 10 см глубины) вдавливания пуансона датчика в стенку шпура. По получаемым таким образом диаграммам вдавливаний в каждой точке, где получался хрупкий выкол, определялся коэффициент удароопасности, который дает возможность оценить зону опорного давления в краевой части массива, определить местоположение максимума нагрузок и его относительную величину. На рис. 1 черными точками отмечены максимумы нагрузок.

Как показывают результаты исследований, на участке наибольшего искривления сопряжения максимум напряженности приближается к обнажению, и его величина при этом наименьшая. Таким образом, подтверждается вывод о концентрации напряжений в углах сопряжений. И если угол сопряжения будет острый (менее 60°), то величина концентрации в острие угла будет достигать или превышать предел прочности породы. Поэтому острый угол сопряжения зачастую разрушается и отделяется от массива.

Но это разрушение может происходить и в динамической форме и распространяться на большую часть участка сопряжения. Кроме того, исследования напряженного состояния указывают, что на контрольных участках сопряжения максимум располагается на глубине до 1 м. То есть при таком расположении максимума интенсивность деформирования краевой части достигает и превышает 1 м. Поэтому штанговое крепление глубиной 2 м может оказаться недостаточным для обеспечения устойчивости контура выработки.

Кроме того, при интенсивном деформировании контура выработок сопряжения в условиях действия неравнокомпонентных напряжений крепление с использованием бетона является неэффективным, так как бетон имеет незначительную величину прочности на разрыв, растяжение.

Именно действие растягивающих и изгибающих деформаций испытывает контур сопряжения.

На основании полученных исследований разработана методика по проведению опытнопромышленных испытаний по разгрузке сопряжений выработок.

Наиболее напряженным участком при образовании сопряжения является острый целик между выработками. Здесь происходит наложение двух опорных давлений от двух выработок, и, кроме того, происходит перераспределение напряжений – частичное снятие горизонтальных и значительное возрастание субвертикальных напряжений. Такие неравнокомпонентность и концентрация напряжений нередко приводят к превышению предела прочности пород массива и их разрушению в краевой части. При углах сопряжения между выработками в 4050° участок предельной напряженности может составлять 45 м от угла сопряжения. Причем само «острие» угла после его формирования сразу переходит в запредельное состояние и разрушается. Поэтому, во-первых, необходимо на участке 45 м в каждой выработке произвести разгрузку с помощью параллельных рядов шпуров. Во-вторых, скруглить угол сопряжения, убрав «острие» как концентратор.

На первоначальном этапе исследований применяется следующая схема бурения шпуров (рис. 2). Порядок разгрузки сопряжения следующий.

Перед началом проходки сопрягающей выработки от места предполагаемой засечки по стенке орта на участке 45 м бурится первый ряд параллельных разгрузочных шпуров, начиная от угла сопряжения на глубину 2,5 м. Шпуры необходимо бурить в одной горизонтальной плоскости диаметром 45 мм с расстояниями между центрами шпуров 100 мм. Таким образом, создается разгрузка основной выработки сопряжения. При засечке сопрягающей выработки сразу создается их закругление угла радиусом R0,5 м.

После того как будет пройдена сопрягающая выработка на 56 м, на участке, где шпуры не вышли на обнажение, бурится встречный ряд шпуров. Шпуры бурятся с таким же расстоянием между концами шпуров до сбойки с рядом шпуров, пробуренных из орта. Кроме того, в другом остром углу сопряжения также бурится ряд шпуров с аналогичными параметрами на участке 22,5 м.

Опытно-промышленные испытания следует сопровождать наблюдениями за состоянием сопряжения по мере развития работ, начиная от их формирования и дальше до полной отработки камеры, при этом следует указывать расстояние до очистных работ в камере, количество взрываемого ВВ и характер разрушения на моменты наблюдений. Контроль напряженного состояния выработок сопряжения осуществляется по параметрам акустической эмиссии и с помощью прибора МГД. Кроме того, ведутся визуальные наблюдения за деформированием стенок рядов разгрузочных шпуров. Так оценивается уровень напряжений в краевой части массива. Интенсивное деформирование шпуров указывает на наличие предельнонапряженного состояния и эффективность разгрузки.

По анализу результатов наблюдений сотрудниками УФ «ВНИМИ» вводятся изменения в схему и порядок разгрузки сопряжения для дальнейшего проведения исследований и практического внедрения этой разработки.

УДК 622.012.3:625.725-022.

ОБОСНОВАНИЕ ОПТИМАЛЬНЫХ УКЛОНОВ АВТОДОРОГ

ПРИ РАЗРАБОТКЕ НАГОРНО-ГЛУБИННЫХ КАРЬЕРОВ

Эксплуатация автомобильного транспорта на нагорно-глубинных карьерах имеет ряд особенностей и характеризуется значительной сложностью. Это, в первую очередь, обусловлено сложной конфигурацией трасс в профиле и плане, сочетающих движение груженых автосамосвалов на подъем и спуск горной массы, а также повышенными требованиями к безопасности движения.

Важным направлением повышения эффективности автотранспорта нагорно-глубинных карьеров является увеличение уклонов автодорог. В технологическом аспекте применение повышенных уклонов позволяет сократить дополнительный разнос бортов карьеров от размещения транспортных коммуникаций, в энергетическом – увеличение уклонов в определенном диапазоне позволяет повысить энергетическую эффективность автотранспорта при работе на подъем и спуск горной массы.

Технические ограничения уклонов автодорог при работе автотранспорта на нагорноглубинных карьерах определяются тягово-динамическими характеристиками, условиями безопасности, устойчивостью автосамосвалов, нагрузками на автошины и тепловыми режимами тягового электрооборудования (для автосамосвалов с электромеханической трансмиссией (ЭМТ)).

Для отечественных автосамосвалов с колесной формулой 42 технические ограничения по различным факторам составляют от 9 до 38,3 %. Для автосамосвалов, работающих на подъем горной массы, определяющее значение имеют ограничения по тягово-динамическим качествам и нагреву тягового электрооборудования, а для автосамосвалов, работающих на спуск, – ограничения по условиям безопасности и нагрузок на автошины.

Установлено, что допустимая (предельная) высота подъема горной массы автосамосвалами с ЭМТ определяется следующими факторами: руководящим и средневзвешенным уклонами автодорог, коэффициентом использования грузоподъемности, продолжительностью погрузки и ожидания (остановок) в транспортном цикле, характеристиками систем вентиляции электрооборудования. Для различных моделей отечественных автосамосвалов допустимая высота подъема при руководящем уклоне 8 % составляет 350-400 м, при уклоне 10-12 % – 150-230 м. Авторами разработан метод расчета предельной высоты подъема, основанный на геоинформационном моделировании автотранспортных коммуникаций, позволяющий производить корректировку трасс и выбирать рациональные горнотехнические и организационные условия работы автосамосвалов.

Теоретически обоснованы следующие физические критерии оптимизации уклонов автодорог на нагорно-глубинных карьерах:

удельные затраты дизтоплива на подъем (спуск) 1 т горной массы на 1 м (г/т·м);

суммарное время движения по уклону в грузовом и порожняковом направлениях при подъеме (спуске) горной массы на 1 м (с);

удельное действие, представляющее собой произведение количества энергии, расходуемой на перемещение горной массы по уклону, и времени ее перемещения (г·с/т·м).

Установлено, что оптимальные значения уклонов по физическим критериям определяются зависимостями изменения КПД трансмиссии, скоростей движения и удельного расхода топлива автосамосвалами от суммарного сопротивления движению на уклонах.

Оптимальные значения уклонов по физическим критериям при ухудшении качества дорожного покрытия смещаются в сторону увеличения, что согласуется с физическим принципом Ле Шателье-Брауна.

Оптимальные уклоны по времени движения (производительности) на 18-20 % превышают значения оптимальных уклонов по критерию удельных энергозатрат. При работе автосамосвалов на спуск горной массы оптимальные уклоны по критериям энергозатрат и удельного действия находятся в зоне технических ограничений.

Разработанная методика технико-экономического обоснования оптимальных уклонов автодорог включает:

учет изменения капитальных и эксплуатационных затрат на технологический автотранспорт в зависимости от величины уклона автодорог в динамике развития карьера;

учет дополнительного разноса бортов карьера от размещения транспортных коммуникаций;

экологическую оценку применения повышенных уклонов.

Эффективность перехода на повышенные уклоны в значительной степени определяется технологической схемой перехода. При выполнении исследований рассматривались две технологические схемы, отличающиеся динамикой сокращаемых объемов вскрыши, и установлены области их применения. Схему без переходной зоны рекомендуется применять на стадии проектирования, схему с переходной зоной – на стадии эксплуатации карьеров.

На примере Чинейского ГОКа проведено технико-экономическое сравнение автомобильных трасс с уклонами 6, 8, 10 12 % для автосамосвалов БелАЗ-7512 и БелАЗ-7530. Установлено, что увеличение уклона с 7-8 % (проектный вариант) до 10-12 % позволит сократить затраты на разработку на 6,7-11 %. Рекомендовано увеличение уклона автодорог при движении груженых автосамосвалов на подъем до 10 %, на спуск – до 12 %.

Результаты исследования используются в практике проектирования карьеров, на горнодобывающих предприятиях и в учебном процессе УГГУ.

УДК 622.343’

ИЗЫСКАНИЕ ЭФФЕКТИВНОЙ ТЕХНОЛОГИИ ДЛЯ ОТРАБОТКИ

РУДНОГО ТЕЛА 3а НИЖНЕЙ ЗАЛЕЖИ СИБАЙСКОГО МЕСТОРОЖДЕНИЯ

ГОУ ВПО «Уральский государственный горный университет»

Участок Нижняя залежь является составной частью Сибайского месторождения и расположен в 900 м на север от разрабатываемого месторождения Новый Сибай, залегая ниже отработанного месторождения Старый Сибай на 300 м. Рудные тела Нижней залежи приурочены к верхнему контакту второй толщи Карамалыташской свиты, представленной базальтами и их туфами, иногда с прослоями туфов смешанного состава.

Нижняя залежь располагается на глубине 300-400 м от поверхности и представлена 11 рудными телами, из которых промышленно значимыми по размерам, содержанию полезных компонентов, запасам и пространственному расположению являются рудные тела № 3 и № 3 а.

Основными полезными компонентами, определяющими промышленную ценность руд, являются: медь (среднее содержание 2,77 %), цинк (3,15%), железо (36,78 %), сера (36,27 %), золото (0,58 г/т), серебро (4,96 г/т) и др.

Для опытно-промышленной отработки были выбраны участки Нижней залежи в этаже 309-389 м, запасы рудных тел № 3 и № 3а. Очистные работы велись системой разработки подэтажного обрушения с торцовым выпуском горной массы (рудное тело № 3) и системой разработки подэтажного обрушения с отбойкой руды на компенсационные камеры (рудное тело № 3 а).

Параметры, порядок отработки, необходимый объем подготовительно-нарезных работ, схемы проветривания и транспортировки горной массы определялись проектом с учетом требований действующих Правил безопасности.

Проходка подготовительно-нарезных выработок осуществляется по проектам, паспортам крепления и БВР, утвержденным главным инженером подземного рудника. К подготовительным выработкам относятся: откаточные штреки (орты), блоковые восстающие, вентиляционные соединительные выработки. К нарезным выработкам относятся: буровые, вентиляционно-буровые и отрезные восстающие, заезды и подсечные траншеи.

Система разработки подэтажного обрушения с отбойкой руды на компенсационные камеры. Данной технологией отработан участок рудного тела № 3а в этаже 309-389 м.

Отрабатываемый участок рудного отдела №3а разбивается на 4 блока, ориентируемых в широтном направлении (рис. 1). Выемочная единица – блок (камера + целик). Порядок отработки блока двухстадийный.

В первую очередь отрабатывается камера, которая в дальнейшем используется как компенсационное пространство при отбойке на неё целика и потолочины.

Параметры системы подэтажного обрушения с отбойкой руды на компенсационные камеры (рис. 2):

Высота камеры равна мощности рудного тела.

При подготовке участка осуществлялась проходка комплекса выработок, необходимых для ведения очистных работ. Объем подготовительных и нарезных работ устанавливался проектом и мог изменяться в зависимости от мощности рудного тела, конструкции днища блока, способа отбойки руды. При подготовке днища блока доставочные выработки проходят по длинной оси целика, а траншейный орт – по длинной оси камеры. Размеры доставочных выработок принимали исходя из горно-геологических условий отрабатываемого участка, применяемого оборудования и утвержденных типовых сечений. Угол наклона выработок не превышал 8°.

В зависимости от мощности рудного тела в камерах и междукамерных целиках согласно проекту проходили по одной или по две буровые выработки, причем буровые выработки в целиках проходили до отбойки камер. Сечение буровых выработок принимали из условий применяемого оборудования и их назначения.

Из доставочных ортов, пройденных по длинной оси целика, проходят погрузочнодоставочные заезды до подсечной траншеи, пройденной по длинной оси камеры. Расстояние между заездами 13-19 м.

В начале отработки камерных запасов в каждой камере оформляется траншейное днище, из которого производят оформление отрезной щели путем отбойки параллельных скважин на отрезной восстающий, пробуренных из заездов в центре камеры. Отрезная щель располагается в центре камеры. Она имеет ширину не менее 3 м и длину, равную ширине камеры. Для образования отрезной щели в центре камеры из транспортного заезда проходит отрезной восстающий. Способ проходки восстающих определялся рабочей документацией с учетом технической оснащенности предприятия.

Наиболее предпочтительным являлось использование проходческих комплексов типа КПВ или путем секционного скважинного взрывания.

Рис. 2. Система разработки подэтажного обрушения с отбойкой руды на компенсационные камеры:

1 – доставочный орт; 2 – заезды; 3 – траншейный орт; 4 – буровые выработки Отрезная щель образуется последовательным взрыванием восходящих и нисходящих комплектов скважин. В первую очередь взрывали короткозамедленным способом восходящие скважины и производили частичный выпуск отбитой руды из отрезной щели. Во вторую очередь взрывали короткозамедленным способом нисходящие скважины и производили полный выпуск отбитой руды.

Формирование траншейной подсечки производили взрыванием вееров скважин одновременно с отбойкой основных камерных запасов. На каждый массовый взрыв составлялся технический проект.

Отбойку руды в камере производили вертикальными слоями на отрезную щель взрыванием зарядов ВВ, которые размещают в восходящих и нисходящих веерных комплектах скважин. С целью улучшения качества дробления отбойку слоев руды производили встречным взрыванием, которое эффективно на расстоянии 15-20 м. Отбойку приграничных частей камер вели путем рассредоточения взрыва за счет соответствующих замедлений, что создавало также эффект встречного взрывания. Отбойка руды в камере производилась секциями (участками) последовательно. После создания достаточного компенсационного пространства оставшаяся часть камерных запасов руды отбивалась за один взрыв.

При мощности рудного тела до 15 м (на флангах залежи) отбойка руды в камере производится веерами восходящих скважин, отбуриваемых из буродоставочной выработки. При мощности рудного тела более 15 м отбойка руды в камере производится комбинированным способом: нисходящими веерами скважин, обуриваемых из подэтажных выработок, и восходящими веерами скважин из буродоставочных выработок. Расположение скважин в каждом веере устанавливается проектом с учетом диаметра скважин, высоты и ширины камеры. При этом обеспечивается выдержанность контура камеры. При комбинированном (восходящем и нисходящем) расположении вееров скважин бурение их ведется до половины высоты камеры. Конструкция заряда, порядок зарядки скважин, тип и количество применяемого ЕВ, схема электровзрывной цепи, охрана опасной зоны и т. д.

определялись Проектом на производство массового взрыва.

Выпуск отбитой руды из камеры осуществляли в торец из погрузочно-доставочных заездов.

При выпуске и доставке используется самоходный комплекс машины ТОРО-300 и автосамосвал МоA3-7405. Длина доставки до перегрузочного пункта составляет 300 м (рис. 3).

По окончании выпуска руды из камеры обрушают потолочину путем взрыва вееров скважин, пробуренных из подэтажной буровой выработки, пройденной в целике. Обуривание целика производят из буровой подэтажной выработки, пройденной по длинной оси целика выше на 10 м от почвы выработки доставки.

УДК 622.271.3.

ПЕРСПЕКТИВЫ РАЗРАБОТКИ ТЕХНОЛОГИИ УГЛЕПОДГОТОВКИ

НА ЭЛЬГИНСКОМ МЕСТОРОЖДЕНИИ КАМЕННОГО УГЛЯ

Эльгинское месторождение каменного угля находится на юге Якутии на границе с Хабаровским краем и Амурской областью в пределах Токинской впадины, расположенной в восточной части Южно-Якутского угольного бассейна, представленного мезозойскими угленосными образованиями.

В сложении разреза месторождения принимают участие отложения нижней и верхней половины мезозойской угленосной толщи. Углевмещающие породы представлены преимущественно песчаниками с редкими прослоями алевролитов. Кроме того, в разрезе отложений установлены пропластки углистых и туфогенных пород.

Геологическое изучение месторождения позволило установить качественные особенности углей и вмещающих пород.

Методика исследования углей включала в себя следующие основные этапы:

опробование исследуемых углей;

исследование крупности, физико-механических свойств, обогатимости углей;

определение показателей качества;

механизированной добыче, транспортировании, складировании и в процессе обогащения;

исследования технологических свойств шлама.

Исследования проведены в соответствии с требованиями действующих стандартов по методам отбора проб и Сборника методик по проведению исследований при подготовке исходных данных для технологического проектирования углеобогатительных фабрик, утвержденного Технологическим управлением по обогащению углей Минуглепрома СССР в 1985 г.

Проведены следующие работы:

1. Геологами Токинской ГРП Южно-Якутской ГРЭ проведено опробование пластов – Четырехметрового наклонной шахты № 7 и Мощного наклонной шахты № 6. Отобраны пластовые пробы (ГОСТ 9815-75), валовые (укрупненно-пластовые), пробы пород кровли и почвы. Пробы отобраны вручную с предварительным рыхлением в массиве с помощью ВВ. Опробованные пласты пологого залегания, сложного строения.

2. Ситовой анализ для определения гранулометрического состава углей, пород кровли и почвы (ГОСТ 2093-82 (СТ СЭВ 2614-80)). Рассев проводился механизированным способом на лабораторной установке для рассева проб со стандартными ситами с размером отверстия 100, 50, 25, 13, 6, 3 мм. Классы крупностью более 0,5 мм продешламированы на сите с размером отверстий 0, мм с последующей корректировкой выходов классов. Рассев класса 0,5 мм проводился мокрым способом на вибрационном классификаторе с размером отверстий сит 0,2; 0,1; и 0,05 мм.

На основе лабораторных испытаний рядового угля и вмещающих пород пласта У5 получены данные, представленные в таблице.

По данным таблицы построен график гранулометрического состава – интегральная (1) и дифференциальная (2) кривые, а также график выхода зольности (3) (см. рисунок).

Интегральная кривая (1) построена по накопительным частостям выхода фракций рядового угля, дифференциальная (2) – по экспериментальным результатам замеров выхода фракции. Кривая (3) отражает изменение содержания показателя зольности по фракциям исследуемого угольного материала.

Результаты лабораторных исследований рядового угля пласта У Выход фракции, % Гранулометрический состав рядового угля, пласт У5 Эльгинского месторождения:

1 – интегральная кривая гранулометрического состава; 2 – дифференциальная кривая гранулометрического На основе графика, представленного на рисунке, можно сделать следующие предварительные выводы:

выход мелкой фракции (0-10 мм) при взрыве рядового угля может составлять около 50 % от разрушаемого массива. Это может представлять определенную опасность самовозгорания угля при его складировании и перевозке на фабрику;

выход взорванного каменного угля с повышенной зольностью (Аd >30 %) может составить около 30 % (см. рисунок).

Данное обстоятельство может служить обоснованием объема производства обогащения углей и позволяет получить следующие предварительные выводы: зольность взорванного рядового угля возрастает по мере увеличения размера куска (см. рисунок, кривая 3). Этот фактор объясняется различием показателей крепости и трещиноватости самого угля и вмещающих пород, формирующих зольность.

В процессе взрывания породы, обладающие большей крепостью, образуют кусковый материал более крупных фракций, чем природный уголь. Из рисунка следует, что зольности рядового угля свыше 55 % соответствует фракция крупностью более 120 мм, что позволяет организовать предварительное обогащение (грохочение) угля в разрезе.

Сделанные выводы необходимо уточнять по данным отбора полупромышленных проб в подготовительный период строительства Эльгинского угольного разреза.

БИБЛИОГРАФИЧЕСКИЙ СПИСОК

1. Отчет о научно-исследовательской работе «Исследование и оценка качества и технологических свойств углей Северо-западного участка Эльгинского месторождения на стадии его детальной разведки 1995 г.».

2. Отчет о научно-исследовательской работе «Исследование и оценка свойств углей восточных бассейнов и месторождений СССР в процессе их разработки и доразведки». Раздел: Исследование и оценка химико-технологических свойств углей Эльгинского месторождения на стадии предварительной разведки 1989 г.

УДК 622.142.

ГЕОМЕТРИЗАЦИЯ КАЧЕСТВЕННЫХ ПОКАЗАТЕЛЕЙ ЭЛЬГИНСКОГО

МЕСТОРОЖДЕНИЯ КАМЕННОГО УГЛЯ

Эльгинское месторождение каменного угля находится на юге Якутии на границе с Хабаровским краем и Амурской областью в пределах Токинской впадины, расположенной в восточной части Южно-Якутского угольного бассейна, представленного мезозойскими угленосными образованиями.

Углевмещающие породы представлены преимущественно песчаниками с редкими прослоями алевролитов. В разрезе отложений установлены пропластки углистых и туфогенных пород.

Месторождение ориентировано в основном на коксующийся уголь. Коксующиеся угли - угли, из которых в условиях промышленного коксования можно получать технически ценный кокс.

Главной отличительной способностью коксующихся углей является способность их переходить при термической обработке в пластическое состояние и образовывать твердый углеродистый продукт – кокс. Показатели, характеризующие эти свойства, во многом определяют технологическую ценность углей как сырья для производства металлургического кокса по технологии слоевого коксования. Значение показателя коксуемости является интегральной величиной, оценка которого производится анализом таких показателей, как выход летучих веществ (Vdaf), спекающаяся способность углей и толщина пластического слоя (Y, мм).

Важное значение в процессе подготовки к промышленному освоению Эльгинского месторождения каменных углей открытым способом приобретает его геолого-технологическая оценка с последующей геометризацией рудоносного поля, включающей изучение широкого комплекса физико-механических и физико-химических свойств, вскрышных пород и угля с выявлением и обоснованием площади развития рудных тел, зон размещения качественных и технологических свойств угля, необходимых для обоснования выбора места вскрытия месторождения, обеспечения технологии ведения горных работ, выбора основного горнотранспортного оборудования и режимов его работы.

Согласно техническому регламенту на отработку Эльгинского месторождения, выполненному ИГД УрО РАН, произведена геометризация угольных пластов по определяющим коксующийся уголь качественным показателям (зольности (Аd) и пластичности (Y)) с заданными ограничивающими условиями, представляющими 3 ряда соотношений показателей Аd и Y:

1) Аd > 30 %, Y > 16 мм (Аd – зольность, Y – пластичность) – кокс с зольностью больше 30 %;

3) Y < 16 мм – некоксующиеся угли (энергетические).

Результаты геометризации угольных пластов Эльгинского месторождения представляются в виде планов зонального размещения коксующегося и энергетического угля по каждому пласту месторождения отдельно. На основе этих данных были получены таблицы площадей, объемов и запасов кокс/некокс по всем пластам месторождения.

Построение планов производилось совмещением графиков качественных показателей углей с последующим анализом результата и получением по условиям коксуемости (Аd и Y) в плане пласта зон размещения «кокс – некокс (энергетика)».

Построение планов имеет следующую последовательность:

сбор исходных данных из колонок скважин детальной разведки, планов подсчета запаса, расчет средневзвешенных качественных показателей;

построение и анализ графиков качественных показателей (изозольности и изопластичности) угля (рис. 1) в ПО CREDO Генплан и Autocad;

отстройка отдельно на каждом из полученных графиков зон, показывающих ограничивающие условия по коксуемости углей, то есть для графика изозольности зоны с Аd > 30 % и Аd < 30 %, для графиков изопластичности зоны с Y > 16 мм и Y < 16 мм;

нанесение на план угольного пласта полученных ограничивающих зон как по зольности, так и по пластичности с соответствующей их привязкой на площади данного пласта;

анализ по условиям коксуемос сти получеенного пла ана площад последующ оконтур могут слуужить одно из осно для принятия реш месторожд

БИБЛИОГРАФИЧЕСКИЙ СПИСОК

1. Пакет геологической информации по Эльгинскому каменноугольному месторождению (состояние геологоразведочных работ на 01.04.1997 г.).

2. Отчет о результатах детальной разведки Северо-западного участка Эльгинского каменноугольного месторождения в Токинском районе Южно-Якутского бассейна за 1991-1996 гг.

3. Отчет о научно-исследовательской работе «Исследование и оценка качества и технологических свойств углей Северо-западного участка Эльгинского месторождения на стадии его детальной разведки 1995 г.».

4. Отчет о научно-исследовательской работе «Исследование и оценка свойств углей восточных бассейнов и месторождений СССР в процессе их разработки и доразведки». Раздел: Исследование и оценка химико-технологических свойств углей Эльгинского месторождения на стадии предварительной разведки 1989 г.

5. Букринский, В. А. Геометрия недр / В. А. Букринский. – М.: МГГУ, 2002. – 549 с.

УДК 622.271/

ВОЗМОЖНОСТЬ ПРИМЕНЕНИЯ ЦИКЛИЧНО-ПОТОЧНОЙ ТЕХНОЛОГИИ

НА КАРЬЕРЕ ГОРНО-ОБОГАТИТЕЛЬНОГО КОМБИНАТА «ЭРДЭНЭТ»

ГОУ ВПО «Уральский государственный горный университет»

Одним из основных направлений совершенствования способов добычи скальных руд и пород является применение циклично-поточной технологии (ЦПТ).

За рубежом ЦПТ применяется более чем на 100 карьерах черной и цветной металлургии, строительных материалов и других видов сырья (карьеры США, Перу, Мексики и др.).

Циклично-поточная технология используется в основном при добыче руды (около карьеров с ЦПТ). Это объясняется отсутствием серийных отвалообразователей для складирования скальных пород кусковатостью 400-500 мм в отвалы и серийных специальных конвейеров для транспортирования крупнокусковой породы (1000-1200 мм).

Циклично-поточная технология применяется при добыче различных по крепости руд и пород (при коэффициенте крепости, по Протодьяконову, от 5-7 на карьерах стройматериалов и флюсовых известняков до 16-20 на железорудных карьерах). Однако данные практики и результаты научноисследовательских работ показывают, что для обеспечения требуемого гранулометрического состава взорванной горной массы при добыче пород и руд крепостью 16-20 необходимо увеличение затрат на буровзрывные работы на 8-20 % и более (за счет повышения удельного расхода ВВ, количества скважин, совершенствования схем взрывания и конструкций зарядов). Хотя ЦПТ используется при добыче горной массы, включающей в отдельных случаях до 20 % глинистых фракций, наилучшие показатели (производительность и коэффициент использования основного оборудования, себестоимость добычи горной массы) достигнуты при добыче однородных пород и руд, содержащих менее 10 % глинистых фракций, которые отрицательно влияют на работу дробилок и ленточных конвейеров (уменьшается производительность на 20-25 и 5-10 % соответственно).

Таким образом, приведенные в статье данные показывают, что циклично-поточная технология добычи скальной горной массы применяется в различных природных и горнотехнологических условиях. При этом научно-исследовательские работы, проектные расчеты и практика зарубежных карьеров показали, что ЦПТ позволит в 1,5-1,7 раза повысить производительность труда, на 25-30 % снизить себестоимость добычи горной массы, значительно улучшить санитарно-гигиенические условия в карьере. Опыт эксплуатации схем ЦПТ показал, что по сравнению с автотранспортам их использование позволит существенно снизить текущие расходы, в том числе затраты на обслуживание и ремонт автосамосвалов, а также капитальные затраты на оборудование за счет снижения численности автомобильного парка. По мере увеличения глубины карьера и расстояния транспортирования ЦТП становится все более выгодным.

В соответствии с вышесказанным в статье рассматривается возможность применения циклично-поточной технологии на руднике открытых работ ГОК «Эрдэнэт» (Монголия).

Месторождение медно-молибденовых руд «Эрдэнэтийн овоо» было открыто в 1963 г.

Находится оно в северной части Монголии. Расположено в рудной зоне протяженностью около 25 км, шириной от 1,5 до 3 км, в которой выявлено четыре участка: Северо-Западный, Центральный, Юго-Восточный и Цагаан-Чулуут.

В настоящее время наиболее благоприятный для отработки Северо-Западный участок разрабатывается открытым способом.

Работы по строительству рудника начаты в 1976 г., горные работы ведутся с 1978 г.

Медно-молибденовое месторождение «Эрдэнэтийн овоо» является нагорно-глубинным месторождением. Мощное рудное тело штокверковой формы разрабатывается с вершины горы ( м над уровнем моря) до горизонта 1385 м (глубинная часть месторождения). В настоящее время нижний уступ карьера находится на горизонте 1295 м.

В условиях карьера «Эрдэнэт» при разработке нагорной части (верхних уступов) глубинной части карьера принята транспортная схема. Она полностью соответствовала горнотехническим условиям разработки карьера и подтвердила свою эффективность за 30-летний период эксплуатации.

По мере совершенствования техники технологический транспорт на карьере развивался за счёт увеличения единичной грузоподъёмности автосамосвалов. В 2002 году средняя грузоподъемность автосамосвалов составила 113 т. Однако в последнее время на руднике открытых работ наблюдается рост автотранспортных затрат, величина которых от общих затрат на горные работы составила более 50 % (рис. 1).

Опыт эксплуатации карьера показал, что оптимальная грузоподъёмность автотранспорта для условий карьера «Эрдэнэт» составляет 120-130 т. При этом компенсация увеличения дальности перевозки горной массы (рис. 2) и роста грузооборота при использовании автотранспорта возможна лишь за счёт увеличения парка автосамосвалов.

По мере понижения горных работ и увеличения глубины карьера возрастает расстояние транспортирования горной массы автосамосвалами, поэтому для поддержания производительности предприятия по горной массе требуется постоянное увеличение численности автопарка и связанное с этим возрастание инвестиций и эксплуатационных расходов. По мере отработки в 2015 году глубина карьера достигнет 150 м и нижний уступ будет находиться на горизонте 1250 м над уровнем моря.

Рис. 1. Затраты на транспортирование горной массы за 2008 г.

При прочих неизменных условиях, по мере понижения горных работ, согласно проекту (7,5 м в год), грузооборот будет возрастать и соответственно будут увеличиваться эксплуатационные затраты на товарную продукцию. Расчеты показывают, что если не предпринимать определенных мер по совершенствованию транспортной системы, то к 2015 году затраты на добычу и получение концентратов будут приближаться к стоимости реализуемой продукции, а в дальнейшем предвидится убыточность производства, если сохранится традиционная цикличная технология добычи горных пород до глубины 150 м (см. таблицу).

Так, из таблицы следует, что себестоимость 1 ткм перевозок руды увеличится в 1,24 раза.

В этих условиях при оставшейся к разработке части карьера глубиной более 100 м представляется перспективным рассмотреть возможность использования ЦПТ для доработки карьера.

Анализ опыта применения ЦПТ на зарубежных карьерах позволил систематизировать для дальнейшего технико-экономического анализа следующие варианты схем ЦПТ.

Рис. 2. График изменения приведенного расстояния откатки горной массы 1-й вариант – схема ЦПТ с автомобильно-конвейерным транспортом с размещением конвейерной линии в подземных выработках: наклонном стволе, пройденном под углом 8-10 от поверхности до гор. 1100 м вне конечного контура карьера и горизонтальной штольне на гор. 1100 м внутри контура. Руда поступает к загрузочным станциям конвейера по трем капитальным рудоспускам, пройденным в центральной части залежи. Руда дробится у устьев рудоспусков.

Основные достоинства схемы – минимальное расстояние автоперевозок, высокая степень независимости работы конвейерной системы от горных работ, отсутствие дополнительного разноса борта карьера. Основные недостатки – большие объемы подземных горнокапитальных работ (ГКР) и энергозатраты из-за постоянного конвейерного переподъема руды, особенно в начальный период.

2-й вариант – схема ЦТП с размещением конвейерных трактов в наклонном стволе (аналогично 1-му варианту) и квершлагах, выходящих на северо-восточный нерабочий борт карьера, где размещаются перегрузочные пункты (ПП). Достоинство – сокращение конвейерного подъема руды. Недостатки – близкие к 1-му варианту объемы подземных ГКР, дополнительный разнос борта для размещения площадок ПП, значительная длина соединительных автодорог.

3-й вариант – схема ЦПТ с одним конвейерным трактом, размещаемым в крутой полутраншее на северном нерабочем борту карьера. Здесь же на площадках располагаются ПП. Постепенно магистральный конвейер удлиняется, в конечный период, в связи с изменением направления, к нему подключается второй конвейер. Основные достоинства – отсутствие подземных ГКР, упрощение строительства, эксплуатации и ремонтов. Недостатки – дополнительный разнос борта, значительная длина соединительных автодорог.

4-й вариант – схема ЦПТ с двумя конвейерными трактами на северо-западном и восточном нерабочих бортах карьера. Основные достоинства – отсутствие дополнительного разноса нерабочих бортов, возможность перемещения руды для выщелачивания, сокращение расстояния автоперевозок.

Недостатки – усложнение восточной трассы, дополнительные инвестиции.

5-й вариант – схема ЦПТ с крутонаклонным конвейером, монтируемым под углом откоса северо-восточного нерабочего борта карьера. На поверхности также размещается ленточный конвейер. Достоинства – кратчайшее расстояние подъема руды, практическое отсутствие горнокапитальных работ. Недостатки – усложнение строительно-монтажных и эксплуатационных работ, дополнительный разнос борта для размещения перегрузочных площадок.

Расчётные показатели перевозки горной массы автомобильным транспортом Объемы перевозок Руда, в т. ч.

на ОФ на выщелачивание Вскрыша, в т. ч.

пустая порода руда забалансовая Итого перевозок Среднее расстояние Грузооборот Средняя грузоподъемность Выработка на среднесписочную автотонну Количество автосамосвалов Количество новых автосамосвалов Себестоимость 1 ткм перевозок руды перевозки Общим достоинством этих вариантов технологии с применением конвейерного транспорта помимо оптимизации стоимостных показателей разработки и транспортирования является существенное улучшение экологической обстановки в карьере по сравнению с технологическим автотранспортом, при котором по мере углубления карьера и расширения рабочего автопарка экологическая ситуация будет ухудшаться.

Дальнейший сравнительный анализ схем ЦПТ по рассматриваемым вариантам планируется осуществлять на основании результатов транспортно-геометрического анализа карьерного поля, а также технико-экономических расчетов.

УДК 622.1:

О ТОЧНОСТИ ЛИНЕЙНЫХ ИЗМЕРЕНИЙ ПРИ СОЗДАНИИ МАРКШЕЙДЕРСКИХ

ОПОРНЫХ СЕТЕЙ НА КАРЬЕРАХ

Маркшейдерские сети – плановые и высотные – представляют собой совокупность закрепленных на земной поверхности и в горных выработках пунктов, пространственное положение которых определяется координатами x, y, z в единой системе координат. Как правило, пункты маркшейдерских сетей имеют плановые x, y и высотные z координаты, и поэтому маркшейдерские сети можно называть планово-высотными сетями.

По назначению маркшейдерские сети делят на маркшейдерские опорные и маркшейдерские съемочные [3, с. 83].

Маркшейдерские опорные сети создаются силами маркшейдерской службы горного предприятия или лицензированными на этот вид деятельности подрядными организациями. Они включают, при нео обходимости имеющи деятельнос сти предпр риятия пун нкты госуд дарственной геодезиче полигономметрии 3-го и 4-го к маркшейде ерских опор полигономметрия 3-го и 4-го кллассов, 1-го и 2-го ра соответстви с установ На различных стадиях посстроения и ииспользован маркшей точности – оценка пог углов, длин сторон и др. В завис следующие цели [3, с. 83]:

при ировании се – выбор приборов и методов измерений;

в процессе эксплуатаци сети – р выполнении инженерны работ с з ссмотрим нааиболее част применяемый метод создания о на примере разомкнутого свободн где х1 и y1 – координат исходно пункта; lS, i – изме хода; 0, S – дирекциоонные углы исходной и последующ сторон х Поллные средни квадрати виде:

соответственно ошиб ошибками дирекционнного угла и исходной ст обозначени приняты для M y A.

отдельно п длинам, д Тог выражен (2) прим вид:

Форрмулы (3) применяют при анали точност ходов лю координат исходного пункта пренебрег равноточны сигналов н поверхн относитель где Т – зн наменатель формулы о относительн линейных иизмерений – чем больш знаменате Т, тем то и орон хода n > 5 можно пренебреч ошибками исходного дирекционного угла.

С учетом п перь ошибку положения пункта А м где Ls – рас Формула (6) описывает закон накопления ошибок в линейно-угловом ходе.

Дальнейшие упрощения формулы (6) возможны при замене изогнутого хода на вытянутый равносторонний ход (рис. 3).

Рис. 3. Вытянутый равносторонний ход, проложенный от твердой стороны Для этого случая очевидно:

Вынесем из-под корня значение длины хода L = nl.

Тогда выражение (6) примет вид:

Из формул (6), (7) можно заключить, что ошибка положения последней точки линейноуглового хода зависит от точности линейных и угловых измерений, длины и геометрии хода, количества сторон хода.

Предельная относительная линейная ошибка (невязка) хода определяется по формуле где c2Р – квантиль двумерного нормального распределения при доверительной вероятности P.

В геодезической нормативной литературе при назначении допусков для невязок принята доверительная вероятность Р=0,99. Вектор линейной невязки имеет двумерное нормальное распределение, поэтому c2P=0,99= 3,03 3 (табл. 9.2 в [1]), и допустимая невязка При проектировании линейно-угловых сетей применяют принцип равных относительных ошибок [1, с. 150], в соответствии с которым относительные ошибки линейных измерений приравниваются к средним квадратическим ошибкам угловых измерений, выраженным в радианной мере:

Например, для ходов полигонометрии 4-го класса точность линейных измерений должна быть не ниже Необходимая точность линейных измерений для линейно-угловых ходов, рассчитанная по формуле (9), приведена в таблице.

С учетом формулы (9) закон накопления ошибок в вытянутом равностороннем ходе можно записать в двух формах:

Формулы (10) можно применять для приближенного предварительного расчета точности и при проектировании линейно-угловых ходов.

Формулу (8) можно представить в виде Из формулы (11) следует, что предельная относительная невязка хода зависит от числа сторон в ходе n. В таблице приведены значения f доп для различных нормативных значений n.

Анализ таблицы и сравнение ее с табл. 2 (п. 27 Инструкции [4]) и с табл. 3 (п. 28 Инструкции [4]) показывает:

значения предельных относительных невязок хода, приведенные в табл. 2 (п. Инструкции [4]), справедливы при n< 3, а не при n=15;

табл. 2 и 3 Инструкции [4] не согласованы между собой по величине предельных относительных невязок.

Значения предельных относительных невязок ходов при различном числе сторон хода Формулы (6) и (8) получены для свободных ходов. Ошибка положения любой k-й точки хода определяется по этим же формулам, но с заменой n=k. Очевидно, что с увеличением номера точки будет возрастать ошибка положения точки. На практике часто ходы прокладываются между известными пунктами (пунктами более высокого разряда). Если полученные при этом линейные и угловые невязки не превысили допустимые значения, то выполняют уравнивание хода – приближенное (раздельное) или строгое. Для ходов полигонометрии 4-го класса требуется выполнять строгое уравнивание.

Если ход опирается с обеих сторон на пункты с известными координатами или дирекционными углами, то в результате избыточных измерений после уравнивания точность элементов хода (координат пунктов, дирекционных углов) повышается. Например, для хода, проложенного между сторонами с известными дирекционными углами, точность определения положения наиболее слабого пункта (также последнего в ходе) после разброса угловой невязки повысится в 2 раза.

БИБЛИОГРАФИЧЕСКИЙ СПИСОК

1. Гордеев, В. А. Теория ошибок измерений и уравнительные вычисления: учебное пособие / В. А. Гордеев. – 2-е изд., испр. и доп. – Екатеринбург: Изд-во УГГУ, 2004. – 429 с.

2. Гордеев, В. А. Анализ точности вытянутых теодолитных ходов / В. А. Гордеев, О. С. Раева // Известия УГГГА. Вып. 11. Сер.: Горное дело. – 2001. – С. 231-239.

3. Маркшейдерское дело: учеб. для вузов. – В двух частях / под ред. И. Н. Ушакова. – 3-е изд., перераб.

и доп. – М.: Недра, 1989. – Часть 2 / А. Н. Белоликов, В. Н. Земисев, Г. А. Кротов [и др.] – 437 с.

4. Охрана недр и геолого-маркшейдерский контроль: инструкция по производству маркшейдерских работ (РД 07-603-03). Серия 07. Выпуск 15 / Кол. авт. – М.: ГУП «НТЦ по безопасности в промышленности Госгортехнадзора в России», 2003. – 120 с.

УДК 622.1:

ТРИГОНОМЕТРИЧЕСКОЕ НИВЕЛИРОВАНИЕ ЭЛЕКТРОННЫМИ

ТАХЕОМЕТРАМИ

ГОУ ВПО «Уральский государственный горный университет»

Внедрение в маркшейдерскую практику новых высокоточных электронных тахеометров типа Trimble 3601, Net 1200, Di 2003 с точностью линейных измерений 1 + 1 мм/км и угловых измерений порядка 0,5…1, наличие у приборов данного класса двухосевых электронных уровней обусловило появление повышенного интереса к проблеме высокоточного тригонометрического нивелирования.

Реализовать точностные возможности тахеометра можно только при условии предварительного изучения причин образования отдельных погрешностей.

Погрешность за отклонение высотного положения центров визирования. Одним из источников погрешностей является неточность определения высотного положения центров визирования на тахеометре и марке. Рассмотрим возникновение этой погрешности на примере использования в качестве центра визирования вершины уголкового отражателя.

Если центр вращения призмы не проходит через вершину призмы (рис. 1), то при повороте призмы центр вершины смещается относительно центра вращения на величину где l – расстояние от вершины призмы до центра вращения; – угол разворота призмы относительно падающего луча.

Величина l зависит от размеров призмы, конструкции её крепления, величина – от точности визирования. Большинство отражателей не имеют точного визирного устройства, и наведение осуществляется «на глаз».

Принимая =5; l = 30мм, получим r =2,6 мм.

При расстоянии до отражателя L = 100 м величина угловой погрешности Это свидетельствует о необходимости установки на призму визирного устройства, обеспечивающего достаточную точность наведения, а при конструировании визирного устройства выбирать местоположение оси вращения призмы в точке, где l = 0.

Зеркальным эквивалентом уголкового отражателя является плоское зеркало, поверхность которого проходит через вершину призмы и перпендикулярна к падающему лучу. Следовательно, такой точкой является вершина триппель-призмы.

Многие визирные марки, объединённые с отражателем (типа 3Та5, Trimble 3601), имеют достаточно большую асимметрию расположения центров визирования на левой и правой сторонах марки относительно линии горизонта, что неприемлемо для высокоточного тригонометрического нивелирования. При коротких расстояниях из-за малого поля зрения видна только одна половина марки, и для учёта влияния перекоса приходится выполнять отдельные измерения по левой и правой сторонам с вычислением среднего значения высоты. Совокупные методы измерений никогда не были точнее прямых.

К этому же виду погрешности относится погрешность за ошибку нанесения центров вращения зрительной трубы тахеометра, отражателя или марки.

Проанализируем упрощенное уравнение вычисления превышения:

где L – горизонтальное проложение, м; i – высота инструмента, м; v – высота отражателя, м.

При Z=900000, h=i-v – частный случай геометрического нивелирования, при котором точность определяется размером измерительных цепей «репер – центр визирной оси тахеометра» и «репер – центр визирной метки отражателя».

Для анализа выберем размерную цепь высоты тахеометра. Она состоит из высоты самого тахеометра, высоты подставки, высотного положения головки штатива относительно репера и погрешностей измерения элементов цепи.

В документации на тахеометр Trimble 3601 приводится заданное значение высоты инструмента i=175 мм. Измеренное значение штангенрейсмасом 174,7 мм. Высота подставки является переменной величиной Hп=75±2,5 мм и зависит от положения подъёмных винтов. Высота до головки штатива, как правило, измеряется рулеткой. Если принять отклонение края головки штатива от центра оптического отвеса равным 100 мм, то при фактическом значении высоты штатива 1000 мм получим измеренное значение высоты с погрешностью +5 мм. Приблизительно тот же результат получим при измерении рулеткой высоты до центра тахеометра. Таким образом, максимальное изменение размеров цепи может достигать 10 мм. Наличие участков размерной цепи с неопределённым значением величины не удовлетворяет условиям высокоточного тригонометрического нивелирования. К точности размерных цепей надо относиться так же, как к инварным рейкам при геометрическом нивелировании. Нужны более точные методы измерений.

Одним из вариантов может быть применение отвеса с груз-рейкой, при котором высота от репера до штриха на рейке измеряется поверенной масштабной линейкой.

Если высота измеряется до головки штатива, то для фиксации выбранного значения высоты подставки один из подъёмных винтов подставки закрепляют в неподвижном положении в середине диапазона хода винта. Участок от центра тахеометра до метки на рейке измеряется либо нивелиром Н-05 по шкале микрометра, либо суммированием элементов цепи.

Если применяется комплект из нескольких подставок, марок и отражателей, их высотные размеры должны быть откалиброваны. Все подставки, марки, отражатели должны удовлетворять условию взаимозаменяемости. Следует напомнить, что речь идёт о высокоточном тригонометрическом нивелировании.

Несоблюдение этих условий, как показывает опыт, приводит к несовпадению результатов тригонометрического нивелирования, выполненного в прямом и обратном направлениях.

На рис. 2 приведена геометрическая схема измерений, выполненных в прямом и обратном направлениях, путём простой перестановки тахеометра Trimble 3601 и отражателя из комплекта тахеометра 3Та5.

Перед началом измерений Trimble 3601 прошёл метрологическую поверку. MZ и погрешность измерений Zi были определены на эталонном автоколлиматоре УК-1, нивелирном коллиматоре АУПН-5 и на специальном стенде с разностью взаимообратных углов ± 10° (см. рис. 2).

Пример 1. Произведем определение превышения между точками 1 и 2 в прямом и обратном направлениях. Положение визирной метки на отражателе не соответствуют истинному значению высоты v отражателя (dотр=-10 мм).

Рис. 2. Схема определения превышения в прямом и обратном направлениях:

Oт – центр вращения зрительной трубы тахеометра; Oо – центр визирования отражателя (марки) По результатам измерений получены следующие величины:

L – горизонтальное проложение, 18333 мм;

Zпр – зенитное расстояние в прямом направлении, 106°5635;

Zобр – зенитное расстояние в обратном направлении, 73°0135;

hпр – превышение в прямом направлении 5570 мм;

hoбр – превышение в обратном направлении 5580 мм.

Из-за отклонения фактического центра визирования марки от истинного образуется отклонение между взаимообратными зенитными расстояниями на величину Найдем расчётное значение величины отклонения h:

Полученное значение при измерениях Пример 2. Ось отражателя сопряжена с вершиной призмы (dотр = -7мм).

Ниже приведены результаты прямого и обратного измерений:

L = 746339 мм; Z = 180° – (Zпр + Zобр) = 180° – (88°23365 + 91°3626) = 2,0.

Расчётное значение разности между определяемыми превышениями в прямом и обратном направлениях:

Полученное значение разности между определяемыми превышениями в прямом и обратном направлениях при измерениях Пример 3. Ось отражателя сопряжена с вершиной призмы (dотр = 0).

Ниже приведены результаты прямого и обратного измерений:

Эти три примера подтверждают, что при коротких расстояниях основной причиной образования погрешностей является технологический фактор – не соблюдено соответствие размерных цепей с их истинными значениями. При L > 100 м возрастает влияние погрешности визирования.

Рассмотренные выше погрешности являются систематическими, и выявление их – первостепенная задача, так как даже при малых значениях они будут накапливаться в зависимости от длины L в нивелирном ходе.

На рис. 3 приведен график зависимости погрешности за отклонение высоты отражателя от высоты тахеометра, полученный на взаимообратном нивелирном коллиматоре с углом наклона 10 и L=2000 мм.

Рис. 3. График зависимости погрешности за отклонение высоты отражателя от высоты тахеометра Из рис. 3 видно, что при высоте отражателя 174,7 мм взаимообратные углы равны и именно данному значению v соответствует значение i в тахеометре.

Несоблюдение равенства v и i приводит к расхождению результатов измерений прямого и обратного нивелирования.

Приведённые примеры показывают, что перед началом поверки и измерений должна быть получена достаточная информация о геометрии всех осей и величинах размерных цепей тахеометра и визирных марок.

Особое внимание должно быть уделено методике измерения v и i.

Сложность точного учёта размерных цепей (Hп и Ho) в полевых условиях приводит к выводу о целесообразности применения при высокоточном тригонометрическом нивелировании методов, характерных для геометрического нивелирования.

УДК 622.271.

АНАЛИЗ ЭФФЕКТИВНОСТИ ПРИМЕНЕНИЯ ФРЕЗЕРНЫХ КОМБАЙНОВ

ПРИ РАЗРАБОТКЕ ДЖЕРОЙ-САРДАРИНСКОГО МЕСТОРОЖДЕНИЯ

ГОУ ВПО «Уральский государственный горный университет»

На Джерой-Сардаринском месторождении фосфоритов, находящемся в Республике Узбекистан, осуществляется разработка двух пологопадающих фосфопластов со средней мощностью 63 и 66 см, залегающих параллельно в толще глинистых отложений. Руда этого месторождения характеризуется невысоким качеством и наличием примесей в виде карбонатов. В верхней и нижней частях фосфопластов сосредоточены более бедные фосфориты с более высоким содержанием вредных примесей и нерастворимого остатка. При отработке этих слоёв руда разубоживается вмещающими породами. В то же время в средних слоях находятся фосфориты с высоким содержанием Р2О5 и более низким загрязнением вредными компонентами. Разубоживания при отработке среднего слоя практически не происходит. Содержание Р2О5 в пластах изменяется в пределах от 13 до 26 %. Контур контакта руды с вмещающими породами в плане на краевых участках сложный, изрезанный. Сложные горно-геологические условия месторождения при использовании традиционного горного оборудования приводят к ухудшению качества добываемой руды.

С целью снижения потерь и разубоживания добываемого полезного ископаемого на ДжеройСардаринском месторождении использовались фрезерные комбайны фирм Wirtgen и MAN TAKRAF.

Как известно, важной конструктивной особенностью данного вида горного оборудования является возможность отработки месторождения тонкими слоями заданной мощности. При этом комбайны названных выше фирм имеют существенные различия в конструкции. Так, у применяемых на месторождении машин фирмы Wirtgen, имеющих четырехгусеничный ход, рабочий орган находится в средней части, погрузочная консоль впереди, а у комбайнов фирмы MAN TAKRAF, имеющих трехгусеничный ход, рабочий орган находится в передней части машины, погрузочная консоль сзади.

С 1997 г. на месторождении работали два фрезерных комбайна фирмы Wirtgen модели 2100SM, осуществлявшие погрузку руды в автосамосвалы МоАЗ-74051 и БелАЗ- грузоподъемностью соответственно 20 и 27 т. Разработка велась слоями толщиной 15-25 см.

Отработка фосфопласта мощностью 60-65 см осуществлялась в три слоя.

Анализ опыта работы этих комбайнов показал, что их применение при разработке ДжеройСардаринского месторождения обеспечивает:

повышение качества добытого полезного ископаемого;

снижение потерь и разубоживания;

получение куска горной массы, не требующего последующего крупного и частично повышение эффективности разработки месторождения за счёт выполнения ряда процессов горного производства одним комбайном (подготовка горной массы к выемке и погрузка ее в транспортное средство);

Было принято решение о целесообразности использования фрезерных комбайнов при дальнейшей разработке месторождения.

С 2002 г. на месторождении начал работать первый фрезерный комбайн фирмы MAN TAKRAF модели MTS-250, а с 2006 г. – второй. Они осуществляли погрузку руды в автосамосвалы фирмы «Катерпиллер», моделей САТ-777, грузоподъемностью 90 т и САТ-785В грузоподъемностью 136 т. Разработка производилась блоками длиной до 300 м и шириной до 50-200 м. Фрезерование осуществлялось параллельными заходками с челночной и петлевой схемами движения комбайна.

Движение по челночной схеме производится с холостым перегоном комбайна на новую заходку.

При петлевой схеме движения производится разворот комбайна в конце заходки и фрезерование в обратном направлении.

Анализ эффективности работы комбайнов при этих схемах, выполненный на предприятии, показал, что в случае применения челночной схемы для комбайнов MTS-250 предпочтительна длина блока менее 150 м. При большей длине блока более эффективна петлевая схема фрезерования. Для комбайнов Wirtgen 2100 переход с челночной на петлевую схемы фрезерования целесообразен при длине блока более 100 м.

В ходе работы комбайнов применялась также схема работы с укладкой отбитой руды в штабели или «валки». В этом случае комбайн осуществляет выемку и складирование в штабели руды, не имея простоев, связанных с ожиданием самосвалов и их маневрированием при установке под погрузку, а загрузка самосвалов производится фронтальными погрузчиками фирмы «Катерпиллер»

модели САТ-992. Кроме того, при такой схеме автосамосвалы также не зависят от работы комбайнов, и это значительно повышает их производительность за счет сокращения времени погрузки. В результате производительность системы «комбайн – автосамосвал» повышается на 30-40 %. Однако при этой схеме возникает необходимость использования на погрузке руды из штабеля дополнительного оборудования: фронтального погрузчика и бульдозера.

На эффективность работы комбайнов также оказывают значительное влияние глубина фрезерования и скорость их движения. Анализ показал, что рабочая скорость комбайна уменьшается с увеличением глубины фрезерования, но при этом его техническая производительность увеличивается.

Из сказанного можно сделать вывод: для достижения максимальной производительности комбайнов целесообразно объединять там, где это возможно, технологические слои пласта в общую выемочную мощность по техническим возможностям комбайна. Это приводит к существенному повышению эффективности разработки месторождения с использованием фрезерных комбайнов.

УДК 622.2:519. РЕЗУЛ

ЛЬТАТЫ М

МАТЕМА

АТИЧЕСКООГО МОД

ДЕЛИРОВААНИЯ НА

АПРЯЖЕНННОГО

СТОЯНИЯ МАССИ

ЩАЮЩЕ ЕГО ПОДЗ

ЗЕМНЫЕ ВВЫРАБОТ

Прооведенными нами набл гор. 480-710 м зафик ксированы ф факты прев (рис. 1). От тчетливо просматриваюются куполообразования в выработке.

нами пров ведено мате методом ко онечных элеементов в у «FEMP» (И ИГД УрО РААН).

Рис. 1. Фотограф сввыделением фактически контуров поперечног Моделировали ись условия заложения наклонного съезда сечением 22,36 м2 ( (5,24,9 м) на глубин 500-600 м, при плотности налегающих пород = 2 т/м3.

Модуль деформ мации пород в горном м по В. Р. Рах учетом степе трещиноватости по площадь скальных ко онтактов, по рекоменда и ширине рас скрытия треещин 1-2 мм и модуле деформаций Едеф=31, в образцах получаем максимальн ное значени модуля деформаций миндалек порфирито Ем=8,5·104 МПа.



Pages:     || 2 |


Похожие работы:

«Министерство образования и науки Российской Федерации Федеральное государственное бюджетное образовательное учреждение высшего профессионального образования РОССИЙСКИЙ ГОСУДАРСТВЕННЫЙ УНИВЕРСИТЕТ ТУРИЗМА И СЕРВИСА Волгоградский филиал Кафедра туризма и сервиса ДИПЛОМНЫЙ ПРОЕКТ на тему: Разработка системы сервиса при реконструкции газораспределительной станции по специальности: 100101.65 Сервис Студент Альберт Фанисович Мусалев Руководитель к.х.н., доцент Владимир Николаевич Карев Волгоград 2014...»

«СТО 1.1–2012 СТАНДАРТЫ ФЕДЕРАЛЬНОГО ГОСУДАРСТВЕННОГО БЮДЖЕТНОГО ОБРАЗОВАТЕЛЬНОГО УЧРЕЖДЕНИЯ ВЫСШЕГО ПРОФЕССИОНАЛЬНОГО ОБРАЗОВАНИЯ КЕМЕРОВСКИЙ ГОСУДАРСТВЕННЫЙ УНИВЕРСИТЕТ КУЛЬТУРЫ И ИСКУССТВ Система внутривузовской учебной документации ВЫПУСКНЫЕ КВАЛИФИКАЦИОННЫЕ РАБОТЫ ДИПЛОМНЫЕ РАБОТЫ И ПРОЕКТЫ Требования к выполнению и представлению Дата введения 2012–01–10 1. ОБЛАСТЬ ПРИМЕНЕНИЯ Настоящий стандарт распространяется на выпускные квалификационные работы (дипломные работы и проекты), выполняемые...»

«Министерство образования и науки Российской Федерации Федеральное государственное бюджетное образовательное учреждение высшего профессионального образования РОССИЙСКИЙ ГОСУДАРСТВЕННЫЙ УНИВЕРСИТЕТ ТУРИЗМА И СЕРВИСА Факультет сервиса Кафедра информационных систем и технологий ДИПЛОМНЫЙ ПРОЕКТ на тему: Внедрение системы защиты информации в коммерческом банке по специальности 230201.65 Информационные системы и технологии Студент Писаренко Андрей Игоревич Руководитель к.т.н., доцент, Роганов Андрей...»

«1 Министерство образования и науки Российской Федерации Федеральное государственное бюджетное образовательное учреждение Министерство образования и науки Российской Федерации высшего профессионального образования Федеральное государственное бюджетное образовательное учреждение РОССИЙСКИЙ ГОСУДАРСТВЕННЫЙ УНИВЕРСИТЕТ ТУРИЗМА И СЕРВИСА высшего профессионального образования РОССИЙСКИЙ ГОСУДАРСТВЕННЫЙ УНИВЕРСИТЕТ ТУРИЗМА И СЕРВИСА Филиал ФГБОУ ВПО РГУТиС в г. Махачкале Кафедра туризма и сервиса...»

«1 Министерство образования и науки Российской Федерации Федеральное государственное бюджетное образовательное учреждение высшего профессионального образования РОССИЙСКИЙ ГОСУДАРСТВЕННЫЙ УНИВЕРСИТЕТ ТУРИЗМА И СЕРВИСА Факультет экономики, управления и права Кафедра Менеджмента и бизнес-технологий ДИПЛОМНЫЙ ПРОЕКТ на тему: Проект мероприятий по совершенствованию ассортиментной политики ООО ф.Локри г Москва. по специальности: 080507.65 Менеджмент организации Студент Петряшева Карина Михайловна...»

«проект Утверждены приказом Председателя Агентства Республики Казахстан по делам строительства и жилищнокоммунального хозяйства от _ _ 2012 года № _ Правила организации деятельности и осуществления функций заказчика (застройщика) 1. Общие положения 1. Настоящие Правила организации деятельности и осуществления функций заказчика (застройщика) (далее - Правила) устанавливают основные функции заказчика (застройщика) при строительстве новых и (или) изменении (расширении, модернизации, техническом...»

«2 1. ЦЕЛИ И ЗАДАЧИ ДИСЦИПЛИНЫ Цель дисциплины - комплексное изложение вопросов планирования и управления на предприятии в условиях рыночной экономики, а также получение студентами практических навыков в решении вопросов оценки экономической эффективности капитальных вложений, организации основных производственных процессов, организации управления качеством, разработке бизнес – плана. Задачи дисциплины – в процессе изучения дисциплины студент должен получить знания по следующим направлениям:...»

«ДЕПАРТАМЕНТ ЗДРАВООХРАНЕНИЯ ГОРОДА МОСКВЫ Государственное бюджетное образовательное учреждение среднего профессионального образования города Москвы МЕДИЦИНСКОЕ УЧИЛИЩЕ № 24 Департамента здравоохранения города Москвы (ГБОУ СПО МУ № 24 ДЗМ) СОГЛАСОВАНО: УТВЕРЖДАЮ: Методический совет Директор ГБОУ СПО МУ № 24 ДЗМ ГБОУ СПО МУ № 24 ДЗМ Н.А. Ланина Протокол № 1 от 11 сентября 2013 г. 11 сентября 2013 г. Положение О ПОДГОТОВКЕ И ЗАЩИТЕ КУРСОВЫХ РАБОТ ПО СПЕЦИАЛЬНОСТИ СЕСТРИНСКОЕ ДЕЛО...»

«ГОРНОЛЫЖНЫЙ КУРОРТ ККЖАЙЛАУ РЕЗЮМЕ ТЕХНИКО-ЭКОНОМИЧЕСКОГО ОБОСНОВАНИЯ МЕСТНОГО БЮДЖЕТНОГО ИНВЕСТИЦИОННОГО ПРОЕКТА ГОРНОЛЫЖНЫЙ КУРОРТ ККЖАЙЛАУ 1 Введение Технико-экономическое обоснование (далее – ТЭО) – это изучение технических возможностей и экономической целесообразности проекта. В целях разработки и представления ТЭО по изучаемой территории ТОО Горнолыжный курорт Ккжайлау (далее – Курорт) и Компания Ecosign создали консорциум и привлекли таких подрядчиков как Horwath, ARUP, Engineerisk,...»

«СТП ТГТУ 07-97 СТАНДАРТ ПРЕДПРИЯТИЯ ПРОЕКТЫ (РАБОТЫ) ДИПЛОМНЫЕ И КУРСОВЫЕ. ПРАВИЛА ОФОРМЛЕНИЯ ИЗДАТЕЛЬСТВО ТГТУ ТАМБОВ 2005 СТП ТГТУ 07-97 ПРЕДИСЛОВИЕ 1 РАЗРАБОТАН И ВНЕСЕН отделом метрологии и стандартизации Тамбовского государственного технического университета. ИСПОЛНИТЕЛЬ: Кузнецов С.Н. - руководитель отдела метрологии и стандартизации. 2 УТВЕРЖДЕН И ВВЕДЕН В ДЕЙСТВИЕ приказом ректора университета от 8 декабря 1997 г. № 113-04. 3 ВВЕДЕН ВЗАМЕН СТП ТИХМ 03-93. СТП ТГТУ 07- СОДЕРЖАНИЕ ОБЛАСТЬ...»

«Филиал Государственного образовательного учреждения высшего профессионального образования Уфимский Государственный нефтяной технический университет в г. Салавате Конкурс: Обеспечение промышленной и экологической безопасности на взрывопожароопасных и химически опасных производственных объектах Номинация конкурса: 2 ДИАГНОСТИКА И ПРОГНОЗИРОВАНИЕ ОСТАТОЧНОГО РЕСУРСА ВЗРЫВОЗАЩИЩЕННОГО ЭЛЕКТРОПРИВОДА НАСОСНОКОМПРЕССОРНОГО ОБОРУДОВАНИЯ НЕФТЕХИМИЧЕСКИХ ПРОИЗВОДСТВ Руководитель проекта: Баширов Мусса...»

«Generated by Foxit PDF Creator © Foxit Software http://www.foxitsoftware.com For evaluation only. Утверждаю Генеральный директор ОАО Троицкое _ Ермолин И.А. _ _ 2006 г. БИЗНЕС – ПЛАН реализации проекта Создание сада и питомника в Зуевы Ключевской балке ОАО Троицкое Адрес: 427915 Удмуртская Республика, Каракулинский район, с. Вятское, ул. Советская, 16, тел.: (34132) 6-12-10, 6-12-69, (3412) 46-31-61 Суть проекта – создание смешанного питомника (плодово-ягодных и декоративных культур) для...»

«АРХИТЕКТОРЫ ДИЗАЙНЕРЫ ДЕКОРАТОРЫ 2012 САНКТ-ПЕТЕРБУРГ АРХИТЕКТОРЫ ДИЗАЙНЕРЫ ДЕКОРАТОРЫ САНКТ-ПЕТЕРБУРГА №1 2012 FINESTREET PUBLISHING www.nestreet.ru add / персоналии 2 / ADD №1 ADD №1 / 1 add / персоналии 2 / ADD №1 ADD №1 / 3 add / слово редактора Уважаемые читатели, позвольте представить вам наш новый продукт — каталог Архитекторы, дизайнеры, декораторы (ADD). Это приложение к журналу Жилая среда, которое мы планируем выпускать один раз в год. На мой взгляд, даже его первый выпуск оказался...»

«ББК 74.04 (2) МЕЖОТРАСЛЕВЫЕ КОМПЛЕКСЫ КАК НАПРАВЛЕНИЕ ИННОВАЦИОННОГО РАЗВИТИЯ: ПРОИЗВОДСТВЕННО-ОБРАЗОВАТЕЛЬНЫЕ АЛЬЯНСЫ М.А. Ивлев ГОУ ВПО Нижегородский государственный технический университет им. Р.Е. Алексеева, г. Нижний Новгород Рецензент С.И. Дворецкий Ключевые слова и фразы: междисциплинарные интегрированные проекты; межотраслевое взаимодействие; производственно-образовательные комплексы; целевая подготовка кадров; факторы промышленного развития. Аннотация: Показаны возможности...»

«УТВЕРЖДАЮ Заместитель председателя Правительства Ставропольского края А.Ю.Мурга /У ^ 2014 г. План мероприятий в рамках празднования Дня российского предпринимательства в Ставропольском крае Наименование мероприятия, дата Место проведения, ответственный проведения исполнитель 15 мая 2014 г. Награждение победителей краевого г. Ставрополь, конкурса Молодой предпринима- ул. Ленина 292; тель в Instagram МБО ДОД Ставропольский дворец детского творчества Министерство образования и молодежной политики...»

«Проект АЛТАЙСКИЙ КРАЙ ЗАКОН О ГОСУДАРСТВЕННОЙ РЕГИОНАЛЬНОЙ МОЛОДЕЖНОЙ ПОЛИТИКЕ В АЛТАЙСКОМ КРАЕ Принят Постановлением Алтайского краевого Законодательного Собрания от _ Настоящий Закон является правовой основой формирования и реализации в Алтайском крае целостной государственной молодежной политики как важного направления государственной политики в области социально-экономического и культурного развития, с учетом специфических проблем молодежи и необходимости обеспечения реализации...»

«Exponenta PRO, #3-4 (7-8) 2004, c. 38-47 УДК 519.86 Практическое агентное моделирование и его место в арсенале аналитика Андрей Борщев к.т.н., ген. директор ООО Экс Джей Текнолоджис (XJ Technologies) Санкт-Петербург, пр. Непокорённых д. 49 тел. +7 812 4413105, факс +7 812 4413107 andrei@xjtek.com www.anylogic.com Ключевые слова: имитационное моделирование, агентное моделирование, системная динамика, дискретно-событийное моделирование, AnyLogic Аннотация: Cтатья является практическим...»

«МИНИСТЕРСТВО РЕГИОНАЛЬНОГО РАЗВИТИЯ РОССИЙСКОЙ ФЕДЕРАЦИИ _ СВОД ПРАВИЛ СП XX.XXXXX.2012 ИНЖЕНЕРНЫЕ ИЗЫСКАНИЯ ДЛЯ СТРОИТЕЛЬСТВА. ОСНОВНЫЕ ПОЛОЖЕНИЯ Актуализированная редакция СНиП 11-02-96 Издание официальное Москва 2012 Актуализированная редакция СНиП 11-02-96 Предисловие Цели и принципы стандартизации в Российской Федерации установлены Федеральным законом от 27 декабря 2002 г. № 184-ФЗ О техническом регулировании, а правила разработки — постановлением Правительства Российской Федерации от 19...»

«Паспорт гидроузла Наименование Показатель Водохранилище Отметка НПУ 112 Отметка ФПУ 113 Отметка УМО 105 Плотина из грунтовых материалов Класс IV Тип Земляная, насыпная, однородная из супеси Отметка гребня 114,3 Высота (максимальная),м 14,3 Максимальный напор, м 12,2 Длина по гребню, м 115 Ширина по гребню, м 10 Категория автодороги IV Ширина по подошве (макс.), м 89 Заложение откосов Верхового и низового: 3 Тип крепления откосов верхового Сборные ж\б плиты 4*2*0,1, омоноличенные в карты 12*6*0,...»

«Министерство образования и науки Российской Федерации Федеральное агентство по образованию ГОУ ВПО Российский Государственный Гидрометеорологический Университет (РГГМУ) Допущена к защите Кафедра экспериментальной физики Зав. кафедрой д.ф.-м.н., профессор атмосферы А.Д. Кузнецов ДИПЛОМНЫЙ ПРОЕКТ Природа глобальных вариаций приземного электрического поля атмосферы Выполнила Н.Н.Буркацкая гр. М-535 Руководитель канд. ф.-м. н., доцент В.В.Чукин Санкт-Петербург Содержание Cтр. Сокращения Введение 1....»










 
2014 www.av.disus.ru - «Бесплатная электронная библиотека - Авторефераты, Диссертации, Монографии, Программы»

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.