Освоение забалансовых запасов металлических руд

УДК 504.55.054:622

ОСВОЕНИЕ ЗАБАЛАНСОВЫХ ЗАПАСОВ МЕТАЛЛИЧЕСКИХ РУД

В.И. Голик, Ю.И. Разоренов, Е.И. Захаров, В.И. Сарычев

Рассмотрены перспективы выщелачивания металлов из забалансовых запасов без извлечения их на земную поверхность. В основу метода положен принцип комбинирования технологий отработки месторождения традгщионным способом и подземным выщелачиванием с селективной выемкой части балансовых руд и образованием необходимого для разрыхления компенсационного пространства для выщелачивания забалансовых запасов.

Ключевые слова: руда, месторождение, забалансовые запасы, выщелачивание, металл, подземная разработка.

Для реализации государственных программ социально-экономического развития важно устойчивое и стабильное функционирование минерально-сырьевого комплекса страны. Одним из условий для этого является рациональное использование природно-ресурсного потенциала.

Технологии разработки рудных месторождений подземным способом характеризуются выдачей из недр для переработки только отвечающих действующим кондициям балансовых руд и оставлением в недрах забалансовых запасов.

Исторически сложившаяся практика опережающей отработки богатых участков рудных месторождений привела к тому, что большая часть запасов потеряна в виде забалансовых запасов. Например, в недрах Са-донских полиметаллических месторождений потеряно некондиционных для своего времени запасов примерно на 30 лет работы с достигнутой производственной мощностью.

На металлических месторождениях сформированы запасы забалансовых руд, содержание которых близко к балансовому значению, но при валовой отработке не обеспечивает рентабельности. К забалансовым относятся запасы полезных ископаемых, которые из-за их количества, качества, сложных условий добычи или переработки не используются, но в будущем могут быть объектом освоения.

На рудных месторождениях всегда, в первую очередь, разрабатывались богатые и легкодоступные участки, вследствие чего содержание металлов в погашаемых запасах в последние годы резко снизилось, а затраты на добычу возросли.

В этих условиях повышается актуальность проблем вовлечения в добычу и переработку забалансовых руд, запасы которых на отдельных месторождениях достигают десятков миллионов тонн.

Критерием целесообразности включения забалансовых руд в отработку является бортовое содержание металла. На его установление влияют технико-технологические и экономические факторы. Эффективность совместной добычи и переработки балансовой и забалансовой руд зависит от конкретных для каждого месторождения показателей.

Переработка лишь забалансовых в большинстве случаев неэффективна, а совместная добыча и переработка балансовых и забалансовых руд иногда оказывается целесообразной.

Наиболее эффективным направлением повышения показателей извлечения руд из недр при подземной разработке является закладка выработанного пространства твердеющими смесями. Наибольшее развитие она получила при добыче богатых руд, например, в никель-кобальтовой промышленности с закладкой добывают около 60 % руды.

Для повышения извлечения металлов при обогащении руд руды усредняют по содержанию. Так, для Сорского молибденового месторождения характерно низкое содержание и неравномерное распределение полезных компонентов. Содержание молибдена изменяется более чем в десять раз, а анализ среднесменных содержаний молибдена в добываемой руде варьирует в пределах у 3-60 %. Усреднение качества руд позволило повысить извлечение молибдена в концентрат на 1,1 %. Этот принцип может быть положен в основу повышения эффективности выщелачивания забалансовых руд.

Забалансовые руды могут быть извлечены из недр обычными способами разработки, если кондиции на подобные руды снижены, что может быть сделано при изменении горно-геологических условий залегания руд. Чаще всего такие возможности ограничены и для извлечения металлов из потерянных руд может быть использован метод подземного выщелачива-

Подготовка рудного тела к выщелачиванию сводится к созданию в нем системы скважин, по которым подают выщелачивающий раствор, а обогащенный металлом раствор откачивают на поверхность для извлечения из него ценных компонентов. Способ примерно на 2/3 уменьшает объем выдачи на поверхность горной массы и связанные с этим затраты.

Варианты технологии с выщелачиванием металлов из руд, в том числе подземное выщелачивание без извлечения на земную поверхность, составляют альтернативу традиционным технологиям разработки.

Разработка месторождения методом подземного выщелачивания или совокупность горных выработок и порядок их проведения и эксплуатации, увязанный во времени и пространстве с переводом полезного компонента в жидкую фазу для последующего извлечения из раствора отличается тем, что на земную поверхность выдается только часть горной массы, а большая часть перерабатывается в подземных блоках.

Преимуществами метода являются его экономичность, большая по сравнению с традиционной технологией безопасность работ и меньшая нагрузка на природную среду, возможность отрабатывать считавшиеся потерянными балансовые запасы в охранных целиках, зонах геологических осложнений, горелых рудах и т.п. Основным же преимуществом является возможность добычи металлов из забалансовых запасов.

Критерием эффективности технологии с выщелачиванием является количество металлов, переведенное в продукционный раствор в результате химического воздействия на руду.

Выщелачивание металлов из некондиционных руд в СССР имеет более чем полувековую историю. Оно прошло путь от выщелачивания некондиционных руд на месторождениях Средней Азии и Северного Кавказа, выщелачивания балансовых руд на месторождении Восток в Казахстане до промышленного выщелачивания на месторождениях ОАО «ППГХО» с добычей более 1/3 производственной мощности.

Металлическое месторождение включает в себя балансовые и забалансовые запасы, соотносящиеся, примерно, как 40 % и 60 %. Отработка выщелачиванием только забалансовых запасов не всегда может обеспечить финансовое благополучие предприятия.

Рациональный компромисс достигается при комбинировании технологий.

Рудное тело в пределах блока разделяют на секции, в которых балансовые запасы первой очереди отработки одним из вариантов традиционной системы извлекаются в объеме около 40% от запасов из условия создания компенсационного пространства для дробления остальной балансовой и забалансовой руды.

Запасы второй очереди отбивают на открытую камеру первой очереди секционным взрыванием из расчета нужного для фильтрации раствора разрыхления руды (рис. 1). Вследствие уменьшения градиента концентраций между поровым раствором и объемом растворителя скорость выщелачивания уменьшается, что особенно проявляется при увеличении крупности руд. Для учета этого фактора рудный массив дробят на куски, крупность которых уменьшается пропорционально снижению градиента концентраций металлов в руде между поровым объемом и объемом растворителя. Для этого расстояние между концами скважин в верхней части массива назначают максимальным и уменьшают в нижней части массива при максимальном расходе ВВ в нижней части и минимальном - в верхней части массива.

Рис. 1. Отбойка разносортных руд для выщелачивания

Совместной отбойкой балансовых и забалансовых запасов содержание металлов в руде усредняется, что улучшает показатели последующего выщелачивания.

Условия для фильтрации раствора еще более улучшаются при отбойке руды нижележащих секций за счет подвижки рудных кусков.

Основу комбинирования технологий отработки месторождения традиционным способом и подземным составляет опережающая выемка части балансовых руд и повышение содержания металлов в забалансовой руде за счет примешивания балансовой руды второй очереди отработки.

Полнота и время извлечения полезного компонента из руды и экономическая эффективность технологии определяется качеством дробления и плотностью укладки руды. Для выщелачивания пригодны рудные куски размером от 20 до 50 мм, а куски больших размеров снижают показатели выщелачивания, компроментируя идею выщелачивания величиной потерь.

При инфильтрационном выщелачивании раствор реагента опускается по раздробленной руде, не заполняя пустоты между кусками руды, а лишь покрывая руду пленкой. Излишнее уплотнение руды создает преграду движению раствора, а большие промежутки между кусками руды не создают условий для проникновения раствора в кусок.

Основным направлением совершенствования технологий подземного выщелачивания в части повышения полноты использования потерь яв-

ляется сплошная бесцелпковая отработка месторождений, способствующая перманентной интенсификации процесса выщелачивания за счет разрушения руд в соседних секциях.

Орошение руды может осуществляться по обуренным в магазини-рованной руде с обсадкой перфорированным трубам скважинам. Утечка технологических растворов предотвращается созданием защитных экранов.

Интенсификация процесса выщелачивания осуществляется вовлечением в активный процесс участков блока бурением по магазинирован-ной руде скважин с подачей средств интенсификации и открытием новых активных поверхностей руды для выщелачивания, а также путем невзрывного воздействия на руду, например, воздухом под давлением, ультразвуковых электромагнитных колебаний, токов рудных гальванических микроэлементов и т.п.

Достоинство технологии с выщелачиванием состоит в том, что в продукционный раствор извлекаются все содержащиеся в руде металлы, в то время, как при традиционном обогащении извлекаются только основные для данного предприятия металлы. Стоимость некоторых теряемых при традиционной технологии компонентов может превышать стоимость полученных титульных металлов.

Экономические результаты вовлечения в эксплуатацию забалансовых руд зависят от объема освоения. Моделируются условия разработки полиметаллического месторожденияю

Если в разработку вовлекаются руды без увеличения производительности рудника:

7 = 1

где Цд - суммарная извлекаемая ценность 1 т руды, ра - содержание металла в руде, доли ед.; s0 - извлечение при обогащении, доли ед.; sM - извлечение при металлургическом переделе, доли ед.; Ц Mi - отпускная цена на свинец и цинк в чушках в 2000г., руб.; п- количество видов металлов.

Цдръ = 0,01- 1,05 • (1-0,35) • 0,81 -0,94 • 12136 = 63,07 р./т; Цд2п = 0,01 • 2,5(1- 0,35) • 0,84 • 0,945 • 15389 = 198,52 р./т;

1ЦД1 = 63,07 + 198,52 = 261,59 руб./т. прибыль (убытки) на 1 т металла рудника за год:

П (У) Ц Mi С 777 С о С тр См , где С 777 - себестоимость товарной продукции, руб.; С0 - себестоимость обогащения, руб.; С тр и См - затраты на транспортирование до завода и затраты на металлургический передел,

И (У) = 9481,29 - 8917 - 54,8 - 295,1 - 1944 = -1792,21 тыс. руб.

Извлекаемая ценность забалансовых запасов {Цдз):

п

Цдз =о,01Х«,/^7/(л//; /

ЦдзРЬ = 0,01 • 0,5 (1—0,35) 0,81 • 0,94 • 12136 = 30,03 р./т; Цдз 7п= 0,01 • 0,85 (1—0,35) 0,84 • 0,945 • 15389 = 67,13 р./т;

Цдз = 30,03 + 67,13 = 97,2 р./т . При годовом объеме добычи А 6=100 тыс. т руды в год, извлекаемая ценность добытой рудной массы Ц д б = 261,59 р./т, Ц д з = 97,2 р./т, при условии включения в добычу забалансовых руд 20 % от общей добычи с содержанием условного металла 1,24 %:

Цд =-^—^-100, р./т;

261,59(1-0,2)+ 0,2-97,2

Цд =-^----—100 = 228,71 р./т.

0 100

Добыча по конечному продукту уменьшается:

228 71

А'= А*-— = 0,87Аб или на 12,6 %.

261,59

Затраты на добычу и переработку: С д б = 243,4 + 48,33 = 291,73 р. Себестоимость по варианту:

Сд= (В X) + УПР /Аг+ С„ = (170,1 • 0,874) +73,3 + 48,33 = 270,26 р./т.

Экономия от вовлечения в эксплуатацию забалансовых руд за счет снижения текущих затрат не обеспечивается:

Э = ['гт)б (Цд - сд)~ (Цдб - Сдб ) =

Цд

ОАО ^ о

= -?—(228,71 - 270,26)- (261,59 - 291,73)= -17,38

228,71

или 17,38 • 100 = -1738 тыс. р./год.

Эффект вовлечения заключается в удлинении срока жизни рудника с увеличением извлекаемой ценности продукта:

ЭсЛ=Т(Цд-Сд)А 1 ,-Т(Цдб-Сдб)Аб--- ,

1 (1+ ЕНУ 1 (1 + Е„Уб

где ? б и I- срок отработки при базовом и новом вариантах, лет.

(228,71 - 270,26)100 (261,59 - 291,73)100

Эгп = ---------= 213 тыс. р. ;

6,74 7,47

<2

—-Т = Ю леЩ I =--т— —-^- = 12,

Аб

где - базовый срок жизни рудника, лет; 1- новый срок жизни рудника, лет.

Эффект продления срока использования производственных фондов:

^ 1 647,5 -10-20 1 ^ Л„

Эск =Е„ФЛ*а-=---0,15-= 14,07 руб./т.

(1 + Етуе 100'12 !Д5

Эта экономия не компенсирует ущерб, поэтому вовлечение в эксплуатацию 20 тыс. т забалансовых руд без увеличения производственной мощности неэффективно.

Если при вовлечении в эксплуатацию забалансовых руд добыча увеличивается, например, на 20 % или 120 тыс. т в год, затраты на погашение геолого- разведочных и горно-подготовительных, себестоимость добычи уменьшается:

1 + q

где (р - коэффициент, учитывающий долю условно-постоянных затрат в себестоимости добычи и переработки руды; С „ - затраты на погашение геолого- разведочных работ, амортизацию основных фондов, горноподготовительные и нарезные работы и отбойку руды, р./т; ц - доля увеличения производительности предприятия по рудной массе за счет отработки забалансовых запасов.

С л = 291,73 - 0,41 • 291,73 —----20,17 = 254,99.

1,2 1,2

Эффект у производителя за счет увеличения объема производства:

Цдб

Сд=Сдб-(р\ 1- /АСдб ~ Сп—— р./т,

ф

Э1~Э2 = Сдб +Ен~Г

Аб

Ф + АК

Сл+Ь ---г

Цд

где Э] - эффект снижения текущих затрат у производителя, р./т; Эг - эффект повышения эффективности капиталовложений, р./т; ДК - дополнительные капитальные вложения на повышение полноты и комплексности использованию запасов, руб.

Э1 -Э2 =291,73 + 0,15--

0,1

73 .....77,7^261,59

254,99 + 0,15

234,2

= 8,9

V 0,12;

или по приведенным затратам: 8,9 -0,12= 1,06 млн р. в год.

Извлекаемая ценность добытой рудной массы при увеличении производственной мощности:

Дае261,59 +0,2-97,2 = 234>2

\ + ц 1,2

Результаты моделирования экономических последствий вовлечения в разработку забалансовых запасов сведены в табл.1.

Результаты анализа состояния добычи металлов из забалансовых

запасов позволяют утверждать, что процесс перевода металлов из металло-содержащих руд в раствор адекватен и управляем, а технология выщелачивания забалансовых руд может быть эффективной при соблюдении определенных для каждого месторождения соотношения объемов добычи балансовых и забалансовых руд и параметров производственных процессов.

Таблица 1

Экономические последствия вариантов_

Условное Базо-вый С вовлечением забалансовых

Показатель обозначение вариант запасов

без увеличения объе- с увеличением объемов

мов

1. Годовой объем добычи, млн т Аг 0,1 0,1 0,12

2. Содержание металла в балансо-

вых запасах: СХбг

свинец 1,05

цинк 2,5

3. Содержание металла в забалансо-

вых запасах: а,

свинец 0,5 0,5

цинк 0,85 0,85

4. Отпускная цена металла, руб./т:

свинец Цм 12136 12136 12136

цинк 15389 15389 15389

5. Извлекаемая ценность 1 т балан- цд

совой руды, руб. 261,59 228,71 234,2

6. Извлекаемая ценность 1 т заба- Цдз

лансовой руды, руб. - 97,2 97,2

7. Затраты на добычу и переработку 1 т руды, р. С дб 291,73 270,26 254,99

8. Финансовые результаты добычи

руды, р./т -30,14 -41,55 - 20,79

9. Экономия за счет разработки за- э

балансовой руды, р./т - -11,41 +9,35

10. Экономия с учетом приведения затрат, р./т э СП -50,42 +8,9

Выводы

Интересам ресурсо- и природосбережения при использовании недр в большей мере отвечает комбинированная технология, позволяющая извлекать часть балансовых руд для заводской переработки, и усреднять содержание забалансовых руд до приемлемого с точки зрения выщелачивания значения.

Подземное выщелачивание металлов из забалансовых руд является перспективным направлением упрочнения сырьевой базы горно-метал-лургической отрасли и улучшении экономики горнодобывающих предприятий в условиях рынка.

Список литературы

1. Freeman А. М., Herriges J. A., Kling С. L. The measurement of environmental and resource values// Theory and methods. New York, USA : RFF Press. 2014. P.325.

2.Harris J. M., Roach B. Environmental and Natural Resource Economics. A Contemporary Approach. M. E. Sharpe, Inc., Armonk, New York. 2013. P.246.

3. Голик В.И., Разоренов Ю.И. Проектирование горных предприятий// Новочеркасск. 2007. 262 с.

4. Физико-химическая геотехнология / В. Ж. Арене [и др.] // М.: Горная книга. 2010. 574 с.

5. Подземное и кучное выщелачивание урана, золота и др. металлов / под ред. М. И. Фазлуллина. М. : ИД «Руда и Металлы», 2005. Т. 1, 2.

6. Шеметов П. А., Глотов Г. Н. Теоретические основы автоматизированных систем геотехнологии подземного выщелачивания урана // Горный журнал. 2011. № 11. С. 35-40.

7. Dubinski J. Sustainable Development of Mining Mineral Resources // J. Sustain. Min. 2013. Vol. № 1. P. 1-6.

8. Capilla A. V., Delgado A. V. The destiny of the earth's mineral resources. London : World Scientifi с Publishing Co. Pte. Ltd. 2015. P.235.

9. Randolf E., Miller Sh., Miller G. Minimizing acid consumption in mixed oxide/supergene and sulfide heap leach // Proceedings of the 3rd International Conference on Heap Leach Solution. 2015. Lima. P.67-75.

10. Golik V.I., Bryuhoveckij O.S., Gabaraev O.Z. Tekhnologii svoeniya mestorozhdenij uranovyhrud. Moskva: Izdatel'stvo RGGU. 2007. 131 s.

11. Bubnov V.K., Spirin EH.K., Golik V.I., i dr. Teoriya i praktika dobychi poleznyh iskopaemyh dlya kombinirovannyh sposobov vyshchelachiv-aniya. Celingrad: ZHana-Arka. 1992. 545 s.

12. Bubnov V.K., Golik V.I., Kapkanshchikov A.M. i dr. Aktual'nye vo-prosy dobychi cvetnyh, redkih i blagorodnyh metallov. Akmola. 1995. 601 s,13.Jordens Adam, Cheng Ying Ping, Waters Kristian E. A review of the bene-ficiation of rare earth element bearing minerals//Minerals Engineering. 2013. Vol.41. P.97-114.

14. Matthews T. Dilution and ore loss projections: Strategies and considerations //SME Annual Conference and Expo and CMA 117th National Western Mining Conference-Mining: Navigating the Global Waters. Denver, United States. 2015. P.529-532.

15. Голик В.И. Специальные способы разработки месторождений. Москва: ИНФРА-М. 2014. 132 с.

16. Ляшенко В.И., Колоколов О.В. Совершенствование технологии подземного выщелачивания при разработке рудных месторождений сложной структуры // Науковий вюник НГУ. 2006. № 7. С. 11-17.

17. Haifeng Wang, Yaqun Не, Chenlong Duan, Yuemin Zhao, Youjun Tao, Cuiling Ye. Development of Mineral Processing Engineering Education in China University of Mining and Technology // Advances in Computer Science and Engineering. AISC 141. Springer-Verlag, Berlin Heidelberg. 2012. P. 77-83.

18. Sinclair L., Thompson J. In situ leaching of copper: Challenges and future pro spects//Hydrometallurgy. 2015. T.157. P. 306-324.

19. Каплунов Д.P., Рыльникова M.B., Радченко Д.Н. Расширение сырьевой базы горнорудных предприятий на основе комплексного использования минеральных ресурсов месторождений//Горный журнал. 2013. №12. С. 29-33.

20. Шелкунова Т.Г. Экономическое обоснование разработки забалансовых руд: сб. научные труды аспирантов, соискателей и преподавателей экономического факультета «Современные проблемы рыночного реформирования экономики». Владикавказ. 2005. С.45-52.

Голик Владимир Иванович, д-р техн. наук, проф., у./'.golik@,mail.ru, Россия, Владикавказ, Северо-Кавказский государственный технологический университет,

Разоренов Юрий Иванович, д-р техн. наук, проф., ректор, yiri1963(a),mail.ru, Россия, Владикавказ, Северо-Кавказский государственный технологический университет,

Захаров Евгений Иванович, д-р техн. наук, проф., galinastas@mail.ru, Россия, Тула, Тульский государственный университет,

Сарычев Владимир Иванович, д-р техн. наук, doif., galma_stas@inail.ru, Россия, Тула, Тульский государственный университет

THE DEVELOPMENT OF OFF-BALANCE SHEET RESERVES OF METAL ORES V. I. Golik, Yu. I. Razorenov, E.I. Zaharov, VI. Sarychev

The prospects for the leaching of metals from off-balance sheet reserves without extracting them to the surface. The method is based on the principle of combining the technologies of the mine in the traditional way and underground leaching with selective extraction of parts of balance ores and education is required for loosening of the compensation space for leaching off-balance sheet reserves.

Key words: ore, mine, off-balance sheet reserves, leaching, metal, underground mining.

Golik Vladimir Ivanovich, Doctor Technical Science, Full Professor, vigolik @.mail.ru, Russia, Vladikavkaz, North-Caucasian State Technological University,

Golik Vladimir Ivanovich, Doctor Technical Science, Full Professor, vi golik @.mail.ru, Russia, Vladikavkaz, North-Caucasian State Technological University,

Zaharov Evgenyi Ivanovich, Doctor of Science, Full Professor, ecology tsu tulaCa), mail.ru, Russia, Tula, Tula State University,

Sarychev Vladimir Ivanovich, Doctor of Technical Science, Professor, sarychevy @mail.ru, Russia, Tula, Tula State University

Reference

1. Freeman A. M., Herriges J. A., Kling C. L. The measurement of environmental and resource values// Theory and methods. New York, USA : RFF Press. 2014. R.325.

2.Harris J. M., Roach B. Environmental and Natural Resource Economics. A Contemporary Approach. M. E. Sharpe, Inc., Armonk, New York. 2013. R.246.

3. Golik V.I., Razorenov lu.I. Proektirovanie gornyh predprija-tij// Novocherkassk. 2007. 262 s.

4. Fiziko-himicheskaja geotehnologija / V. Zh. Arens [i dr.] // M.: Gornaja kniga. 2010. 574 s.

5. Podzemnoe i kuchnoe vyshhelachivanie urana, zolota i dr. metallov / pod red. M. I. Fazlullina. M. : ID «Ruda i Metally», 2005. T. 1, 2.

6. Shemetov P. A., Glotov G. N. Teoreticheskie osnovy avtomatizi-rovannyh sistem geotehnologii podzemnogo vyshhelachivanija urana// Gornyj zhurnal. 2011. № 11. S. 35-40.

7. Dubinski J. Sustainable Development of Mining Mineral Resources //1. Sustain. Min. 2013. Vol. № 1. P. 1-6.

8. Capilla A. V., Delgado A. V. The destiny of the earth's mineral re-sources. London : World Scientifi c Publishing Co. Pte. Ltd. 2015. R.235.

9. Randolf E., Miller Sh., Miller G. Minimizing acid consumption in mixed ox-ide/supergene and sulfide heap leach // Proceedings of the 3rd International Conference on Heap Leach Solution. 2015. Lima. R.67-75.

10. Golik V.I., Bryuhoveckij O.S., Gabaraev O.Z. Tekhnologii svoeniya mestorozh-denij uranovyh rud. Moskva: Izdatel'stvo RGGU. 2007. 131 s.

11. Bubnov V.K., Spirin EH.K., Golik V.I., i dr. Teoriya i praktika dobychi poleznyh iskopaemyh dlya kombinirovannyh sposobov vyshchelachivaniya. Celingrad: ZHana-Arka. 1992. 545 s.

12. Bubnov V.K., Golik V.I., Kapkanshchikov A.M. i dr. Aktual'nye voprosy dobychi cvetnyh, redkih i blagorodnyh metallov. Akmola. 1995. 601 s,13.Jordens Adam, Cheng Ying Ping, Waters Kristian E. A review of the beneficiation of rare earth element bearing minerals//Minerals Engineering. 2013. Vol.41. P.97-114.

14. Matthews T. Dilution and ore loss projections: Strategies and considerations //SME Annual Conference and Expo and CMA 117th National Western Mining Conference-Mining: Navigating the Global Waters. Denver, United States. 2015. P.529-532.

15. Golik V.I. Special'nye sposoby razrabotki mestorozhdenij. Moskva: INFRA-M. 2014. 132 s.

16. Ljashenko V.I., Kolokolov O.V. Sovershenstvovanie tehnologii podzemnogo vyshhelachivanija pri razrabotke rudnyh mestorozhdenij slozhnoj struktury // Naukovij visnik NGU. 2006. № 7. S. 11-17.

17. Haifeng Wang, Yaqun He, Chenlong Duan, Yuemin Zhao, Youjun Tao, Cuiling Ye. Development of Mineral Processing Engineering Education in China University of Mining and Technology // Advances in Computer Science and Engineering. AISC 141. Springer-Verlag, Berlin Heidelberg. 2012. P. 77-83.

18. Sinclair L., Thompson J. In situ leaching of copper: Challenges and future pro spects// Hydrometallurgy. 2015. T.157. R. 306-324.

19. Kaplunov D.R., Ryl'nikova M.V., Radchenko D.N. Rasshirenie syr'evoj bazy gornorudnyh predprijatij na osnove kompleksnogo ispol'zovanija mineral'nyh resursov mes-torozhdenij//Gornyj zhurnal. 2013. № 12. S. 29-33.

20. Shelkunova T.G. Jekonomicheskoe obosnovanie razrabotki zaba-lansovyh rud: cb. nauchnye trudy aspirantov, soiskatelej i prepodavate-lej jekonomicheskogo fakul'teta «Sovremennye problemy rynochnogo re-formirovanija jekonomiki». Vladikavkaz. 2005. S.45-52.

УДК 004.75:622

СОВРЕМЕННЫЙ ПОДХОД К ОЦЕНКЕ НЕСУЩЕЙ СПОСОБНОСТИ ВОДОПРОПУСКНЫХ ТРУБ В ДОРОЖНЫХ НАСЫПЯХ ДЛЯ ПОВЫШЕНИЯ НАДЕЖНОСТИ КОНСТРУКЦИИ И ОБЕСПЕЧЕНИЯ БЕЗОПАСНОСТИ ДВИЖЕНИЯ

К.А. Головин, В.И. Сарычев, И.И. Воронцов

Выполнен расчет несущей способности стальных водопропускных труб в дорожных насыпях на основании метода начальных параметров. Показано, что применение стальных труб в условиях повышенной агрессивности среды требует оценки изменения их несущей способности с течением времени. Определен допустимый срок эксплуатации водопропускных тоннелей из стальных труб.

Ключевые слова: водопропускной трубопровод; расчет несущей способности; метод начальных параметров; дорожные насыпи; полотно дороги.

При проектировании и строительстве подземных коммуникаций под дорогами, руслами рек, зданиями, сооружениями ключевым вопросом является обеспечение необходимой устойчивости массивов и несущей способности подземных сооружений, обеспечивающей надежную и безопасную эксплуатацию объектов на поверхности.

С точки зрения технологии строительства существует целый ряд отработанных технологий, позволяющих осуществлять, например, прокладку трубопроводов без нарушения функционирования объектов на поверхности [9-13]. К ним относятся технологии бестраншейной прокладки трубопроводов, включающие технологии прокола, продавливание стальных футляров, горизонтально направленное бурение, микротоннелирова-ние. При всех указанных технологиях прокладка трубопроводов происходит без нарушения вмещающих массивов, а в случае горизонтально направленного бурения и прокола вмещающий массив даже несколько упрочняется за счет уплотнения при прокладке трубопровода с расширением диаметра предварительно пройденной пилотной скважины.