Реферат: Проект вскрытия и разработки Кадали-Макитской террасы

1.1 Общие ведения о районе месторождения

Месторождение золота погребенной россыпи реки Хомолхо (Кадали-Макитская терраса) находился в Бодайбинском районе Иркутской области Рос­сийской Федерации в 140 км северо-восточнее от города Бодайбо. Месторождение расположено на освоенной территории на рас­стоянии 40 км от административного центра – посёлка Кропоткин. В близи месторож­дения проходит грунтовая автодорога Бодайбо-Кропоткин-Хомолхо и ЛЭП-110 Кв. Расстояние до ближайшей железнодорожной станции Таксимо (БАМ)

450 км.

Основной завоз грузов для предприятий и населения района производится в летнее время водным путем протяженностью около 1100 км от железнодорожной станции Усть-Кут (порт Осетрово) по реке Лене до реки Витим и по реке Витим до Бодайбо. Часть грузов круглогодично доставляется по автодороге Таксимо - Бодайбо протяженностью 220 км.

Между городами Бодайбо и Иркутском имеется воздушное круглогодичное сообщение. Самолеты типа АН-24 и АН - 26 осуществляют перевозку пассажиров и части необходимых технических и продовольственных грузов Доставка грузов от Бодайбо до золотодобывающих предприятий производится по грунтовой дороге, связывающей все крупные золотодобывающие предприятия района.

Снабжение электроэнергией предприятий района осуществляется от Мамаканской ГЭС, установочной мощностью 86 тыс.кВт, а также через

ЛЭП -220 ( Таксимо-Бодайбо) государственной энергосистемы. От поселка Кропоткин до месторождения электроэнергия подается по ЛЭПу 35 кВ, проложенной вдоль автомобильной дороги.

Ближайшим населенным пунктом от месторождения является поселок Кропоткин, связанный с месторождением грунтовой дорогой протяженностью 40 км.

В посёлке Кропоткин ( 2.9 тыс. жителей) размещено ЗАО ”Светлый”, администрация поселка, почтовое отделение, медицинская амбулатория, школа и другие культурные и общественные учреждения.

Непосредственно через месторождение проходила автодорога круглогодичного пользования Бодайбо-Перевоз, в 2000-ом г. она перенесена за пределы границ горных работ.

Промышленно-бытовая база отработки месторождения сосредоточена в поселке Кропоткин.

В 2000 -ом году опытно-промышленные работы велись вахтовым способом, дальнейшая эксплуатация россыпи реки Хомолхо также планируется вахтовым способом с промышленно-бьгговой базы ЗАО ” Светлый”.

ЗАО ”Светлый” обеспечен в необходимом для полной отработки россыпи реки Хомолхо количестве и ассортименте землеройным, погрузочным, горно-транспортным и энергетическим оборудованием, имеет достаточную для стабильной золотодобычи.

1.2 Климат района

Климат района резко континентальный с суровой продолжительной
зимой и коротким теплым летом. Среднегодовая температура составляет минус 6 градусов с колебаниями температур от минуса 55 до плюс 35 градусов.

Таблица 1.2 – Месячная температура воздуха.

Среднегодовое количество осадков варьирует от 250 до 350 мм, более 70% их приходится на теплый период года

Снег выпадает в конце сентября и сходит в конце мая начале июня. Мощность снегового покрова изменяется от 0.1 до 0,7 м на водоразделе до 1.5 м на склонах и в долинах.

Ледостав приходится на октябрь, ледоход на май. Отрицательная средняя температура, развитие мощного темно-лишайного покрова приводит к формированию островной многолетней мерзлоты мощностью от 200 до 250 м на водоразделах и 80 -100 м в долинах водотоков. Глубина сезонного оттаивания грунтов не превышает 1.5 - 2.5 м.

1.3 Гидрология района месторождения

Гидросеть района (реки Хомолхо с притоками) принадлежит бассейну реки Жуй. Водный режим речной сети типично горный с паводками в период снеготаяния, проливных и продолжительных дождей. В засушливое время расход воды сокращается, мелкие водотоки нередко пересыхают.

Расход воды в реки Хомолхо в теплый период составляет от 0.5 до 2.5 м³/секунду, а в ручье Кадали-Макит, правом притоке руки Хомолхо, от 0.1 до 0.6 м ³ /сек, протяженность которого составляет 8 км.

Рельеф района среднегорный, с абсолютными отметками вершин водоразделов от 500 до 1400 метров.

2 Геологическая часть.

2.1 Геологическая характеристика района и месторождения.

Россыпное месторождение золота реки Хомолхо (Кадали-Макигская терраса) приурочено к зоне сочленения Каменской антиклинали и Таранахской синклинали, сложенных сланцами хомолхинской свиты.Рыхлые четвертичные отложения представлены доледниковым элювием, аллювием и ледниковыми образованьями.

Район россыпи расположен в центральной части Патомского нагорья.

Рельеф бассейна верхнего течения реки Хомолхо сформирован в результате проявления эрозионно-денудационных и аккумулятивных процессов.

Среди четвертичных рыхлых образований выделяются верхние четвертичные ледниковые, озерно - и водно-ледниковые отложения, представленные илами с валунами, галечниками, песками и щебнисто-галечными илами. Верхне четвертичный аллювий слагает террасы уровня от 5 до 25м, и представлен галечниками, песками, суглинками, галечно-валунными отложениями. Современные четвертичные отложения определяет пойменный и русловой аллювий. Это песчаные отложения с переменным содержанием гальки и линз галечников. Коренные источники формирования россыпей бассейна верхнего течения реки Хомолхо связаны с золоторудными кварцево-сульфидиыми зонами.

Современная долина реки Хомолхо характеризуется широкой долиной с развитием узкой (100-200м) поймы и аккумулятивных надпойменных террас высотой 4-6 м (ниже устья реки Имнях). В поперечном сечении долина отчетливо асимметричная с крутым коренным левым бортом. Правый борт относительно пологий. Он представлен выположенным (6-8 градусов) аккумулятивным увалом шириной до 2.5 км, который сменяется далее пологим (увалом) с маломощным (до 3-4 м) покровом рыхлых отложений шириной 200-500 м. Затем этот увал переходит в коренной борт долины.

Погребенный рельеф представлен террасой высотой 20м в южной части месторождения включая россыпь золота, которая отрабатывалась гидравликой в 1949-72 г.г., и глубоким тальвегом, к которому приурочена погребенная россыпь реки Хомолхо ( Кадали-Макитская терраса).

В северной части отмечается погребенная терраса высотой 6-8 м, отделяющая погребенный тальвег от тальвега современной долины реки Хомолхо.

Коренной плотик погребенного тальвега сложен “мягкими” углеродистыми, сланцами и алевролитами , участками с тонкими прослоями кварцевых песчаников.

Поверхность тальвега пологоволнистая, участками нарушена западинами и гребнями высотой 0.5-3.0 м и шириной 10-40м. Ширина тальвега до 400 м. Его днище располагается на высоте равной уровню современного русла реки Хомолхо.

Элювиальные отложения россыпи сложены щебнем сланцев с примесью песка, гравия, мелкой гальки. Количество щебня вверх по разрезу постепенно уменьшается.

Аллювий определяет серые гравийно-песчанистые галечники. Заполняющая масса представлена среднезернистыми слюдистыми песками. Гравий состоит, в основном из обломков сланцев, в значительном количестве встречаются обломки кварца.

Галька и валуны представлены в основном сланцами и песчаниками, отмечаются известняки. По размерам преобладает мелкая и средняя галька до 10 см.

Количество валунов со средними размерами 20-25 см иногда до 50-60 см не превышает 10%.

Минералогическим анализом в аллювии установлены ильменит

(60-95% шлиха), в меньших количествах лейкоксен, лимонит, пирит. Мощность аллювия 1.0-12.0м.

Аллювий перекрыт мощной толщей ледниковых отложений. По составу
это темно-серые и серые иловато-песчаные валунно-галечные
отложения. Галька и валуны слабо и неокатаиные, нередко утюгообразной
формы. По составу галька представлена на 80-90% местными породами
(известняки, песчаники, сланцы) и экзотическими породами (граниты).
Вмещающая масса - известковистые и не известковистые иловатые средне- и
мелкозернистые пески с примесью гравия. В линзах мощностью до 3-3.5 м отмечаются илистые пески и илы с редкой галькой и валунам, и общая мощность ледниковых отложений варьирует от 9 до 30 м.

Длина промышленной россыпи 1380 м, средняя ширина 308 м, россыпь залегает на глубине 15-29.2 м.

Усредненный типовой разрез рыхлых отложений (снизу-вверх) представлен в следующем виде:

1. Продуктивный пласт: элювий коренных пород, древний аллювий представлен галечниками , характеризуется содержанием валунов 8-10% и мощностью до 6 м.

2. Продуктивные отложения перекрывают ледниковые серые иловато - песчаные валунно-галечные отложения мощностью до 25 метров. Наибольшим включением валунов отличаются мореные отложения 10%.

Плотик россыпей слабоволнистый , западения небольшие от 0.5 до З м, сложен

переслаивающимися разрушенными углеродистыми сланцами и алевролитами.

Пески относятся к среднепромывистым.

2.2 Физико-механические свойства пород россыпи.

Торфа

Мощность торфов варьирует от 4.0 до 33.0 м и в среднем по россыпи составляет 24.0 м. Все торфа поражены многолетней мерзлотой с сезонными колебаниями температуры горных пород от -5 до -7 градусов в холодный период и от -1.5 до – 2.5 градусов теплое время. Торфа представлены темно-серыми и серыми иловато - песчаными валуна -галечными отложениями.

Гальки и валуны представлены сланцами, песчаниками и известняками. Валунистость и льдистость незначительные, категория пород торфов составляет: 111= 50%; 1V =50%.

Пески

Золотоносный пласт представлен темно-серыми галечниками с валунами (до 8-10%). Обломочная часть представлена галькой и валунами местных подстилающих пород.Максимальный размер валунов редко превышает 1.0 м в поперечнике. Сортировка отложений слабая, местами отмечается уменьшение размеров гальки к верхней части песков. Средний гранулометрический состав галечников по данным опытно-промышленной эксплуатации следующий:

Таблица 2.2 - Результаты ситового анализа песков

Мощность золотоносного пласта по данным буровых работ варьирует от

0.4 до 4..2 м. Содержания золота изменяются от 0.229 г/м³ до 18.901 г/м³ .

Глубина проникновения золота в породы плотика составляет 0.2м, реже 0.4-1.2м. Категория пород слагающих пески: 111 = 25%; 1V =75%.

Пески легко и среднепромывистые.

3. Мерзлотная обстановка россыпи

Месторождение входит в Витимско-Патомскую гидрогеологическую складчатую область, характеризующуюся широким площадным распространением многолетней мерзлоты. Мощность мерзлоты изменяется от 50-100 м на склонах и д о 100-270 м на водоразделах. Мерзлотой поражены практически все элементы рельефа на полную мощность рыхлых отложений.

Установленная по данным бурения средняя мощность мерзлоты в рыхлых отложениях, намеченные к отработке блоки составляет 22.6 м. Мощность сезонного оттаивания составляет от 0.5 до 1.5м, средняя 1.0 м.

Оттаивание деятельного слоя начинается в середине мая, промерзание в октябре.В талом состоянии, за контуром подсчитанных запасов, находятся под русловые участки нижней поймы и частично первой надпойменной террасы ручъя Кадаля-Макит. Ширина таликовой зоны около 70м. Преобладающее влияние на оттаивание и промерзание грунтов оказывает снеговой, растительный и мохо-торфяной слой, которые и определяют интенсивность и глубину сезонного протаивания грунтов.

В результате разведочных работ установлено, что контур промышленных запасов золота проходит, в основном, по мерзлым породам и с учетом сезонного оттаивания, составляет 99% от общего объема горной массы.

2.4 Полезные ископаемые

Золото желтого цвета, пластинчатое, чешуйчатое. Пробность по данным аффинажа 0.845. По данным расситовок гранулометрический состав золота следующий:

Таблица 2.4 - Результаты ситового анализа золота

Таким образом, золото россыпи мелкое с количеством фракций менее 0.85мм 74.7%

2.5 Подсчет запасов

Золотоносная россыпь реки Хомолхо (Кадали-Макитская терраса) по геолого-геморфологической характеристике, характеру распределения золота, своим масштабам согласно инструкции ГКЗ по применению классификации запасов к россыпным месторождениям (ГКЗ , 1997г.) относится к Ш группе геологической сложности. Это невыдержанная по ширине и мощности, с неравномерным распределением золота россыпы. Для подготовки запасов категории С - 1 для данной группы месторождений рекомендуется разведочная сеть 200 х 20 - 10 м, что фактически достигнуто в процессе разведочных работ 1995 -1999 г.г..

Подсчет запасов осуществлен способом геологических блоков. что соответствует методике разведки и природным характеристикам россыпи. Запасы оконтурены на плане геологоразведочных работ масштаба 1: 2000 и геологических разрезах, составленных в масштабе: вертикальный 1 : 100 и горизонтальный 1 : 500.

Подсчет запасов выполнен по кондициям , полученным технико-экономическим расчетом:

-минимально-промышленное содержание золота в блоке 1.211 г/м³ ;

-минимальное содержание в оконтуривающей выработке в плане

0.605 г/м³;

-минимальное содержание для оконтуривания пласта по вертикали -0.1 г/м³;

-минимальная мощность пласта -0.8 м

2.5.1 Подсчет балансовых запасов

Подсчет балансовых запасов выполняется линейным способом.

Подсчет производим по блоку 4С.

Запас песков в блоке

V^блn=(V₁+V₂)*L_БЛ/2=(569,45+837,78)*260 / 2=182940 м³,

где V₁-линейный запас песков по первой буровой линии,V₁=569.45 м²,

V₂-линейный запас песков по второй буровой линии,V₂=837,78 м²,

L_БЛ- длина блока,L_БЛ=260 м.

Средняя мощность песков в блоке

m_ср,п =(V₁+V₂)/L_J=(569.45+837.78) / 704=2 м,

где L_j- линия влияния скважин по двум буровым линиям, L_j=740 м.

Запас торфов в блоке

V^бл_т=(V₃+V₄)*L_БЛ/2=(8669,2+8372,1)*260 / 2=2215369 м³,

где V₃-линейный запас торфов по первой буровой линии,V₁=8669,2 м²,

V₄-линейный запас торфов по второй буровой линии,V₂=8372,1 м²,

Средняя мощность торфов в блоке

m_ср,т =(V₃+V₄)/L_J=(8669,2+8372,1) / 704=24,2 м,

Объем золота в блоке

V^бл_з=(V_1з+V_2з)* L_БЛ/2=(3315,612+3255.9)*260 / 2= 85430 гр.

где V_1з-количество золота в первой буровой линии, V_1з=3315,612 гр,

V_2з-количество золота во второй буровой линии, V₂=3255.9 гр,

Среднее содержание золота в блоке

m^бл_ср,з= V^бл_з / V^блn =85430 / 182940 = 4.6 гр /м³,

Ведомость подсчета балансовых запасов россыпного золота по месторождению приведена в таблице 2.5

Таблица 2.5 -Подсчет геологических запасов блока по буровым линиям 489 и 487

2.5.2 Подсчет эксплуатационных запасов

Для подсчета эксплуатационных запасов необходимо знать потери и разубоживания песков в кровли и в почве.

Расчет потерь и разубоживания в кровли пласта

Стандарт общей изменчивости контура выемки песков в кровле пласта

_____________________ ____________________

G^ок_сл = √ (G_сл )² + (G ^г_сл )² + (i_о /2)² = √ (0.2)² + (0.4)² + (0.2 / 2)² = 0.46 м;

где G_сл -дисперсия случайной изменчивости поверхности кровли эксплуатационного пласта после вскрыши торфов, G_сл = 0.2;

G ^г_сл - дисперсия случайной изменчивости поверхности кровли геологического пласта после вскрыши торфов, G ^г_сл = 0.4;

i_о - интервал опробывания, i_о = 0.2 м;

Показатель рациональной выемки песков в кровли пласта

r _t = (С_б - b) / (C – b) = (0.1 – 0.05) / (3.426 – 0.05) = 0.0148 м;

где С_б- бортовое содержание золота для оконтуривания пласта по вертикали, С_б = 0.1г/м³;

b - содержание в разубоживающих породах, b = 0.05 г/м³;

C - среднее содержание золота в геологических запасах, С = 3.426 г/м³;

Мощность кровли пласта

m_пр = G^ок_сл * cos (3.14 * r _t ) = 0.46 * cos (3.14 * 0.0148) = 0.46 м;

Мощность теряемых песков

h_п = (G^ок_сл / 3.14) * sin (3.14 * r _t) – (m_пр * r _t) = = (0.46 / 3.14) * sin (3.14 * 0.0148) – ( 0.46 * 0.0148) = 0 м;

Мощность кровли пласта

h_р = h_п + m_пр = 0 + 0.46 = 0.46 м;

Потери песков

П_а = h_п * S = 0 * 425000 = 0 м³;

где S - площадь отработки, S = 425 тыс. м²;

Потери золота

Q_з = П_а * С_б = 0 * 0.1 = 0 гр;

Разубоживание песков в кровли пласта

Р_пр = h_р * S = 0.46 * 425000 = 195500 м³;

Расчет потерь и разубоживания в почве пласта

Стандарт общей изменчивости контура выемки песков в почве пласта

_____________________ ____________________

G^оп_сл = √ (G^п_сл )² + (G^п_сл )² + (i_о /2)² = √ (0.2)² + (0.2)² + (0.2 / 2)² = 0.3 м;

где G^п_сл -дисперсия случайной изменчивости поверхности почвы эксплуатационного пласта после вскрыши торфов, G^п_сл = 0.2;

G^п_сл - дисперсия случайной изменчивости поверхности почвы геологического пласта после вскрыши торфов, G^п_сл = 0.2;

Показатель рациональной выемки песков в почве пласта

r _t = (С_б - b) / (C – b) = (0.1 – 0.05) / (3.426 – 0.05) = 0.0148 м;

Мощность почвы пласта

m_з = G^оп_сл * cos (3.14 * r _t ) = 0.3 * cos (3.14 * 0.0148) = 0.3 м;

Мощность теряемых песков

h_пз = (G^оп_сл / 3.14) * sin (3.14 * r _t) ) – (m_з * r _t) = = (0.3 / 3.14) * sin (3.14 * 0.0148) – ( 0.3 * 0.0148) = 0 м;

Мощность почвы пласта

h_з = h_пз + m_з = 0 + 0.3 = 0.3 м;

Потери песков

П_аз = h_пз * S = 0 * 425000 = 0 м³;

Потери золота

Q_зз = П_аз * С_б = 0 * 0.1 = 0 гр;

Разубоживание песков в почве пласта

Р_з = h_з * S = 0.3 * 425000 = 127500 м³;

Общий объем потерь песков

П_о = П_аз + П_а = 0 + 0 = 0 м³;

Общий объем разубоживания песков

Р_о = Р_з + Р_пр =127500 + 195500 = 323000 м³;

Относительный коэффициент разубоживания песков

К_р = (Р_о / V_п) * 100% = (323000 / 1142400) * 100% = 28.3%,

Эксплуатационная мощность песков

m^э_п= m^г_,п + m_пр+ m_з = 1.96 + 0.46 + 0.3 = 2.2 м

где m_пр- мощность предохранительной рубашки, m_пр= 0.46 м;

m_з- мощность задирки, m_з= 0.3 м;

где m^г_,п - средняя геологическая мощность песков, m^г_,п =1.6м ,

Эксплуатационная мощность торфов

m^э_т = m^г_,т – m_пр = 24 – 0.46 = 23.54 м,

где m^г_,т - средняя геологическая мощность торфов, m^г_,т = 24 м ,

Эксплуатационный объем песков

V_п= S_п* L_р = 840 *1360 =1142400 м³,

где L_р- длина россыпи, L_р=1360 м ,

S_п- средняя площадь песков россыпи, S_п= 840 м² ,

S_п= (b^н_п+ b^в_п)* m^пр_п / 2 =(308+310)*2,72 / 2 = 840 м²,

где b^н_п- средняя ширина песков по низу, b^н_п=308 м,

b^в_п- средняя ширина песков по верху, b^в_п=310 м.

Эксплуатационный объем торфов

V_т= S_т* L_р = 7603 *1360 =10340080 м³,

где S_т = (b^н_т+ b^в_т)* m^пр_т / 2 =(310 +336)*23.54 / 2 =7603 м² ,

b^н_т- средняя ширина торфов по низу, b^н_т=310 м,

b^в_т- средняя ширина торфов по верху, b^в_т=336 м.

Коэффициент вскрыши

К_в= V_т / V_п=10340080 /1142400 = 9

Объем золота

Эксплуатационная мощность песков составляет 2.72 м, из них пески 1.96 м (71.8% ) с содержанием 3.426 г/м³, и разубоживанных песков 0.76 (28.3%) с содержанием 0.05 г/м³,

V_з = V_п * [((m^г_,п * С) + (К_р * b))] =

= 1142400 * [((0.718 * 3.426) + (0.283 * 0.05) ] = 2826.3 кг

3 Горная часть

3.1 Исходные данные для проектирования

3.1.1 Выбор способа разработки.

В зависимости от типа горных машин, используемых для выемки и транспортировки песков, различают следующие способы разработки: подземный, дражный, гидравлический, скреперно-бульдозерный, экскаваторный.

Подземный способ:

Из всех способов разработки наиболее трудоемким, дорогостоящим является подземный. Подземный способ разработки целесообразно применять в следующих условиях, где четко выдержанный и выраженный пласт, глубина залегания более 15 м, высокое содержание золота 10-12г/м³.

Дражный способ:

Современные многоковшовые драги представляют собой относительно сложные и дорогостоящие комплексы с высокой степенью механизации и поточности технологических процессов и обеспечивают достижение наиболее высоких технико-экономических показателей по сравнению с другими способами разработки.

Многоковшовые драги целесообразно применять для разработки пород практически любой крепости и состава за исключением весьма валунистых и крепко сцементированных пород и вязких глин.

Наиболее рационально многоковшовые драги применять для разработки водоносных пойменных и больших ключевых россыпей с небольшим уклоном.

Дражный способ неэффективен по соображениям сравнительно большого уклона террасы, и 100%-ной пораженности массива многолетней мерзлотой и незначительного срока эксплуатации месторождения.

Гидравлический способ:

При гидравлическим способе применяются сравнительно простое оборудование (гидромониторы, насосы, землесосы, гидроэлеваторы, трубы) и

процесс обогащение песков существенно упрощается, так как на промывку поступает хорошо дезинтегрированные и размытые пески.

Так же характерен небольшой штат рабочих и относительно высокие технико- экономических показателей.

Эти особенности позволяют при благоприятных условиях залегания россыпи и наличии дешевой напорной воды обеспечить относительную низкую себестоимость металла.

К недостатком гидравлической разработки следует отнести значительный расход электроэнергии, ограниченность применения способа и сезонность работ.

Гидравлический способ целесообразно для разработки террасовых, увальных, верховых, ключевых и реже долинных россыпей с ограниченным притоком подземных и поверхностных вод. С увеличением притока разработка усложняется, а себестоимость добычи повышается. Себестоимость добычи при разработке пойменных россыпей увеличивается вследствие увеличения стоимости осушения и транспортирования, но сохраняют основные преимущества этого способа: небольшие капитальные вложения и простота оборудования. Запасы россыпей, которые можно разрабатывать гидравлическим способом, изменяются в широких пределах. Эти сроки зависят от капиталовложений, необходимых для разработки россыпи и наличие разведанных запасов вблизи прииска. Если необходимо строить линию электропередачи значительной протяженности и поселок; то следует выдерживать сроки существования разреза не менее 10-12 лет.

Гидравлический способ применять не целесообразно из-за 100%-ной мерзлоты, большой глубины россыпи и коротким сроком отработки.

Скреперно-бульдозерный способ:

Бульдозеры и скреперы имеют простую и надежную конструкцию, удобны в управлении, обслуживаются одним человеком и имеют высокую производительность при разработке легких, средней плотности и тяжелых разрыхленных пород.

Бульдозерно-скреперный способ разработки не требует больших капитальных затрат и характеризуется малым дельным расходом электроэнергии.

К достоинству следует отнести их высокую маневренность, возможной быстрой перебазировки с одного участка на другой.

Недостатки: заметное снижение производительности при повышении валунистости разрабатываемых пород и увеличенном расстоянии их транспортирования, зависимость работ от климатических условий и высокая трудоемкость ремонтных работ.

Бульдозерно-скреперный способ разработки применить невозможно из-за больной глубины россыпи (до 33 м) и большой длине транспортировки пород.

Экскаваторный способ:

При использовании одноковшовых экскаваторов разработка может производится как с применением транспорта, так и без него.

Для транспортирования песков к промывочным установкам, а торфов в отвал

в качестве транспортных средств используют автосамосвалы, ленточные конвейеры и гидравлический транспорт.

Экскаваторный способ обеспечивает возможность применения высокопроизводительных экскаваторов с небольшим радиусом разгрузки и рационального размещения отвалов торфов, а на стационарных промывочных установках можно использовать любое обогатительное оборудование. Однако перевозка песков и торфов требует больших затрат.

При бестранспортной технологии вскрышные работы выполняют драглайном, обеспечивает перевалку вскрышных пород в выработанное пространство.

При глубине россыпи до 33 м и шириной в среднем 308 м наиболее выгодно разрабатывать экскаваторным способом ,с применением транспортной или бестранспортной технологии, и с применением буровзрывных работ.

Для того чтобы определить какая схема наиболее выгодней нужно определить приведенные затраты по каждой схеме.

Транспортная технология вскрыши.

В основу вскрышных комплексов следует включить экскаватор ЭКГ- 5А, по

стоимости и по своим параметрам наиболее соответствует горнотехническим условиям эксплуатации месторождения.

Транспортирование торфов в отвал осуществляют автосамосвалы

Белаз –540 А (принят проектом).

Вскрыша торфов на верхнем горизонте массива многолетнемерзлых пород выполняется бульдозерно-рыхлительными агрегатами (ДЗ –141 ХЛ) Т - 500 (принят проектом).

Складирования пустой породы в отвал осуществляет бульдозер (Д – 572Т) ДЭТ-250 (принят проектом).

Бурение скважин осуществляется буровым станком 2СБШ-250МН

(принят проектом).

Приведенные затраты по первой схеме вскрышных работ.

З_пр = С_экс + Е_э * К_i = 35942 + 0.16 * 112472 = 53937000 рублей;

где Е_э – коэффициент экономической эффективности капиталовложений, Е_э= 0.16;

С_экс – эксплуатационная себестоимость, С_экс = 35942 тыс.рублей;

К_i - капиталовложения, К_i = 112472 тыс.рублей;

К_i = (К₁* N_э) + (К₂ * N_а) + (К₃ * N_б) +( К₄ * N_бо )= (11892000 * 1) + (1078000 * 10 ) + (10863000 * 3 ) + ( 8173000 * 7 ) =

= 112472 тыс. рублей;

где К₁ – балансовая стоимость экскаватора ЭКГ-5А, К₁ = 11891500 рублей;

К₂ – балансовая стоимость автосамосвала БелАЗ – 540А,

К₂ = 1078000 рублей;

К₃ - балансовая стоимость бульдозера Т- 500, К₃ = 10862500 рублей;

К₄ - балансовая стоимость бульдозера ДЭТ - 250, К₄ = 8173000 рублей;

N_э – количество экскаваторов, N_э = 1 штуки;

N_а – количество автосамосвалов, N_а = 10 штук;

N_б – количество бульдозеров Т - 500, N_б = 3 штуки:

N_бо – количество бульдозеров ДЭТ - 250, N_бо = 7 штуки:

Таблица 3.1.1.1- Балансовая стоимость автосамосвала БелАЗ – 540А

Таблица3.1.1.2 - Балансовая стоимость бульдозера Т- 500

Таблица 3.1.1.3 - Балансовая стоимость бульдозера ДЭТ- 250

Таблица 3.1.1.4 - Балансовая стоимость экскаватора ЭКГ-5А

Эксплуатационная себестоимость.

Эксплуатационная себестоимость включает в себя затраты:

амортизацию горного оборудования; электроэнергию; материалы;

заработанная плата и прочие затраты.

С_экс = З_ам + З_п + З_э + З_эк + З_пр = 14958 + 6293 + 214 + 11210 + 3267 =

35942 тыс.руб;

где З_ам - затраты на амортизацию горного оборудования, З_ам = 14958 тыс.руб;

З_п - заработанная плата, З_п = 6293 тыс.руб;

З_э - затраты на электроэнергию, З_э = 214 тыс.руб;

З_эк - эксплуатационные затраты, З_эк = 11206 тыс.руб;

З_пр - прочие затраты, З_пр = 3267 тыс.руб;

Таблица 3.1.1.5 - Затраты на амортизацию горного оборудования.

Таблица 3.1.1.6- Заработанная плата

Списочный штат определяется:

Т_спис = Т_реж / Т_фак = 251 / 232 = 1.1

где Т_реж = Т_см - Т_кл - Т_пр = 260 – 7 – 2 = 251 дней;

где Т_см – количество смен в сезоне, Т_см = 260 дней;

Т_пр – количество праздничных дней, Т_пр = 2 дня;

Т_кл - простои по климатическому условию, Т_кл = 7 дней.

Т_фак = Т_см - Т_кл - Т_пр - Т_б - Т_в = 260 – 7 – 2 – 5 - 14 = 232 дней;

где Т_б – количество дней по болезни, Т_б = 5 дня;

Т_в – количество выходных дней, Т_в = 14 дня;

Таблица 3.1.1.7- Затраты на электроэнергию.

Затраты на электроэнергию определяется суммированием одноставочного и двухставочного тарифа за 1 час работы экскаватора и стоимости 1кВт.ч.

Расход энергии по одноставочному тарифу, W_о = 231000 кВт;

Расход энергии по двухставочному тарифу, W_д = 1600 кВт;

W_о = N_уст * t_г * К * Ц_от * К_и = 250 * 4620 * 0.25 * 0.8 = 231000 кВт;

где N_уст – установленная мощность экскаватора ЭКГ –5А, N_уст = 250 кВт;

t_сез – число рабочих часов в год, t_г = 4620 часов;

К- коэффициент интегральности, К = (0.25 –0.3);

К_и - коэффициент использования, К_и = 0.8

W_д = N_уст * Т_мес * Ц_дт * К_и = 250 * 8 * 0.8 = 1600 кВт;

Таблица 3.1.1.9 - Эксплуатационные затраты на автосамосвал БелАЗ – 540А.

Таблица3.1.1.9 - Эксплуатационные затраты на экскаватор ЭКГ – 5А.

Таблица 3.1.1.10 - Эксплуатационные затраты на бульдозер Т - 500.

Таблица 3.1.1.11 - Эксплуатационные затраты на бульдозер ДЭТ - 250.

З_эк = 3700 + 2896 + 1650 + 2960 = 11206 тыс.руб.

Прочие затраты определяются 10% от всех затрат (заработанная плата, затраты на электроэнергию, затраты на амортизацию горного оборудования, затраты на вспомогательные материалы).

З_пр = (З_п + З_э + З_ам + З_эк ) * 10% = (6293 + 214 + 14958 + 11206) * 10% = = 3267 тыс.руб.

Бестранспортная технология вскрыши.

В основу вскрышных комплексов следует включить экскаватор ЭШ 15 / 90, по своим параметрам наиболее соответствует горнотехническим условиям эксплуатации месторождения.

Бурение скважин осуществляется буровым станком СБШ-250 МН

(принят проектом).

Приведенные затраты по второй схеме вскрышных работ.

З_пр = С_эш + Е_э * К_j = 9940 + 0.16 * 62476 = 19936000 рублей;

С_эш – эксплуатационная себестоимость экскаватора ЭШ 15/90А,

С_эш = 9940 тыс.руб.

К_j - балансовая стоимость экскаватора ЭШ 15/90А, К_j = 62476 тыс.руб.

Таблица 3.1.1.12 - Балансовая стоимость экскаватора ЭШ 15/90А

Эксплуатационная себестоимость

С_экс = З_ам + З_эк + З_п + З_э + З_пр = 2499 + 3500 +1009 + 2028 + 904 =

= 9940 тыс.руб.

Таблица 3.1.1.13 - Затраты на амортизацию горного оборудования.

Таблица 3.1.1.14 - Заработанная плата

Таблица 3.1.1.15 - Затраты на электроэнергию.

Расход энергии по одноставочному тарифу, W_о = 2194500 кВт;

Расход энергии по двухставочному тарифу, W_д = 15200 кВт;

W_о = N_уст * t_мес * Т_мес * К * Ц_от = 1900 * 4620 * 0.25 = 2194500 кВт;

где N_уст – установленная мощность экскаватора ЭШ 15/90А, N_уст = 1900 кВт;

W_д = N_уст * Т_мес * Ц_дт = 1900 * 8 = 15200 кВт;

Таблица 3.1.1.16 - Эксплуатационные затраты на экскаватор ЭШ 15/90.

Прочие затраты

З_пр = (З_п + З_э + З_ам + З_эк ) * 10% = (1009 + 2028 + 2499 + 3500) = 904 тыс.руб.

По результатам расчета определили что приведенные затраты по транспортной технологии равняются 53937000 рублей, а приведенные затраты по бестранспортной технологии 19936000 рублей, следовательно вскрыша будет производится по бестранспортной технологии.

Добычные работы

При запасах песков 1 млн.м³ годовая производительность карьера по единым нормам выработкам должна составлять 150-250 тыс.м³ .

На основе использования исследований АО “Иргиредмет” и результатов опытно-промышленных работ по извлечению тонкого и мелкого золота, для обогащения песков россыпи были рекомендованы промывочные приборы ПКБШ-100.

Суточная производительность промприбора составляет 77 м³/ч.

При мощности песков 1,96м. и производительности прибора 77 м³/ч,

более рациональным было решение использовать на добычных работах мобильный экскаватор КАТО-НД-1500 на гусеничном ходу с вместимостью ковша 1.5 м³ с производительностью 88 м³/ч .

Складирование эфельных отвалов, подачу песков в бункер обогатительной установки, а также часть инженерных работ выполняется бульдозерами

(Т-170) (принят проектом).

Складирование галечных отвалов, а также часть инженерных работ выполняется бульдозерами Д – 572Т (ДЭТ- 250) (принят проектом).

Транспортирование песков на промывочный прибор осуществляют автосамосвалы Белаз –540 А (принят проектом).

3.1.2 Режим работы и производственная мощность предприятия.

Режим организации работ карьера раздельной добычи “Кадали-Макит”:

сезонный с вахтовыми условиями труда, непрерывной рабочей неделей в две смены продолжительностью по 12 часов из которых: обед-1час, плановые предупредительные работы-1 час, два перерыва для отдыха по 15 минут.

Продолжительность сезона для различных видов работ, принимается из графика годового распределения среднемесячных температур наружного воздуха по району Кадали-Макитской террасы (смотри рисунок 1.2):

-продолжительность буровых работ 290 суток;

-продолжительность вскрышных работ 260суток с 20марта по 26 ноября;

-продолжительность промывочных работ 135 суток с 7 мая по 20 октября.

Производительность карьера определяется исходя из запасов песков, способа разработки и производительности промприбора.

Среднегодовая производительность карьера по вскрыше торфов составит:

Ат = Ап/п x Кв =205 x 9 = 1845 тыс. м³

где Ап/п – среднегодовая производительность промприбора, Аn =205 тыс. м³ (смотри таблицу 3.1.2.1);

Кв – коэффициент вскрыши, Кв=9

Годовая производственная мощность карьера

А= Ат + Аn/п = 1845000+205000 = 2050 тыс.м³

Срок отработки россыпи составит:

N = Vп / Ап/п = 1142400 / 205000 = 5 сезонов.

Производственная мощность предприятии включает в себя:

производительности промывочного прибора ПКБШ-100, экскаватора КАТО-1500GV, бульдозера ДЭТ- 250, бульдозера Т-170, бурового станка 2СБШ-250 МН, автосамосвала БелАЗ –540А, экскаватора ЭШ 15 / 90А.

Таблица 3.1.2.1-Расчет производительности промывочного прибора ПКБШ-100

Приведенные затраты для промывочного прибора ПКБШ-100.

З_пр = С_экс + Е_э * К = 1515407 + 0.16 * 743000 = 1634287 рублей;

где Е_э – коэффициент экономической эффективности капиталовложений, Е_э= 0.16;

С_экс – эксплуатационная себестоимость, С_экс = 1515407 рублей;

К - балансовая стоимость пром.прибора ПКБШ-100, К = 743000 рублей;

Таблица 3.1.2.2 - Балансовая стоимость пром.прибора ПКБШ-100.

Эксплуатационная себестоимость

С_экс = З_ам + З_п+ З_э + З_рм + З_пр = 74300 + 1122000 + 119784 + 61559 + 137764 =

= 1515407 рублей;

где З_ам - затраты на амортизацию горного оборудования, З_ам = 74300 рублей;

З_п - заработанная плата, З_п = 1122000 рублей;

З_э - затраты на электроэнергию, З_э = 119784 рублей;

З_вм – эксплуатационные затраты, З_вм = 61559 рублей;

З_пр - прочие затраты, З_пр = 137764 рублей;

З_ам = 10 % от стоимости пром.прибора = 743000 * 0.1 = 74300 рублей;

Таблица 3.1.2.3 - Заработанная плата

Списочный штат определяется:

Т_спис = Т_реж / Т_фак = 140 / 125 = 1.1

где Т_реж = Т_см - Т_кл - Т_пр = 149 – 7 - 2 = 140 дней;

где Т_см – количество смен в сезоне, Т_см = 149 дней;

Т_пр - количество праздничных дней, Т_пр = 2 дней.

Т_кл - простои по климатическому условию, Т_кл = 7 дней.

Т_фак = Т_см - Т_кл - Т_б -Т_в -Т_б = 149 – 7- 5 – 10 – 2 = 125 дней;

где Т_б – количество дней по болезни, Т_б = 5 дня;

Т_в – количество выходных дней, Т_в = 10 дня;

Таблица 3.1.2.4 - Затраты на электроэнергию.

Затраты на электроэнергию определяется суммированием одноставочного и двухставочного тарифа за 1 час работы экскаватора и стоимости 1кВт.ч.

Расход энергии по одноставочному тарифу, W_о = 121164 кВт;

Расход энергии по двухставочному тарифу, W_д = 921кВт;

W_о = N_уст * t_г * К * Ц_от * К_и = 230 * 2634 * 0.25 * 0.8 = 121164 кВт;

где N_уст – установленная мощность пром.прибора, N_уст = 230 кВт;

t_сез – число рабочих часов в сезон, t_сез = 2634 часов;

К- коэффициент интегральности, К = (0.25 –0.3);

К_и - коэффициент использования, К_и = 0.8

W_д = N_уст * Т_мес * Ц_дт * К_и = 230 * 5 * 0.8 = 920 кВт;

где Т_мес - продолжительность сезона, Т_мес = 5 месяцев;

Таблица 3.1.2.5 - Эксплуатационные затраты на пром.прибор ПКБШ - 100.

Прочие затраты определяются 10% от всех затрат (заработанная плата, затраты на электроэнергию, затраты на амортизацию горного оборудования, затраты на вспомогательные материалы).

З_пр = (З_п + З_э + З_ам + З_вм) * 10% = (1122000 + 61559 + 119784 + 74300 ) * 10% =

= 137764 рублей

Таблица 3.1.2.6 – Калькуляция стоимости машино – смены пром.прибора ПКБШ - 100

Расчет нормы выработки бульдозера ДЭТ – 250 на отвалообразования гали

Сезонная норма выработки

Q^б_сез = Q^б_см * n_см * Т_сез = 956 * 2 * 135 = 258120 м³

где Т_сез – сезонный фонд работы бульдозера, Т_сез = 135 дней;

Т_сез = Т_с - Т_ппр = 149 – 14 = 135 дней;

где Т_с - продолжительность сезона, Т_с = 149 дней;

Т_ппр – планово предупредительные работы, Т_ппр = 14 дней;

Сменная норма выработки

Q^б_см = 100 * (Т_см – Т_пз – Т_лн ) * К_i / (Т_о – Т_в ) * К_отд = 100 * (720 – 82 – 10) * 1.7 / (100 +2.43) * 1.09 = 956 м³

где Т_о – норматив основного времени на 100 м³ горной массы, Т_о = 100 минуты;

Т_в – норматив вспомогательного времени на 100 м³ горной массы, Т_в = 2.43 минут;

К_отд – коэффициент, учитывающий время на отдых машиниста бульдозера, К_отд = 1.09

К_i - поправочный коэффициент, К_i = 1.7;

К_i = К_см * К_кл * К_тп * К_вз * К_над * К_зп = 1.46 * 0.98 * 0.92 * 0.97 * 0.96 * 1.25 = = 1.7

где К_см – сменный коэффициент, К_см = 1.46;

К_кл – климатический коэффициент, К_кл = 0.98;

К_вз – взрывание в течении смены, К_вз = 0.97;

К_над – коэффициент надежности оборудования, К_над = 0.96;

К_пп – при повторной перевалки взорванных пород, К_пп = 1.25;

Приведенные затраты для бульдозера ДЭТ- 250.

З_пр = С_экс + Е_э * К = 1871100 + 0.16 * 8173000 = 3178780 рублей;

Таблица 3.1.2.7 - Балансовая стоимость бульдозера ДЭТ- 250.

Эксплуатационная себестоимость

С_экс = З_ам + З_п + З_вм + З_пр = 1225000 + 176000 + 300000 + 170100 =

= 1871100 рублей;

где З_ам - затраты на амортизацию горного оборудования, З_ам = 1225 рублей;

З_п - заработанная плата, З_п = 176000 рублей;

З_вм - эксплуатационные затраты, З_вм = 300000 рублей;

З_пр - прочие затраты, З_пр = 170100 рублей;

Таблица 3.1.2.8- Затраты на амортизацию горного оборудования.

Таблица 3.1.2.9 - Заработанная плата

Таблица 3.1.2.10 - Эксплуатационные затраты на бульдозер ДЭТ - 250.

Прочие затраты

З_пр = (З_зп + З_ам + З_рм ) * 10% = (176000 +1225000 + 300000) * 10% =

= 170100 рублей;

Таблица 3.1.2.11– Калькуляция стоимости машино-смены бульдозера

ДЭТ - 250

Расчет нормы выработки на транспортирование горной массы автосамосвалами БелАЗ –540А при погрузке экскаватора КАТО-1500GV

Сезонная норма выработки

Q^а_сез = Q^а_см * n_см * Т_сез = 580 * 2 * 135 = 156600 м³;

где n_см – количество смен работы в сутки, n_см = 2 смены;

Т_сез – сезонный фонд работы автосамосвала, Т_сез = 135 дней

Т_сез = Т_с - Т_ппр - Т_пр = 149 – 14 = 135 дней;

где Т_с - продолжительность сезона, Т_с = 149 дней;

Т_ппр – планово предупредительные работы, Т_ппр = 14 дней;

Сменная норма выработки

Q^а_см = (Т_см – Т_пз – Т_лн – Т_пр ) * V_а / Т_р = (720 –35 – 10 -10) * 12.5 / 14.4 = 580 м³

где Т_см – продолжительность смены, Т_см = 720 минут;

Т_пз – время выполнения подготовительно – заключительные операций,

Т_пз = 35 минут;

Т_лн – время на личные надобности, Т_лн = 10 минут;

V_а – вместимость кузова автосамосвала при породе третей и четвертой категории трудности экскавации, V_а = 12.5 м³;

Т_пр – прочие простои, Т_пр = 10 минут;

Т_р – время одного рейса, Т_р = 14.4 минут;

Т_р = Т_ож + Т_уп + Т_дв + Т_ур + Т_раз + Т_пог = 1 + 0.5 + 7.9 + 0.3 + 0.8 + 3.9 =

=14.4 минут;

где Т_ож – время ожидания автосамосвала у экскаватора, Т_ож = 1.0 минута;

Т_уп – время установки автосамосвала под погрузку, Т_уп = 0.5 минут;

Т_дв - время движения на один рейс, Т_дв = 7.9 минут;

Т_ур – время установки автосамосвала под разгрузку, Т_ур = 0.3 минут;

Т_раз - время разгрузки, Т_раз = 0.8 минут;

Т_пог - время погрузки, Т_пог = 3.9 минут;

Т_пог = V_а * t_ц / Е * К_и * К_i * 60 = 12.5 * 27 / 1.5 * 0.7 * 1.35 *60 = 3.9 минут;

где t_ц – время цикла экскавации пород для третей и четвертой категории трудности, t_ц = 27 минут;

К_и – коэффициент использования вместимости ковша пород для третей и четвертой категории трудности, К_и = 0.7;

Е – вместимость ковша экскаватора КАТО – 1500GV, Е = 1.5 м³;

К_i – поправочные коэффициенты, К_i = 1.35;

К_i = К_см * К_кл * К_тмп * К_вз * К_пд * К_,без =

= 1.714 *0.98 * 0.95 * 0.97 * 0.97 * 0.9 = 1.35

где К_см – сменный коэффициент, К_см = 1.714;

К_кл – климатический коэффициент, К_кл = 0.98;

К_тмп- коэффициент на транспортировку мерзлых пород, К_тмп = 0.95;

К_вз – взрывание в течении смены, К_вз = 0.97;

К_пд – планировка дорог, К_пд = 0.97;

К_,без – при бездорожье, вызванном атмосферными осадками, К_,без = 0.9.

Приведенные затраты для автосамосвалами БелАЗ –540А.

З_пр = С_экс + Е_э * К_i = 798600 + 0.16 * 1078000 = 971080 рублей;

Процентное

содержание

Единицы

измерения

Цена

Эксплуатационная себестоимость

С_экс = З_ам + З_п+ З_вм + З_пр = 180000 + 176000 + 370000 + 72600 = 798600 рублей;

где З_ам - затраты на амортизацию горного оборудования,

З_ам = 180000 рублей;

З_п - заработанная плата, З_п = 176000 рублей;

З_вм - эксплуатационные затраты, З_вм = 370000 рублей;

З_пр - прочие затраты, З_пр = 72600 рублей;

Таблица 3.1.2.13 - Затраты на амортизацию горного оборудования.

Таблица 3.1.2.14 - Заработанная плата

Таблица 3.1.2.15 - Эксплуатационные затраты на автосамосвал БелАЗ – 540А.

Прочие затраты

З_пр = (З_зп + З_ам + З_рм ) * 10% = (176000 + 180000 + 370000) = 72600 рублей;

На 1 м³

Количество рабочих дней

Производительность

м³

2.3

0.6

Расчет нормы выработки бульдозера Т – 170 на отвалообразования эфелей.

Сезонная норма выработки

Q^б_сез = Q^б_см * n_см * Т_сез = 668 * 2 * 135 = 180000 м³

где Т_сез – сезонный фонд работы бульдозера, Т_сез = 135 дней;

Т_сез = Т_с - Т_ппр = 149 – 14 = 135 дней;

где Т_с - продолжительность сезона, Т_с = 149 дней;

Т_ппр – планово предупредительные работы, Т_ппр = 12 дней;

Сменная норма выработки

Q^б_см = 100 * (Т_см – Т_пз – Т_лн ) * К_i / (Т_о – Т_в ) * К_отд = 100 * (720 – 82 – 10) * 1.7 / (144 +2.43) * 1.09 = 668 м³

где Т_о – норматив основного времени на 100 м³ горной массы, Т_о = 144 минуты;

Т_в – норматив вспомогательного времени на 100 м³ горной массы, Т_в = 2.43 минут;

К_отд – коэффициент, учитывающий время на отдых машиниста бульдозера, К_отд = 1.09

К_i - поправочный коэффициент, К_i = 1.7;

К_i = К_см * К_кл * К_вз * К_над * К_зп = 1.46 * 0.98 * 0.97 * 0.96 * 1.25 = 1.7

где К_см – сменный коэффициент, К_см = 1.46;

К_кл – климатический коэффициент, К_кл = 0.98;

К_вз – взрывание в течении смены, К_вз = 0.97;

К_над – коэффициент надежности оборудования, К_над = 0.96;

К_пп – при повторной перевалки взорванных пород, К_пп = 1.25;

Приведенные затраты для бульдозера Т- 170.

З_пр = С_экс + Е_э * К = 1100000 + 0.16 * 5152000 = 1924320 рублей;

Процентное

содержание

Единицы

измерения

Цена

Эксплуатационная себестоимость

С_экс = З_ам + З_п+ З_вм + З_пр = 618000 + 160000 + 222000 + 100000 =

где З_ам - затраты на амортизацию горного оборудования, З_ам = 618 рублей;

З_п - заработанная плата, З_п = 160000 рублей;

З_вм - эксплуатационные затраты, З_вм = 222000 рублей;

З_пр - прочие затраты, З_пр = 100000 рублей;

Таблица 3.1.2.18 - Затраты на амортизацию горного оборудования.

Таблица 3.1.2.19 - Эксплуатационные затраты на бульдозер Т - 170.

Таблица 3.1.2.20 - Заработанная плата

Прочие затраты

З_пр = (З_зп + З_ам + З_рм ) * 10% = (618000 + 160000 + 222000) * 10% =

На 1 м³

Количество рабочих дней

Производительность

м³

180000

1030400

Расчет нормы выработки бурового станка 2СБШ – 250МН.

Сезонная норма выработки

Q^бр_сез = Q^бр_см * n_см * Т_сез = 280 * 2 * 230 = 130000 п.м.

где Т_сез – сезонный фонд работы бурового станка, Т_сез = 230 дней

Т_сез = Т_с - Т_ппр - Т_пр = 290 – 56 – 4 = 230 дней;

где Т_с - продолжительность сезона, Т_с = 290 дней;

Т_ппр – планово предупредительные работы, Т_ппр = 56 дней;

Т_пр – количество праздничных дней, Т_пр = 4 дня;

Сменная норма выработки

Q^бр_cез = (Т_см – Т_пз – Т_лн – Т_пт ) * К_i / t_о + t_в =

= (720 – 25 – 10 – 10) * 1.2 / 1.52 + 1.35 = 280 п.м.

где Т_см – продолжительность смены, Т_см = 720 минут;

Т_пз – время выполнения подготовительно – заключительные операций,

Т_пз = 25 минут;

Т_лн – время на личные надобности, Т_лн = 10 минут;

Т_пт – продолжительность перерывов в работе по технологическим и организационным причинам, Т_пт = 10 минут;

t_о - время на выполнение основных операций, приходящееся на 1 метр скважины, t_о = 1.35 минут;

t_в - время на выполнение вспомогательных операций, приходящееся на 1 метр скважины, t_в = 1.52 минут;

К_i - поправочный коэффициент, К_i = 1.2;

К_i = К_см * К_кл * К_вз * К_над = 1.5 * 0.86 * 0.97 * 0.96 = 1.2;

где К_см – сменный коэффициент, К_см = 1.5;

К_кл – климатический коэффициент, К_кл = 0.86;

К_вз – взрывание в течении смены, К_вз = 0.97;

К_над – коэффициент надежности оборудования, К_над = 0.96;

Приведенные затраты для бурового станка СБШ – 250МН.

З_пр = С_экс + Е_э * К = 2449115 + 0.16 * 3025000 = 2933115 рублей;

Таблица 3.1.2.22- Балансовая стоимость бурового станка СБШ – 250МН.

Эксплуатационная себестоимость

С_экс = З_ам + З_п + З_вм + З_пр+ З_э = 454000 +658000 + 745000 +369468 + 222647 =

= 2449115 рублей;

где З_ам - затраты на амортизацию горного оборудования,

З_ам = 454000 рублей;

З_п - заработанная плата, З_п = 658000 рублей;

З_вм - эксплуатационные затраты, З_вм = 745000 рублей;

З_э - затраты на электроэнергию, З_э = 369468 рублей;

З_пр - прочие затраты, З_пр = 222647 рублей;

Таблица 3.1.2.23 - Затраты на амортизацию горного оборудования.

Таблица 3.1.2.24 - Эксплуатационные затраты на буровой станок

СБШ – 250МН.

Таблица 3.1.2.25 - Заработанная плата

Таблица 3.1.2.26 - Затраты на электроэнергию.

Расход энергии по одноставочному тарифу, W_о = 358800 кВт;

Расход энергии по двухставочному тарифу, W_д = 2880 кВт;

W_о = N_уст * t_г * К * Ц_от * К_и = 322 * 4485 * 0.25 * 0.8 = 358800 кВт;

где N_уст – установленная мощность бурового станка СБШ – 250МН,

N_уст = 322 кВт;

W_д = N_уст * Т_мес * Ц_дт * К_и = 322 * 9 * 0.8 = 2880 кВт;

Прочие затраты

З_пр = (З_зп + З_ам + З_рм + З_э) * 10% =

= (454000 +658000 + 745000 +369468 )* 10% = 222647 рублей;

Таблица 3.1.2.27 – Калькуляция стоимости машино-смены бурового станка

СБШ –250МН

Таблица 3.1.2.28 Расчет производительности экскаватора КАТО-1500GV на производстве добычных работ

Приведенные затраты для экскаватора КАТО-1500GV.

З_пр = С_экс + Е_э * К = 674000 + 0.16 * 1920000 = 981200 рублей;

Таблица 3.1.2.29 – Балансовая стоимость экскаватора КАТО-1500GV.

Эксплуатационная себестоимость

С_экс = З_ам + З_п + З_вм + З_пр = 230000 + 191000 + 192000 + 61000 =

= 674000 рублей;

где З_ам - затраты на амортизацию горного оборудования, З_ам = 230000 рублей;

З_п - заработанная плата, З_п = 191000 рублей;

З_вм - затраты на вспомогательные материалы, З_вм = 192000 рублей;

З_пр - прочие затраты, З_пр = 61000 рублей;

Таблица 3.1.2.30 - Заработанная плата

Таблица 3.1.2.31 - Затраты на амортизацию горного оборудования.

Таблица 3.1.2.32 - Эксплуатационные затраты на экскаватор КАТО-1500GV.

Прочие затраты

З_пр = (З_зп + З_ам + З_рм ) * 10% = (230000 + 191000 + 192000) * 10% =

= 61000 рублей;

Таблица 3.1.2.33 – Калькуляция стоимости машино-смены экскаватора КАТО-1500GV.

Таблица 3.1.2.34 -Расчет производительности экскаватора ЭШ 15 / 90А на производстве вскрышных работ

Приведенные затраты для экскаватора ЭШ 15 / 90А приведены в пункте 3.1.1 (таблица с 3.1.1.12 по 3.1.1.16).

Таблица 3.1.2.35 – Калькуляция стоимости машино-смены экскаватора

ЭШ 15 / 90.

Расчет нормы выработки бульдозера Т – 500 на рыхление торфов.

Сезонная норма выработки

Q^б_сез = Q^б_см * n_см * Т_сез = 780 * 2 * 135 = 210000 м³

где n_см – количество смен работы в сутки, n_см = 2 смены;

Т_сез – сезонный фонд работы бульдозера, Т_сез = 135 дней

Т_сез = Т_с - Т_ппр - Т_пр = 149 – 14 = 135 дней;

где Т_с - продолжительность сезона, Т_с = 149 дней;

Т_ппр – планово предупредительные работы, Т_ппр = 14 дней;

Сменная норма выработки

Q^б_см = 100 * (Т_см – Т_пз – Т_лн ) * К_i / (Т_о + Т_в ) * К_отд =

= 100 * (720 – 82 – 10 ) * 0.7 / (50 +1.86 ) * 1.09 = 780 м³

где Т_см – продолжительность смены, Т_см = 720 минут;

Т_пз – время выполнения подготовительно – заключительные операций,

Т_пз = 55 минут;

Т_лн – время на личные надобности, Т_лн = 10 минут;

Т_о – норматив основного времени на 100 м³ горной массы, Т_о = 55 минут;

Т_в – норматив вспомогательного времени на 100 м³ горной массы, Т_в = 1.86 минут;

К_отд – коэффициент, учитывающий время на отдых машиниста бульдозера, К_отд = 1.09

К_i - поправочный коэффициент, К_i = 0.7;

К_i = К_см * К_кл * К_тп * К_вз * К_зп = 1.46 * 0.98 * 0.92 * 0.97 * 0.5 = 0.7

где К_см – сменный коэффициент, К_см = 1.46;

К_кл – климатический коэффициент, К_кл = 0.98;

К_тп- коэффициент на транспортирования мерзлых пород, К_эмп = 0.92;

К_вз – взрывание в течении смены, К_вз = 0.97;

К_зп - при зачистке плотика, К_зп = 0.5;

Приведенные затраты для бульдозера Т- 500.

З_пр = С_экс + Е_э * К = 2432000 + 0.16 * 10862500 = 4170000 рублей;

Процентное

Содержание

Единицы

измерения

Цена

Эксплуатационная себестоимость

С_экс = З_ам + З_п + З_вм + З_пр = 1630000 + 191000 + 390000 + 221000 =

= 2432000 рублей;

где З_ам - затраты на амортизацию горного оборудования,

З_ам = 1630000 рублей;

З_п - заработанная плата, З_п = 191000 рублей;

З_вм - эксплуатационные затраты, З_вм = 390000 рублей;

З_пр - прочие затраты, З_пр = 221000 рублей;

Таблица 3.1.2.37 - Затраты на амортизацию горного оборудования.

Таблица 3.1.2.38 - Эксплуатационные затраты на бульдозер Т - 500.

Таблица 3.1.2.39 - Заработанная плата

Прочие затраты

З_пр = (З_зп + З_ам + З_рм ) * 10% = (191000 + 1630000 + 390000) * 10% =

= 221000 рублей;

Таблица 3.1.2.40 – Калькуляция стоимости машино-смены бульдозера Т - 500

3.10 Охрана природы.

3.10.1 Охрана водных ресурсов.

В соответствии с требованиями правил охраны поверхностных вод от загрязнения и норм технологического проектирования при промывке золотосодержащих песков россыпи реки Хомолхо (Кадали-Макнтская терраса) принято оборотное водоснабжение промывочной установки

ПКБШ -100.

Определяем расход сточных вод по формуле:

Q_сточ = N_сточ * А = 0.7 * 0.015 = 0.01 м³/с

где N_сточ – норматив по сбросу сточных вод, N_сточ = 0.7 м³/м³;

А – производительность карьера, А = 0.015 м³/с

Определяем мутность сточных вод.

С_сточ = ε * μ * А * ρ / Q_сточ= 0.01 * 0.02 * 0.017 * 2650000 / 0.01 = 901 г/м

где ε- доля частиц которые выносятся из водоема, ε = 0.01;

μ – коэффициент глинистости пород, μ = 0.02;

ρ- плотность взвесей, ρ = 2650000 г/м³.

Рассчитываем предельно допустимую концентрацию.

ПДК = [С_д * (Q_мин * d / Q_сточ)] + С_пр = [ 0.25 * ( 0.73 * 0.4 / 0.01) + 7] = 14.3 г/м³

где С_д – допустимое увеличение концентрации взвеси в реке, С_д = 0.25 г/м³;

Q_мин – минимальный расход воды, Q_мин = 0.73 м³/с;

С_пр – природные концентрации взвеси в реке, С_пр = 7 г/м³;

d- коэффициент смещения сточных вод, d = 0.4;

d = 1 – В / 1 + ( В * Q_мин / Q_сточ) = 1 – 0.02 / 1 + ( 0.02 * 0.73 / 0.01) = 0.4

где В - коэффициент учитывающий условия смещения, В = 0.02;

где L – расстояние по фарватеру разбавляющего водостока, L = 500 м;

а- коэффициент, учитывающий гидравлические условия смещения, а = 0.5;

________ ___________

а = Е * Y √ Е_д / Q_сточ = 1 * 1.3 √ 0.0016 / 0.01 = 0.5

где Е – условия выпуска сточных вод, Е = 1;

Y – коэффициент извилистости реки, Y = 1.3;

Е_д – коэффициент турбулентной диффузии, Е_д = 0.0016;

Е_д = V_с * Н_с / 200 = 0.46 * 0.68 / 200 = 0.0016;

где V_с – скорость водного потока, V_с = 0.46 м/с;

Н_с – глубина водного потока, Н_с = 0.68 м.

Рассчитываем предельно допустимый сброс.

ПДС = ПДК * Q_сточ = 14.3 * 0.01 = 0.143 г/м³

Определяем долю частиц которую необходимо осадить.

Ч = С_сточ - ПДК / С_сточ = 901 – 14.3 / 901 = 98%

Размер частиц которую необходимо осадить при 98 % будет 0.005 мм.

Определяем длину осаждения частиц.

L_ос = V_с * Н_ос / U – U_вз = 0.0004 * 2.5 / 0.000008 - 0.00000001 = 125 м;

где V_с – скорость транзитного потока, V_с = 0.0003 м/с;

Н_ос – глубина транзитного потока, Н_ос = 2.5 м;

U- скорость осаждения частиц данного размера, U = 0.000008 м/с;

U_вз – взвешенное состояние движущих частиц, U_вз = 0.00000001

V_с = Q_сточ / К_тр * В_ос * Н_ос = 0.01 / 0.3 * 30 * 2.5 = 0.0004 м/с

где К_тр – коэффициент транзитности, К_тр = 0.3;

В_ос - ширина транзитного потока, В_ос = 30 м.

U_вз = 4 * n * V_с² / Н_ос^0.2 = 4 * 0.018 * 0.0004² / 2.5 ^0.2 = 0.00000001

где n – коэффициент шероховатости, n = 0.018.

Длина отстойника.

L_о = L_ос * К_з = 125 * 1.1 = 140 м.

где К_з – коэффициент запаса, К_з = 1.1

Илоостойник сооружается оградительными дамбами со следующими параметрами:

высота дамбы 5 м;

ширина гребня 4 м;

углы заложения откосов 45 градусов;

объем 120000 м³

3.10.2 Рекультивация нарушенных земель.

3.2 Осушение россыпи.

Цель осушения месторождения заключается в следующем: отвод избытка воды с поверхности осушаемой территории; понижение уровня грунтовых вод и уменьшения влажности залежи; обеспечение прочной опоры для используемой техники при разработке.

Сооружения для отвода поверхностных и подземных вод подразделяют на две группы:

1 поверхностные (канавы, котлованы);

2 подземные ( штреки, горизонтальные скважины).

В зависимости от назначения канавы делятся на руслоотводные, нагорные, водосборные и капитальные (водосточные).

Способы осушения заключается в проведении следующих мероприятий:

отвод русла рек из карьерного поля, ограждения карьера от поверхностных весенних и ливневых вод.

Отвод русла реки за промышленный контур россыпи в проекте не предусматривается, так как речка Хомолхо и Кадали – Макит находятся за пределы россыпи.

Для отвода поверхностных вод, стекающих в карьер с более возвышенных мест в период весеннего снеготаяния и после ливневых дождей, проводят нагорные канавы, но в проекте это не предусматривается, так как со стороны правого борта россыпи сток вод препятствует выработанное пространство (отрабатывалось гидравликой с 1949 по 1972 гг).

Водосборная канава служит для сбора атмосферных осадков и для вод талых пород, которые попадают в карьер, а затем переходит в водосточную канаву.

Водосточная (капитальная) канава служит для сбора воды на площади отрабатываемого участка россыпи и отвода ее из карьера на поверхность. Ее проводят с наиболее низким залеганием плотика и заглубляют в плотик с уклоном, меньшим уклоном долины, чтобы вода самотеком отводилась на поверхность.

Длина водосборной канавы будет равна длине капитальной траншеи,

L_к = 93 м,

В траншее будет проходить дорога с уклоном 30 ⁰/₀₀ , при количестве атмосферных и талых вод 0,005 м³/с вода будет проходить по обочине и не будет препятствовать движению.

Канавы будут выполнятся краем ножа бульдозера, ширина канавы по верху будет равняться 1.5 метра, а высота 0.5 метра

3.3 Вскрытие месторождения.

Работы по вскрытию включает совокупность работ, проводимых с целью создания доступа к горизонту залежи, т.е. обеспечения непосредственной транспортной связи этого горизонта с поверхностью и размещения горных машин.

Вскрытие состоит из проведения горных выработок или строительства специальных сооружений (выносных канав, котлованов, выездов, траншей, плотин).

При экскаваторной разработке вскрытие россыпи осуществляется двумя способами: без проведения выработок и с независимым вскрытия отдельных горизонтов.

При вскрытии без проведения выработок оборудования располагается на поверхности россыпи и используется как для вскрышных, так и для добычных работ.

При независимым вскрытия горизонтов используют две технологические схемы: транспортная и бестранспортная. При бестранспортной разработке выработки проводятся только если экскаватор производит вскрытие без применения транспортных средств. На экскаваторных разработках с применением транспорта работы по вскрытию включает проведения траншей, устройство выездов, сооружения насыпей и съездов, проходку для расположения экскаваторов и транспортных средств. При этом способе россыпь разрабатывается одним или несколькими уступами (в зависимости от мощности россыпи).

Проектом принят независимое вскрытие отдельных горизонтов с применением транспортной технологии.

3.3.1 Схема вскрытия.

Схема вскрытия карьерного поля включает в себя две капитальные фланговые траншеи внешнего заложения и одну разрезную траншею, пройденную в нижней части участка, где мощность вскрыши минимальная. Она включает вскрышную разрезную траншею, проводимую на всю длину фронта горных работ и добычную траншею, длина которой принята равной половине фронта горных работ.

3.3.2 Параметры траншей.

3.3.2.1 Параметры капитальной траншеи.

Ширина капитальной траншеи по дну определяется из условия безопасного движения транспортных средств автосамосвалов БелАЗ - 540, при двух полосном движении.

В_д = 2 * в_о + 2 * m + П =2 * 2 + 2 * 1 + 11 = 20 м;

где в_о - ширина обочины, в_о = 2 м;

m – безопасное расстояние, m = 1 м;

П – ширина проезжей части, П = 11 м.

Глубина заложения капитальной траншеи определяется глубиной залегания песков в местах примыкания и равна:

Н_тр = Н_в + h_пи , м

где Н_в – мощность вскрыши примыкания траншей, м;

h_пи – мощность песков, м.

Длина капитальной траншеи равна:

L_тр = (Н_тр / i) * 1000, м

где i – уклон капитальной траншеи, i = 70 ⁰/₀₀

Объем капитальной траншеи равен:

V_тр = Н_тр² [(В_д / 2) + (Н_тр * ctg β / 3)] * 1000 / i, м³

где β – угол откоса борта траншеи, β = 45 град;

Результаты расчета приведены в таблице 3.3.1.

Таблица 3.3.1 – Параметры капитальной траншеи.

3.3.2.2 Параметры разрезной траншеи.

Ширина по низу разрезной траншеи определяется с учетом условий безопасного размещения выемочного оборудования и вместимости выработанного пространства на размещения пород вскрытия от первой

эксплуатационной заходки.

При тупиковой схеме подачи автосамосвалов под погрузку ширина по дну определяется:

В = 2 (0.5 * в_с + R_а + е) = 2 (0.5 * 3.48 + 12 + 1) = 30 м;

где в_с - ширина автосамосвала БелАЗ - 540, в_с = 3.48 м;

R_а – наименьший радиус поворота автосамосвала БелАЗ - 540,R_а= 12 м;

е – зазор между автосамосвалом и траншеей, е = 1 м

Объем разрезной траншеи определяется методом вертикальных сечений. Для этого необходимо выбрать на трассе траншеи точки с определением значениями мощности вскрыши и отстроить поперечное сечения траншей.

Объем разрезной траншеи:

V_р = (S_i + S_i+1 / 2) * L_i , м³

где S_i – площадь поперечного сечения траншеи, м²;

L_i – расстояние между сечениями, м

Результаты расчетов сводим в таблицу 3.3.2.2

Таблиц 3.3.2 - Результаты расчетов.

Таблиц 3.3.4 – Параметры разрезных траншей.

В качестве выемочного оборудования на вскрытие и проходке капитальных траншей принимается экскаватор ЭШ 15/90А, а для проведения добычной

разрезной траншеи – экскаватор Като – 1500GV.

3.3.3 График горно – строительных работ.

Для построения графика необходимо определить сроки проходки траншей.

Время проходки капитальной траншеи:

Т_к1 = V_к1 / Q^эш_сут = 7340 / 8052 = 1 день;

где Q^эш_сут – суточная производительность экскаватора ЭШ 15 /90А,

Q^эш_сут = 8052 м³ ;

где V_к1 – объем капитальной траншеи № 1, V_к1 = 7340 м³;

Т_к2 = V_к2 / Q^эш_сут = 91850 / 8052 = 11 дней;

где V_к2 – объем капитальной траншеи № 2, V_к2 = 91850 м³;

Время проходки разрезной траншеи:

Т_р = V_р / Q^эш_сут = 1266880 / 8052 = 157 дней;

где V_р – объем вскрышной разрезной траншеи, V_р = 1266880 м³;

Время проходки добычной разрезной траншеи:

Т_рп = V_рп / Q^к_сут = 70700 / 1478 = 48 дней;

где V_рп – объем добычной разрезной траншеи, V_рп = 70700 м³;

Q^к_сут – суточная производительность экскаватора Като – 1500 GV,

Q^к_сут = 1478 м³.

На основании этих данных разрабатывается график Г.С.Р.

Таблиц 3.3.5 – График горно – строительных работ.

Затрата на вскрытие.

Ц_вс = (V_вт * Ц_эш) + (V_рп * Ц_к) = (1366070 * 13.6) + (70700 * 4.7) =

= 18910840 рублей;

где Ц_эш – стоимость затрат с 1м³ для экскаватора ЭШ 15/90А,

Ц_эш = 13.6 рублей (смотри таблицу 3.1.2.35);

Ц_к – стоимость затрат с 1м³ для экскаватора Като – 1500GV,

Ц_к = 4.7 рублей (смотри таблицу 3.1.2.33);

V_вт – объем вскрытия, V_вт = 1366070 м³

V_вт = V_к1 + V_к2 + V_р = 7340 + 91850 + 1266880 = 1366070 м³

Таблица 3.3.6 – Сводный сметный расчет на строительство карьера.

4. Горно – подготовительные работы

В состав горно-подготовительных работ входят:

• очистка полигона;

• подготовка пород к выемке;

• вскрышные работы;

• сооружение дорог;

• строительство гидротехнических сооружений

3.4.1 Очистка полигона

Очистка полигона от растительности включает в себя удаление с отрабатываемых площадей деревьев, пней, мелколесья, снега. Деревья имеющие диаметр более 12 см подлежат предварительному спиливанию и складированию на бортах полигона. В дальнейшем этот лес будет использоваться на хозяйственные нужды предприятия. Мощность почвенного слоя по месторождению составляет 5 см, что не позволяет его снять и складировать в отдельные отвалы. Площадь очистки полигона от мелколесья и кустарника составляет

V_оч = L_б * В_б * h_оч =1360 * 308 * 0.1 = 41888 м²

где L_б – длина блока, L_б = 1360 метров;

В_б – средняя ширина ,блока, В_б = 308 метров;

h_оч – мощность снимаемого слоя, h_оч = 0.1 метра.

Работы по очистке полигона предусматривается бульдозером ДЭТ-250

Количество мишин-часов для очистки полигона от мелколесья и кустарника составляет:

N^б_оч = V_оч / Q^б_см = 41888 / 98 = 427 машин-часов

где Q^б_ч- часовая норма выработки бульдозером ДЭТ-250, Q^б_см = 87 м³ / час (смотри пункт 3.1.2).

Общие затраты на очистку полигона

Ц_оч = V_оч * Ц_д = 41888 * 17 = 712000 рублей;

где Ц_д – стоимость затрат на 1м³ для бульдозера ДЭТ-250, Ц_д = 17 рублей.

3.4.2 Способы подготовки многолетнемерзлых пород к выемке

В настоящем проекте предусматривается три способа подготовки многолетнемерзлых пород к выемке:

• способ естественного оттаивания;

• механический способ рыхления;

• буровзрывной способ.

Подготовка многолетнемерзлых пород к выемке способом естественного оттаивания.

Естественное оттаивание мерзлых пород, основанное на регулировании теплового потока, выгодно отличается от других способов простотой организации работ, сравнительно малыми затратами и высокой интенсивность оттаивания.

В данном проекте этот способ не применяется из-за большой глубины россыпи.

Механический способ рыхление мерзлых пород можно применить только для

подготовки кондиционного пласта песков. Выемку осуществляют бульдозерно-рыхлительными агрегатами Т-500 на разработку всего объема песков, объем которого равен 1142400 м³.

Рыхление мерзлых пород ведется послойно взаимно перпендикулярными проходами (продольно-поперечное рыхление) на глубину 40см.

Рыхление многолетнемерзлых пород буровзрывным способом.

Подготовку массивов к выемке буровзрывным способом ведут на вскрыше торфов. Объем подготовки торфов к выемке буровзрывным способом в целом по россыпи составляет 10340080 м³, что соответствует 100% ному объему вскрыши. Разрушение массивов осуществляется массовыми взрывами скважинными зарядами.

Расчет параметров взрывных работ приведены в пункте 3.5.

3.4.3 Вскрышные работы.

Для доступа к полезному ископаемому и выемке вскрышных пород принимаем по проекту экскаватор ЭШ 15/90А. Условия залегания песков и размеры карьерного поля позволяет принять бестранспортную схему разработки, что предполагает разместить весь объем вынутых пород вскрыши в выработанное пространство без применения транспорта, используя драглайн.

Скорость продвижения вскрышных работ:

V_в = Q_эш / Н_т * А_в = 2109000 / 23.54 * 46 = 1947 м / год;

где Q_эш – производительность экскаватора ЭШ 15/90А, Q_эш = 2109000 м³

(смотри таблицу 3.1.2.34);

Н_т – средняя мощность торфов, Н_т = 23.54 м (смотри пункт 2.5.);

А_в – ширина заходки, А_в = 46 м (смотри рисунок 3.3.3);

Скорость продвижения добычных работ:

V_д = Q_к / Н_п * А_д = 208000 / 2.72 * 40 = 1912 м / год;

где Q_к – производительность экскаватора Като – 1500GV, Q_к = 208000 м³;

Н_п – средняя мощность песков, Н_п = 2.72 м (смотри пункт 2.5.);

А_д – ширина заходки, А_д = 40 м.

Все расчеты по производительности оборудования приведены в пункте 3.1.2.

Технология ведения работ.

Экскаватор ЭШ 15/90А работает в условиях бестранспортной системы разработки, по простой схеме. Экскаватор размещается на развале горных пород после взрыва, а затем отрабатывает нижним черпанием в выработанное пространство во внутренний отвал.

Добыча песков осуществляется валовым способом с использованием экскаватора Като – 1500GV. Пески предварительно рыхлят бульдозером

Т – 500, а после этого отрабатывается поперечными заходками.

Автосамосвалы подаются под погрузку по кольцевой схеме.

Затрата в год на вскрышные работы.

Ц_вр = V_вр * Ц_эш / N_р = 8974010 * 13.6 / 5 = 24409310 рублей;

где Ц_эш – стоимость затрат с 1м³ для экскаватора ЭШ 15/90А,

Ц_эш = 13.6 рублей (смотри таблицу 3.1.2.35);

N_р – срок отработки россыпи, N_р = 5 лет;

V_вр – объем вскрышных работ, V_вр = 8974010 м³;

V_вр = V_т - V_вт = 10340080 - 1366070 = 8974010 м³;

где V_вт – объем вскрытия, V_вт = 1366070 м³;

V_т – объем торфов, V_т = 10340080 м³.

Элементы системы разработки.

Угол откоса вскрышного уступа, α_в = 70 град;

Угол откоса добычного уступа, α_д = 80 град;

Угол откоса отвала, β = 37 град;

Ширина вскрышной заходки, А_в = 46 м;

Ширина добычной заходки, А_д = 40 м;

Средняя мощность вскрышного уступа, Н_т = 23.54 м;

Средняя мощность добычного уступа, Н_п = 2.72 м;

Скорость продвижения вскрышных работ,V_в = 1947 м/год;

Скорость продвижения добычных работ,V_д =1912 м / год;

Общие затраты на добычу и переработку песков в год, Ц_д = 13288848 руб.

(смотри таблицу 3.5.1);

Общие затраты на буровзрывные работы в год, Ц_бвр = 31271375 руб.

(смотри таблицу 3.5.4);

Общие затраты на вскрышные работы в год, Ц_вр = 24409310 рублей;

3.5 Системы разработки

Высота вскрышного уступа определяется мощностью покрывающих пород.

Высота уступа по пескам определяется мощностью вынимаемого пласта.

Выбор системы разработки зависит от вида используемого оборудования, а для выбора оборудования определяются горно– геологические условия месторождения:

Средняя мощность песков, h_п = 2.72 м;

Средняя мощность торфов, H_т = 23.54 м;

Ширина заходки В_п = 40 м;

Годовая производительность карьера А =2050 тыс. м³.

При вскрышных работах используется экскаватор ЭШ 15 /90А.

Для ведения добычных работ принимается экскаватор Като – 1500GV.

Выбор экскаватора Като – 1500GV обосновывается тем, что производительность экскаватора равняется производительности промприбора (208000 м³ = 205000 м³).

Ширина заходки вскрышного уступа определяется параметрами вскрышного экскаватора. Для экскаватора ЭШ 15 / 90А она составляет 40 метров. Ширина

заходки добычного экскаватора Като –1500 определяется по формуле:

А_з = 1.5 * R_ч = 1.5 * 5.5 = 8.2 м:

где R_ч – радиус черпания на уровне стояния экскаватора Като – 1500,

R_ч = 5.5 м;

Угол откоса добычного уступа 80 градусов;

Угол откоса вскрышного уступа 70 градусов;

Угол откоса отвала 37 градусов;

Длина экскаваторного блока определяется длиной взрывного блока;

Скорость продвижения фронта горных работ определяется мощностью вскрышного уступа. С увеличением вскрышного уступа скорость продвижения фронта горных работ снижается.

Подготовку кондиционного пласта песков к выемке осуществляется бульдозерно – рыхлительными агрегатами Т – 500 на разработку всего объема песков, объем которого равен 1142400 м³.

Количество бульдозеров на рыхление

N ^р.п_б = V_п / (Q^р_б * N) = 1142400 / 210 * 5 = 1 шт.

где Q^р_б - сезонная норма выработки бульдозера Т-500 на рыхление, Q^р_б = 210 тыс.м³ (смотри пункт 3.1.2) ;

Затраты на рыхления песков в год.

Ц_р = V_д * Ц_т = 205000 * 27.5 = 5637500 рублей;

где Ц_т – стоимость затрат с1м³ для бульдозера Т-500, Ц_т = 27.5 рублей (смотри таблицу 3.1.2.40);

V_д – годовой объем добычи, V_д = 205000 м³

Рыхление мерзлых пород тяжелыми навесными рыхлителями ведут послойно взаимно перпендикулярными проходками на глубину 40 см.

После предварительного рыхления производится погрузка песков в автосамосвалы экскаватором Като –1500.

Количество экскаваторов на погрузку песков

N_э = V_п / (Q_Э * N) = 1142400 / 208 * 5 = 1 шт.

где Q^р_б - сезонная норма выработки экскаватора Като - 1500, Q_э = 208 тыс.м³ (смотри пункт 3.1.2) ;

Затраты на погрузку песков экскаватором в год.

Ц_д = V_д * Ц_э = 205000 * 4.7 = 963500 рублей;

где Ц_э – стоимость затрат с1м³ для экскаватора Като - 1500, Ц_э = 4.7 рублей

(смотри таблицу 3.1.2.33).

Погрузка песков экскаватором осуществляется в автосамосвалы

БелАЗ – 540А и транспортируют на обогатительную установку. Среднее расстояние транспортировки составляет 1 км. Разгрузка осуществляется на промплощадке обогатительной установки.

Необходимое количество автосамосвалов на добычу

N_а = V_п /( Q_а * N) = 1142400 / 156600 * 5 = 2 шт.

где Q_а - сезонная норма выработки автосамосвала , Qа =156600 м³

(смотри пункт 3.1.2);

Списочный состав автосамосвалов, с учетом машин находящихся в резерве определяется с учетом коэффициента технической готовности.

N = N_а / К_с = 2 / 0.8 = 3 штуки

где К_с - коэффициента технической готовности, К_с = (0.75 – 0.8)

Затраты на транспортирования песков автосамосвалами в год.

Ц_т = V_д * Ц_а = 205000 * 7.9 = 1619500 рублей;

где Ц_а –затраты транспортирования 1м³ для автосамосвалов БелАЗ – 540А,

Ц_а = 7.9 рублей (смотри таблицу 3.1.2.16);

После разгрузка автосамосвала на промплощадке обогатительной установки бульдозер Т –170 подает пески в бункер промприбора.

Необходимое количество бульдозеров на подачу песков в бункер промприбора.

N_п = V_п / (Q_бт * N) = 1142400 / 180000 * 5 = 1 шт.

где Q_бт - сезонная норма выработки бульдозера Т – 170, Q_бт = 180 тыс.м³ (смотри пункт 3.1.2) ;

Затраты на подачу песков в бункер промприбора в год.

Ц_п = V_д * Ц_бт = 205000 * 14.9 = 3054500 рублей;

где Ц_бт – стоимость затрат с1м³ на подачу песков бульдозером Т-170 в бункер промприбора, Ц_бт = 14.9 рублей (смотри таблицу 3.1.2.21);

Затраты на обогащения песков промприбором ПКБШ – 100 в год составляет

2013848 рублей (смотри таблицу 3.1.2.6).

Общие затраты на добычу и переработку песков определяется суммированием всех технологических операций связанные с добычей полезного ископаемого.

Таблица 3.5.1 - Общие затраты на добычу и переработку песков в год.

Таблица 3.5.2 - Расчет объемов работ и количества горного оборудования по его видам

Подготовку массивов к выемке буровзрывным способом ведут на вскрыше, объем которого составляет 10340080 м³.

Бурение производится наклонными скважинами, что позволяет перемещать в выработанное пространство значительную часть объема взорванной массы и обеспечивает лучшее и равномерное дробление породы. В качестве ВВ выбирается граммонит 79 / 21, как наиболее дешевый и достаточно эффективный для взрывания пород средней крепости. В качестве замедлителя выбираем РП – 8. Инициирования производится детонирующим шнуром ДШ.

Объем разового разрушения массива торфов определяется 10-ти суточным запасом взорванных торфов из расчета предупреждений повторной смерзаемости.

V_взр = 10 * t_cм * Q_ч = 10 * 19.5 * 508 = 99060 м³

где t_cм – продолжительность смены, t_cм = 19.5 часов;

Q_ч – часовая производительность экскаватора ЭШ 15 /90А, Q_ч = 508 м³;

Расчет параметров БВР

Определяется диаметр скважин

_____ ____

d = 125 ⁴√ V^г_взр = 125 ⁴√ 2.1 = 215 мм

где V^г_взр – годовой объем по вскрыше, V^г_взр = 2.1 млн.м³

При диаметре 215 мм принимаем буровой станок СБШ – 250МН с диаметром долота d = 243 мм. Производительность бурового станка определенны в пункте 3.1.2.

Определяем длину скважины

l_скв = Н / sin  = 24 / sin 75 = 25 м;

где Н – средняя высота уступа, Н = 24 м;

 - угол наклона скважин к горизонту,  = 75 градусов;

Определим диаметр скважины

d_с = d * к_рс = 0.243 * 1.18 = 0.287 м

где к_рс – коэффициент расширения скважин, к_рс = 1.18;

Длина забойки

l_заб = (25 – 30) * d_с = 25 * 0.287 = 7 м;

Определяем линейную плотность

р = (П / 4) * d²_ск * ∆ = (3.14 / 4 ) * 0.287² * 900 = 58.2 кг / м ;

где ∆- плотность ВВ, ∆= 900 кг / м³;

Определяем линию сопротивления по подошве

_____________________ __________________________

W = √ р * (l_скв - l_заб) / m * g * Н = √ 58.2 * ( 25 – 7) / ( 1 * 0.5 * 24) = 9.3 м ;

m – коэффициент сближения скважин, m = 1;

g- расчетный удельный расход ВВ, g = 0.5 кг / м³ ;

Допустимая линия сопротивления по подошве

W_доп = Н * (ctg  - ctg ) + С = 24 * (ctg 70 - ctg 75) + 3 = 7 м

где  - угол откоса вскрышного уступа,  = 70 градусов;

С – безопасное расстояния от верхней бровки уступа до первого ряда скважин, С = 2 м;

По условиям требований безопасного ведения буровзрывных работ W_доп

Расстояния между скважинами и рядами

а = в = W = 9.3м;

Длина заряда

l_з = l_скв - l_заб = 25 – 7 = 18 м ;

Определяем массу заряда в скважине

Q_з = р * l_з = 58.2 * 18 = 1048 кг;

Выход горной массы

Q_г.м.= (а * в * Н) / l_скв = ( 9.3 * 9.3 * 24) / 25 = 83 м³ / м.;

Определяем длину блока

L_бл = V_взр / [W + в ( n – 1) ] * Н = 99060 / [ 9.3 + 9.3 (4 – 1) ] * 24 = 74 м;

где n – число рядов в блоке, n = 4 шт;

n = А / W = 40 / 9.3 = 4 шт;

где А – ширина заходки, А = 40 м;

Определяем количество скважин в ряду

n_р = L_бл / а = 74 / 9.3 = 8 шт;

Общее количество скважин в блоке

N_скв = n * n_р = 4 * 8 = 32 шт;

Общий расход ВВ на взрыв

Q_общ = Q_з * N_скв = 1048 * 32 = 33536 кг;

Интервал замедления

 = К_п * W = 5 * 9.3 = 47 мс;

Принимаем интервал замедления 50 мс.

Таблица 3.5.3 – Основные параметры взрывных работ