Реферат : Проект вскрытия и разработки Кадали-Макитской террасы 


Полнотекстовый поиск по базе:

Главная >> Реферат >> Геодезия


Проект вскрытия и разработки Кадали-Макитской террасы




1 Общая часть

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.

Месяцы

Температура, градусы

градусы.

январь

февраль

март

апрель

май

июнь

июль

август

сентябрь

октябрь

ноябрь

декабрь

-27

-24

-16

-9

2

13

17

14

5

-4

-17

-26

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.

Поверхностные воды на месторождении представлены реки Хомолхо и ручья Кадали-Макит. Водный режим этих рек характеризуется преобладанием снегового питания. Основной объем речного стока (до 95%) приходится на осенне-летний период. Максимальные расходы воды наблюдаются в период весеннего половодья (май-июнь). За летне-осенний период паводки повторяются 5-10 раз. Основным водотоком является река Хомолхо. Максимальный расход воды реке составляет 18.3 м3/с, минимальный-0.73 м3/с, средняя глубина реки 0.68 м, средняя скорость течения 0.46 м/с, уклон водной поверхности 0.018.

Таблица 1.3 – Месячный расход воды.

Месяцы

Расход воды,Q м3/ ч

январь

февраль

март

апрель

май

июнь

июль

август

сентябрь

октябрь

ноябрь

декабрь

1.1

0.89

0.73

1.58

18.3

14.5

5.62

3.87

4.56

3.14

2.37

1.42

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

Фракция, мм

Σ

Значения

+ 200

- 200

+ 64

- 64

+ 16

- 16

+ 4

- 4

+ 1

- 1

+ 0.1

- 0.1

-

Наличие золота, %

3.5

9.2

34.6

30.2

12.3

5.4

4.8

100

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.

    1. 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

Фракция, мм

Σ

Значения

-0.14

+0.14

-0.34

+0.34

-0.57

+0.57

-0.85

+0.85

-1.42

+ 1.42

-2.13

+2.13

-5.0

+5.0

-

Наличие золота, %

0.29

3.84

35.12

35.43

13.97

5.15

3.62

2.58

100

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

Vблn=(V1+V2)*LБЛ/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,

LБЛ- длина блока,LБЛ=260 м.

Средняя мощность песков в блоке

mср,п =(V1+V2)/LJ=(569.45+837.78) / 704=2 м,

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

Запас торфов в блоке

Vблт=(V3+V4)*LБЛ/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

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

Объем золота в блоке

Vблз=(V+V)* LБЛ/2=(3315,612+3255.9)*260 / 2= 85430 гр.

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

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

Среднее содержание золота в блоке

mблср,з= Vблз / Vблn =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

НОМЕР

БУРОВОЙ

ЛИНИИ

НОМЕР

СКВАЖИНЫ

МОЩНОСТЬ ПЕСКОВ, М.

МОЩНОСТЬ ТОРФОВ, М.

ЛИНИЯ ВЛИЯНИЯ СКВАЖИН, М.

СРЕДНЕЕ СОДЕРЖАНИЕ ЗОЛОТА, ГР/М3

ЛИНЕЙНЫЙ ЗАПАС ПЕСКОВ, М2

ЛИНЕЙНЫЙ ЗАПАС ТОРФОВ, М2

ЛИНЕЙНЫЙ ЗАПАС ЗОЛОТА, ГР.

489

49

0,5

20

18

2,121

9

360

19,089

50

1,1

21

18

2,607

19,8

378

51,619

48

1,2

22,2

20

6,934

24

444

167,376

56

1,9

23

20

4,589

38

460

174,382

57

1,4

24,1

19

0,682

26,6

457,9

18,141

55

1,2

25,5

22,25

0,697

26,7

567,4

18,610

54

1,6

26,4

23,25

7,366

37,2

613,8

274,015

47

2,6

25

20

2,023

52

500

105,196

45

1

27,5

20

4,779

20

550

95,58

44

1,6

27

20

12,243

32

540

391,776

42

1,5

27

21,5

3,146

32,25

580,5

101,459

41

0,9

28

21,5

3,518

19,35

602

68,073

39

0,8

26,6

21,25

11,424

17

565,3

194,208

40

3,6

25

21,25

7,429

76,5

531,3

568,319

38

2,5

24,5

25,5

9,486

63,75

624,8

604,733

30

2,7

24,5

21

7,987

56,7

514,5

452,863

43

1,2

24,5

15,5

0,547

18,6

379,7

10,174

Σ по буровой

линии

348

569,45

8669,2

3315,612

Среднее

значение

по

буровой

линии

1.6

24.8

5.21

487

39

2,5

12

20

7,538

50

240

376,900

17

1,3

16

20

1,864

26

320

48,464

18

1,3

18,5

20

2,049

26

370

53,274

19

1,5

20,5

20

0,889

30

410

26,670

20

3,1

21,5

20

4,748

62

430

294,376

21

4,1

24,5

20

6,055

82

490

496,510

22

1,5

26

20

0,687

30

520

20,610

23

3,9

25,5

20

2,655

78

510

207,090

24

3,5

26,5

20

0,520

70

530

36,400

25

2,9

27

20

0,669

58

540

38,802

26

3,5

27

20

1,125

70

540

78,750

27

1,2

27,6

20,05

9,210

24,06

553,4

221,593

29

1,5

27

20,1

2,593

30,15

542,7

78,179

32

0,5

27

20,15

0,119

10,08

544

1,199

28

2,1

25

15,15

6,594

31,82

378,8

209,788

30

2,7

24

17,55

18,901

47,39

421,2

895,624

31

1,9

24

22,65

3,102

43,04

543,6

133,495

33

3,6

24

20,35

0,522

73,26

488,4

38.2

Σ по буровой

линии

356

837,78

8372,1

3255.9

Среднее

значение

по

буровой

линии

2.4

23.6

3.9

Σ по

блоку

704

1407,23

17041,3

6571.5

Среднее

значение

по

блоку

2

24,2

4,6

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

_____________________ ____________________

Gоксл = √ (Gсл )2 + (G гсл )2 + (iо /2)2 = √ (0.2)2 + (0.4)2 + (0.2 / 2)2 = 0.46 м;

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

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

iо - интервал опробывания, iо = 0.2 м;

Показатель рациональной выемки песков в кровли пласта

r t = (Сб - b) / (C – b) = (0.1 – 0.05) / (3.426 – 0.05) = 0.0148 м;

где Сб- бортовое содержание золота для оконтуривания пласта по вертикали, Сб = 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

mпр = Gоксл * cos (3.14 * r t ) = 0.46 * cos (3.14 * 0.0148) = 0.46 м;

Мощность теряемых песков

hп = (Gоксл / 3.14) * sin (3.14 * r t) – (mпр * r t) = = (0.46 / 3.14) * sin (3.14 * 0.0148) – ( 0.46 * 0.0148) = 0 м;

Мощность кровли пласта

hр = hп + mпр = 0 + 0.46 = 0.46 м;

Потери песков

Па = hп * S = 0 * 425000 = 0 м3;

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

Потери золота

Qз = Па * Сб = 0 * 0.1 = 0 гр;

Разубоживание песков в кровли пласта

Рпр = hр * S = 0.46 * 425000 = 195500 м3;

Расчет потерь и разубоживания в почве пласта

Стандарт общей изменчивости контура выемки песков в почве пласта

_____________________ ____________________

Gопсл = √ (Gпсл )2 + (Gпсл )2 + (iо /2)2 = √ (0.2)2 + (0.2)2 + (0.2 / 2)2 = 0.3 м;

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

Gпсл - дисперсия случайной изменчивости поверхности почвы геологического пласта после вскрыши торфов, Gпсл = 0.2;

Показатель рациональной выемки песков в почве пласта

r t = (Сб - b) / (C – b) = (0.1 – 0.05) / (3.426 – 0.05) = 0.0148 м;

Мощность почвы пласта

mз = Gопсл * cos (3.14 * r t ) = 0.3 * cos (3.14 * 0.0148) = 0.3 м;

Мощность теряемых песков

hпз = (Gопсл / 3.14) * sin (3.14 * r t) ) – (mз * r t) = = (0.3 / 3.14) * sin (3.14 * 0.0148) – ( 0.3 * 0.0148) = 0 м;

Мощность почвы пласта

hз = hпз + mз = 0 + 0.3 = 0.3 м;

Потери песков

Паз = hпз * S = 0 * 425000 = 0 м3;

Потери золота

Qзз = Паз * Сб = 0 * 0.1 = 0 гр;

Разубоживание песков в почве пласта

Рз = hз * S = 0.3 * 425000 = 127500 м3;

Общий объем потерь песков

По = Паз + Па = 0 + 0 = 0 м3;

Общий объем разубоживания песков

Ро = Рз + Рпр =127500 + 195500 = 323000 м3;

Относительный коэффициент разубоживания песков

Кр = (Ро / Vп) * 100% = (323000 / 1142400) * 100% = 28.3%,

Эксплуатационная мощность песков

mэп= mг,п + mпр+ mз = 1.96 + 0.46 + 0.3 = 2.2 м

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

mз- мощность задирки, mз= 0.3 м;

где mг,п - средняя геологическая мощность песков, mг,п =1.6м ,

Эксплуатационная мощность торфов

mэт = mгmпр = 24 – 0.46 = 23.54 м,

где mг - средняя геологическая мощность торфов, mг = 24 м ,

Эксплуатационный объем песков

Vп= Sп* Lр = 840 *1360 =1142400 м3,

где Lр- длина россыпи, Lр=1360 м ,

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

Sп= (bнп+ bвп)* mпрп / 2 =(308+310)*2,72 / 2 = 840 м2,

где bнп- средняя ширина песков по низу, bнп=308 м,

bвп- средняя ширина песков по верху, bвп=310 м.

Эксплуатационный объем торфов

Vт= Sт* Lр = 7603 *1360 =10340080 м3,

где Sт = (bнт+ bвт)* mпрт / 2 =(310 +336)*23.54 / 2 =7603 м2 ,

bнт- средняя ширина торфов по низу, bнт=310 м,

bвт- средняя ширина торфов по верху, bвт=336 м.

Коэффициент вскрыши

Кв= Vт / Vп=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,

Vз = Vп * [((mг,п * С) + (Кр * 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.

Зпр = Сэкс + Еэ * Кi = 35942 + 0.16 * 112472 = 53937000 рублей;

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

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

Кi - капиталовложения, Кi = 112472 тыс.рублей;

Кi = (К1* Nэ) + (К2 * Nа) + (К3 * Nб) +( К4 * Nбо )= (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;

Nэ – количество экскаваторов, Nэ = 1 штуки;

Nа – количество автосамосвалов, Nа = 10 штук;

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

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

Таблица 3.1.1.1- Балансовая стоимость автосамосвала БелАЗ – 540А

Наименования расходов

Процентное

содержание

Единицы

измерения

Цена

Закупочная цена

-

тыс.руб.

980

Транспортирования

10%

тыс.руб.

98

Всего

-

тыс.руб.

1078

Таблица3.1.1.2 - Балансовая стоимость бульдозера Т- 500

Наименования расходов

Процентное

содержание

Единицы

измерения

Цена

Закупочная цена

-

тыс.руб.

9875

Транспортирования

10%

тыс.руб.

987.5

Всего

-

тыс.руб.

10863

Таблица 3.1.1.3 - Балансовая стоимость бульдозера ДЭТ- 250

Наименования расходов

Процентное

содержание

Единицы

измерения

Цена

Закупочная цена

-

тыс.руб.

7430

Транспортирования

10%

тыс.руб.

743

Всего

-

тыс.руб.

8173

Таблица 3.1.1.4 - Балансовая стоимость экскаватора ЭКГ-5А

Наименования расходов

Процентное

Содержание

Единицы

измерения

Цена

Закупочная цена

-

тыс.руб.

7500

Запасные части

2.5%

тыс.руб.

187.5

Итого

-

тыс.руб.

7687.5

Наценка УМТС

31%

тыс.руб.

2383.1

Стоимость деревянной тары

2.3%

тыс.руб.

176.8

Транспортирования

10%

тыс.руб.

768.8

Итого

-

тыс.руб.

11016.2

Заготовительные – складные расходы

1.2%

тыс.руб.

132.2

Итого

-

тыс.руб.

11148.4

Расходы на комплектацию оборудования

0.7%

тыс.руб.

70

Итого

-

тыс.руб.

11218.4

Монтаж

6%

тыс.руб.

673.1

Всего

-

тыс.руб.

11892

Эксплуатационная себестоимость.

Эксплуатационная себестоимость включает в себя затраты:

амортизацию горного оборудования; электроэнергию; материалы;

заработанная плата и прочие затраты.

Сэкс = Зам + Зп + Зэ + Зэк + Зпр = 14958 + 6293 + 214 + 11210 + 3267 =

35942 тыс.руб;

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

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

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

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

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

Таблица 3.1.1.5 - Затраты на амортизацию горного оборудования.

Оборудование

Стоимость

оборудования,

тыс.руб.

Норма амортизации, %

Количество,

шт.

Годовая сумма амортизации,

тыс. руб.

Экскаватор ЭКГ-5А

11892

7.7

1

915

Автосамосвал

БелАЗ – 540А

1078

16.7

10

1800

Бульдозер Т-500

10863

15

3

4888

Бульдозер

ДЭТ- 250

8173

15

7

8580

Всего

14958

Таблица 3.1.1.6- Заработанная плата

Наименований

профессий

разряд

Штат, чел.

Число

смен

работы

в год

одного

рабочего

Тариф-

ная

ставка в день,

руб

Годовой

Фонд

зар. платы,

тыс.руб.

Основная

зарплата,

тыс.руб.

Дополнительная

зарплата 10% тыс.руб.

Итого фонда зарплаты, тыс.руб.

Яв.

Спис.

Премия, 50%

Северные

надбавки, 1.2

Доплаты, 5%

Машинист ЭГГ

2

2.2

260

300

172

86

206

8

47

519

Помощник ЭГГ

2

2.2

260

250

143

71

172

7

39

432

Машинист БелАЗа

20

22

260

300

1716

858

2059

85

472

5190

Машинист Т-500

6

6.6

260

300

514

257

617

25

141

1554

Машинист ДЭТ-250

14

15.4

260

300

1200

600

1440

60

330

3630

Единый социальный фонд, 35.6%

3478

Всего

6293

Списочный штат определяется:

Тспис = Треж / Тфак = 251 / 232 = 1.1

где Треж = Тсм - Ткл - Тпр = 260 – 7 – 2 = 251 дней;

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

Тпр – количество праздничных дней, Тпр = 2 дня;

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

Тфак = Тсм - Ткл - Тпр - Тб - Тв = 260 – 7 – 2 – 5 - 14 = 232 дней;

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

Тв – количество выходных дней, Тв = 14 дня;

Таблица 3.1.1.7- Затраты на электроэнергию.

Наименования затрат

Единицы измерения.

Расход энергии в год

Цена за единицу измерения,

руб.

Годовые затраты,

руб.

Плата по одноставочному тарифу

кВт

231000

0.224

51744

Плата по двухставочному тарифу

кВт

1600

79

126400

Неучтенные затраты 20%

35628

Всего

214000

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

Расход энергии по одноставочному тарифу, Wо = 231000 кВт;

Расход энергии по двухставочному тарифу, Wд = 1600 кВт;

Wо = Nуст * tг * К * Цот * Ки = 250 * 4620 * 0.25 * 0.8 = 231000 кВт;

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

tсез – число рабочих часов в год, tг = 4620 часов;

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

Ки - коэффициент использования, Ки = 0.8

Wд = Nуст * Тмес * Цдт * Ки = 250 * 8 * 0.8 = 1600 кВт;

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

Оборудование

Кол -во,

шт.

Затраты рублей на 1000 км

Диз. топливо

ГСМ

Материалы

Ремонт

Шины

Общие

Затраты, тыс.руб.

Пробег автосамосвалов, тыс. км

Общая сумма затрат, тыс. руб.

Автосамосвал

БелАЗ – 540А

10

3500

720

950

1380

2.16 * 40000

74

50

3700

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

Оборудование

Кол -во,

шт.

Затраты на 1 машино – час

Канаты

ГСМ

Материалы

Ремонт

Кабели

Общие

Затраты на 1 машино - час.

Количество часов работы в сезон, час.

Общая сумма затрат, тыс. руб.

Экскаватор

ЭКГ-5А

1

17

12.5

110

510

22.5

627

4620

2896

Таблица 3.1.1.10 - Эксплуатационные затраты на бульдозер Т - 500.

Оборудование

Кол -во,

шт.

Затраты на 1 машино – час

Диз. Топливо

ГСМ

Материалы

Ремонт

Общие

Затраты, тыс.руб.

Количество часов работы в сезон, час.

Общая сумма затрат, тыс. руб.

Бульдозер

Т- 500

3

67

18.5

10.8

51.7

148

3705

1650

Таблица 3.1.1.11 - Эксплуатационные затраты на бульдозер ДЭТ - 250.

Оборудование

Кол -во,

шт.

Затраты на 1 машино – час

Диз. Топливо

ГСМ

Материалы

Ремонт

Общие

Затраты, тыс.руб.

Количество часов работы в сезон, час.

Общая сумма затрат, тыс. руб.

Бульдозер

ДЭТ- 250

7

52

14.2

8.3

39.6

114.1

3705

2960

Сумма эксплуатационные затраты равняется

Зэк = 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).

Зпр = (Зп + Зэ + Зам + Зэк ) * 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.

Зпр = Сэш + Еэ * Кj = 9940 + 0.16 * 62476 = 19936000 рублей;

Сэш – эксплуатационная себестоимость экскаватора ЭШ 15/90А,

Сэш = 9940 тыс.руб.

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

Таблица 3.1.1.12 - Балансовая стоимость экскаватора ЭШ 15/90А

Наименования расходов

Процентное

содержание

Единицы

измерения

Цена,

тыс.руб.

Закупочная цена

-

тыс.руб.

39375

Запасные части

2.5%

тыс.руб.

984.4

Итого

-

тыс.руб.

40359.4

Наценка УМТС

31%

тыс.руб.

12511.4

Стоимость деревянной тары

2.3%

тыс.руб.

928.3

Транспортирования

10%

тыс.руб.

4036

Итого

-

тыс.руб.

57835.1

Заготовительные – складные расходы

1.2%

тыс.руб.

694

Итого

-

тыс.руб.

58529.1

Расходы на комплектацию оборудования

0.7%

тыс.руб.

410

Итого

-

тыс.руб.

58939.1

Монтаж

6%

тыс.руб.

3536.3

Всего

-

тыс.руб.

62476

Эксплуатационная себестоимость

Сэкс = Зам + Зэк + Зп + Зэ + Зпр = 2499 + 3500 +1009 + 2028 + 904 =

= 9940 тыс.руб.

Таблица 3.1.1.13 - Затраты на амортизацию горного оборудования.

Оборудование

Стоимость

оборудования,

тыс.руб.

Норма амортизации, %

Количество,

шт.

Годовая сумма амортизации,

тыс. руб.

Экскаватор ЭШ 15/90А

62476

4

1

2499

Таблица 3.1.1.14 - Заработанная плата

Наименований

профессий

разряд

Штат, чел.

Число

смен

работы

в год

одного

рабочего

Тариф-

ная

ставка,

тыс.руб

Годовой

Фонд

зар. платы,

тыс.руб.

Основная

зарплата,

тыс.руб.

Дополнительная

зарплата 10% тыс.руб.

Итого фонда зарплаты, тыс.руб.

Яв.

Спис.

Премия, 50%

Северные

надбавки, 1.2

Доплаты, 5%

Машинист ЭШ

2

2.2

260

350

200

100

240

10

55

605

Помощник ЭШ

2

2.2

260

300

172

86

206

8

47

519

Слесарь ЭШ

2

2.2

260

250

143

71

172

7

39

432

Единый социальный фонд, 35.6%

554

всего

1009

Таблица 3.1.1.15 - Затраты на электроэнергию.

Наименования затрат

Единицы измерения.

Расход энергии в год

Цена за единицу измерения,

руб.

Годовые затраты,

руб.

Плата по одноставочному тарифу

кВт

2194500

0.224

490000

Плата по двухставочному тарифу

кВт

15200

79

1200000

Неучтенные затраты 20%

338000

Всего

2028000

Расход энергии по одноставочному тарифу, Wо = 2194500 кВт;

Расход энергии по двухставочному тарифу, Wд = 15200 кВт;

Wо = Nуст * tмес * Тмес * К * Цот = 1900 * 4620 * 0.25 = 2194500 кВт;

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

Wд = Nуст * Тмес * Цдт = 1900 * 8 = 15200 кВт;

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

Оборудование

Кол -во,

шт.

Затраты на 1 машино – час

Канаты

ГСМ

Материалы

Ремонт

Кабели

Общие

Затраты на 1 машино - час.

Количество часов работы в сезон, час.

Общая сумма затрат, тыс. руб.

Экскаватор

ЭЩ 15/90

1

100

39

167

429

30

765

4620

3500

Прочие затраты

Зпр = (Зп + Зэ + Зам + Зэк ) * 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.

№ п/п

Наименомание показателей

Ед. измер.

Месясы

Итого за сезон

Май

Июнь

Июль

Август

Сентябрь

Октябрь

1

Продолжитель-ность сезона

сут.

7

30

31

31

30

20

149

2

Время на производство ППР

сут.

3

3

3

3

3

2

14

3

Количество рабочих дней в сезон

сут.

7

27

28

28

27

18

135

4

Количество часов чистой работы в сутки

ч

19,5

19,5

19,5

19,5

19,5

19,5

19,5

5

Число часов чистой работы в сезон

ч

137

527

546

546

527

351

2634

6

Часовая техническая производитель-ность промприбора

м3

100

100

100

100

100

100

100

7

Поправочный коэффициент на неравномерность работы карьера и на зимние условия работ

0,8

0.9

0,8

1

0,8

1

0,8

1

0,8

0.95

0,8

0.9

0,8

0.96

8

Расчетная часовая производитель-ность промприбора по периодам года

м3

72

80

80

80

76

72

77

9

Расчетная производитель-ность промприбора по периодам года

тыс.м3

9.8

42.7

43.7

43.7

40

25.3

205





Таблица 3.1.2.1-Расчет производительности промывочного прибора ПКБШ-100



Приведенные затраты для промывочного прибора ПКБШ-100.

Зпр = Сэкс + Еэ * К = 1515407 + 0.16 * 743000 = 1634287 рублей;

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

Сэкс – эксплуатационная себестоимость, Сэкс = 1515407 рублей;

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

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

Наименования расходов

Процентное

содержание

Единицы

измерения

Цена

Закупочная цена

-

тыс.руб.

688

Заготовительные – складные расходы

1.2%

тыс.руб.

8

Итого

-

тыс.руб.

696

Расходы на комплектацию оборудования

0.7%

тыс.руб.

5

Итого

-

тыс.руб.

701

Монтаж

6%

тыс.руб.

42

Всего

-

тыс.руб.

743

Эксплуатационная себестоимость

Сэкс = Зам + Зп+ Зэ + Зрм + Зпр = 74300 + 1122000 + 119784 + 61559 + 137764 =

= 1515407 рублей;

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

Зп - заработанная плата, Зп = 1122000 рублей;

Зэ - затраты на электроэнергию, Зэ = 119784 рублей;

Звм – эксплуатационные затраты, Звм = 61559 рублей;

Зпр - прочие затраты, Зпр = 137764 рублей;

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

Таблица 3.1.2.3 - Заработанная плата

Наименований

профессий

разряд

Штат, чел.

Число

смен

работы

в год

одного

рабочего


Тариф-

ная

ставка в день,

руб

Годовой

Фонд

зар. платы,

тыс.руб.

Основная

зарплата,

тыс.руб.

Дополнительная

зарплата 10% тыс.руб.

Итого фонда зарплаты, тыс.руб.

Яв.

Спис.

Премия, 50%

Северные

надбавки, 1.2

Доплаты, 5%

Машинист ПКБШ - 100

2

2.2

149

300

98

49

117

5

27

296

Помощник машиниста

2

2.2

149

250

82

41

98

4

23

248

Сварщик

2

2.2

149

300

98

49

117

5

27

296

Съемщик

2

2.2

149

300

98

49

117

5

27

296

Охранник

2

2.2

149

300

98

49

117

5

27

296

Зав. З.П.К.

2

2.2

149

350

104

52

125

5

28

309

Единый социальный фонд, 35.6%

619

всего

1122

Списочный штат определяется:

Тспис = Треж / Тфак = 140 / 125 = 1.1

где Треж = Тсм - Ткл - Тпр = 149 – 7 - 2 = 140 дней;

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

Тпр - количество праздничных дней, Тпр = 2 дней.

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

Тфак = Тсм - Ткл - Тб в б = 149 – 7- 5 – 10 – 2 = 125 дней;

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

Тв – количество выходных дней, Тв = 10 дня;

Таблица 3.1.2.4 - Затраты на электроэнергию.

Наименования затрат

Единицы измерения.

Расход энергии в год

Цена за единицу измерения,

руб.

Годовые затраты,

руб.

Плата по одноставочному тарифу

кВт

121164

0.224

27140

Плата по двухставочному тарифу

кВт

920

79

72680

Неучтенные затраты 20%

19964

Всего

119784

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

Расход энергии по одноставочному тарифу, Wо = 121164 кВт;

Расход энергии по двухставочному тарифу, Wд = 921кВт;

Wо = Nуст * tг * К * Цот * Ки = 230 * 2634 * 0.25 * 0.8 = 121164 кВт;

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

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

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

Ки - коэффициент использования, Ки = 0.8

Wд = Nуст * Тмес * Цдт * Ки = 230 * 5 * 0.8 = 920 кВт;

где Тмес - продолжительность сезона, Тмес = 5 месяцев;

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

Наименования расходов

Затраты на

1000 м3,%

Годовой объм работ,

тыс. м3

Общие затраты

Цена, тыс.руб.

Годовая сумма затрат, руб.

ГСМ

0.08

205

16.4

26.4

430

Электроды

1.05

205

215

20.1

4322

На содержания и ремонт

0.06

743000

44580

Износ металла

1.5

205

307

21.6

6631

Итого

55963

Неучтенные материалы, 10 %

5596

Всего

61559

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

Зпр = (Зп + Зэ + Зам + Звм) * 10% = (1122000 + 61559 + 119784 + 74300 ) * 10% =

= 137764 рублей

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

Затраты

Ед. изм.

Стоимость

Годовая

Сменная

На 1 м3

Количество рабочих дней

-

135

-

-

Производительность

м3

205000

759

-

Продолжительность смены

час

-

12

-

Заработанная плата

руб.

1122000

4155

5.5

Материалы

руб.

61559

228

0.3

Амортизация

руб.

74300

275

0.35

Электоэнергия

руб.

119784

443

0.6

Текущий ремонт

руб.

148000

548

0.7

Цеховые расходы

руб.

152564

565

0.75

Прочие расходы

руб.

335641

1243

1.6

Стоимость

руб.

2013848

7458

9.8

Стоимость машино - час

руб.

765

765

Расчет нормы выработки бульдозера ДЭТ – 250 на отвалообразования гали

Сезонная норма выработки

Qбсез = Qбсм * nсм * Тсез = 956 * 2 * 135 = 258120 м3

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

Тсез = Тс - Тппр = 149 – 14 = 135 дней;

где Тс - продолжительность сезона, Тс = 149 дней;

Тппр – планово предупредительные работы, Тппр = 14 дней;

Сменная норма выработки

Qбсм = 100 * (Тсм – Тпз – Тлн ) * Кi / (То – Тв ) * Котд = 100 * (720 – 82 – 10) * 1.7 / (100 +2.43) * 1.09 = 956 м3

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

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

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

Кi - поправочный коэффициент, Кi = 1.7;

Кi = Ксм * Ккл * Ктп * Квз * Кнад * Кзп = 1.46 * 0.98 * 0.92 * 0.97 * 0.96 * 1.25 = = 1.7

где Ксм – сменный коэффициент, Ксм = 1.46;

Ккл – климатический коэффициент, Ккл = 0.98;

Квз – взрывание в течении смены, Квз = 0.97;

Кнад – коэффициент надежности оборудования, Кнад = 0.96;

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

Приведенные затраты для бульдозера ДЭТ- 250.

Зпр = Сэкс + Еэ * К = 1871100 + 0.16 * 8173000 = 3178780 рублей;

Таблица 3.1.2.7 - Балансовая стоимость бульдозера ДЭТ- 250.

Наименования расходов

Процентное

содержание

Единицы

измерения

Цена

Закупочная цена

-

тыс.руб.

7430

Транспортирования

10%

тыс.руб.

743

Всего

-

тыс.руб.

8173

Эксплуатационная себестоимость

Сэкс = Зам + Зп + Звм + Зпр = 1225000 + 176000 + 300000 + 170100 =

= 1871100 рублей;

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

Зп - заработанная плата, Зп = 176000 рублей;

Звм - эксплуатационные затраты, Звм = 300000 рублей;

Зпр - прочие затраты, Зпр = 170100 рублей;

Таблица 3.1.2.8- Затраты на амортизацию горного оборудования.

Оборудование

Стоимость

оборудования,

тыс.руб.

Норма амортизации, %

Количество,

шт.

Годовая сумма амортизации,

тыс. руб.

Бульдозер

ДЭТ- 250

8173

15

1

1225


Таблица 3.1.2.9 - Заработанная плата

Наименований

профессий

разряд

Штат, чел.

Число

смен

работы

в год

одного

рабочего


Тариф-

ная

ставка в день,

руб

Годовой

Фонд

зар. платы,

тыс.руб.

Основная

зарплата,

тыс.руб.

Дополнительная

зарплата 10% тыс.руб.

Итого фонда зарплаты, тыс.руб.

Яв.

Спис.

Премия, 50%

Северные

надбавки, 1.2

Доплаты, 5%

Машинист

ДЭТ - 250

2

2.2

149

300

90

45

108

5

25

273

Единый социальный фонд, 35.6%

97

всего

176

Таблица 3.1.2.10 - Эксплуатационные затраты на бульдозер ДЭТ - 250.

Оборудование

Кол -во,

шт.

Затраты на 1 машино – час

Диз. Топливо

ГСМ

Материалы

Ремонт

Общие

Затраты, тыс.руб.

Количество часов работы в сезон, час.

Общая сумма затрат, тыс. руб.

Бульдозер

ДЭТ- 250

1

52

14.2

8.3

39.6

114.1

2634

300

Прочие затраты

Зпр = (Ззп + Зам + Зрм ) * 10% = (176000 +1225000 + 300000) * 10% =

= 170100 рублей;

Таблица 3.1.2.11– Калькуляция стоимости машино-смены бульдозера

ДЭТ - 250

Затраты

Ед. изм.

Стоимость

Годовая

Сменная

На 1 м3

Количество рабочих дней

-

135

-

-

Производительность

м3

258120

956

-

Продолжительность смены

час

-

12

-

Заработанная плата

руб.

176000

652

0.8

Материалы

руб.

300000

1111

1.2

Амортизация

руб.

1225000

4537

4.7

Текущий ремонт

руб.

1634600

6054

6.3

Цеховые расходы

руб.

333560

1235

1.3

Прочие расходы

руб.

733832

2717

2.8

Стоимость

руб.

4402992

16307

17

Стоимость машино-час

руб.

1672

1672

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

Сезонная норма выработки

Qасез = Qасм * nсм * Тсез = 580 * 2 * 135 = 156600 м3;

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

Тсез – сезонный фонд работы автосамосвала, Тсез = 135 дней

Тсез = Тс - Тппр - Тпр = 149 – 14 = 135 дней;

где Тс - продолжительность сезона, Тс = 149 дней;

Тппр – планово предупредительные работы, Тппр = 14 дней;

Сменная норма выработки

Qасм = (Тсм – Тпз – Тлн – Тпр ) * Vа / Тр = (720 –35 – 10 -10) * 12.5 / 14.4 = 580 м3

где Тсм – продолжительность смены, Тсм = 720 минут;

Тпз – время выполнения подготовительно – заключительные операций,

Тпз = 35 минут;

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

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

Тпр – прочие простои, Тпр = 10 минут;

Тр – время одного рейса, Тр = 14.4 минут;

Тр = Тож + Туп + Тдв + Тур + Траз + Тпог = 1 + 0.5 + 7.9 + 0.3 + 0.8 + 3.9 =

=14.4 минут;

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

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

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

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

Траз - время разгрузки, Траз = 0.8 минут;

Тпог - время погрузки, Тпог = 3.9 минут;

Тпог = Vа * tц / Е * Ки * Кi * 60 = 12.5 * 27 / 1.5 * 0.7 * 1.35 *60 = 3.9 минут;

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

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

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

Кi – поправочные коэффициенты, Кi = 1.35;

Кi = Ксм * Ккл * Ктмп * Квз * Кпд * К,без =

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

где Ксм – сменный коэффициент, Ксм = 1.714;

Ккл – климатический коэффициент, Ккл = 0.98;

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

Квз – взрывание в течении смены, Квз = 0.97;

Кпд – планировка дорог, Кпд = 0.97;

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

Приведенные затраты для автосамосвалами БелАЗ –540А.

Зпр = Сэкс + Еэ * Кi = 798600 + 0.16 * 1078000 = 971080 рублей;

Таблица 3.1.2.12 - Балансовая автосамосвала БелАЗ – 540А

Наименования расходов

Процентное

содержание

Единицы

измерения

Цена

Закупочная цена

-

тыс.руб.

980

Транспортирования

10%

тыс.руб.

98

Всего

-

тыс.руб.

1078

Эксплуатационная себестоимость

Сэкс = Зам + Зп+ Звм + Зпр = 180000 + 176000 + 370000 + 72600 = 798600 рублей;

где Зам - затраты на амортизацию горного оборудования,

Зам = 180000 рублей;

Зп - заработанная плата, Зп = 176000 рублей;

Звм - эксплуатационные затраты, Звм = 370000 рублей;

Зпр - прочие затраты, Зпр = 72600 рублей;

Таблица 3.1.2.13 - Затраты на амортизацию горного оборудования.

Оборудование

Стоимость

оборудования,

тыс.руб.

Норма амортизации, %

Количество,

шт.

Годовая сумма амортизации,

тыс. руб.

Автосамосвал

БелАЗ – 540А

1078

16.7

1

180

Таблица 3.1.2.14 - Заработанная плата

Наименований

профессий

разряд

Штат, чел.

Число

смен

работы

в год

одного

рабочего


Тариф-

ная

ставка в день,

руб

Годовой

Фонд

зар. платы,

тыс.руб.

Основная

зарплата,

тыс.руб.

Дополнительная

зарплата 10% тыс.руб.

Итого фонда зарплаты, тыс.руб.

Яв.

Спис.

Премия, 50%

Северные

надбавки, 1.2

Доплаты, 5%

Машинист

автосамосвала

2

2.2

149

300

90

45

108

5

25

237

Единый социальный фонд, 35.6%

97

всего

176

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

Оборудование

Кол -во,

шт.

Затраты рублей на 1000 км

Диз. топливо

ГСМ

Материалы

Ремонт

Шины

Общие

Затраты, тыс.руб.

Пробег автосамосвалов, тыс. км

Общая сумма затрат, тыс. руб.

Автосамосвал

БелАЗ – 540А

1

3500

720

950

1380

2.16 * 40000

74

50

370

Прочие затраты

Зпр = (Ззп + Зам + Зрм ) * 10% = (176000 + 180000 + 370000) = 72600 рублей;


Таблица 3.1.2.16 – Калькуляция стоимости машино-смены автосамосвала БелАЗ – 540А

Затраты

Ед. изм.

Стоимость

Годовая

Сменная

На 1 м3

Количество рабочих дней

-

135

-

-

Производительность

м3

156600

580

-

Продолжительность смены

час

-

12

-

Заработанная плата

руб.

176000

652

1.1

Материалы

руб.

370000

1370

2.3

Амортизация

руб.

180000

667

1.2

Текущий ремонт

руб.

215600

798

1.4

Цеховые расходы

руб.

94160

348

0.6

Прочие расходы

руб.

207152

767

1.3

Стоимость

руб.

1242912

4603

7.9

Стоимость машино-час

руб.

472

472

Расчет нормы выработки бульдозера Т – 170 на отвалообразования эфелей.

Сезонная норма выработки

Qбсез = Qбсм * nсм * Тсез = 668 * 2 * 135 = 180000 м3

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

Тсез = Тс - Тппр = 149 – 14 = 135 дней;

где Тс - продолжительность сезона, Тс = 149 дней;

Тппр – планово предупредительные работы, Тппр = 12 дней;

Сменная норма выработки

Qбсм = 100 * (Тсм – Тпз – Тлн ) * Кi / (То – Тв ) * Котд = 100 * (720 – 82 – 10) * 1.7 / (144 +2.43) * 1.09 = 668 м3

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

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

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

Кi - поправочный коэффициент, Кi = 1.7;

Кi = Ксм * Ккл * Квз * Кнад * Кзп = 1.46 * 0.98 * 0.97 * 0.96 * 1.25 = 1.7

где Ксм – сменный коэффициент, Ксм = 1.46;

Ккл – климатический коэффициент, Ккл = 0.98;

Квз – взрывание в течении смены, Квз = 0.97;

Кнад – коэффициент надежности оборудования, Кнад = 0.96;

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

Приведенные затраты для бульдозера Т- 170.

Зпр = Сэкс + Еэ * К = 1100000 + 0.16 * 5152000 = 1924320 рублей;

Таблица 3.1.2.17 - Балансовая стоимость бульдозера Т- 170

Наименования расходов

Процентное

содержание

Единицы

измерения

Цена

Закупочная цена

-

тыс.руб.

4684

Транспортирования

10%

тыс.руб.

468

Всего

-

тыс.руб.

5152

Эксплуатационная себестоимость

Сэкс = Зам + Зп+ Звм + Зпр = 618000 + 160000 + 222000 + 100000 =

= 1100000 рублей;

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

Зп - заработанная плата, Зп = 160000 рублей;

Звм - эксплуатационные затраты, Звм = 222000 рублей;

Зпр - прочие затраты, Зпр = 100000 рублей;

Таблица 3.1.2.18 - Затраты на амортизацию горного оборудования.

Оборудование

Стоимость

оборудования,

тыс.руб.

Норма амортизации, %

Количество,

шт.

Годовая сумма амортизации,

тыс. руб.

Бульдозер

Т- 170

5152

12

1

618

Таблица 3.1.2.19 - Эксплуатационные затраты на бульдозер Т - 170.

Оборудование

Кол -во,

шт.

Затраты на 1 машино – час

Диз. Топливо

ГСМ

Материалы

Ремонт

Общие

Затраты, тыс.руб.

Количество часов работы в сезон, час.

Общая сумма затрат, тыс. руб.

Бульдозер

Т- 170

1

39

9.8

6.1

29.7

84.6

2634

222

Таблица 3.1.2.20 - Заработанная плата

Наименований

профессий

разряд

Штат, чел.

Число

смен

работы

в год

одного

рабочего


Тариф-

ная

ставка в день,

руб

Годовой

Фонд

зар. платы,

тыс.руб.

Основная

зарплата,

тыс.руб.

Дополнительная

зарплата 10% тыс.руб.

Итого фонда зарплаты, тыс.руб.

Яв.

Спис.

Премия, 50%

Северные

надбавки, 1.2

Доплаты, 5%

Машинист

Т-170

2

2.2

149

250

82

41

98

4

23

248

Единый социальный фонд, 35.6%

88

всего

160

Прочие затраты

Зпр = (Ззп + Зам + Зрм ) * 10% = (618000 + 160000 + 222000) * 10% =

= 100000 рублей;

Таблица 3.1.2.21 – Калькуляция стоимости машино-смены бульдозера

Т - 170

Затраты

Ед. изм.

Стоимость

Годовая

Сменная

На 1 м3

Количество рабочих дней

-

135

-

-

Производительность

м3

180000

668

-

Продолжительность смены

час

-

12

-

Заработанная плата

руб.

160000

592

0.9

Материалы

руб.

222000

822

1.2

Амортизация

руб.

618000

2289

3.4

Текущий ремонт

руб.

1030400

3816

5.7

Цеховые расходы

руб.

203040

752

1.2

Прочие расходы

руб.

446688

1654

2.5

Стоимость

руб.

2680128

9929

14.9

Стоимость машино-час

руб.

1018

1018

Расчет нормы выработки бурового станка 2СБШ – 250МН.

Сезонная норма выработки

Qбрсез = Qбрсм * nсм * Тсез = 280 * 2 * 230 = 130000 п.м.

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

Тсез = Тс - Тппр - Тпр = 290 – 56 – 4 = 230 дней;

где Тс - продолжительность сезона, Тс = 290 дней;

Тппр – планово предупредительные работы, Тппр = 56 дней;

Тпр – количество праздничных дней, Тпр = 4 дня;

Сменная норма выработки

Qбрcез = (Тсм – Тпз – Тлн – Тпт ) * Кi / tо + tв =

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

где Тсм – продолжительность смены, Тсм = 720 минут;

Тпз – время выполнения подготовительно – заключительные операций,

Тпз = 25 минут;

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

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

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

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

Кi - поправочный коэффициент, Кi = 1.2;

Кi = Ксм * Ккл * Квз * Кнад = 1.5 * 0.86 * 0.97 * 0.96 = 1.2;

где Ксм – сменный коэффициент, Ксм = 1.5;

Ккл – климатический коэффициент, Ккл = 0.86;

Квз – взрывание в течении смены, Квз = 0.97;

Кнад – коэффициент надежности оборудования, Кнад = 0.96;

Приведенные затраты для бурового станка СБШ – 250МН.

Зпр = Сэкс + Еэ * К = 2449115 + 0.16 * 3025000 = 2933115 рублей;

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

Наименования расходов

Процентное

содержание

Единицы

измерения

Цена

Закупочная цена

-

тыс.руб.

2750

Транспортирования

10%

тыс.руб.

275

Всего

-

тыс.руб.

3025

Эксплуатационная себестоимость

Сэкс = Зам + Зп + Звм + Зпр+ Зэ = 454000 +658000 + 745000 +369468 + 222647 =

= 2449115 рублей;

где Зам - затраты на амортизацию горного оборудования,

Зам = 454000 рублей;

Зп - заработанная плата, Зп = 658000 рублей;

Звм - эксплуатационные затраты, Звм = 745000 рублей;

Зэ - затраты на электроэнергию, Зэ = 369468 рублей;

Зпр - прочие затраты, Зпр = 222647 рублей;

Таблица 3.1.2.23 - Затраты на амортизацию горного оборудования.

Оборудование

Стоимость

оборудования,

тыс.руб.

Норма амортизации, %

Количество,

шт.

Годовая сумма амортизации,

тыс. руб.

Буровой станок СБШ – 250МН.

3025

15

1

454

Таблица 3.1.2.24 - Эксплуатационные затраты на буровой станок

СБШ – 250МН.

Оборудование

Кол-во,

шт.

Затраты на 1 машино – час

Канаты

ГСМ

Материалы

Ремонт

Кабели

Общие

Затраты на 1 машино - час.

Количество часов работы в сезон, час.

Общая сумма затрат, тыс. руб.

Буровой станок СБШ – 250МН

1

0.7

9

64.5

90

1.8

166

4485

745

Таблица 3.1.2.25 - Заработанная плата

Наименований

профессий

разряд

Штат, чел.

Число

смен

работы

в год

одного

рабочего


Тариф-

ная

ставка в день,

руб

Годовой

Фонд

зар. платы,

тыс.руб.

Основная

зарплата,

тыс.руб.

Дополнительная

зарплата 10% тыс.руб.

Итого фонда зарплаты, тыс.руб.

Яв.

Спис.

Премия, 50%

Северные

надбавки, 1.2

Доплаты, 5%

Машинист СБШ –250МН

2

2.2

290

300

192

96

230

9

53

580

Помощник машиниста

2

2.2

290

250

146

73

175

7

40

441

Единый социальный фонд, 35.6%

363

Всего

658

Таблица 3.1.2.26 - Затраты на электроэнергию.

Наименования затрат

Единицы измерения.

Расход энергии в год

Цена за единицу измерения,

руб.

Годовые затраты,

руб.

Плата по одноставочному тарифу

кВт

358800

0.224

80370

Плата по двухставочному тарифу

кВт

2880

79

227520

Неучтенные затраты 20%

61578

Всего

369468

Расход энергии по одноставочному тарифу, Wо = 358800 кВт;

Расход энергии по двухставочному тарифу, Wд = 2880 кВт;

Wо = Nуст * tг * К * Цот * Ки = 322 * 4485 * 0.25 * 0.8 = 358800 кВт;

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

Nуст = 322 кВт;

Wд = Nуст * Тмес * Цдт * Ки = 322 * 9 * 0.8 = 2880 кВт;

Прочие затраты

Зпр = (Ззп + Зам + Зрм + Зэ) * 10% =

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

Таблица 3.1.2.27 – Калькуляция стоимости машино-смены бурового станка

СБШ –250МН

Затраты

Ед. изм.

Стоимость

Годовая

Сменная

На 1 п.м.

Количество рабочих дней

-

230

-

-

Производительность

п.м.

130000

280

-

Продолжительность смены

час

-

12

-

Заработанная плата

руб.

658000

1430

5.1

Материалы

руб.

745000

1620

5.8

Амортизация

руб.

454000

987

3.4

Электроэнергия

руб.

369468

803

2.8

Текущий ремонт

руб.

605000

1315

4.7

Цеховые расходы

руб.

283147

615

2.1

Прочие расходы

руб.

622923

1355

4.8

Стоимость

руб.

3737537

8125

28.7

Стоимость машино-час

руб.

833

833



















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

Наименование показателей

Ед.

изм.

Месяцы

Итого за год

Май

Июнь

Июль

Авг.

Сен

Окт

Продолжительность сезона

сут.

7

30

31

31

30

20

149

ППР

сут.

-

3

3

3

3

2

14

Количество рабочих дней

сут.

7

27

28

28

27

18

135

Число часов работы в сутки

час

19.5

19.5

19.5

19.5

19.5

19.5

19.5

Число часов работы в сезон

час

137

527

546

546

527

351

2632

Часовая норма выработки

м3

88

88

88

88

88

88

88

Поправочные коэффициенты на неравномерность и на зимнее условия работ

-

-

0.9

0.9

0.9

1

0.9

1

0.9

1

0.9

0.95

0.9

0.9

0.9

0.92

Часовая норма с учетом поправочных коэффициен.

м3

71

79.2

79.2

79.2

75.2

71

75.8

Расчетная производительность по периоду года

тыс.м3

11

43

44

44

40

26

208



Приведенные затраты для экскаватора КАТО-1500GV.

Зпр = Сэкс + Еэ * К = 674000 + 0.16 * 1920000 = 981200 рублей;

Таблица 3.1.2.29 – Балансовая стоимость экскаватора КАТО-1500GV.

Наименования расходов

Процентное

содержание

Единицы

измерения

Цена

Закупочная цена

-

тыс.руб.

1750

Транспортирования

10%

тыс.руб.

170

Всего

-

тыс.руб.

1920

Эксплуатационная себестоимость

Сэкс = Зам + Зп + Звм + Зпр = 230000 + 191000 + 192000 + 61000 =

= 674000 рублей;

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

Зп - заработанная плата, Зп = 191000 рублей;

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

Зпр - прочие затраты, Зпр = 61000 рублей;

Таблица 3.1.2.30 - Заработанная плата

Наименований

профессий

разряд

Штат, чел.

Число

смен

работы

в год

одного

рабочего


Тариф-

ная

ставка в день,

руб

Годовой

Фонд

зар. платы,

тыс.руб.

Основная

зарплата,

тыс.руб.

Дополнительная

зарплата 10% тыс.руб.

Итого фонда зарплаты, тыс.руб.

Яв.

Спис.

Премия, 50%

Северные

надбавки, 1.2

Доплаты, 5%

Машинист КАТО-1500GV

2

2.2

149

300

98

49

117

5

27

296

Единый социальный фонд, 35.6%

105

Всего

191

Таблица 3.1.2.31 - Затраты на амортизацию горного оборудования.

Оборудование

Стоимость

оборудования,

тыс.руб.

Норма амортизации, %

Количество,

шт.

Годовая сумма амортизации,

тыс. руб.

экскаватор

КАТО-1500GV.

1920

12

1

230

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

Оборудование

Кол -во,

шт.

Затраты на 1 машино – час

Диз. Топливо

ГСМ

Материалы

Ремонт

Общие

Затраты, тыс.руб.

Количество часов работы в сезон, час.

Общая сумма затрат, тыс. руб.

экскаватор

КАТО-1500GV.

1

27

6.6

7.5

32

73.1

2634

192

Прочие затраты

Зпр = (Ззп + Зам + Зрм ) * 10% = (230000 + 191000 + 192000) * 10% =

= 61000 рублей;

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

Затраты

Ед. изм.

Стоимость

Годовая

Сменная

На 1 м3

Количество рабочих дней

-

135

-

-

Производительность

м3

208000

770

-

Продолжительность смены

час

-

12

-

Заработанная плата

руб.

191000

707

0.9

Материалы

руб.

192000

711

0.9

Амортизация

руб.

230000

852

1.1

Текущий ремонт

руб.

122600

454

0.6

Цеховые расходы

руб.

73560

272

0.4

Прочие расходы

руб.

161832

599

0.8

Стоимость

руб.

970992

3596

4.7

Стоимость машино-час

руб.

368

368







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

Наименование показателей

ед. изер.

Месяцы

Итого за год

Март

Апр.

Май

Июнь

Июль

Авг.

Сен

Окт

Нояб.

Продолжитель-

ность сезона

сут

20

30

31

30

31

31

30

31

26

260

Календарный фонд времени по месяцам

ч

480

720

744

720

744

744

720

744

624

6240

Вспомогательные работы

ч

31

28

25

25

26

26

27

29

25

242

ППР

ч

-

96

96

96

96

96

96

96

98

770

ПЗО

ч

91

85

76

78

78

78

78

88

69

721

Время на отдых и личные надобности

ч

32

45

46

45

46

46

45

46

39

390

Часов чистой работы в месяц

ч

326

466

501

476

498

498

474

485

393

4117

Часов чистой работы в сутки

ч

16.3

15.5

16.2

15.9

16.1

16.1

15.8

15.6

15.1

15.8

Часовая норма выработки

м3

425

465

475

555

555

555

555

516

472

508

Суточная производитель-ность



м3

6928

7207

7695

8825

8936

8936

8769

8049

7127

8052

Производитель-ность экскаватора по периодам

т.м3

138

217

240

264

276

276

263

250

185

2109



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.

Затраты

Ед. изм.

Стоимость

Годовая

Сменная

На 1 м3

Количество рабочих дней

-

260

-

-

Производительность

м3

2109000

4026

-

Продолжительность смены

час

-

12

-

Заработанная плата

руб.

1009000

1941

0.5

Материалы

руб.

3500000

6731

1.7

Амортизация

руб.

2499000

4801

1.2

Электоэнергия

руб.

2028000

3900

0.9

Текущий ремонт

руб.

12495200

24029

6.1

Цеховые расходы

руб.

2153120

4140

1.1

Прочие расходы

руб.

4736864

9109

2.3

Стоимость

руб.

28421184

54656

13.6

Стоимость машино - час

руб.

5606

5606

Расчет нормы выработки бульдозера Т – 500 на рыхление торфов.

Сезонная норма выработки

Qбсез = Qбсм * nсм * Тсез = 780 * 2 * 135 = 210000 м3

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

Тсез – сезонный фонд работы бульдозера, Тсез = 135 дней

Тсез = Тс - Тппр - Тпр = 149 – 14 = 135 дней;

где Тс - продолжительность сезона, Тс = 149 дней;

Тппр – планово предупредительные работы, Тппр = 14 дней;

Сменная норма выработки

Qбсм = 100 * (Тсм – Тпз – Тлн ) * Кi / (То + Тв ) * Котд =

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

где Тсм – продолжительность смены, Тсм = 720 минут;

Тпз – время выполнения подготовительно – заключительные операций,

Тпз = 55 минут;

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

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

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

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

Кi - поправочный коэффициент, Кi = 0.7;

Кi = Ксм * Ккл * Ктп * Квз * Кзп = 1.46 * 0.98 * 0.92 * 0.97 * 0.5 = 0.7

где Ксм – сменный коэффициент, Ксм = 1.46;

Ккл – климатический коэффициент, Ккл = 0.98;

Ктп- коэффициент на транспортирования мерзлых пород, Кэмп = 0.92;

Квз – взрывание в течении смены, Квз = 0.97;

Кзп - при зачистке плотика, Кзп = 0.5;

Приведенные затраты для бульдозера Т- 500.

Зпр = Сэкс + Еэ * К = 2432000 + 0.16 * 10862500 = 4170000 рублей;

Таблица 3.1.2.36 - Балансовая стоимость бульдозера Т- 500

Наименования расходов

Процентное

Содержание

Единицы

измерения

Цена

Закупочная цена

-

тыс.руб.

9875

Транспортирования

10%

тыс.руб.

987.5

Всего

-

тыс.руб.

10862.5

Эксплуатационная себестоимость

Сэкс = Зам + Зп + Звм + Зпр = 1630000 + 191000 + 390000 + 221000 =

= 2432000 рублей;

где Зам - затраты на амортизацию горного оборудования,

Зам = 1630000 рублей;

Зп - заработанная плата, Зп = 191000 рублей;

Звм - эксплуатационные затраты, Звм = 390000 рублей;

Зпр - прочие затраты, Зпр = 221000 рублей;

Таблица 3.1.2.37 - Затраты на амортизацию горного оборудования.

Оборудование

Стоимость

оборудования,

тыс.руб.

Норма амортизации, %

Количество,

шт.

Годовая сумма амортизации,

тыс. руб.

Бульдозер Т-500

10863

15

1

1630

Таблица 3.1.2.38 - Эксплуатационные затраты на бульдозер Т - 500.

Оборудование

Кол -во,

шт.

Затраты на 1 машино – час

Диз. Топливо

ГСМ

Материалы

Ремонт

Общие

Затраты, тыс.руб.

Количество часов работы в сезон, час.

Общая сумма затрат, тыс. руб.

Бульдозер

Т- 500

1

67

18.5

10.8

51.7

148

2634

390

Таблица 3.1.2.39 - Заработанная плата

Наименований

профессий

разряд

Штат, чел.

Число

смен

работы

в год

одного

рабочего


Тариф-

ная

ставка в день,

руб

Годовой

Фонд

зар. платы,

тыс.руб.

Основная

зарплата,

тыс.руб.

Дополнительная

зарплата 10% тыс.руб.

Итого фонда зарплаты, тыс.руб.

Яв.

Спис.

Премия, 50%

Северные

надбавки, 1.2

Доплаты, 5%

Машинист

Т-500

2

2.2

149

300

98

49

117

5

27

296

Единый социальный фонд, 35.6%

105

всего

191

Прочие затраты

Зпр = (Ззп + Зам + Зрм ) * 10% = (191000 + 1630000 + 390000) * 10% =

= 221000 рублей;

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

Затраты

Ед. изм.

Стоимость

Годовая

Сменная

На 1 м3

Количество рабочих дней

-

135

-

-

Производительность

м3

210000

780

-

Продолжительность смены

час

-

12

-

Заработанная плата

руб.

191000

707

0.9

Материалы

руб.

390000

1445

1.8

Амортизация

руб.

1630000

6037

7.7

Текущий ремонт

руб.

2172500

8046

10.3

Цеховые расходы

руб.

438350

1623

2.2

Прочие расходы

руб.

964370

3572

4.6

Стоимость

руб.

5786220

21430

27.5

Стоимость машино-час

руб.

2198

2197

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:

Qсточ = Nсточ * А = 0.7 * 0.015 = 0.01 м3

где Nсточ – норматив по сбросу сточных вод, Nсточ = 0.7 м33;

А – производительность карьера, А = 0.015 м3

Определяем мутность сточных вод.

Ссточ = ε * μ * А * ρ / Qсточ= 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 = [Сд * (Qмин * d / Qсточ)] + Спр = [ 0.25 * ( 0.73 * 0.4 / 0.01) + 7] = 14.3 г/м3

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

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

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

d- коэффициент смещения сточных вод, d = 0.4;

d = 1 – В / 1 + ( В * Qмин / Qсточ) = 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 √ Ед / Qсточ = 1 * 1.3 √ 0.0016 / 0.01 = 0.5

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

Y – коэффициент извилистости реки, Y = 1.3;

Ед – коэффициент турбулентной диффузии, Ед = 0.0016;

Ед = Vс * Нс / 200 = 0.46 * 0.68 / 200 = 0.0016;

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

Нс – глубина водного потока, Нс = 0.68 м.

Рассчитываем предельно допустимый сброс.

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

Определяем долю частиц которую необходимо осадить.

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

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

Определяем длину осаждения частиц.

Lос = Vс * Нос / UUвз = 0.0004 * 2.5 / 0.000008 - 0.00000001 = 125 м;

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

Нос – глубина транзитного потока, Нос = 2.5 м;

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

Uвз – взвешенное состояние движущих частиц, Uвз = 0.00000001

Vс = Qсточ / Ктр * Вос * Нос = 0.01 / 0.3 * 30 * 2.5 = 0.0004 м/с

где Ктр – коэффициент транзитности, Ктр = 0.3;

Вос - ширина транзитного потока, Вос = 30 м.

Uвз = 4 * n * Vс2 / Нос0.2 = 4 * 0.018 * 0.00042 / 2.5 0.2 = 0.00000001

где n – коэффициент шероховатости, n = 0.018.

Длина отстойника.

Lо = Lос * Кз = 125 * 1.1 = 140 м.

где Кз – коэффициент запаса, Кз = 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,

Lк = 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.

Вд = 2 * во + 2 * m + П =2 * 2 + 2 * 1 + 11 = 20 м;

где во - ширина обочины, во = 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:

Нтр = Нв + hпи , м

где Нв – мощность вскрыши примыкания траншей, м;

hпи – мощность песков, м.

Длина капитальной траншеи равна:

Lтр = (Нтр / i) * 1000, м

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

Объем капитальной траншеи равен:

Vтр = Нтр2 [(Вд / 2) + (Нтр * 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.

Показатели и обозначения

Ед. изм.

Траншея № 1

Траншея № 2

Ширина по низу, Вд

м

20

20

Ширина по верху

м

33

60

Глубина траншеи, Hтр

м

6.5

19.7

Угол откоса борта, β

град.

45

45

Длина траншеи, Lтр

м

93

281

Объем траншеи, Vтр

м3

7340

91850

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 * вс + Rа + е) = 2 (0.5 * 3.48 + 12 + 1) = 30 м;

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

Rа – наименьший радиус поворота автосамосвала БелАЗ - 540,Rа= 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:

Vр = (Si + Si+1 / 2) * Li , м3

где Si – площадь поперечного сечения траншеи, м2;

Li – расстояние между сечениями, м

Результаты расчетов сводим в таблицу 3.3.2.2

Таблиц 3.3.2 - Результаты расчетов.

Сечения

Площадь сечения

вскрыши, м2

Объем сечения

вскрыши , м3

Площадь сечения добычи, м2

Объем сечения

добычи, м3

111 – 111

285

84

1V – 1V

840

254810

52

30800

VV

1187

459110

44

21700

V1 – V1

1254

552880

36

18200

Итого

1266880

70700

Таблиц 3.3.4 – Параметры разрезных траншей.

Показатели и обозначения

Ед. изм.

Вскрышная траншея

Добычная траншея

Ширина по низу, Вд

м

46

40

Угол откоса борта, β

град.

60

60

Длина траншеи, Lтр

м

1360

1360

Объем траншеи, Vтр

м3

1266880

70700

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:

Тк1 = Vк1 / Qэшсут = 7340 / 8052 = 1 день;

где Qэшсут – суточная производительность экскаватора ЭШ 15 /90А,

Qэшсут = 8052 м3 ;

где Vк1 – объем капитальной траншеи № 1, Vк1 = 7340 м3;

Тк2 = Vк2 / Qэшсут = 91850 / 8052 = 11 дней;

где Vк2 – объем капитальной траншеи № 2, Vк2 = 91850 м3;

Время проходки разрезной траншеи:

Тр = Vр / Qэшсут = 1266880 / 8052 = 157 дней;

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

Время проходки добычной разрезной траншеи:

Трп = Vрп / Qксут = 70700 / 1478 = 48 дней;

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

Qксут – суточная производительность экскаватора Като – 1500 GV,

Qксут = 1478 м3.

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

Таблиц 3.3.5 – График горно – строительных работ.

Вид работ

Объем работ, м3

Время выполнения работ, мес.

12

1

2

3

4

5

6

7

8

9

Монтаж ЭШ 15/90А

4 мес.

Проходка траншеи № 1

7340

Проходка разрезной траншеи по вскрыше.

1266880

Проходка траншеи № 2

91850

Монтаж Като – 1500GV

10 дней.

Проходка разрезной траншеи по пескам.

70700

Затрата на вскрытие.

Цвс = (Vвт * Цэш) + (Vрп * Цк) = (1366070 * 13.6) + (70700 * 4.7) =

= 18910840 рублей;

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

Цэш = 13.6 рублей (смотри таблицу 3.1.2.35);

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

Цк = 4.7 рублей (смотри таблицу 3.1.2.33);

Vвт – объем вскрытия, Vвт = 1366070 м3

Vвт = Vк1 + Vк2 + Vр = 7340 + 91850 + 1266880 = 1366070 м3

Таблица 3.3.6 – Сводный сметный расчет на строительство карьера.

Наименования затрат

Сумма затрат, руб.

Затраты на 1м3годовой добычи, руб.

Подготовка территории строительства

1196000

6

Затраты на горные работы

18910840

92

Затраты на электромеханическое оборудование и монтаж

97504000

476

Затраты на транспорт

3234000

16

Затраты на приспособления, инструменты, инвентарь.

604000

3

Благоустройство промышленной площадки

1214000

6

Временные здания и сооружения

4784000

23

Прочие работы и затраты

12745000

62

Итого

140191840

684

Содержания дирекции

841000

4

Затраты на подготовку кадров

820000

4

Стоимость изыскательных и проектных работ

1418000

7

Итого

3079000

15

Всего

143270840

699

Непредвиденные работы и затраты

14327084

70

Всего по смете

157597924

769

    1. 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

Vоч = Lб * Вб * hоч =1360 * 308 * 0.1 = 41888 м2

где Lб – длина блока, Lб = 1360 метров;

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

hоч – мощность снимаемого слоя, hоч = 0.1 метра.

Работы по очистке полигона предусматривается бульдозером ДЭТ-250

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

Nбоч = Vоч / Qбсм = 41888 / 98 = 427 машин-часов

где Qбч- часовая норма выработки бульдозером ДЭТ-250, Qбсм = 87 м3 / час (смотри пункт 3.1.2).

Общие затраты на очистку полигона

Цоч = Vоч * Цд = 41888 * 17 = 712000 рублей;

где Цд – стоимость затрат на 1м3 для бульдозера ДЭТ-250, Цд = 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:

Vв = Qэш / Нт * Ав = 2109000 / 23.54 * 46 = 1947 м / год;

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

(смотри таблицу 3.1.2.34);

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

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

Скорость продвижения добычных работ:

Vд = Qк / Нп * Ад = 208000 / 2.72 * 40 = 1912 м / год;

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

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

Ад – ширина заходки, Ад = 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.

Цвр = Vвр * Цэш / Nр = 8974010 * 13.6 / 5 = 24409310 рублей;

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

Цэш = 13.6 рублей (смотри таблицу 3.1.2.35);

Nр – срок отработки россыпи, Nр = 5 лет;

Vвр – объем вскрышных работ, Vвр = 8974010 м3;

Vвр = Vт - Vвт = 10340080 - 1366070 = 8974010 м3;

где Vвт – объем вскрытия, Vвт = 1366070 м3;

Vт – объем торфов, Vт = 10340080 м3.

Элементы системы разработки.

Угол откоса вскрышного уступа, αв = 70 град;

Угол откоса добычного уступа, αд = 80 град;

Угол откоса отвала, β = 37 град;

Ширина вскрышной заходки, Ав = 46 м;

Ширина добычной заходки, Ад = 40 м;

Средняя мощность вскрышного уступа, Нт = 23.54 м;

Средняя мощность добычного уступа, Нп = 2.72 м;

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

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

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

(смотри таблицу 3.5.1);

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

(смотри таблицу 3.5.4);

Общие затраты на вскрышные работы в год, Цвр = 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, hп = 2.72 м;

Средняя мощность торфов, Hт = 23.54 м;

Ширина заходки Вп = 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:

Аз = 1.5 * Rч = 1.5 * 5.5 = 8.2 м:

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

Rч = 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.пб = Vп / (Qрб * N) = 1142400 / 210 * 5 = 1 шт.

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

Затраты на рыхления песков в год.

Цр = Vд * Цт = 205000 * 27.5 = 5637500 рублей;

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

Vд – годовой объем добычи, Vд = 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

Nэ = Vп / (QЭ * N) = 1142400 / 208 * 5 = 1 шт.

где Qрб - сезонная норма выработки экскаватора Като - 1500, Qэ = 208 тыс.м3 (смотри пункт 3.1.2) ;

Затраты на погрузку песков экскаватором в год.

Цд = Vд * Цэ = 205000 * 4.7 = 963500 рублей;

где Цэ – стоимость затрат с1м3 для экскаватора Като - 1500, Цэ = 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

Nа = Vп /( Qа * N) = 1142400 / 156600 * 5 = 2 шт.

где Qа - 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 = Nа / Кс = 2 / 0.8 = 3 штуки

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

Затраты на транспортирования песков автосамосвалами в год.

Цт = Vд * Ца = 205000 * 7.9 = 1619500 рублей;

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

Ца = 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.

Nп = Vп / (Qбт * N) = 1142400 / 180000 * 5 = 1 шт.

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

Затраты на подачу песков в бункер промприбора в год.

Цп = Vд * Цбт = 205000 * 14.9 = 3054500 рублей;

где Цбт – стоимость затрат с1м3 на подачу песков бульдозером Т-170 в бункер промприбора, Цбт = 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.

Затраты

Оборудование

Объем, м3

Стоимость, руб.

Рыхление

Т- 500

205000

5637500

Погрузка

Като – 1500GV

205000

963500

Транспортирование

БелАЗ – 540А

205000

1619500

Подача в бункер

Т-170

205000

3054500

Обогащение

ПКБШ - 100

205000

2013848

Всего

13288848

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

Операции технологического цикла

Используемая техника

Объем,

м3

Количество,

шт.

Вскрыша торфов

ЭШ 15 / 90А

10340080

1

складирование

гали

зфелей

ДЭТ- 250

Т-170

1364025

698006

666019

1

1

Механическое рыхление песков

Т-500

1142400

1

Погрузка песков

Като-1500

1142400

1

Подача песков бункер п/п

Т-170

1142400

1

Транспортировка пород

песков

БелАЗ-540А

1142400

3

Промывка песков

ПКБШ-100

1142400

1

Бурения скважин

2СБШ-250МН

10340080

1

Всего

бульдозеров

экскаваторов

автосамосвалов

промприборов

буровых станков

Т-170

ДЭТ- 250

Т - 500

ЭШ 15 / 90А

Като-1500

БелАЗ-540А

ПКБШ-100

2СБШ-250МН

2

1

1

1

1

3

1

1

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.

Vвзр = 10 * tcм * Qч = 10 * 19.5 * 508 = 99060 м3

где tcм – продолжительность смены, tcм = 19.5 часов;

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

Расчет параметров БВР

Определяется диаметр скважин

_____ ____

d = 125 4Vгвзр = 125 4√ 2.1 = 215 мм

где Vгвзр – годовой объем по вскрыше, Vгвзр = 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

lскв = 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

dс = d * крс = 0.243 * 1.18 = 0.287 м

где крс – коэффициент расширения скважин, крс = 1.18;

Длина забойки

lзаб = (25 – 30) * dс = 25 * 0.287 = 7 м;

Определяем линейную плотность

р = (П / 4) * d2ск * ∆ = (3.14 / 4 ) * 0.2872 * 900 = 58.2 кг / м ;

где ∆- плотность ВВ, ∆= 900 кг / м3;

Определяем линию сопротивления по подошве

_____________________ __________________________

W = √ р * (lскв - lзаб) / 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

Wдоп = 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 Wдоп<W, следовательно условие выполняется.

Расстояния между скважинами и рядами

а = в = W = 9.3м;

Длина заряда

lз = lскв - lзаб = 25 – 7 = 18 м ;

Определяем массу заряда в скважине

Qз = р * lз = 58.2 * 18 = 1048 кг;

Выход горной массы

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

Определяем длину блока

Lбл = Vвзр / [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

nр = Lбл / а = 74 / 9.3 = 8 шт;

Общее количество скважин в блоке

Nскв = n * nр = 4 * 8 = 32 шт;

Общий расход ВВ на взрыв

Qобщ = Qз * Nскв = 1048 * 32 = 33536 кг;

Интервал замедления

 = Кп * W = 5 * 9.3 = 47 мс;

Принимаем интервал замедления 50 мс.

Таблица 3.5.3 – Основные параметры взрывных работ

Параметры

Значения

Высота уступа, м

24

Длина скважины, м

25

Диаметр скважины, м

0.287

Длина забойки, м

7

Линейная плотность, кг / м3

58.2

Линия сопротивления по подошве, м

9.3

Допустимая линия сопротивления по подошве,м

9.2

Удельный расход ВВ, кг / м3

0.5

Расстояние между рядами, м

9.3

Расстояние между скважинами, м

9.3

Длина заряда, м

18

Выход горной массы с 1 м, м3/ м.

83

Масса заряда в скважине, кг

1048

Расход ВВ на взрыв,кг

33536

Длина блока, м

74

Объем рыхления за один взрыв, м3

99060

Способ взрывания

порядное

Параметры развала пород от взрыва, играют немаловажную роль, которая положительно сказывается на производительности экскаватора. Необходимо стремиться к максимально возможному сбросу пород от взрыва в отвал, для этого необходимо выбрать схему взрывания с данными показателями, такой схемой является порядная схема взрывания.

Высота развала

Нр = (0.8 –1.3) * Н = 0.8 * 24 = 19 м;

Ширина развала от первого ряда скважин

_____ ______

В0 = Кв * К √ Ко * Н = 2.5 *1.6 √ 0.85 * 24 = 18 м

где Кв – коэффициент характеризующий взрываемость пород (порды средневзрываемые), Кв = 2.5;

К - коэффициент учитывающий угол наклона скважин, К = 1.6;

Ко – коэффициент дальности отброса взорваной породы, Ко = 0.85;

Расстояния, безопасные по разлету отдельных кусков породы при взрывании скважинных зарядов рыхления, сейсмически безопасные расстояния и расстояния безопасные по действию ударной воздушной волны определяются согласно требований «Единые правили безопасности при взрывных работах ».

Сейсмически безопасные расстояния

где к1 – коэффициент зависящий от типа зданий, к1=1,5;

кс –коэффициент зависящий от грунта, кс=7;

λ – коэффициент зависит от показателя действия взрыва, λ=1.

Безопасные расстояния по действию ударной воздушной волны.

где Кв – коэффициент зависящий от степени повреждения объекта, Кв=50;

Безопасные расстояния по разлету кусков.

где f – коэффициент крепости, f = 4;

n заб –коэффициент забойки, nзаб = 1.

Согласно ЕПБ безопасное расстояние округляется до 50, следовательно

Rc = 350 м.: Rн = 1600 м. и Rр = 250 м.

Определяем количество взрывов в году.

Nвз = Vгвзр / Vвзр = 2100000 / 99060 = 21 раз

Расход детонирующего шнура

Lд = Nскв * (lcкв + а + 1.5) = 32 * (25 + 9.3 + 1.5) =1150 м

Общее количество взрывников

где Vгвзр – годовой объем взрывания пород, Vгвзр = 2.1 млн. м3.

Необходимое количество буровых станков

Nст = крез * Vгвзр / Qбрсез * Qг.м. = 1.1 * 2100000 / 130000 * 83 = 1 станок;

где крез – коэффициент резерва, крез = 1.1

Qбрсез -сезонная норма выработки, Qбрсез = 130000 м;

Стоимость бурения торфов в год.

Таблица 3.5.4 – Стоимость 1 м3 при буровзрывных работах.

Показатели

Кол-во ед.

Стоимость ед.

руб.

Сумма затрат,

руб.

Затраты труда

Взрывники

5

130000

650000

Подсобные рабочие

2

114000

228000

Итого

-

-

878000

Итого по затратам труда с учетом прочих К = 1.05

-

-

921900

Материалы

Граммонит, кг

704256

32

24700000

Детонирующий шнур и шашки

-

-

4940000

Итого

-

-

29640000

Итого по материалам с учетом прочих К = 1.05

-

-

31122000

Механизмы

Буровой станок, п.м.

25000

28.7

717500

Итого по механизмам с учетом прочих К = 1.05

-

-

753375

Всего стоимость

-

-

31271375

Стоимость 1 м3

-

-

14.9

Размеры, устройство и эксплуатация карьерных дорог.

Основные параметры карьерных дорог приняты по габаритам автосамосвала БелАЗ – 540 А.

Внутренние автомобильные дороги с расчетным объемом перевозок до 5млн.т. Расчетная скорость движения для дорог 3 категории принята

20 км/час .

Дороги на поверхности сооружаются двухполосными. Ширина проезжей части двухполосных дорог принята 14 м, ширина обочин – 2 м, поперечный уклон проезжей части при двухскатном поперечном профиле – 300/00 ,наибольший продольный уклон – 600/00 ,

Движение автотранспортных средств по дорогам осуществляется без обгона. Установка дорожных знаков и других технических средств регулирования должна соответствовать требованиям ГОСТа и требованиям правил дорожного движения.

Дороги оборудуются стационарным освещением, яркость поверхности дорог должна быть не ниже 0,5-0,3 кд/м2. На карьерных дорогах систематически выполняется комплекс работ по защите от снежных заносов в зимнее время и пылеподавлению в теплое время года.

Двухполосные дороги соединяются со вскрышными и добычными уступами временными технологическими дорогами, которые сооружаются непосредственно на плотике россыпи, на уступах , заездах и т.д.

Дороги со сроком службы до одного года устраиваются без покрытий.

Протяженность дороги, проложенной на поверхности до обогатительной установке в среднем составляет 1000 м.

Содержание дорог включает в себя следующие технологические операции:

- очистку проезжей части дорог от осыпающихся из кузова кусков породы;

- россыпь высевок с последующей планировкой;

- проведение мероприятий по борьбе с гололедом и пылеподавлению.

3.6 Обогащение песков

Обоснование выбора промывочной установки.

Уровень технологического извлечения золота из россыпи реки Хомолхо определяется вещественным составом кондиционного пласта, гранулометрическим составом содержащегося в песках золота, выбранными технологиями и техникой горных работ, обогащения полезного ископаемого.

Основные технологические характеристики кондиционного материала:

-валунистость свыше 200 мм до 10 %;

-глинистость незначительная 3-5 %;

-промывистость легко и средне промывистый материал.

Гранулометрический состав золота россыпи реки Хомолхо приведен в
таблице 3.6.1

Таблица 3.6. 1 - Результаты ситового анализа золота

Значения

Фракции, мм

Значения

-0.14

+0.14

-0.34

+0.34

-0.57

+0.57

-0.85

+0.85

-1.42

+ 1.42

-2.13

+2.13

-5.0

+5.0

Наличие золота, %

0.29

3.84

35.12

35.43

13.97

5.15

3.62

2.58

По анализу характеристик песков и золота, а также уровня извлечения золота различным обогатительным оборудованием, на основе использования исследований АО «Иргиредмет» и результатов опытно-промышленных работ по извлечению тонкого и мелкого золота выполненных ВНИИ-1, для обогащения песков россыпи были рекомендованы промывочные приборы бочечные, шлюзовые.

Результаты промывочного прибора подтвердили высокую эффективность бочечных приборов на обогащении песков, содержащих мелкое и тонкое золото, и была принята обогатительная установка на базе промывочного прибора ПКБШ-100 с дополнительными узлами извлечения мелкого золота, осуществляющая промывку песков по транспортной схеме.

Эксплуатацию промывочного прибора ПКБШ-100 планируется осуществлять с учетом наработок опытно-промышленных работ, а именно:

1 Снижена часовая производительность установки (со 100 м3 до 80 м3 ), поскольку проведенные наблюдения выявили взаимосвязь между уровнем технологических потерь золота и повышением нагрузки на узлы обогащении.

2 Исключена из технологического цикла операция обогащения материала +20 –50 мм на самородкоулавливающем шлюзе, в виду 100%-ной достаточности для извлечения золота россыпи шлюзов мелкого напои нения.

3 Исключена прямая разгрузка автосамосвалами БелАЗ-540А в бункер БПК -100 промприбора, поскольку неравномерность подачи материала в скруббер ГДБ -100 ведет к неполным дезинтеграции и грохочению материала.

Прибор ПКБШ-100, осуществляющий обогащение песков россыпи комплектуется следующими узлами:

1 Бункер питатель БПК-100

2 Скруббер ГДБ-100 (грохот-дезинтефатор)

3 Агрегат шлюзовой ШГМ -720

4 Шлюз доводочный

5 Отвалообразователь 03П-800

6.Агрегат насосный АН-12НДС, Д 1250-65

7.Узлы извлечения мелкого и тонкого золота

Расчет технологического извлечения золота

Технологическое извлечение золота принято 93,8%. Схема цепи аппаратов обогатительной установки приведена на рис 3.6.1, технологические характеристики прибора ПКБШ-100 и концентратора «Орокон» приведены в таблицах 3.6.5 и 3.6.6.

Технологическая схема обогащения песков россыпи реки Хомолхо предусматривает:

-подачу песков в скрубер бульдозером Т-170;

-дезинтеграцию и разделение в скрубере на классы +20 и -20мм, класс +20мм в отвал, а класс -20 мм на шлюзы мелкого накопления;

-обогащение материала –20 мм на шлюзах мелкого наполнения;

-грохочение хвостов продукта шлюзового обогащения на гидрогрохоте;

-концентрация золота на концентраторе «Орокон»;

-сокращение концентрата шлюзов мелкого наполнения на доводочном шлюзе;

-доводка концентрата доводочного шлюза на вашгерде;

-сбор и переработка на ШОУ хвостового продукта доводочного шлюза, вашгерда и концентрата « Орокон»

Из практики эксплуатации промывочных установок типа ПКБШ на промывке песков россыпи р.Хомолхо определено , что общие потери золота 6.2% распределяются следующим образом:

-потери с галей = 1%;

-потери с эфелями = 5%;

-потери при доводке = 0.2%

Таким образом баланс золота в технологическом процессе обогащения полезного ископаемого определяется в следующем виде:

входящее в технологию обогащения золото 100%; теряется в технологии обогащения 6.2%;

в том числе: в хвостах скрубера (в гале) 1%;

в хвостах ШМН + гидрогрохота 5%;

в узлах доводки концентрата 0.2%:

Суточная потребность обогатительной установке в технологической воде составит:

Qсут = Qв * Qп/п сут / Qп/пч = 438 * 1560 / 80 = 8540м3 ;

где Qп/пч - часовая производительность установки; Qп/пч = 80 м3 / ч ;

Qп/п сут - суточная производительность установки; Qп/п сут = 1560 м3 / сут ;

Qп/пв - расход воды промприбором, Qп/пв = 438 м3 / ч

Расход воды на доводке концентратов при двухразовом режиме съемок составит

Q дв = 2 * ( Qдш + Qдв + Qгр ) = 2 * ( 1.73+0.036 +2.114) = 7.76 м 3 /сутки ;

где Q дш – вода на доводочном шлюзе, Q дш = 1.73 м3 / ч ;

Q дв – вода при доводке на вашгерде, Q дв = 0.036 м3 / ч ;

Q гр – вода на грохоте, Q гр = 2.114 м3 / ч :

Расход технологической воды в сутки составит:

Q тсут = Qсут + Q дв = 8540 + 7.76 = 8547.8 м3 /сутки

Прочие неучтенные расходы воды (5%):

Q тсут . неучт = Q тсут * 0.05 = 8547.8 * 0.05 = 427.4 м3 /сутки

Общий расход технологической воды составит:

Qтсут .общ. = Q тсут + Q тсут . неучт. = 8547.8 + 427.4 = 8975 м3 /сутки

Удельный расход технологической воды составит:

qт = Qтсут .общ. / Qп/п сут = 8975 / 1560 = 5.75 м33

Мероприятия по извлечению тонкого и мелкого золота.

Согласно гранулометрии золота россыпи реки Хомолхо, наличие золота фракции - 0,25 мм составляет 4.13%.

Золото месторождения классифицируется как мелкое и средней крупности, поэтому в процессе обогащения материала продуктивного пласта предусматривается реализовать следующие организационные и технические мероприятия по извлечению тонкого и мелкого золота:

1 Часовая производительность промустановки снижена со 100 м3 до 80 м3.

2 Доводка наиболее обогащенного концентрата ШМН осуществляется в доводочном пункте на вашгердном столе.

З В технологическую цепь обогащения включен концентратор «Орокон».

Концентрат "ОРОКОНа", хвосты доводочного шлюза (-4мм), хвосты вашгерда направляются на до извлечение комплексом извлечения тонкого и мелкого золота

Основные преимущества концентраторов «Орокон»:

1 Высокий уровень извлечения золота но сравнению с традиционными методами, как крупного, так и частиц с размером менее 0,2 мм, общий уровень извлечения которых составил 80 %.

2 Непрерывность эксплуатации.

3 Мобильность.

Устройство и принцип работы установки "ОРОКОНа".

Установка "ОРОКОН-ЗОМ" предназначена для извлечение мелких золотых частиц в размере 30-50 мкм. Установка обеспечивает высокий уровень извлечения золота по сравнению с традиционными методами, особенно это касается золотых частиц с размером менее 0,2 мм.

Принцип работы всех типов оборудования, используемых для гравиометрической сепарации, заключается в том, что более плотные у частицы (золото, касситерит и др.) перемещаются сквозь флюидизированный слой более мелких частиц до тех пор, пока не становится возможным их скапливание и последующее извлечение.

Применение центробежной силы увеличивает разницу в плотности между более плотными и менее плотными частицами, что приводит к значительному повышению эффективности гравитационной сепарации. Слой частиц, собирающихся между кольцами на внутренней поверхности конуса, поддерживается во флюидизированном состоянии постоянным воздействием рыхлителей. Такое флюидизирующее действие в совокупности с большими центробежными силами, действующими на более плотные частицы, делает возможным постоянный взаимообмен между более плотными и более легкими частицами, в результате чего более плотные частицы аккумулируются между кольцами рядом с поверхностью конуса. Поскольку конструкция установки представляет собой конус, пульпа подвергается воздействию более значительных гравитационных сил, достигаемых посредством все повышающихся периферических скоростей по мере того, как она подталкивается кверху и выталкивается наружу, так что более мелкие золотые частицы собираются на верхних кольцах, в то время как более крупные частицы задерживаются на нижних кольцах.

Данные, полученные в ходе испытаний, показывают, что может быть получен очень высокий процент извлечения более крупного золота-при снижении процента извлечения по мере того, как золото становится более мелким.

Установка устанавливается непосредственно на любую плоскую платформу, сделанную из деревянных балок, цемента и др., включая мобильные платформы. Минимальные размеры платформы должны быть 2500 х 2500 мм. Очень важно также, чтобы платформа была совершенно ровной для обеспечения нормальной работы установки.

Максимальная производительность установки зависит. от характеристик твердого вещества, однако обычно составляет 30-50 м3/час сухой твердой первоначальной породы. Перед подачей первоначальной породы в установку необходимо добавить воду для получения пульпы с весовым содержанием твердого вещества примерно 20-40 %.

Подача первоначального материала в установку может осуществляться самыми разнообразными методами в зависимости от имеющегося оборудования и от условий конкретной местности.

С целью контроля количества твердого вещества, поступающего в установку, желательно измерять его поток. Простым методом измерения этой величины является заполнение мерного коллектора этим потоком с параллельным измерением времени, за которое происходит заполнение. Умножив найденную таким образом скорость потока на массовую долю твердого вещества, можно вычислить скорость переработки твердого вещества за единицу времени.

Загрузка материала в установку осуществляется с помощью лотков, или системы труб непосредственно в центральную трубу конуса. Загруженный материал подвергается немедленному воздействию центробежных сил и образует с помощью рыхлителей активизированный слой внутри конуса, кольца же при этом выполняют ту же роль, что и желобки в обычной установке гравитационной сепарации шлюзового типа.

Более плотные частицы концентрируются в нижней части активизированного слоя, то есть вдоль внутренней поверхности конуса, в то время как менее плотные выносятся из его верхней части и аккумулируются в лотках, расположенных по краям. Остаток пульпы поступает в хвосты.

Непрерывная эксплуатация установки рассчитана на период, не превышающий трех дней (в зависимости от содержания полезного компонента и масштабов работ), после чего установка должна быть остановлена (строго по инструкциям), а концентрат удален. Большинство пользователей проводят эту процедуру ежедневно.

При разгрузке установки в среднем извлекается около 250 кг пульпы или 100 кг сухого концентрата. Поэтому необходима его конечная очистка с применением вибрационных столов, а также, амальгамации и цианирования.

Идеальная скорость вращения установки 70-90 об/мин. Чтобы убедиться, что достигнута требуемая скорость вращения, достаточно наблюдая за створками концентрационного отсека, находящегося в основании конуса, подсчитать количество оборотов в минуту.

Расчет качественно-количественой схемы обогащения

Расчет количественной схемы обогащения выполняется с учетом следующих исходных данных:

часовая производительность промприбора = 80 м3 / ч;

выход фракции + 20 мм = 47 % ;

выход концентрата со шлюзов ШГН = 30 л / м2 ;

коэффициент грохочения = 0,5 ;

выход концентрата на доводочном шлюзе = 5 % ;

выход подрешетного материала – 4 мм = 22,5 % .



Таблица 3.6.2- Расчет количественной схемы обогащения

№ п/п

Операции,

продукты

обогащения

Выход твердого

Ж:Т

Расход

воды,

Расход

пульпы,

м3 / ч

%

м3 / ч

%

1

2

3

4

5

6

7

1

Дезинтеграция и грохочение в скрубере

Поступает :

1.1

Пески

80

100

0.2:1

16

96

1.2

Вода

-

-

-

336

336

Итого:

80

100

4.4:1

352

432

Выходит:

1.3

+ 20 мм в отвал

38

47

0.05:1

2

40

1.4

- 20 мм на ШГН

42

53

8.5:1

350

392

Итого:

80

100

4.4:1

352

432

2

Обогащение на шлюзах мелкого накопления

Поступает:

2.1

- 20 мм

42

53

8.5:1

350

392

2.2

Вода

-

-

-

62

62

Итого:

42

53

10:1

412

454

Выходит:

2.3

Хвосты в грохот

42

53

10:1

412

454

2.4

Шлюзовой

концентрат

-

-

-

-

-

3

Грохочение на грохоте (Е=0,5)

Поступает:

3.1

Хвосты ШГН

42

53

10:1

412

454

3.2

+ 10 мм в отвал

21

26.5

14:1

286

307

3.3

-10мм в “Орокон”

21

26.5

6:1

126

147

Итого:

42

53

10:1

412

454

4

Обогащение в концентраторе “Орокон”

Поступает:

4.1

Пульпа (- 10 мм)

21

26.5

6:1

126

147

4.2

Вода

-

-

-

24

24

Итого:

21

26.5

7.5:1

150

171

Выходит:

4.3

Хвосты в отвал

20,95

26.5

7.5:1

150

170.95

4.4

Концентрат на ШОУ

0,05

0

0

0

0.05

Итого:

21

26.5

7.5:1

150

171

Таблица 3.6.3- Продолжение таблицы 3.6.2

1

2

3

4

5

6

7

5

Сокращение концентрата ШГН на доводочном шлюзе

Поступает:

5.1

Концентрат шлюзов

0,18

100

0.4:1

0.07

0.25

5.2

Вода

-

-

-

1.73

1.73

Итого:

0,18

100

10:1

1.8

1.98

Выходит:

5.3

Хвосты на грохот

4 мм

0,17

94.4

10.6:1

1.796

1.966

5.4

Концентрат

0,1

5.6

0.4:1

0.004

0.014

Итого:

0,18

100

10:1

1.8

1.98

6

Доводка на вашгерде

Поступает:

6.1

Концентрат доводочного шлюза

0,01

5.6

0.4:1

0.004

0.014

6.2

Вода

-

-

-

0.036

0.036

Итого:

0,01

5.6

0.4:1

0.04

0.05

Выходит:

6.3

Золото в кассу

-

-

-

-

-

6.4

Шлихи на ШОУ

0,01

5.6

0.4:1

0.04

0.05

7

Грохочение хвостов доводочного шлюза на грохоте , d отв.= 4мм

Поступает:

7.1

Хвосты доводочного шлюза

0,17

94.4

10.6:1

1.796

1.966

7.2

Вода

-

-

-

2.114

2.114

Итого:

0,17

94.4

23:1

3.910

4.08

Выходит:

7.3

+ 4 мм в отвал

0,13

71.9

42:1

3.894

4.024

7.4

- 4 мм на ШОУ

0,04

22.5

0.4:1

0.016

0.056

Итого:

0,17

94.4

23:1

3.91

4.08











Таблица 3.6.4- Баланс технологической воды

Поступает в процесс

Выходит из процесса

№ п/п

Точка подачи

Расход,м3

№ п/п

Точка выхода

Расход,м3

1

С исходными песками

16

1

+ 20 мм в отвал

2

2

Дезинтеграция в скрубере

336

2

Хвосты ШГН и грохота

286

3

Обогащение на ШГН

62

4

Обогащение на

“Ороконе”

24

3

Хвосты “Орокона”

150

Итого:

438

Итого:

438

Таблица 3.6.5- Техническая характеристика промывочного прибора ПКБШ-100

Характеристика

Параметры

Техническая производительность, м3

100

Потребление воды (без ШГП), м3 / м3

7:1

Мощность (без транспортера и насоса), квт

96

Численность обслуживающего персонала в смену, чел.

3

Срок монтажа, суток

10

Максимальная крупность валунов, мм

600

Частота вращения скруббера , об / мин

16

Производительность насоса :

подача, м3

напор , м

500

65

Масса ,т

66







Таблица 3.6.6- Техническая характеристика установки “Орокон”

Характеристика

Параметры

Производительность твердого вещества в час, м3

30-50

Максимальная крупность материала

10

Отношение твердого к жидкому

1:3

Общий уровень извлечения частиц размером менее 0,2 мм, %

до 80

Частота вращения конуса , об / мин

80

Тип двигателя

4А132М4УЗ

Мощность двигателя, квт

11

Габаритные размеры, м

2.2; 2.3; 2.6

Масса ,кг

2800

Качественно – количественная схема обогащения промприбра

ПКБШ-100

3.7 Отвалообразование.

На промплощадке обогатительной установки пески складируются в рудном складе. Затем бульдозером на базе Т-170 равномерно подаются в бункер ПКБШ –100. Объем подачи песков - 1142400 м3. Галечный отвал продуктов обогащения песков формируется перегружателем 03П – 800, а затем разваловывается бульдозером на базе ДЭТ-1250 в выработанное пространство. Материал эфельного отвала складируется бульдозером на базе Т-170 в эфельный отвал-накопитель, после этого также разваловывается в выработанное пространство.

Общий объем галечного отвала из фракции +20мм

V+ 20 = Аг * W+ 20 * К гкр =1142400 * 0,47 * 1,3 = 698006 м3

где W+ 20 - выход фракции гали + 20 мм, W+ 20 = 47 % ;

Кгкр – коэффициент разрыхления гали, К гкр= 1,3

Объем эфельного отвала

V- 20 = Аг * W- 20 * К эфкр = 1142400 * 0,53 * 1,1 = 666019 м3

где W- 20 - выход фракции эфелей - 20 мм, W- 20 = 53 % ;

К эфкр – коэффициент разрыхления эфелей, К эфкр= 1,1

Общий объем отвала

Vообщ = V+ 20 + V- 20 = 698006 + 666019 = 1364025 м3

Расчет необходимого количества бульдозеров на уборку гали и эфелей

Количества бульдозеров ДЭТ-250 на уборку гали

N гб = V+ 20 / Qг б * N = 698006 / 258120 * 5 = 1 шт.

где Qг б - сезонная норма выработки бульдозера ДЭТ-250 на уборку гали, Qг б =258120 м3 (смотри пкнкт 3.1.2) ;

N - cрок отработки россыпи, N = 5 лет

Затраты на уборку гали в год.

Цуг = V1+20 * Цдт = 139600 * 17 = 2373200 рублей;

где Цдт – стоимость затрат с1м3 для бульдозера ДЭТ-250, Цдт = 17 рублей (смотри таблицу 3.1.2.11);

V1+20 – годовой объем гали, V1+20 = 139600 м3

Количества бульдозеров Т-170 на уборку эфелей

N эб = V- 20 / Qэ б * N = 666019 / 180 * 5 = 1 шт.

где Qэ б - сезонная норма выработки бульдозера Т-170 на уборку эфелей, Qэ б =180тыс.м3 (смотри пункт 3.1.2) ;

Затраты на уборку эфелей в год.

Цуэ = V1-20 * Цт1 = 133200 * 14.9 = 1984680 рублей;

где Цд1 – стоимость затрат с 1м3 для бульдозера Т-170, Цд1 = 14.9 рублей (смотри таблицу 3.1.2.21);

V1-20 – годовой объем эфелей, V1-20 = 133200 м3

Общие затраты на отвалообразования.

Цгэ = Цуг + Цуэ = 2373200 + 1984680 = 4357880 рублей.

    1. Водоснабжение горных работ.

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.Для организации промывки песков принята система технологического водоснабжения внешнего типа с площадкой хвостового хозяйства на борту карьера.

Исходя из рельефа поверхности, горно-геологических условий, характера распределения запасов и порядка их отработки проектом определено наиболее рациональное место размещения очистных сооружений карьера в непосредственной близости от места производства работ у нижней границы запасов участка россыпи на отработанных площадях.

Необходимая вместимость технологического илоотстойника расчитывется исходя из объема промываемых песков, условий складирования хвостов, коэффициентов их разрыхления и набухания илисто глинистых частиц.

Расчет вместимости илоотстойника выполнен по формуле:

Wил = Vп * Л { Кр + ( DD0.05) * 10 - 2 * Кн } + Qп/пч * qт * t =

= 1142400 * 0.0816[1.1 +(10.2 – 3.8) * 10 – 2 * 1.1]+ 80 * 5.75 * 19.5 = 118074 м3

где Vп -планируемый объем промывки песков, Vп = 1142400 м3;

Л - коэффициент, учитывающий условия складирования при расположении всего объема хвостов промывки на борту карьера на ранее нарушенных площадях, Л = 0,0816

Л = Лэ * D * 10 = 0.8 * 10.2 * 10 = 0.0816;

где Лэ - коэффициент эфельности, принят на основании качественно-количественной схемы обогащения песков на промприборе ПКБШ- 100, Лэ = 0.8;

D, D0.05 -массовая доля в промываемых золотосодержащих песках фракции размером 1мм и илисто-глинистых частиц размером менее 0.05 мм, принята на основании гранулометрического состава исходных песков,

D =10.2 % и D0.05 = 3.8 % ;

Кн -коэффициент набухания илисто-глинистых частиц, Кн = 1.1;

КР - коэффициент разрыхления складируемых пород, КР = 1.1;

Qп/пч - производительность промывочною прибора, Qп/пч = 80 м3 / ч

qт – удельный расход технологической воды при промывке золотосодержащих песков, согласно принятой технологии обогащения.

qт = 5.75 м3 / м3 ;

t - продолжительность работы промприбора в сутки , t = 19.5 ч ;

Необходимая вместимость илоотстойника технологического водоснабжения составляет - 120 тыс.м 3.

Емкость илоотстойника образуется за счет выемки, достигаемой бульдозерными работами ( ДЭТ-250), с размещением породы в насыпь ( среднее расстояние транспортирования 90 м) , образующей на поверхности совместно с отвалами отработки прошлых лет водоудерживающую толщу значительной мощности. Объем работ по сооружению непосредственно емкости отстойника (водонакопителя) составляет 120 тыс.м3.

С целью ограничения территории размещения эфельного отвала в нижней чести площади складирования хвостов сооружается оградительная дамба.

Высота плотины выбирается из условий полного размещения необходимого объема илоотстойника с учетом полной длины осаждения частиц. Высота дамбы равняется 5 метров.

Ширина гребня плотины

___ ___

bп = 1.65 * √ H = 1.65 * √ 5 = 4 м,

Ширина плотины по низу

Вп = bп + m1 * H + m2 * H = 4 + 1 * 5 + 1 * 5 = 14 м,

где m1, m2 - заложение мокрого и сухого откоса плотины, m1 = 1, m2 =1;

Объем пород, укладываемые в тело плотины.

Vпп = (bп + Вп) * Н * Lп / 2 = (4 + 14) * 5 * 100 / 2 = 4500 м3;

Определяем затраты на сооружения дамбы.

Цсд = Vпп * Цдт = 4500 * 17 = 76500 рублей;

где Цдт – стоимость затрат с1м3 для бульдозера ДЭТ-250, Цдт = 17 рублей;

Для безопасной эксплуатации очистных сооружений карьера и предупреждения возможных аварийных ситуаций в период ливневых дождей, проектом предусмотрен значительный объем дополнительной вместимости отстойника, что гарантирует предотвращение аварийного сброса сточных вод с территории системы технологического водообеспечения карьера в результате ливней.

Основные параметры очистных сооружений обогатительной установки приведены в таблице 3.8.1

Таблица 3.8.1- Параметры очистных сооружений

Наименование показателя

Ед. изм

Значение

Объем промываемых песков

м3

1142400

Необходимый запас технологической воды

тыс.м3

9

Объем отвалов хвостов промывки :

галя +20 мм

эфеля - 20 мм

м3

м3

698006

666019

Вместимость илоотстойника

тыс.м3

112

Конструктивная глубина отстойника

м

5

Площадь зеркала воды отстойника

м2

14000

Объем строительных работ, всего

тыс м3

4.5

Расчет насосной установки.

Выбор насоса осуществляется за счет часовой производительности промприбора ( 438 м3/ ч смотри пункт 3.6) и величины напора.

Определяем величину необходимого напора насоса.

Н = Нв + Нн + hв + hм + hост = 1.5 + 35 + 1.4 + 0.1 + 5 = 43 м

где Нв – высота всасывания воды насосом, Нв = 1.5 м;

Нн – высота нагнетания воды, Нн = 35 м;

hв – потери напора на трение по длине трубопровода, hв = 1.4;

hм – местные потери напора, hм = 0.1;

hм = (0.05 – 0.1) hв = 0.1 * 1.4 = 0.1 м;

hост – остаточный напор в конце пульповода, hост = 5 м.

При необходимом напоре 43 м и производительности промприбора 438 м3/ ч

выбираем насос типа Д 500 – 65.

Определяем диаметр трубопровода.

______________ _____________

Д = 1.128 √ Qп/пв / 3600 * Vв = 1.128 √ 438 / 3600 * 2 = 278 мм;

Qп/пв - расход воды промприбором, Qп/пв = 438 м3 / ч;

Vв – скорость воды в трубопроводе, Vв = 2 м/с.

Принимаем стандартное значение труб 299 мм.

3.9 Охрана природы.

3.9.1 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:

Qсточ = Nсточ * А = 0.7 * 0.015 = 0.01 м3

где Nсточ – норматив по сбросу сточных вод, Nсточ = 0.7 м33;

А – производительность карьера, А = 0.015 м3

Определяем мутность сточных вод.

Ссточ = ε * μ * А * ρ / Qсточ= 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 = [Сд * (Qмин * d / Qсточ)] + Спр = [ 0.25 * ( 0.73 * 0.4 / 0.01) + 7] = 14.3 г/м3

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

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

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

d- коэффициент смещения сточных вод, d = 0.4;

d = 1 – В / 1 + ( В * Qмин / Qсточ) = 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 √ Ед / Qсточ = 1 * 1.3 √ 0.0016 / 0.01 = 0.5

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

Y – коэффициент извилистости реки, Y = 1.3;

Ед – коэффициент турбулентной диффузии, Ед = 0.0016;

Ед = Vс * Нс / 200 = 0.46 * 0.68 / 200 = 0.0016;

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

Нс – глубина водного потока, Нс = 0.68 м.

Рассчитываем предельно допустимый сброс.

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

Определяем долю частиц которую необходимо осадить.

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

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

Определяем длину осаждения частиц.

Lос = Vс * Нос / UUвз = 0.0004 * 2.5 / 0.000008 - 0.00000001 = 125 м;

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

Нос – глубина транзитного потока, Нос = 2.5 м;

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

Uвз – взвешенное состояние движущих частиц, Uвз = 0.00000001

Vс = Qсточ / Ктр * Вос * Нос = 0.01 / 0.3 * 30 * 2.5 = 0.0004 м/с

где Ктр – коэффициент транзитности, Ктр = 0.3;

Вос - ширина транзитного потока, Вос = 30 м.

Uвз = 4 * n * Vс2 / Нос0.2 = 4 * 0.018 * 0.00042 / 2.5 0.2 = 0.00000001

где n – коэффициент шероховатости, n = 0.018.

Длина отстойника.

Lо = Lос * Кз = 125 * 1.1 = 140 м.

где Кз – коэффициент запаса, Кз = 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

3.9.2 Рекультивация нарушенных земель.

Целью горнотехнической рекультивации является создание рельефа поверхности, обеспечивающего использования рекультивированных земель по назначению. При разработке россыпей объектами рекультивации является дражные, полигоны, гидромеханизированные бульдозерно- скреперные и экскаваторные разрезы, отвалы вскрышных пород, гидроотвалы и илоотстойники.

На первом этапе (горнотехнической рекультивации) выполняется комплекс организационно- технических мероприятий, проводимых непосредственно горнодобывающими предприятиями в процессе эксплуатации месторождения. Сюда относятся работы по выполнению откосов старых выработок, планировка отвалов, нанесение плодородного слоя, а также мелиоративные и другие работы, необходимые для приведения нарушенных земель в состояние, пригодное для использования их по назначению. Второй этап (биологической рекультивации) выполняются агротехнические и мелиоративные работы по восстановлению плодородия нарушенных земель после завершения на них горнотехнической рекультивации и мероприятия по восстановлению этих земель под сельско и лесохозяйственное использование, а также по восстановлению в рыбохозяйственных целей водоемов, образовавшихся в горных выработках.

Рекультивация может осуществляться применением различной техники; бульдозеров, колесных скреперов, экскаваторов и средств гидромеханизации.

Рекультивация начинается с планировки хвостов промывки, а затем осуществляется планировка отвалов вскрышных пород.

Горнотехническое восстановление будет осуществляться под самозаростание что достаточно частичная планировка поверхности.

Основные требования горнотехнической рекультивации:

1 Плотик должен засыпан не менее чем на 1 метр.

2 Углы бортов карьера не должны превышать более чем на 23 градусов.

3 ииииииииииииииииииииииииииииииииииииииииииииииии

На рекультивацию используют бульдозер ДЭТ- 250 и необходимое количество будет составлять :

N = (V вно + Vвб ) / Qб = (1000000 + 1292000) / 360 = 7 штук.

где

Vвб – объем внешних отвалов бульдозерной вскрыши, Vвб = 1292000 м3 .;

V вно- внутренний отвал №3 автотранспортной вскрыши, V вно= 1000000 м3;

Qб - сезонная норма выработки бульдозера Д-355А, Qб = 360 м3 / час (смотри таблицу 3.4) .

Технологическая схема рекультивации изображена на рисунке 3.9

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.

Зпр = Сэкс + Еэ * Кi = 35942 + 0.16 * 112472 = 53937000 рублей;

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

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

Кi - капиталовложения, Кi = 112472 тыс.рублей;

Кi = (К1* Nэ) + (К2 * Nа) + (К3 * Nб) +( К4 * Nбо )= (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;

Nэ – количество экскаваторов, Nэ = 1 штуки;

Nа – количество автосамосвалов, Nа = 10 штук;

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

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

Таблица 3.1.1.1- Балансовая стоимость автосамосвала БелАЗ – 540А

Наименования расходов

Процентное

содержание

Единицы

измерения

Цена

Закупочная цена

-

тыс.руб.

980

Транспортирования

10%

тыс.руб.

98

Всего

-

тыс.руб.

1078

Таблица3.1.1.2 - Балансовая стоимость бульдозера Т- 500

Наименования расходов

Процентное

содержание

Единицы

измерения

Цена

Закупочная цена

-

тыс.руб.

9875

Транспортирования

10%

тыс.руб.

987.5

Всего

-

тыс.руб.

10863

Таблица 3.1.1.3 - Балансовая стоимость бульдозера ДЭТ- 250

Наименования расходов

Процентное

содержание

Единицы

измерения

Цена

Закупочная цена

-

тыс.руб.

7430

Транспортирования

10%

тыс.руб.

743

Всего

-

тыс.руб.

8173

Таблица 3.1.1.4 - Балансовая стоимость экскаватора ЭКГ-5А

Наименования расходов

Процентное

Содержание

Единицы

измерения

Цена

Закупочная цена

-

тыс.руб.

7500

Запасные части

2.5%

тыс.руб.

187.5

Итого

-

тыс.руб.

7687.5

Наценка УМТС

31%

тыс.руб.

2383.1

Стоимость деревянной тары

2.3%

тыс.руб.

176.8

Транспортирования

10%

тыс.руб.

768.8

Итого

-

тыс.руб.

11016.2

Заготовительные – складные расходы

1.2%

тыс.руб.

132.2

Итого

-

тыс.руб.

11148.4

Расходы на комплектацию оборудования

0.7%

тыс.руб.

70

Итого

-

тыс.руб.

11218.4

Монтаж

6%

тыс.руб.

673.1

Всего

-

тыс.руб.

11892

Эксплуатационная себестоимость.

Эксплуатационная себестоимость включает в себя затраты:

амортизацию горного оборудования; электроэнергию; материалы;

заработанная плата и прочие затраты.

Сэкс = Зам + Зп + Зэ + Зэк + Зпр = 14958 + 6293 + 214 + 11210 + 3267 =

35942 тыс.руб;

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

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

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

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

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

Таблица 3.1.1.5 - Затраты на амортизацию горного оборудования.

Оборудование

Стоимость

оборудования,

тыс.руб.

Норма амортизации, %

Количество,

шт.

Годовая сумма амортизации,

тыс. руб.

Экскаватор ЭКГ-5А

11892

7.7

1

915

Автосамосвал

БелАЗ – 540А

1078

16.7

10

1800

Бульдозер Т-500

10863

15

3

4888

Бульдозер

ДЭТ- 250

8173

15

7

8580

Всего

14958

Таблица 3.1.1.6- Заработанная плата

Наименований

профессий

разряд

Штат, чел.

Число

смен

работы

в год

одного

рабочего

Тариф-

ная

ставка в день,

руб

Годовой

Фонд

зар. платы,

тыс.руб.

Основная

зарплата,

тыс.руб.

Дополнительная

зарплата 10% тыс.руб.

Итого фонда зарплаты, тыс.руб.

Яв.

Спис.

Премия, 50%

Северные

надбавки, 1.2

Доплаты, 5%

Машинист ЭГГ

2

2.2

260

300

172

86

206

8

47

519

Помощник ЭГГ

2

2.2

260

250

143

71

172

7

39

432

Машинист БелАЗа

20

22

260

300

1716

858

2059

85

472

5190

Машинист Т-500

6

6.6

260

300

514

257

617

25

141

1554

Машинист ДЭТ-250

14

15.4

260

300

1200

600

1440

60

330

3630

Единый социальный фонд, 35.6%

3478

Всего

6293

Списочный штат определяется:

Тспис = Треж / Тфак = 251 / 232 = 1.1

где Треж = Тсм - Ткл - Тпр = 260 – 7 – 2 = 251 дней;

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

Тпр – количество праздничных дней, Тпр = 2 дня;

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

Тфак = Тсм - Ткл - Тпр - Тб - Тв = 260 – 7 – 2 – 5 - 14 = 232 дней;

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

Тв – количество выходных дней, Тв = 14 дня;

Таблица 3.1.1.7- Затраты на электроэнергию.

Наименования затрат

Единицы измерения.

Расход энергии в год

Цена за единицу измерения,

руб.

Годовые затраты,

руб.

Плата по одноставочному тарифу

кВт

231000

0.224

51744

Плата по двухставочному тарифу

кВт

1600

79

126400

Неучтенные затраты 20%

35628

Всего

214000

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

Расход энергии по одноставочному тарифу, Wо = 231000 кВт;

Расход энергии по двухставочному тарифу, Wд = 1600 кВт;

Wо = Nуст * tг * К * Цот * Ки = 250 * 4620 * 0.25 * 0.8 = 231000 кВт;

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

tсез – число рабочих часов в год, tг = 4620 часов;

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

Ки - коэффициент использования, Ки = 0.8

Wд = Nуст * Тмес * Цдт * Ки = 250 * 8 * 0.8 = 1600 кВт;

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

Оборудование

Кол -во,

шт.

Затраты рублей на 1000 км

Диз. топливо

ГСМ

Материалы

Ремонт

Шины

Общие

Затраты, тыс.руб.

Пробег автосамосвалов, тыс. км

Общая сумма затрат, тыс. руб.

Автосамосвал

БелАЗ – 540А

10

3500

720

950

1380

2.16 * 40000

74

50

3700

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

Оборудование

Кол -во,

шт.

Затраты на 1 машино – час

Канаты

ГСМ

Материалы

Ремонт

Кабели

Общие

Затраты на 1 машино - час.

Количество часов работы в сезон, час.

Общая сумма затрат, тыс. руб.

Экскаватор

ЭКГ-5А

1

17

12.5

110

510

22.5

627

4620

2896

Таблица 3.1.1.10 - Эксплуатационные затраты на бульдозер Т - 500.

Оборудование

Кол -во,

шт.

Затраты на 1 машино – час

Диз. Топливо

ГСМ

Материалы

Ремонт

Общие

Затраты, тыс.руб.

Количество часов работы в сезон, час.

Общая сумма затрат, тыс. руб.

Бульдозер

Т- 500

3

67

18.5

10.8

51.7

148

3705

1650

Таблица 3.1.1.11 - Эксплуатационные затраты на бульдозер ДЭТ - 250.

Оборудование

Кол -во,

шт.

Затраты на 1 машино – час

Диз. Топливо

ГСМ

Материалы

Ремонт

Общие

Затраты, тыс.руб.

Количество часов работы в сезон, час.

Общая сумма затрат, тыс. руб.

Бульдозер

ДЭТ- 250

7

52

14.2

8.3

39.6

114.1

3705

2960

Сумма эксплуатационные затраты равняется

Зэк = 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).

Зпр = (Зп + Зэ + Зам + Зэк ) * 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.

Зпр = Сэш + Еэ * Кj = 9940 + 0.16 * 62476 = 19936000 рублей;

Сэш – эксплуатационная себестоимость экскаватора ЭШ 15/90А,

Сэш = 9940 тыс.руб.

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

Таблица 3.1.1.12 - Балансовая стоимость экскаватора ЭШ 15/90А

Наименования расходов

Процентное

содержание

Единицы

измерения

Цена,

тыс.руб.

Закупочная цена

-

тыс.руб.

39375

Запасные части

2.5%

тыс.руб.

984.4

Итого

-

тыс.руб.

40359.4

Наценка УМТС

31%

тыс.руб.

12511.4

Стоимость деревянной тары

2.3%

тыс.руб.

928.3

Транспортирования

10%

тыс.руб.

4036

Итого

-

тыс.руб.

57835.1

Заготовительные – складные расходы

1.2%

тыс.руб.

694

Итого

-

тыс.руб.

58529.1

Расходы на комплектацию оборудования

0.7%

тыс.руб.

410

Итого

-

тыс.руб.

58939.1

Монтаж

6%

тыс.руб.

3536.3

Всего

-

тыс.руб.

62476

Эксплуатационная себестоимость

Сэкс = Зам + Зэк + Зп + Зэ + Зпр = 2499 + 3500 +1009 + 2028 + 904 =

= 9940 тыс.руб.

Таблица 3.1.1.13 - Затраты на амортизацию горного оборудования.

Оборудование

Стоимость

оборудования,

тыс.руб.

Норма амортизации, %

Количество,

шт.

Годовая сумма амортизации,

тыс. руб.

Экскаватор ЭШ 15/90А

62476

4

1

2499

Таблица 3.1.1.14 - Заработанная плата

Наименований

профессий

разряд

Штат, чел.

Число

смен

работы

в год

одного

рабочего

Тариф-

ная

ставка,

тыс.руб

Годовой

Фонд

зар. платы,

тыс.руб.

Основная

зарплата,

тыс.руб.

Дополнительная

зарплата 10% тыс.руб.

Итого фонда зарплаты, тыс.руб.

Яв.

Спис.

Премия, 50%

Северные

надбавки, 1.2

Доплаты, 5%

Машинист ЭШ

2

2.2

260

350

200

100

240

10

55

605

Помощник ЭШ

2

2.2

260

300

172

86

206

8

47

519

Слесарь ЭШ

2

2.2

260

250

143

71

172

7

39

432

Единый социальный фонд, 35.6%

554

всего

1009

Таблица 3.1.1.15 - Затраты на электроэнергию.

Наименования затрат

Единицы измерения.

Расход энергии в год

Цена за единицу измерения,

руб.

Годовые затраты,

руб.

Плата по одноставочному тарифу

кВт

2194500

0.224

490000

Плата по двухставочному тарифу

кВт

15200

79

1200000

Неучтенные затраты 20%

338000

Всего

2028000

Расход энергии по одноставочному тарифу, Wо = 2194500 кВт;

Расход энергии по двухставочному тарифу, Wд = 15200 кВт;

Wо = Nуст * tмес * Тмес * К * Цот = 1900 * 4620 * 0.25 = 2194500 кВт;

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

Wд = Nуст * Тмес * Цдт = 1900 * 8 = 15200 кВт;

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

Оборудование

Кол -во,

шт.

Затраты на 1 машино – час

Канаты

ГСМ

Материалы

Ремонт

Кабели

Общие

Затраты на 1 машино - час.

Количество часов работы в сезон, час.

Общая сумма затрат, тыс. руб.

Экскаватор

ЭЩ 15/90

1

100

39

167

429

30

765

4620

3500

Прочие затраты

Зпр = (Зп + Зэ + Зам + Зэк ) * 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.

№ п/п

Наименомание показателей

Ед. измер.

Месясы

Итого за сезон

Май

Июнь

Июль

Август

Сентябрь

Октябрь

1

Продолжитель-ность сезона

сут.

7

30

31

31

30

20

149

2

Время на производство ППР

сут.

3

3

3

3

3

2

14

3

Количество рабочих дней в сезон

сут.

7

27

28

28

27

18

135

4

Количество часов чистой работы в сутки

ч

19,5

19,5

19,5

19,5

19,5

19,5

19,5

5

Число часов чистой работы в сезон

ч

137

527

546

546

527

351

2634

6

Часовая техническая производитель-ность промприбора

м3

100

100

100

100

100

100

100

7

Поправочный коэффициент на неравномерность работы карьера и на зимние условия работ

0,8

0.9

0,8

1

0,8

1

0,8

1

0,8

0.95

0,8

0.9

0,8

0.96

8

Расчетная часовая производитель-ность промприбора по периодам года

м3

72

80

80

80

76

72

77

9

Расчетная производитель-ность промприбора по периодам года

тыс.м3

9.8

42.7

43.7

43.7

40

25.3

205





Таблица 3.1.2.1-Расчет производительности промывочного прибора ПКБШ-100



Приведенные затраты для промывочного прибора ПКБШ-100.

Зпр = Сэкс + Еэ * К = 1515407 + 0.16 * 743000 = 1634287 рублей;

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

Сэкс – эксплуатационная себестоимость, Сэкс = 1515407 рублей;

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

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

Наименования расходов

Процентное

содержание

Единицы

измерения

Цена,

руб.

Закупочная цена

-

тыс.руб.

688

Заготовительные – складные расходы

1.2%

тыс.руб.

8

Итого

-

тыс.руб.

696

Расходы на комплектацию оборудования

0.7%

тыс.руб.

5

Итого

-

тыс.руб.

701

Монтаж

6%

тыс.руб.

42

Всего

-

тыс.руб.

743

Эксплуатационная себестоимость

Сэкс = Зам + Зп+ Зэ + Зрм + Зпр = 74300 + 1122000 + 119784 + 61559 + 137764 =

= 1515407 рублей;

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

Зп - заработанная плата, Зп = 1122000 рублей;

Зэ - затраты на электроэнергию, Зэ = 119784 рублей;

Звм – эксплуатационные затраты, Звм = 61559 рублей;

Зпр - прочие затраты, Зпр = 137764 рублей;

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

Таблица 3.1.2.3 - Заработанная плата

Наименований

профессий

разряд

Штат, чел.

Число

смен

работы

в год

одного

рабочего


Тариф-

ная

ставка в день,

руб

Годовой

Фонд

зар. платы,

тыс.руб.

Основная

зарплата,

тыс.руб.

Дополнительная

зарплата 10% тыс.руб.

Итого фонда зарплаты, тыс.руб.

Яв.

Спис.

Премия, 50%

Северные

надбавки, 1.2

Доплаты, 5%

Машинист ПКБШ - 100

2

2.2

149

300

98

49

117

5

27

296

Помощник машиниста

2

2.2

149

250

82

41

98

4

23

248

Сварщик

2

2.2

149

300

98

49

117

5

27

296

Съемщик

2

2.2

149

300

98

49

117

5

27

296

Охранник

2

2.2

149

300

98

49

117

5

27

296

Зав. З.П.К.

2

2.2

149

350

104

52

125

5

28

309

Единый социальный фонд, 35.6%

619

всего

1122

Списочный штат определяется:

Тспис = Треж / Тфак = 140 / 125 = 1.1

где Треж = Тсм - Ткл - Тпр = 149 – 7 - 2 = 140 дней;

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

Тпр - количество праздничных дней, Тпр = 2 дней.

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

Тфак = Тсм - Ткл - Тб в б = 149 – 7- 5 – 10 – 2 = 125 дней;

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

Тв – количество выходных дней, Тв = 10 дня;

Таблица 3.1.2.4 - Затраты на электроэнергию.

Наименования затрат

Единицы измерения.

Расход энергии в год

Цена за единицу измерения,

руб.

Годовые затраты,

руб.

Плата по одноставочному тарифу

кВт

121164

0.224

27140

Плата по двухставочному тарифу

кВт

920

79

72680

Неучтенные затраты 20%

19964

Всего

119784

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

Расход энергии по одноставочному тарифу, Wо = 121164 кВт;

Расход энергии по двухставочному тарифу, Wд = 921кВт;

Wо = Nуст * tг * К * Цот * Ки = 230 * 2634 * 0.25 * 0.8 = 121164 кВт;

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

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

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

Ки - коэффициент использования, Ки = 0.8

Wд = Nуст * Тмес * Цдт * Ки = 230 * 5 * 0.8 = 920 кВт;

где Тмес - продолжительность сезона, Тмес = 5 месяцев;

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

Наименования расходов

Затраты на

1000 м3,%

Годовой объм работ,

тыс. м3

Общие затраты

Цена, тыс.руб.

Годовая сумма затрат, руб.

ГСМ

0.08

205

16.4

26.4

430

Электроды

1.05

205

215

20.1

4322

На содержания и ремонт

0.06

743000

44580

Износ металла

1.5

205

307

21.6

6631

Итого

55963

Неучтенные материалы, 10 %

5596

Всего

61559

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

Зпр = (Зп + Зэ + Зам + Звм) * 10% = (1122000 + 61559 + 119784 + 74300 ) * 10% =

= 137764 рублей

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

Затраты

Ед. изм.

Стоимость

Годовая

Сменная

На 1 м3

Количество рабочих дней

-

135

-

-

Производительность

м3

205000

759

-

Продолжительность смены

час

-

12

-

Заработанная плата

руб.

1122000

4155

5.5

Материалы

руб.

61559

228

0.3

Амортизация

руб.

74300

275

0.35

Электоэнергия

руб.

119784

443

0.6

Текущий ремонт

руб.

148000

548

0.7

Цеховые расходы

руб.

152564

565

0.75

Прочие расходы

руб.

335641

1243

1.6

Стоимость

руб.

2013848

7458

9.8

Стоимость машино - час

руб.

765

765

Расчет нормы выработки бульдозера ДЭТ – 250 на отвалообразования гали

Сезонная норма выработки

Qбсез = Qбсм * nсм * Тсез = 956 * 2 * 135 = 258120 м3

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

Тсез = Тс - Тппр = 149 – 14 = 135 дней;

где Тс - продолжительность сезона, Тс = 149 дней;

Тппр – планово предупредительные работы, Тппр = 14 дней;

Сменная норма выработки

Qбсм = 100 * (Тсм – Тпз – Тлн ) * Кi / (То – Тв ) * Котд = 100 * (720 – 82 – 10) * 1.7 / (100 +2.43) * 1.09 = 956 м3

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

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

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

Кi - поправочный коэффициент, Кi = 1.7;

Кi = Ксм * Ккл * Ктп * Квз * Кнад * Кзп = 1.46 * 0.98 * 0.92 * 0.97 * 0.96 * 1.25 = = 1.7

где Ксм – сменный коэффициент, Ксм = 1.46;

Ккл – климатический коэффициент, Ккл = 0.98;

Квз – взрывание в течении смены, Квз = 0.97;

Кнад – коэффициент надежности оборудования, Кнад = 0.96;

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

Приведенные затраты для бульдозера ДЭТ- 250.

Зпр = Сэкс + Еэ * К = 1871100 + 0.16 * 8173000 = 3178780 рублей;

Таблица 3.1.2.7 - Балансовая стоимость бульдозера ДЭТ- 250.

Наименования расходов

Процентное

содержание

Единицы

измерения

Цена

Закупочная цена

-

тыс.руб.

7430

Транспортирования

10%

тыс.руб.

743

Всего

-

тыс.руб.

8173

Эксплуатационная себестоимость

Сэкс = Зам + Зп + Звм + Зпр = 1225000 + 176000 + 300000 + 170100 =

= 1871100 рублей;

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

Зп - заработанная плата, Зп = 176000 рублей;

Звм - эксплуатационные затраты, Звм = 300000 рублей;

Зпр - прочие затраты, Зпр = 170100 рублей;

Таблица 3.1.2.8- Затраты на амортизацию горного оборудования.

Оборудование

Стоимость

оборудования,

тыс.руб.

Норма амортизации, %

Количество,

шт.

Годовая сумма амортизации,

тыс. руб.

Бульдозер

ДЭТ- 250

8173

15

1

1225


Таблица 3.1.2.9 - Заработанная плата

Наименований

профессий

разряд

Штат, чел.

Число

смен

работы

в год

одного

рабочего


Тариф-

ная

ставка в день,

руб

Годовой

Фонд

зар. платы,

тыс.руб.

Основная

зарплата,

тыс.руб.

Дополнительная

зарплата 10% тыс.руб.

Итого фонда зарплаты, тыс.руб.

Яв.

Спис.

Премия, 50%

Северные

надбавки, 1.2

Доплаты, 5%

Машинист

ДЭТ - 250

2

2.2

149

300

90

45

108

5

25

273

Единый социальный фонд, 35.6%

97

всего

176

Таблица 3.1.2.10 - Эксплуатационные затраты на бульдозер ДЭТ - 250.

Оборудование

Кол -во,

шт.

Затраты на 1 машино – час

Диз. Топливо

ГСМ

Материалы

Ремонт

Общие

Затраты, тыс.руб.

Количество часов работы в сезон, час.

Общая сумма затрат, тыс. руб.

Бульдозер

ДЭТ- 250

1

52

14.2

8.3

39.6

114.1

2634

300

Прочие затраты

Зпр = (Ззп + Зам + Зрм ) * 10% = (176000 +1225000 + 300000) * 10% =

= 170100 рублей;

Таблица 3.1.2.11– Калькуляция стоимости машино-смены бульдозера

ДЭТ - 250

Затраты

Ед. изм.

Стоимость

Годовая

Сменная

На 1 м3

Количество рабочих дней

-

135

-

-

Производительность

м3

258120

956

-

Продолжительность смены

час

-

12

-

Заработанная плата

руб.

176000

652

0.8

Материалы

руб.

300000

1111

1.2

Амортизация

руб.

1225000

4537

4.7

Текущий ремонт

руб.

1634600

6054

6.3

Цеховые расходы

руб.

333560

1235

1.3

Прочие расходы

руб.

733832

2717

2.8

Стоимость

руб.

4402992

16307

17

Стоимость машино-час

руб.

1672

1672

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

Сезонная норма выработки

Qасез = Qасм * nсм * Тсез = 580 * 2 * 135 = 156600 м3;

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

Тсез – сезонный фонд работы автосамосвала, Тсез = 135 дней

Тсез = Тс - Тппр - Тпр = 149 – 14 = 135 дней;

где Тс - продолжительность сезона, Тс = 149 дней;

Тппр – планово предупредительные работы, Тппр = 14 дней;

Сменная норма выработки

Qасм = (Тсм – Тпз – Тлн – Тпр ) * Vа / Тр = (720 –35 – 10 -10) * 12.5 / 14.4 = 580 м3

где Тсм – продолжительность смены, Тсм = 720 минут;

Тпз – время выполнения подготовительно – заключительные операций,

Тпз = 35 минут;

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

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

Тпр – прочие простои, Тпр = 10 минут;

Тр – время одного рейса, Тр = 14.4 минут;

Тр = Тож + Туп + Тдв + Тур + Траз + Тпог = 1 + 0.5 + 7.9 + 0.3 + 0.8 + 3.9 =

=14.4 минут;

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

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

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

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

Траз - время разгрузки, Траз = 0.8 минут;

Тпог - время погрузки, Тпог = 3.9 минут;

Тпог = Vа * tц / Е * Ки * Кi * 60 = 12.5 * 27 / 1.5 * 0.7 * 1.35 *60 = 3.9 минут;

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

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

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

Кi – поправочные коэффициенты, Кi = 1.35;

Кi = Ксм * Ккл * Ктмп * Квз * Кпд * К,без =

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

где Ксм – сменный коэффициент, Ксм = 1.714;

Ккл – климатический коэффициент, Ккл = 0.98;

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

Квз – взрывание в течении смены, Квз = 0.97;

Кпд – планировка дорог, Кпд = 0.97;

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

Приведенные затраты для автосамосвалами БелАЗ –540А.

Зпр = Сэкс + Еэ * Кi = 798600 + 0.16 * 1078000 = 971080 рублей;

Таблица 3.1.2.12 - Балансовая автосамосвала БелАЗ – 540А

Наименования расходов

Процентное

содержание

Единицы

измерения

Цена

Закупочная цена

-

тыс.руб.

980

Транспортирования

10%

тыс.руб.

98

Всего

-

тыс.руб.

1078

Эксплуатационная себестоимость

Сэкс = Зам + Зп+ Звм + Зпр = 180000 + 176000 + 370000 + 72600 = 798600 рублей;

где Зам - затраты на амортизацию горного оборудования,

Зам = 180000 рублей;

Зп - заработанная плата, Зп = 176000 рублей;

Звм - эксплуатационные затраты, Звм = 370000 рублей;

Зпр - прочие затраты, Зпр = 72600 рублей;

Таблица 3.1.2.13 - Затраты на амортизацию горного оборудования.

Оборудование

Стоимость

оборудования,

тыс.руб.

Норма амортизации, %

Количество,

шт.

Годовая сумма амортизации,

тыс. руб.

Автосамосвал

БелАЗ – 540А

1078

16.7

1

180

Таблица 3.1.2.14 - Заработанная плата

Наименований

профессий

разряд

Штат, чел.

Число

смен

работы

в год

одного

рабочего


Тариф-

ная

ставка в день,

руб

Годовой

Фонд

зар. платы,

тыс.руб.

Основная

зарплата,

тыс.руб.

Дополнительная

зарплата 10% тыс.руб.

Итого фонда зарплаты, тыс.руб.

Яв.

Спис.

Премия, 50%

Северные

надбавки, 1.2

Доплаты, 5%

Машинист

автосамосвала

2

2.2

149

300

90

45

108

5

25

237

Единый социальный фонд, 35.6%

97

всего

176

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

Оборудование

Кол -во,

шт.

Затраты рублей на 1000 км

Диз. топливо

ГСМ

Материалы

Ремонт

Шины

Общие

Затраты, тыс.руб.

Пробег автосамосвалов, тыс. км

Общая сумма затрат, тыс. руб.

Автосамосвал

БелАЗ – 540А

1

3500

720

950

1380

2.16 * 40000

74

50

370

Прочие затраты

Зпр = (Ззп + Зам + Зрм ) * 10% = (176000 + 180000 + 370000) = 72600 рублей;


Таблица 3.1.2.16 – Калькуляция стоимости машино-смены автосамосвала БелАЗ – 540А

Затраты

Ед. изм.

Стоимость

Годовая

Сменная

На 1 м3

Количество рабочих дней

-

135

-

-

Производительность

м3

156600

580

-

Продолжительность смены

час

-

12

-

Заработанная плата

руб.

176000

652

1.1

Материалы

руб.

370000

1370

2.3

Амортизация

руб.

180000

667

1.2

Текущий ремонт

руб.

215600

798

1.4

Цеховые расходы

руб.

94160

348

0.6

Прочие расходы

руб.

207152

767

1.3

Стоимость

руб.

1242912

4603

7.9

Стоимость машино-час

руб.

472

472

Расчет нормы выработки бульдозера Т – 170 на отвалообразования эфелей.

Сезонная норма выработки

Qбсез = Qбсм * nсм * Тсез = 668 * 2 * 135 = 180000 м3

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

Тсез = Тс - Тппр = 149 – 14 = 135 дней;

где Тс - продолжительность сезона, Тс = 149 дней;

Тппр – планово предупредительные работы, Тппр = 12 дней;

Сменная норма выработки

Qбсм = 100 * (Тсм – Тпз – Тлн ) * Кi / (То – Тв ) * Котд = 100 * (720 – 82 – 10) * 1.7 / (144 +2.43) * 1.09 = 668 м3

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

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

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

Кi - поправочный коэффициент, Кi = 1.7;

Кi = Ксм * Ккл * Квз * Кнад * Кзп = 1.46 * 0.98 * 0.97 * 0.96 * 1.25 = 1.7

где Ксм – сменный коэффициент, Ксм = 1.46;

Ккл – климатический коэффициент, Ккл = 0.98;

Квз – взрывание в течении смены, Квз = 0.97;

Кнад – коэффициент надежности оборудования, Кнад = 0.96;

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

Приведенные затраты для бульдозера Т- 170.

Зпр = Сэкс + Еэ * К = 1100000 + 0.16 * 5152000 = 1924320 рублей;

Таблица 3.1.2.17 - Балансовая стоимость бульдозера Т- 170

Наименования расходов

Процентное

содержание

Единицы

измерения

Цена

Закупочная цена

-

тыс.руб.

4684

Транспортирования

10%

тыс.руб.

468

Всего

-

тыс.руб.

5152

Эксплуатационная себестоимость

Сэкс = Зам + Зп+ Звм + Зпр = 618000 + 160000 + 222000 + 100000 =

= 1100000 рублей;

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

Зп - заработанная плата, Зп = 160000 рублей;

Звм - эксплуатационные затраты, Звм = 222000 рублей;

Зпр - прочие затраты, Зпр = 100000 рублей;

Таблица 3.1.2.18 - Затраты на амортизацию горного оборудования.

Оборудование

Стоимость

оборудования,

тыс.руб.

Норма амортизации, %

Количество,

шт.

Годовая сумма амортизации,

тыс. руб.

Бульдозер

Т- 170

5152

12

1

618

Таблица 3.1.2.19 - Эксплуатационные затраты на бульдозер Т - 170.

Оборудование

Кол -во,

шт.

Затраты на 1 машино – час

Диз. Топливо

ГСМ

Материалы

Ремонт

Общие

Затраты, тыс.руб.

Количество часов работы в сезон, час.

Общая сумма затрат, тыс. руб.

Бульдозер

Т- 170

1

39

9.8

6.1

29.7

84.6

2634

222

Таблица 3.1.2.20 - Заработанная плата

Наименований

профессий

разряд

Штат, чел.

Число

смен

работы

в год

одного

рабочего


Тариф-

ная

ставка в день,

руб

Годовой

Фонд

зар. платы,

тыс.руб.

Основная

зарплата,

тыс.руб.

Дополнительная

зарплата 10% тыс.руб.

Итого фонда зарплаты, тыс.руб.

Яв.

Спис.

Премия, 50%

Северные

надбавки, 1.2

Доплаты, 5%

Машинист

Т-170

2

2.2

149

250

82

41

98

4

23

248

Единый социальный фонд, 35.6%

88

всего

160

Прочие затраты

Зпр = (Ззп + Зам + Зрм ) * 10% = (618000 + 160000 + 222000) * 10% =

= 100000 рублей;

Таблица 3.1.2.21 – Калькуляция стоимости машино-смены бульдозера

Т - 170

Затраты

Ед. изм.

Стоимость

Годовая

Сменная

На 1 м3

Количество рабочих дней

-

135

-

-

Производительность

м3

180000

668

-

Продолжительность смены

час

-

12

-

Заработанная плата

руб.

160000

592

0.9

Материалы

руб.

222000

822

1.2

Амортизация

руб.

618000

2289

3.4

Текущий ремонт

руб.

1030400

3816

5.7

Цеховые расходы

руб.

203040

752

1.2

Прочие расходы

руб.

446688

1654

2.5

Стоимость

руб.

2680128

9929

14.9

Стоимость машино-час

руб.

1018

1018

Расчет нормы выработки бурового станка 2СБШ – 250МН.

Сезонная норма выработки

Qбрсез = Qбрсм * nсм * Тсез = 280 * 2 * 230 = 130000 п.м.

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

Тсез = Тс - Тппр - Тпр = 290 – 56 – 4 = 230 дней;

где Тс - продолжительность сезона, Тс = 290 дней;

Тппр – планово предупредительные работы, Тппр = 56 дней;

Тпр – количество праздничных дней, Тпр = 4 дня;

Сменная норма выработки

Qбрcез = (Тсм – Тпз – Тлн – Тпт ) * Кi / tо + tв =

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

где Тсм – продолжительность смены, Тсм = 720 минут;

Тпз – время выполнения подготовительно – заключительные операций,

Тпз = 25 минут;

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

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

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

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

Кi - поправочный коэффициент, Кi = 1.2;

Кi = Ксм * Ккл * Квз * Кнад = 1.5 * 0.86 * 0.97 * 0.96 = 1.2;

где Ксм – сменный коэффициент, Ксм = 1.5;

Ккл – климатический коэффициент, Ккл = 0.86;

Квз – взрывание в течении смены, Квз = 0.97;

Кнад – коэффициент надежности оборудования, Кнад = 0.96;

Приведенные затраты для бурового станка СБШ – 250МН.

Зпр = Сэкс + Еэ * К = 2449115 + 0.16 * 3025000 = 2933115 рублей;

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

Наименования расходов

Процентное

содержание

Единицы

измерения

Цена

Закупочная цена

-

тыс.руб.

2750

Транспортирования

10%

тыс.руб.

275

Всего

-

тыс.руб.

3025

Эксплуатационная себестоимость

Сэкс = Зам + Зп + Звм + Зпр+ Зэ = 454000 +658000 + 745000 +369468 + 222647 =

= 2449115 рублей;

где Зам - затраты на амортизацию горного оборудования,

Зам = 454000 рублей;

Зп - заработанная плата, Зп = 658000 рублей;

Звм - эксплуатационные затраты, Звм = 745000 рублей;

Зэ - затраты на электроэнергию, Зэ = 369468 рублей;

Зпр - прочие затраты, Зпр = 222647 рублей;

Таблица 3.1.2.23 - Затраты на амортизацию горного оборудования.

Оборудование

Стоимость

оборудования,

тыс.руб.

Норма амортизации, %

Количество,

шт.

Годовая сумма амортизации,

тыс. руб.

Буровой станок СБШ – 250МН.

3025

15

1

454

Таблица 3.1.2.24 - Эксплуатационные затраты на буровой станок

СБШ – 250МН.

Оборудование

Кол-во,

шт.

Затраты на 1 машино – час

Канаты

ГСМ

Материалы

Ремонт

Кабели

Общие

Затраты на 1 машино - час.

Количество часов работы в сезон, час.

Общая сумма затрат, тыс. руб.

Буровой станок СБШ – 250МН

1

0.7

9

64.5

90

1.8

166

4485

745

Таблица 3.1.2.25 - Заработанная плата

Наименований

профессий

разряд

Штат, чел.

Число

смен

работы

в год

одного

рабочего


Тариф-

ная

ставка в день,

руб

Годовой

Фонд

зар. платы,

тыс.руб.

Основная

зарплата,

тыс.руб.

Дополнительная

зарплата 10% тыс.руб.

Итого фонда зарплаты, тыс.руб.

Яв.

Спис.

Премия, 50%

Северные

надбавки, 1.2

Доплаты, 5%

Машинист СБШ –250МН

2

2.2

290

300

192

96

230

9

53

580

Помощник машиниста

2

2.2

290

250

146

73

175

7

40

441

Единый социальный фонд, 35.6%

363

Всего

658

Таблица 3.1.2.26 - Затраты на электроэнергию.

Наименования затрат

Единицы измерения.

Расход энергии в год

Цена за единицу измерения,

руб.

Годовые затраты,

руб.

Плата по одноставочному тарифу

кВт

358800

0.224

80370

Плата по двухставочному тарифу

кВт

2880

79

227520

Неучтенные затраты 20%

61578

Всего

369468

Расход энергии по одноставочному тарифу, Wо = 358800 кВт;

Расход энергии по двухставочному тарифу, Wд = 2880 кВт;

Wо = Nуст * tг * К * Цот * Ки = 322 * 4485 * 0.25 * 0.8 = 358800 кВт;

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

Nуст = 322 кВт;

Wд = Nуст * Тмес * Цдт * Ки = 322 * 9 * 0.8 = 2880 кВт;

Прочие затраты

Зпр = (Ззп + Зам + Зрм + Зэ) * 10% =

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

Таблица 3.1.2.27 – Калькуляция стоимости машино-смены бурового станка

СБШ –250МН

Затраты

Ед. изм.

Стоимость

Годовая

Сменная

На 1 п.м.

Количество рабочих дней

-

230

-

-

Производительность

п.м.

130000

280

-

Продолжительность смены

час

-

12

-

Заработанная плата

руб.

658000

1430

5.1

Материалы

руб.

745000

1620

5.8

Амортизация

руб.

454000

987

3.4

Электроэнергия

руб.

369468

803

2.8

Текущий ремонт

руб.

605000

1315

4.7

Цеховые расходы

руб.

283147

615

2.1

Прочие расходы

руб.

622923

1355

4.8

Стоимость

руб.

3737537

8125

28.7

Стоимость машино-час

руб.

833

833



















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

Наименование показателей

Ед.

изм.

Месяцы

Итого за год

Май

Июнь

Июль

Авг.

Сен

Окт

Продолжительность сезона

сут.

7

30

31

31

30

20

149

ППР

сут.

-

3

3

3

3

2

14

Количество рабочих дней

сут.

7

27

28

28

27

18

135

Число часов работы в сутки

час

19.5

19.5

19.5

19.5

19.5

19.5

19.5

Число часов работы в сезон

час

137

527

546

546

527

351

2632

Часовая норма выработки

м3

88

88

88

88

88

88

88

Поправочные коэффициенты на неравномерность и на зимнее условия работ

-

-

0.9

0.9

0.9

1

0.9

1

0.9

1

0.9

0.95

0.9

0.9

0.9

0.92

Часовая норма с учетом поправочных коэффициен.

м3

71

79.2

79.2

79.2

75.2

71

75.8

Расчетная производительность по периоду года

тыс.м3

11

43

44

44

40

26

208



Приведенные затраты для экскаватора КАТО-1500GV.

Зпр = Сэкс + Еэ * К = 674000 + 0.16 * 1920000 = 981200 рублей;

Таблица 3.1.2.29 – Балансовая стоимость экскаватора КАТО-1500GV.

Наименования расходов

Процентное

содержание

Единицы

измерения

Цена

Закупочная цена

-

тыс.руб.

1750

Транспортирования

10%

тыс.руб.

170

Всего

-

тыс.руб.

1920

Эксплуатационная себестоимость

Сэкс = Зам + Зп + Звм + Зпр = 230000 + 191000 + 192000 + 61000 =

= 674000 рублей;

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

Зп - заработанная плата, Зп = 191000 рублей;

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

Зпр - прочие затраты, Зпр = 61000 рублей;

Таблица 3.1.2.30 - Заработанная плата

Наименований

профессий

разряд

Штат, чел.

Число

смен

работы

в год

одного

рабочего


Тариф-

ная

ставка в день,

руб

Годовой

Фонд

зар. платы,

тыс.руб.

Основная

зарплата,

тыс.руб.

Дополнительная

зарплата 10% тыс.руб.

Итого фонда зарплаты, тыс.руб.

Яв.

Спис.

Премия, 50%

Северные

надбавки, 1.2

Доплаты, 5%

Машинист КАТО-1500GV

2

2.2

149

300

98

49

117

5

27

296

Единый социальный фонд, 35.6%

105

Всего

191

Таблица 3.1.2.31 - Затраты на амортизацию горного оборудования.

Оборудование

Стоимость

оборудования,

тыс.руб.

Норма амортизации, %

Количество,

шт.

Годовая сумма амортизации,

тыс. руб.

экскаватор

КАТО-1500GV.

1920

12

1

230

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

Оборудование

Кол -во,

шт.

Затраты на 1 машино – час

Диз. Топливо

ГСМ

Материалы

Ремонт

Общие

Затраты, тыс.руб.

Количество часов работы в сезон, час.

Общая сумма затрат, тыс. руб.

экскаватор

КАТО-1500GV.

1

27

6.6

7.5

32

73.1

2634

192

Прочие затраты

Зпр = (Ззп + Зам + Зрм ) * 10% = (230000 + 191000 + 192000) * 10% =

= 61000 рублей;

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

Затраты

Ед. изм.

Стоимость

Годовая

Сменная

На 1 м3

Количество рабочих дней

-

135

-

-

Производительность

м3

208000

770

-

Продолжительность смены

час

-

12

-

Заработанная плата

руб.

191000

707

0.9

Материалы

руб.

192000

711

0.9

Амортизация

руб.

230000

852

1.1

Текущий ремонт

руб.

122600

454

0.6

Цеховые расходы

руб.

73560

272

0.4

Прочие расходы

руб.

161832

599

0.8

Стоимость

руб.

970992

3596

4.7

Стоимость машино-час

руб.

368

368







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

Наименование показателей

ед. изер.

Месяцы

Итого за год

Март

Апр.

Май

Июнь

Июль

Авг.

Сен

Окт

Нояб.

Продолжитель-

ность сезона

сут

20

30

31

30

31

31

30

31

26

260

Календарный фонд времени по месяцам

ч

480

720

744

720

744

744

720

744

624

6240

Вспомогательные работы

ч

31

28

25

25

26

26

27

29

25

242

ППР

ч

-

96

96

96

96

96

96

96

98

770

ПЗО

ч

91

85

76

78

78

78

78

88

69

721

Время на отдых и личные надобности

ч

32

45

46

45

46

46

45

46

39

390

Часов чистой работы в месяц

ч

326

466

501

476

498

498

474

485

393

4117

Часов чистой работы в сутки

ч

16.3

15.5

16.2

15.9

16.1

16.1

15.8

15.6

15.1

15.8

Часовая норма выработки

м3

425

465

475

555

555

555

555

516

472

508

Суточная производитель-ность



м3

6928

7207

7695

8825

8936

8936

8769

8049

7127

8052

Производитель-ность экскаватора по периодам

т.м3

138

217

240

264

276

276

263

250

185

2109



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.

Затраты

Ед. изм.

Стоимость

Годовая

Сменная

На 1 м3

Количество рабочих дней

-

260

-

-

Производительность

м3

2109000

4026

-

Продолжительность смены

час

-

12

-

Заработанная плата

руб.

1009000

1941

0.5

Материалы

руб.

3500000

6731

1.7

Амортизация

руб.

2499000

4801

1.2

Электоэнергия

руб.

2028000

3900

0.9

Текущий ремонт

руб.

12495200

24029

6.1

Цеховые расходы

руб.

2153120

4140

1.1

Прочие расходы

руб.

4736864

9109

2.3

Стоимость

руб.

28421184

54656

13.6

Стоимость машино - час

руб.

5606

5606

Расчет нормы выработки бульдозера Т – 500 на рыхление торфов.

Сезонная норма выработки

Qбсез = Qбсм * nсм * Тсез = 780 * 2 * 135 = 210000 м3

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

Тсез – сезонный фонд работы бульдозера, Тсез = 135 дней

Тсез = Тс - Тппр - Тпр = 149 – 14 = 135 дней;

где Тс - продолжительность сезона, Тс = 149 дней;

Тппр – планово предупредительные работы, Тппр = 14 дней;

Сменная норма выработки

Qбсм = 100 * (Тсм – Тпз – Тлн ) * Кi / (То + Тв ) * Котд =

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

где Тсм – продолжительность смены, Тсм = 720 минут;

Тпз – время выполнения подготовительно – заключительные операций,

Тпз = 55 минут;

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

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

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

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

Кi - поправочный коэффициент, Кi = 0.7;

Кi = Ксм * Ккл * Ктп * Квз * Кзп = 1.46 * 0.98 * 0.92 * 0.97 * 0.5 = 0.7

где Ксм – сменный коэффициент, Ксм = 1.46;

Ккл – климатический коэффициент, Ккл = 0.98;

Ктп- коэффициент на транспортирования мерзлых пород, Кэмп = 0.92;

Квз – взрывание в течении смены, Квз = 0.97;

Кзп - при зачистке плотика, Кзп = 0.5;

Приведенные затраты для бульдозера Т- 500.

Зпр = Сэкс + Еэ * К = 2432000 + 0.16 * 10862500 = 4170000 рублей;

Таблица 3.1.2.36 - Балансовая стоимость бульдозера Т- 500

Наименования расходов

Процентное

Содержание

Единицы

измерения

Цена

Закупочная цена

-

тыс.руб.

9875

Транспортирования

10%

тыс.руб.

987.5

Всего

-

тыс.руб.

10862.5

Эксплуатационная себестоимость

Сэкс = Зам + Зп + Звм + Зпр = 1630000 + 191000 + 390000 + 221000 =

= 2432000 рублей;

где Зам - затраты на амортизацию горного оборудования,

Зам = 1630000 рублей;

Зп - заработанная плата, Зп = 191000 рублей;

Звм - эксплуатационные затраты, Звм = 390000 рублей;

Зпр - прочие затраты, Зпр = 221000 рублей;

Таблица 3.1.2.37 - Затраты на амортизацию горного оборудования.

Оборудование

Стоимость

оборудования,

тыс.руб.

Норма амортизации, %

Количество,

шт.

Годовая сумма амортизации,

тыс. руб.

Бульдозер Т-500

10863

15

1

1630

Таблица 3.1.2.38 - Эксплуатационные затраты на бульдозер Т - 500.

Оборудование

Кол -во,

шт.

Затраты на 1 машино – час

Диз. Топливо

ГСМ

Материалы

Ремонт

Общие

Затраты, тыс.руб.

Количество часов работы в сезон, час.

Общая сумма затрат, тыс. руб.

Бульдозер

Т- 500

1

67

18.5

10.8

51.7

148

2634

390

Таблица 3.1.2.39 - Заработанная плата

Наименований

профессий

разряд

Штат, чел.

Число

смен

работы

в год

одного

рабочего


Тариф-

ная

ставка в день,

руб

Годовой

Фонд

зар. платы,

тыс.руб.

Основная

зарплата,

тыс.руб.

Дополнительная

зарплата 10% тыс.руб.

Итого фонда зарплаты, тыс.руб.

Яв.

Спис.

Премия, 50%

Северные

надбавки, 1.2

Доплаты, 5%

Машинист

Т-500

2

2.2

149

300

98

49

117

5

27

296

Единый социальный фонд, 35.6%

105

всего

191

Прочие затраты

Зпр = (Ззп + Зам + Зрм ) * 10% = (191000 + 1630000 + 390000) * 10% =

= 221000 рублей;

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

Затраты

Ед. изм.

Стоимость

Годовая

Сменная

На 1 м3

Количество рабочих дней

-

135

-

-

Производительность

м3

210000

780

-

Продолжительность смены

час

-

12

-

Заработанная плата

руб.

191000

707

0.9

Материалы

руб.

390000

1445

1.8

Амортизация

руб.

1630000

6037

7.7

Текущий ремонт

руб.

2172500

8046

10.3

Цеховые расходы

руб.

438350

1623

2.2

Прочие расходы

руб.

964370

3572

4.6

Стоимость

руб.

5786220

21430

27.5

Стоимость машино-час

руб.

2198

2197

    1. 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

Vоч = Lб * Вб * hоч =1360 * 308 * 0.1 = 41888 м2

где Lб – длина блока, Lб = 1360 метров;

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

hоч – мощность снимаемого слоя, hоч = 0.1 метра.

Работы по очистке полигона предусматривается бульдозером ДЭТ-250

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

Nбоч = Vоч / Qбсм = 41888 / 98 = 427 машин-часов

где Qбч- часовая норма выработки бульдозером ДЭТ-250, Qбсм = 87 м3 / час (смотри пункт 3.1.2).

Общие затраты на очистку полигона

Цоч = Vоч * Цд = 41888 * 17 = 712000 рублей;

где Цд – стоимость затрат на 1м3 для бульдозера ДЭТ-250, Цд = 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.

3.5 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, hп = 2.72 м;

Средняя мощность торфов, Hт = 23.54 м;

Ширина заходки Вп = 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:

Аз = 1.5 * Rч = 1.5 * 5.5 = 8.2 м:

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

Rч = 5.5 м;

Угол откоса добычного уступа 70 градусов;

Угол откоса вскрышного уступа 60 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.пб = Vп / (Qрб * N) = 1142400 / 210 * 5 = 1 шт.

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

Затраты на рыхления песков в год.

Цр = Vд * Цт = 205000 * 27.5 = 5637500 рублей;

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

Vд – годовой объем добычи, Vд = 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

Nэ = Vп / (QЭ * N) = 1142400 / 208 * 5 = 1 шт.

где Qрб - сезонная норма выработки экскаватора Като - 1500, Qэ = 208 тыс.м3 (смотри пункт 3.1.2) ;

Затраты на погрузку песков экскаватором в год.

Цд = Vд * Цэ = 205000 * 4.7 = 963500 рублей;

где Цэ – стоимость затрат с1м3 для экскаватора Като - 1500, Цэ = 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

Nа = Vп /( Qа * N) = 1142400 / (156600 * 5) = 2 шт.

где Qа - 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 = Nа / Кс = 2 / 0.8 = 3 штуки

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

Затраты на транспортирования песков автосамосвалами в год.

Цт = Vд * Ца = 205000 * 7.9 = 1619500 рублей;

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

Ца = 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.

Nп = Vп / (Qбт * N) = 1142400 / 180000 * 5 = 1 шт.

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

Затраты на подачу песков в бункер промприбора в год.

Цп = Vд * Цбт = 205000 * 14.9 = 3054500 рублей;

где Цбт – стоимость затрат с1м3 на подачу песков бульдозером Т-170 в бункер промприбора, Цбт = 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.

Затраты

Оборудование

Объем, м3

Стоимость, руб.

Рыхление

Т- 500

205000

5637500

Погрузка

Като – 1500GV

205000

963500

Транспортирование

БелАЗ – 540А

205000

1619500

Подача в бункер

Т-170

205000

3054500

Обогащение

ПКБШ - 100

205000

2013848

Всего

13288848

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

Операции технологического цикла

Используемая техника

Объем,

м3

Количество,

шт.

Вскрыша торфов

ЭШ 15 / 90А

10340080

1

складирование

гали

зфелей

ДЭТ- 250

Т-170

1364025

698006

666019

1

1

Механическое рыхление песков

Т-500

1142400

1

Погрузка песков

Като-1500

1142400

1

Подача песков бункер п/п

Т-170

1142400

1

Транспортировка пород

песков

БелАЗ-540А

1142400

3

Промывка песков

ПКБШ-100

1142400

1

Бурения скважин

2СБШ-250МН

10340080

1

Всего

бульдозеров

экскаваторов

автосамосвалов

промприборов

буровых станков

Т-170

ДЭТ- 250

ЭШ 15 / 90А

Като-1500

БелАЗ-540А

ПКБШ-100

2СБШ-250МН

2

1

1

1

3

1

1

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.

Vвзр = 10 * tcм * Qч = 10 * 19.5 * 508 = 99060 м3

где tcм – продолжительность смены, tcм = 19.5 часов;

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

Расчет параметров БВР

Определяется диаметр скважин

_____ ____

d = 125 4Vгвзр = 125 4√ 2.1 = 215 мм

где Vгвзр – годовой объем по вскрыше, Vгвзр = 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

lскв = 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

dс = d * крс = 0.243 * 1.18 = 0.287 м

где крс – коэффициент расширения скважин, крс = 1.18;

Длина забойки

lзаб = (25 – 30) * dс = 25 * 0.287 = 7 м;

Определяем линейную плотность

р = (П / 4) * d2ск * ∆ = (3.14 / 4 ) * 0.2872 * 900 = 58.2 кг / м ;

где ∆- плотность ВВ, ∆= 900 кг / м3;

Определяем линию сопротивления по подошве

_____________________ __________________________

W = √ р * (lскв - lзаб) / 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

Wдоп = Н * (ctg  - ctg ) + С = 24 * (ctg 60 - ctg 75) + 2 = 9.2 м

где  - угол откоса вскрышного уступа,  = 60 градусов;

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

По условиям требований безопасного ведения буровзрывных работ Wдоп<W, следовательно условие выполняется.

Расстояния между скважинами и рядами

а = в = W = 9.3м;

Длина заряда

lз = lскв - lзаб = 25 – 7 = 18 м ;

Определяем массу заряда в скважине

Qз = р * lз = 58.2 * 18 = 1048 кг;

Выход горной массы

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

Определяем длину блока

Lбл = Vвзр / [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

nр = Lбл / а = 74 / 9.3 = 8 шт;

Общее количество скважин в блоке

Nскв = n * nр = 4 * 8 = 32 шт;

Общий расход ВВ на взрыв

Qобщ = Qз * Nскв = 1048 * 32 = 33536 кг;

Интервал замедления

 = Кп * W = 5 * 9.3 = 47 мс;

Принимаем интервал замедления 50 мс.

Таблица 3.5.3 – Основные параметры взрывных работ

Параметры

Значения

Высота уступа, м

24

Длина скважины, м

25

Диаметр скважины, м

0.287

Длина забойки, м

7

Линейная плотность, кг / м3

58.2

Линия сопротивления по подошве, м

9.3

Допустимая линия сопротивления по подошве,м

9.2

Удельный расход ВВ, кг / м3

0.5

Расстояние между рядами, м

9.3

Расстояние между скважинами, м

9.3

Длина заряда, м

18

Выход горной массы с 1 м, м3/ м.

83

Масса заряда в скважине, кг

1048

Расход ВВ на взрыв,кг

33536

Длина блока, м

74

Объем рыхления за один взрыв, м3

99060

Способ взрывания

порядное

Параметры развала пород от взрыва, играют немаловажную роль, которая положительно сказывается на производительности экскаватора. Необходимо стремиться к максимально возможному сбросу пород от взрыва в отвал, для этого необходимо выбрать схему взрывания с данными показателями, такой схемой является порядная схема взрывания.

Высота развала

Нр = (0.8 –1.3) * Н = 0.8 * 24 = 19 м;

Ширина развала от первого ряда скважин

_____ ______

В0 = Кв * К √ Ко * Н = 2.5 *1.6 √ 0.85 * 24 = 18 м

где Кв – коэффициент характеризующий взрываемость пород (порды средневзрываемые), Кв = 2.5;

К - коэффициент учитывающий угол наклона скважин, К = 1.6;

Ко – коэффициент дальности отброса взорваной породы, Ко = 0.85;

Полная ширина развала пород

Вп = В0 * Ко + (n – 1) * в = 18 * 0.85 + (4 – 1) * 9.3 = 43 м

Расстояния, безопасные по разлету отдельных кусков породы при взрывании скважинных зарядов рыхления, сейсмически безопасные расстояния и расстояния безопасные по действию ударной воздушной волны определяются согласно требований «Единые правили безопасности при взрывных работах ».

Сейсмически безопасные расстояния

где к1 – коэффициент зависящий от типа зданий, к1=1,5;

кс –коэффициент зависящий от грунта, кс=7;

λ – коэффициент зависит от показателя действия взрыва, λ=1.

Безопасные расстояния по действию ударной воздушной волны.

где Кв – коэффициент зависящий от степени повреждения объекта, Кв=50;

Безопасные расстояния по разлету кусков.

где f – коэффициент крепости, f = 4;

n заб –коэффициент забойки, nзаб = 1.

Согласно ЕПБ безопасное расстояние округляется до 50, следовательно

Rc = 350 м.: Rн = 1600 м. и Rр = 250 м.

Определяем количество взрывов в году.

Nвз = Vгвзр / Vвзр = 2100000 / 99060 = 21 раз

Расход детонирующего шнура

Lд = Nскв * (lcкв + а + 1.5) = 32 * (25 + 9.3 + 1.5) =1150 м

Общее количество взрывников

где Vгвзр – годовой объем взрывания пород, Vгвзр = 2.1 млн. м3.

Необходимое количество буровых станков

Nст = крез * Vгвзр / Qбрсез * Qг.м. = 1.1 * 2100000 / 130000 * 83 = 1 станок;

где крез – коэффициент резерва, крез = 1.1

Qбрсез -сезонная норма выработки, Qбрсез = 130000 м;

Стоимость бурения торфов в год.

Таблица 3.5.4 – Стоимость 1 м3 при буровзрывных работах.

Показатели

Кол-во ед.

Стоимость ед.

руб.

Сумма затрат,

руб.

Затраты труда

Взрывники

5

130000

650000

Подсобные рабочие

2

114000

228000

Итого

-

-

878000

Итого по затратам труда с учетом прочих К = 1.05

-

-

921900

Материалы

Граммонит, кг

704256

32

24700000

Детонирующий шнур и шашки

-

-

4940000

Итого

-

-

29640000

Итого по материалам с учетом прочих К = 1.05

-

-

31122000

Механизмы

Буровой станок, п.м.

25000

28.7

717500

Итого по механизмам с учетом прочих К = 1.05

-

-

753375

Всего стоимость

-

-

31271375

Стоимость 1 м3

-

-

14.9

Размеры, устройство и эксплуатация карьерных дорог.

Основные параметры карьерных дорог приняты по габаритам автосамосвала БелАЗ – 540 А.

Внутренние автомобильные дороги с расчетным объемом перевозок до 5млн.т. Расчетная скорость движения для дорог 3 категории принята

20 км/час .

Дороги на поверхности сооружаются двухполосными. Ширина проезжей части двухполосных дорог принята 14 м, ширина обочин – 2 м, поперечный уклон проезжей части при двухскатном поперечном профиле – 300/00 ,наибольший продольный уклон – 600/00 ,

Движение автотранспортных средств по дорогам осуществляется без обгона. Установка дорожных знаков и других технических средств регулирования должна соответствовать требованиям ГОСТа и требованиям правил дорожного движения.

Дороги оборудуются стационарным освещением, яркость поверхности дорог должна быть не ниже 0,5-0,3 кд/м2. На карьерных дорогах систематически выполняется комплекс работ по защите от снежных заносов в зимнее время и пылеподавлению в теплое время года.

Двухполосные дороги соединяются со вскрышными и добычными уступами временными технологическими дорогами, которые сооружаются непосредственно на плотике россыпи, на уступах , заездах и т.д.

Дороги со сроком службы до одного года устраиваются без покрытий.

Протяженность дороги, проложенной на поверхности до обогатительной установке в среднем составляет 1000 м.

Содержание дорог включает в себя следующие технологические операции:

- очистку проезжей части дорог от осыпающихся из кузова кусков породы;

- россыпь высевок с последующей планировкой;

- проведение мероприятий по борьбе с гололедом и пылеподавлению.

3.6 Обогащение песков

Обоснование выбора промывочной установки.

Уровень технологического извлечения золота из россыпи реки Хомолхо определяется вещественным составом кондиционного пласта, гранулометрическим составом содержащегося в песках золота, выбранными технологиями и техникой горных работ, обогащения полезного ископаемого.

Основные технологические характеристики кондиционного материала:

-валунистость свыше 200 мм до 10 %;

-глинистость незначительная 3-5 %;

-промывистость легко и средне промывистый материал.

Гранулометрический состав золота россыпи реки Хомолхо приведен в
таблице 3.6.1

Таблица 3.6. 1 - Результаты ситового анализа золота

Значения

Фракции, мм

Значения

-0.14

+0.14

-0.34

+0.34

-0.57

+0.57

-0.85

+0.85

-1.42

+ 1.42

-2.13

+2.13

-5.0

+5.0

Наличие золота, %

0.29

3.84

35.12

35.43

13.97

5.15

3.62

2.58

По анализу характеристик песков и золота, а также уровня извлечения золота различным обогатительным оборудованием, на основе использования исследований АО «Иргиредмет» и результатов опытно-промышленных работ по извлечению тонкого и мелкого золота выполненных ВНИИ-1, для обогащения песков россыпи были рекомендованы промывочные приборы бочечные, шлюзовые.

Результаты промывочного прибора подтвердили высокую эффективность бочечных приборов на обогащении песков, содержащих мелкое и тонкое золото, и была принята обогатительная установка на базе промывочного прибора ПКБШ-100 с дополнительными узлами извлечения мелкого золота, осуществляющая промывку песков по транспортной схеме.

Эксплуатацию промывочного прибора ПКБШ-100 планируется осуществлять с учетом наработок опытно-промышленных работ, а именно:

1 Снижена часовая производительность установки (со 100 м3 до 80 м3 ), поскольку проведенные наблюдения выявили взаимосвязь между уровнем технологических потерь золота и повышением нагрузки на узлы обогащении.

2 Исключена из технологического цикла операция обогащения материала +20 –50 мм на самородкоулавливающем шлюзе, в виду 100%-ной достаточности для извлечения золота россыпи шлюзов мелкого напои нения.

3 Исключена прямая разгрузка автосамосвалами БелАЗ-540А в бункер БПК -100 промприбора, поскольку неравномерность подачи материала в скруббер ГДБ -100 ведет к неполным дезинтеграции и грохочению материала.

Прибор ПКБШ-100, осуществляющий обогащение песков россыпи комплектуется следующими узлами:

1 Бункер питатель БПК-100

2 Скруббер ГДБ-100 (грохот-дезинтефатор)

3 Агрегат шлюзовой ШГМ -720

4 Шлюз доводочный

5 Отвалообразователь 03П-800

6.Агрегат насосный АН-12НДС, Д 1250-65

7.Узлы извлечения мелкого и тонкого золота

Расчет технологического извлечения золота

Технологическое извлечение золота принято 93,8%. Схема цепи аппаратов обогатительной установки приведена на рис 3.6.1, технологические характеристики прибора ПКБШ-100 и концентратора «Орокон» приведены в таблицах 3.6.5 и 3.6.6.

Технологическая схема обогащения песков россыпи реки Хомолхо предусматривает:

-подачу песков в скрубер бульдозером Т-170;

-дезинтеграцию и разделение в скрубере на классы +20 и -20мм, класс +20мм в отвал, а класс -20 мм на шлюзы мелкого накопления;

-обогащение материала –20 мм на шлюзах мелкого наполнения;

-грохочение хвостов продукта шлюзового обогащения на гидрогрохоте;

-концентрация золота на концентраторе «Орокон»;

-сокращение концентрата шлюзов мелкого наполнения на доводочном шлюзе;

-доводка концентрата доводочного шлюза на вашгерде;

-сбор и переработка на ШОУ хвостового продукта доводочного шлюза, вашгерда и концентрата « Орокон»

Из практики эксплуатации промывочных установок типа ПКБШ на промывке песков россыпи р.Хомолхо определено , что общие потери золота 6.2% распределяются следующим образом:

-потери с галей = 1%;

-потери с эфелями = 5%;

-потери при доводке = 0.2%

Таким образом баланс золота в технологическом процессе обогащения полезного ископаемого определяется в следующем виде:

входящее в технологию обогащения золото 100%; теряется в технологии обогащения 6.2%;

в том числе: в хвостах скрубера (в гале) 1%;

в хвостах ШМН + гидрогрохота 5%;

в узлах доводки концентрата 0.2%:

Суточная потребность обогатительной установке в технологической воде составит:

Qсут = Qв * Qп/п сут / Qп/пч = 438 * 1560 / 80 = 8540м3 ;

где Qп/пч - часовая производительность установки; Qп/пч = 80 м3 / ч ;

Qп/п сут - суточная производительность установки; Qп/п сут = 1560 м3 / сут ;

Qп/пв - расход воды промприбором, Qп/пв = 438 м3 / ч

Расход воды на доводке концентратов при двухразовом режиме съемок составит

Q дв = 2 * ( Qдш + Qдв + Qгр ) = 2 * ( 1.73+0.036 +2.114) = 7.76 м 3 /сутки ;

где Q дш – вода на доводочном шлюзе, Q дш = 1.73 м3 / ч ;

Q дв – вода при доводке на вашгерде, Q дв = 0.036 м3 / ч ;

Q гр – вода на грохоте, Q гр = 2.114 м3 / ч :

Расход технологической воды в сутки составит:

Q тсут = Qсут + Q дв = 8540 + 7.76 = 8547.8 м3 /сутки

Прочие неучтенные расходы воды (5%):

Q тсут . неучт = Q тсут * 0.05 = 8547.8 * 0.05 = 427.4 м3 /сутки

Общий расход технологической воды составит:

Qтсут .общ. = Q тсут + Q тсут . неучт. = 8547.8 + 427.4 = 8975 м3 /сутки

Удельный расход технологической воды составит:

qт = Qтсут .общ. / Qп/п сут = 8975 / 1560 = 5.75 м33

Мероприятия по извлечению тонкого и мелкого золота.

Согласно гранулометрии золота россыпи реки Хомолхо, наличие золота фракции - 0,25 мм составляет 4.13%.

Золото месторождения классифицируется как мелкое и средней крупности, поэтому в процессе обогащения материала продуктивного пласта предусматривается реализовать следующие организационные и технические мероприятия по извлечению тонкого и мелкого золота:

1 Часовая производительность промустановки снижена со 100 м3 до 80 м3.

2 Доводка наиболее обогащенного концентрата ШМН осуществляется в доводочном пункте на вашгердном столе.

З В технологическую цепь обогащения включен концентратор «Орокон».

Концентрат "ОРОКОНа", хвосты доводочного шлюза (-4мм), хвосты вашгерда направляются на до извлечение комплексом извлечения тонкого и мелкого золота

Основные преимущества концентраторов «Орокон»:

1 Высокий уровень извлечения золота но сравнению с традиционными методами, как крупного, так и частиц с размером менее 0,2 мм, общий уровень извлечения которых составил 80 %.

2 Непрерывность эксплуатации.

3 Мобильность.

Устройство и принцип работы установки "ОРОКОНа".

Установка "ОРОКОН-ЗОМ" предназначена для извлечение мелких золотых частиц в размере 30-50 мкм. Установка обеспечивает высокий уровень извлечения золота по сравнению с традиционными методами, особенно это касается золотых частиц с размером менее 0,2 мм.

Принцип работы всех типов оборудования, используемых для гравиометрической сепарации, заключается в том, что более плотные у частицы (золото, касситерит и др.) перемещаются сквозь флюидизированный слой более мелких частиц до тех пор, пока не становится возможным их скапливание и последующее извлечение.

Применение центробежной силы увеличивает разницу в плотности между более плотными и менее плотными частицами, что приводит к значительному повышению эффективности гравитационной сепарации. Слой частиц, собирающихся между кольцами на внутренней поверхности конуса, поддерживается во флюидизированном состоянии постоянным воздействием рыхлителей. Такое флюидизирующее действие в совокупности с большими центробежными силами, действующими на более плотные частицы, делает возможным постоянный взаимообмен между более плотными и более легкими частицами, в результате чего более плотные частицы аккумулируются между кольцами рядом с поверхностью конуса. Поскольку конструкция установки представляет собой конус, пульпа подвергается воздействию более значительных гравитационных сил, достигаемых посредством все повышающихся периферических скоростей по мере того, как она подталкивается кверху и выталкивается наружу, так что более мелкие золотые частицы собираются на верхних кольцах, в то время как более крупные частицы задерживаются на нижних кольцах.

Данные, полученные в ходе испытаний, показывают, что может быть получен очень высокий процент извлечения более крупного золота-при снижении процента извлечения по мере того, как золото становится более мелким.

Установка устанавливается непосредственно на любую плоскую платформу, сделанную из деревянных балок, цемента и др., включая мобильные платформы. Минимальные размеры платформы должны быть 2500 х 2500 мм. Очень важно также, чтобы платформа была совершенно ровной для обеспечения нормальной работы установки.

Максимальная производительность установки зависит. от характеристик твердого вещества, однако обычно составляет 30-50 м3/час сухой твердой первоначальной породы. Перед подачей первоначальной породы в установку необходимо добавить воду для получения пульпы с весовым содержанием твердого вещества примерно 20-40 %.

Подача первоначального материала в установку может осуществляться самыми разнообразными методами в зависимости от имеющегося оборудования и от условий конкретной местности.

С целью контроля количества твердого вещества, поступающего в установку, желательно измерять его поток. Простым методом измерения этой величины является заполнение мерного коллектора этим потоком с параллельным измерением времени, за которое происходит заполнение. Умножив найденную таким образом скорость потока на массовую долю твердого вещества, можно вычислить скорость переработки твердого вещества за единицу времени.

Загрузка материала в установку осуществляется с помощью лотков, или системы труб непосредственно в центральную трубу конуса. Загруженный материал подвергается немедленному воздействию центробежных сил и образует с помощью рыхлителей активизированный слой внутри конуса, кольца же при этом выполняют ту же роль, что и желобки в обычной установке гравитационной сепарации шлюзового типа.

Более плотные частицы концентрируются в нижней части активизированного слоя, то есть вдоль внутренней поверхности конуса, в то время как менее плотные выносятся из его верхней части и аккумулируются в лотках, расположенных по краям. Остаток пульпы поступает в хвосты.

Непрерывная эксплуатация установки рассчитана на период, не превышающий трех дней (в зависимости от содержания полезного компонента и масштабов работ), после чего установка должна быть остановлена (строго по инструкциям), а концентрат удален. Большинство пользователей проводят эту процедуру ежедневно.

При разгрузке установки в среднем извлекается около 250 кг пульпы или 100 кг сухого концентрата. Поэтому необходима его конечная очистка с применением вибрационных столов, а также, амальгамации и цианирования.

Идеальная скорость вращения установки 70-90 об/мин. Чтобы убедиться, что достигнута требуемая скорость вращения, достаточно наблюдая за створками концентрационного отсека, находящегося в основании конуса, подсчитать количество оборотов в минуту.

Расчет качественно-количественой схемы обогащения

Расчет количественной схемы обогащения выполняется с учетом следующих исходных данных:

часовая производительность промприбора = 80 м3 / ч;

выход фракции + 20 мм = 47 % ;

выход концентрата со шлюзов ШГН = 30 л / м2 ;

коэффициент грохочения = 0,5 ;

выход концентрата на доводочном шлюзе = 5 % ;

выход подрешетного материала – 4 мм = 22,5 % .



Таблица 3.6.2- Расчет количественной схемы обогащения

№ п/п

Операции,

продукты

обогащения

Выход твердого

Ж:Т

Расход

воды,

Расход

пульпы,

м3 / ч

%

м3 / ч

%

1

2

3

4

5

6

7

1

Дезинтеграция и грохочение в скрубере

Поступает :

1.1

Пески

80

100

0.2:1

16

96

1.2

Вода

-

-

-

336

336

Итого:

80

100

4.4:1

352

432

Выходит:

1.3

+ 20 мм в отвал

38

47

0.05:1

2

40

1.4

- 20 мм на ШГН

42

53

8.5:1

350

392

Итого:

80

100

4.4:1

352

432

2

Обогащение на шлюзах мелкого накопления

Поступает:

2.1

- 20 мм

42

53

8.5:1

350

392

2.2

Вода

-

-

-

62

62

Итого:

42

53

10:1

412

454

Выходит:

2.3

Хвосты в грохот

42

53

10:1

412

454

2.4

Шлюзовой

концентрат

-

-

-

-

-

3

Грохочение на грохоте (Е=0,5)

Поступает:

3.1

Хвосты ШГН

42

53

10:1

412

454

3.2

+ 10 мм в отвал

21

26.5

14:1

286

307

3.3

-10мм в “Орокон”

21

26.5

6:1

126

147

Итого:

42

53

10:1

412

454

4

Обогащение в концентраторе “Орокон”

Поступает:

4.1

Пульпа (- 10 мм)

21

26.5

6:1

126

147

4.2

Вода

-

-

-

24

24

Итого:

21

26.5

7.5:1

150

171

Выходит:

4.3

Хвосты в отвал

20,95

26.5

7.5:1

150

170.95

4.4

Концентрат на ШОУ

0,05

0

0

0

0.05

Итого:

21

26.5

7.5:1

150

171

Таблица 3.6.3- Продолжение таблицы 3.6.2

1

2

3

4

5

6

7

5

Сокращение концентрата ШГН на доводочном шлюзе

Поступает:

5.1

Концентрат шлюзов

0,18

100

0.4:1

0.07

0.25

5.2

Вода

-

-

-

1.73

1.73

Итого:

0,18

100

10:1

1.8

1.98

Выходит:

5.3

Хвосты на грохот

4 мм

0,17

94.4

10.6:1

1.796

1.966

5.4

Концентрат

0,1

5.6

0.4:1

0.004

0.014

Итого:

0,18

100

10:1

1.8

1.98

6

Доводка на вашгерде

Поступает:

6.1

Концентрат доводочного шлюза

0,01

5.6

0.4:1

0.004

0.014

6.2

Вода

-

-

-

0.036

0.036

Итого:

0,01

5.6

0.4:1

0.04

0.05

Выходит:

6.3

Золото в кассу

-

-

-

-

-

6.4

Шлихи на ШОУ

0,01

5.6

0.4:1

0.04

0.05

7

Грохочение хвостов доводочного шлюза на грохоте , d отв.= 4мм

Поступает:

7.1

Хвосты доводочного шлюза

0,17

94.4

10.6:1

1.796

1.966

7.2

Вода

-

-

-

2.114

2.114

Итого:

0,17

94.4

23:1

3.910

4.08

Выходит:

7.3

+ 4 мм в отвал

0,13

71.9

42:1

3.894

4.024

7.4

- 4 мм на ШОУ

0,04

22.5

0.4:1

0.016

0.056

Итого:

0,17

94.4

23:1

3.91

4.08











Таблица 3.6.4- Баланс технологической воды

Поступает в процесс

Выходит из процесса

№ п/п

Точка подачи

Расход,м3

№ п/п

Точка выхода

Расход,м3

1

С исходными песками

16

1

+ 20 мм в отвал

2

2

Дезинтеграция в скрубере

336

2

Хвосты ШГН и грохота

286

3

Обогащение на ШГН

62

4

Обогащение на

“Ороконе”

24

3

Хвосты “Орокона”

150

Итого:

438

Итого:

438

Таблица 3.6.5- Техническая характеристика промывочного прибора ПКБШ-100

Характеристика

Параметры

Техническая производительность, м3

100

Потребление воды (без ШГП), м3 / м3

7:1

Мощность (без транспортера и насоса), квт

96

Численность обслуживающего персонала в смену, чел.

3

Срок монтажа, суток

10

Максимальная крупность валунов, мм

600

Частота вращения скруббера , об / мин

16

Производительность насоса :

подача, м3

напор , м

500

65

Масса ,т

66







Таблица 3.6.6- Техническая характеристика установки “Орокон”

Характеристика

Параметры

Производительность твердого вещества в час, м3

30-50

Максимальная крупность материала

10

Отношение твердого к жидкому

1:3

Общий уровень извлечения частиц размером менее 0,2 мм, %

до 80

Частота вращения конуса , об / мин

80

Тип двигателя

4А132М4УЗ

Мощность двигателя, квт

11

Габаритные размеры, м

2.2; 2.3; 2.6

Масса ,кг

2800

Качественно – количественная схема обогащения промприбра

ПКБШ-100

3.7 Отвалообразование.

На промплощадке обогатительной установки пески складируются в рудном складе. Затем бульдозером на базе Т-170 равномерно подаются в бункер ПКБШ –100. Объем подачи песков - 1142400 м3. Галечный отвал продуктов обогащения песков формируется перегружателем 03П – 800, а затем разваловывается бульдозером на базе ДЭТ-1250 в выработанное пространство. Материал эфельного отвала складируется бульдозером на базе Т-170 в эфельный отвал-накопитель, после этого также разваловывается в выработанное пространство.

Общий объем галечного отвала из фракции +20мм

V+ 20 = Аг * W+ 20 * К гкр =1142400 * 0,47 * 1,3 = 698006 м3

где W+ 20 - выход фракции гали + 20 мм, W+ 20 = 47 % ;

Кгкр – коэффициент разрыхления гали, К гкр= 1,3

Объем эфельного отвала

V- 20 = Аг * W- 20 * К эфкр = 1142400 * 0,53 * 1,1 = 666019 м3

где W- 20 - выход фракции эфелей - 20 мм, W- 20 = 53 % ;

К эфкр – коэффициент разрыхления эфелей, К эфкр= 1,1

Общий объем отвала

Vообщ = V+ 20 + V- 20 = 698006 + 666019 = 1364025 м3

Расчет необходимого количества бульдозеров на уборку гали и эфелей

Количества бульдозеров ДЭТ-250 на уборку гали

N гб = V+ 20 / Qг б * N = 698006 / 258120 * 5 = 1 шт.

где Qг б - сезонная норма выработки бульдозера ДЭТ-250 на уборку гали, Qг б =258120 м3 (смотри пкнкт 3.1.2) ;

N - cрок отработки россыпи, N = 5 лет

Затраты на уборку гали в год.

Цуг = V1+20 * Цдт = 139600 * 17 = 2373200 рублей;

где Цдт – стоимость затрат с1м3 для бульдозера ДЭТ-250, Цдт = 17 рублей (смотри таблицу 3.1.2.11);

V1+20 – годовой объем гали, V1+20 = 139600 м3

Количества бульдозеров Т-170 на уборку эфелей

N эб = V- 20 / Qэ б * N = 666019 / 180 * 5 = 1 шт.

где Qэ б - сезонная норма выработки бульдозера Т-170 на уборку эфелей, Qэ б =180тыс.м3 (смотри пункт 3.1.2) ;

Затраты на уборку эфелей в год.

Цуэ = V1-20 * Цт1 = 133200 * 14.9 = 1984680 рублей;

где Цд1 – стоимость затрат с 1м3 для бульдозера Т-170, Цд1 = 14.9 рублей (смотри таблицу 3.1.2.21);

V1-20 – годовой объем эфелей, V1-20 = 133200 м3

Общие затраты на отвалообразования.

Цгэ = Цуг + Цуэ = 2373200 + 1984680 = 4357880 рублей.

    1. Водоснабжение горных работ.

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.Для организации промывки песков принята система технологического водоснабжения внешнего типа с площадкой хвостового хозяйства на борту карьера.

Исходя из рельефа поверхности, горно-геологических условий, характера распределения запасов и порядка их отработки проектом определено наиболее рациональное место размещения очистных сооружений карьера в непосредственной близости от места производства работ у нижней границы запасов участка россыпи на отработанных площадях.

Необходимая вместимость технологического илоотстойника расчитывется исходя из объема промываемых песков, условий складирования хвостов, коэффициентов их разрыхления и набухания илисто глинистых частиц.

Расчет вместимости илоотстойника выполнен по формуле:

Wил = Vп * Л { Кр + ( DD0.05) * 10 - 2 * Кн } + Qп/пч * qт * t =

= 1142400 * 0.0816[1.1 +(10.2 – 3.8) * 10 – 2 * 1.1]+ 80 * 5.75 * 19.5 = 118074 м3

где Vп -планируемый объем промывки песков, Vп = 1142400 м3;

Л - коэффициент, учитывающий условия складирования при расположении всего объема хвостов промывки на борту карьера на ранее нарушенных площадях, Л = 0,0816

Л = Лэ * D * 10 = 0.8 * 10.2 * 10 = 0.0816;

где Лэ - коэффициент эфельности, принят на основании качественно-количественной схемы обогащения песков на промприборе ПКБШ- 100, Лэ = 0.8;

D, D0.05 -массовая доля в промываемых золотосодержащих песках фракции размером 1мм и илисто-глинистых частиц размером менее 0.05 мм, принята на основании гранулометрического состава исходных песков,

D =10.2 % и D0.05 = 3.8 % ;

Кн -коэффициент набухания илисто-глинистых частиц, Кн = 1.1;

КР - коэффициент разрыхления складируемых пород, КР = 1.1;

Qп/пч - производительность промывочною прибора, Qп/пч = 80 м3 / ч

qт – удельный расход технологической воды при промывке золотосодержащих песков, согласно принятой технологии обогащения.

qт = 5.75 м3 / м3 ;

t - продолжительность работы промприбора в сутки , t = 19.5 ч ;

Необходимая вместимость илоотстойника технологического водоснабжения составляет - 120 тыс.м 3.

Емкость илоотстойника образуется за счет выемки, достигаемой бульдозерными работами ( ДЭТ-250), с размещением породы в насыпь ( среднее расстояние транспортирования 90 м) , образующей на поверхности совместно с отвалами отработки прошлых лет водоудерживающую толщу значительной мощности. Объем работ по сооружению непосредственно емкости отстойника (водонакопителя) составляет 120 тыс.м3.

С целью ограничения территории размещения эфельного отвала в нижней чести площади складирования хвостов сооружается оградительная дамба.

Высота плотины выбирается из условий полного размещения необходимого объема илоотстойника с учетом полной длины осаждения частиц. Высота дамбы равняется 5 метров.

Ширина гребня плотины

___ ___

bп = 1.65 * √ H = 1.65 * √ 5 = 4 м,

Ширина плотины по низу

Вп = bп + m1 * H + m2 * H = 4 + 1 * 5 + 1 * 5 = 14 м,

где m1, m2 - заложение мокрого и сухого откоса плотины, m1 = 1, m2 =1;

Объем пород, укладываемые в тело плотины.

Vпп = (bп + Вп) * Н * Lп / 2 = (4 + 14) * 5 * 100 / 2 = 4500 м3;

Определяем затраты на сооружения дамбы.

Цсд = Vпп * Цдт = 4500 * 17 = 76500 рублей;

где Цдт – стоимость затрат с1м3 для бульдозера ДЭТ-250, Цдт = 17 рублей;

Для безопасной эксплуатации очистных сооружений карьера и предупреждения возможных аварийных ситуаций в период ливневых дождей, проектом предусмотрен значительный объем дополнительной вместимости отстойника, что гарантирует предотвращение аварийного сброса сточных вод с территории системы технологического водообеспечения карьера в результате ливней.

Основные параметры очистных сооружений обогатительной установки приведены в таблице 3.8.1

Таблица 3.8.1- Параметры очистных сооружений

Наименование показателя

Ед. изм

Значение

Объем промываемых песков

м3

1142400

Необходимый запас технологической воды

тыс.м3

9

Объем отвалов хвостов промывки :

галя +20 мм

эфеля - 20 мм

м3

м3

698006

666019

Вместимость илоотстойника

тыс.м3

112

Конструктивная глубина отстойника

м

5

Площадь зеркала воды отстойника

тыс.м2

14

Объем строительных работ, всего

тыс м3

4.5

Расчет насосной установки.

Выбор насоса осуществляется за счет часовой производительности промприбора ( 438 м3/ ч смотри пункт 3.6) и величины напора.

Определяем величину необходимого напора насоса.

Н = Нв + Нн + hв + hм + hост = 1.5 + 35 + 1.4 + 0.1 + 5 = 43 м

где Нв – высота всасывания воды насосом, Нв = 1.5 м;

Нн – высота нагнетания воды, Нн = 35 м;

hв – потери напора на трение по длине трубопровода, hв = 1.4;

hм – местные потери напора, hм = 0.1;

hм = (0.05 – 0.1) hв = 0.1 * 1.4 = 0.1 м;

hост – остаточный напор в конце пульповода, hост = 5 м.

При необходимом напоре 43 м и производительности промприбора 438 м3/ ч

выбираем насос типа Д 500 – 65.

Определяем диаметр трубопровода.

______________ _____________

Д = 1.128 √ Qп/пв / 3600 * Vв = 1.128 √ 438 / 3600 * 2 = 278 мм;

Qп/пв - расход воды промприбором, Qп/пв = 438 м3 / ч;

Vв – скорость воды в трубопроводе, Vв = 2 м/с.

Принимаем стандартное значение труб 299 мм.

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:

Qсточ = Nсточ * А = 0.7 * 0.015 = 0.01 м3

где Nсточ – норматив по сбросу сточных вод, Nсточ = 0.7 м33;

А – производительность карьера, А = 0.015 м3

Определяем мутность сточных вод.

Ссточ = ε * μ * А * ρ / Qсточ= 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 = [Сд * (Qмин * d / Qсточ)] + Спр = [ 0.25 * ( 0.73 * 0.4 / 0.01) + 7] = 14.3 г/м3

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

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

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

d- коэффициент смещения сточных вод, d = 0.4;

d = 1 – В / 1 + ( В * Qмин / Qсточ) = 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 √ Ед / Qсточ = 1 * 1.3 √ 0.0016 / 0.01 = 0.5

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

Y – коэффициент извилистости реки, Y = 1.3;

Ед – коэффициент турбулентной диффузии, Ед = 0.0016;

Ед = Vс * Нс / 200 = 0.46 * 0.68 / 200 = 0.0016;

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

Нс – глубина водного потока, Нс = 0.68 м.

Рассчитываем предельно допустимый сброс.

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

Определяем долю частиц которую необходимо осадить.

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

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

Определяем длину осаждения частиц.

Lос = Vс * Нос / UUвз = 0.0004 * 2.5 / 0.000008 - 0.00000001 = 125 м;

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

Нос – глубина транзитного потока, Нос = 2.5 м;

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

Uвз – взвешенное состояние движущих частиц, Uвз = 0.00000001

Vс = Qсточ / Ктр * Вос * Нос = 0.01 / 0.3 * 30 * 2.5 = 0.0004 м/с

где Ктр – коэффициент транзитности, Ктр = 0.3;

Вос - ширина транзитного потока, Вос = 30 м.

Uвз = 4 * n * Vс2 / Нос0.2 = 4 * 0.018 * 0.00042 / 2.5 0.2 = 0.00000001

где n – коэффициент шероховатости, n = 0.018.

Длина отстойника.

Lо = Lос * Кз = 125 * 1.1 = 140 м.

где Кз – коэффициент запаса, Кз = 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.

4 Энергоснабжение.

4.1 Расчет электроснабжения участка горных работ.

Таблица 4.1 - Расчет потребности мощности и расхода электроэнергии.

Потребители

Кол..

пот.

Рпом,

кв.

Кс

cos y

tg

Ррасч,

кв.

Qрасч,

кв

Время работы

в году, час.

Ки

Расход эл.энергии в год, тыс квт.

Энергопотребители с напряжением 6 квт

Экскаватор

ЭШ 15 / 90А

1

1900

0.5

-0.85

-0.62

950

- 590

4117

0.8

6257

ТСН

2

560

0.5

0.7

1

280

280

4117

0.8

1844

Энергопотребители с напряжением 0.4 квт

Промприбор

ПКБШ-100

1

96

0.8

0.8

0.75

77

58

2634

0.8

202

Гидрогрохот

1

15

0.8

0.8

0.75

12

9

2634

0.8

32

Концентратор

1

11

0.8

0.8

0.75

9

7

2634

0.8

23

Насос

1

160

0.8

0.8

0.75

128

96

2634

0.8

337

Насос

подпитки

1

6

0.7

0.7

1

4

3

270

0.4

1

Буровой станок

СБШ-250

1

322

0.6

0.7

1

193

197

4485

0.8

1155

Пункт ППР

1

500

0.3

0.65

1.17

150

176

4485

0.4

897

Итого: 6 кв

2460

1230

- 310

8101

Итого: 0.4 кв

1110

573

543

2647

Всего

3570

1803

233

10748

Расчет электрических нагрузок и определение мощности трансформаторных подстанций.

Расчетная активная нагрузка.

Ррасч = Рпом * Кс , кВт

где Кс – коэффициент спроса электрооборудования;

Рпом – активная номинальная мощность двигателей главных преобразовательных агрегатов, квт.

Расчетная реактивная нагрузка.

Qрасч = Ррасч * tg , кВар,

где tg – коэффициент мощности однородных приемников.

Полная расчетная нагрузка.

___________________ _______________

Sрасч = Кр √ ( ∑ Ррасч)2 + ( ∑ Qрасч)2 = 0.9√ (1803)2 + (236)2 = 1820 кВа,

где Кр – коэффициент равномерности в нагрузке, Кр = 0.9;

На участке находится обогатительная установка и мощные технологические установки относящиеся к электропотребителям первой категории.

При этом необходима установка двух трансформаторов, которые при выходе

одного из строя второй обеспечить 75% общей нагрузки.

Номинальная мощность трансформатора.

S ном тр >= 0.75 Sрасч ,

S ном тр >= 0.75 * 1820 = 1365 кВа.

Исходя из расчетных данных принимается двухтрансформаторная подстанция с трансформатором типа ТМ – 2500 / 35.

Расчет воздушных линий и кабельных сечений на участке.

Выбор сечения проводов и кабелей по нагреву токами и сравнения расчетного тока с допустимыми токами.

Расчетный ток нагрузки для определения сечения проводов питающих подстанцию.

__

Iрасч = Sрасч / √ 3 * Uном = 1820 / 1.7 * 35 = 30 А;

где Uном – номинальное напряжение сети, Uном = 35 кВ.

Определение сечения провода по экономической плотности тока.

S = Iрасч / j = 30 / 1,1 = 28 мм2;

где j - экономической плотности тока, j = 1.1 а / мм2;

Выбираем ближайшее стандартное значение 50 мм2. Марка провода АС – 50.

Iдоп = 210А > 37А.

Проверка линии на потерю напряжения.

Потеря напряжения в трехфазной сети определяется.

__

U = √ 3 * Iрасч * L * (ro cos + xo sin) * 100 / Uном =

= 1.7 * 30 * 40 * (0.46 * 0.7 + 0.44 * 0.37) * 100 / 35000 = 2.8%,

где L – длина линии, 40 км;

ro, xo – активное и индуктивное сопротивление 1 км. линии, ro = 0.46, xo= 0.44;

Потери напряжения в проводах допускается не выше 10%.

Расчет линий ведущих к электроприемнику с напряжением 6 кВт.

Расчетный ток нагрузки.

__

Iрасч = Ррасч / √ 3 * Uном * cos * η = 1803 / 1.7 * 6 * 0.7 * 0.95 = 266 А;

где cos - коэффициент мощности, соответствующей нагрузке, cos = 0.7;

η – кпд сети, η = 0.95.

Выбирается марка провода А – 95. Iдоп = 320А > 266А.

Проверка линии на потерю напряжения линии передач 6 кВ.

__

U = √ 3 * Iрасч * L * (ro cos + xo sin) * 100 / Uном =

= 1.7 * 266 * 2 * (0.34 * 0.7 + 0.36 * 0.37) * 100 / 6000 = 5.5%,

Потери напряжения в проводах допускается не выше 10%.

Расчет линий ведущих к экскаватору ЭШ 15 / 90.

Расчетный ток нагрузки.

__

Iрасч = Ррасч / √ 3 * Uном * cos * η = 1230 / 1.7 * 6 * 0.7 * 0.95 = 178 А;

Выбирается марка кабеля КГЭ 370 +110+110; Iдоп=180 А.

Iдоп = 180А > 178 А.

Проверка линии на потерю напряжения линии передач 6 кВ.

__

U = √ 3 * Iрасч * L * (ro cos + xo sin) * 100 / Uном =

= 1.7 * 178 * 0.8 * (0.62 * 0.7 + 0.33 * 0.37) * 100 / 6000 = 2.3%,

Потери напряжения в проводах допускается не выше 5 %.

Линий ведущие к промприбору ПКБШ – 100 и СБШ – 250МН предусматривается ПКТП – 400 (передвижная комплектая трансформаторная подстанция).

Расчет линий ведущих к буровому станку СБШ – 250МН от ПКТП – 400.

Расчетный ток нагрузки.

__

Iрасч = Ррасч / √ 3 * Uном * cos * η = 193 / 1.7 * 0.4 * 0.7 * 0.95 = 426 А

Выбирается марка кабеля Iдоп = > 426 А.

Проверка линии на потерю напряжения линии передач 0.4 кВ.

__

U = √ 3 * Iрасч * L * (ro cos + xo sin) * 100 / Uном =

= 1.7 * 426 * 0.2 * (0.1 * 0.75 + 0.04 * 0.66) * 100 / 400 = 3.7 %,

Потери напряжения в проводах допускается не выше 5 %.

Расчет линий ведущих к промприбору ПКБШ – 100 от ПКТП – 400.

Расчетный ток нагрузки.

__

Iрасч = Ррасч / √ 3 * Uном * cos * η = 174 / 1.7 * 0.4 * 0.75 * 0.95 = 352 А

Выбирается марка провода А – 120. Iдоп = 375 > 352 А.

Проверка линии на потерю напряжения линии передач 0.4 кВ.

__

U = √ 3 * Iрасч * L * (ro cos + xo sin) * 100 / Uном =

= 1.7 * 352 * 0.1 * (0.1 * 0.75 + 0.04 * 0.66) * 100 / 400 = 1.5 %,

Потери напряжения в проводах допускается не выше 5 %.

4.2 Заземление.

Емкостный ток однофазного замыкания на землю в сетях 6 кВ.

Iзз = Uном (35 * Lк + Lв) / 350 = 6 ( 35 * 0.8 + 2) / 350 = 0.5 А.

где Lк – длина кабеля, Lк = 0.8 км;

Lв - длина воздушных линий, Lв = 2 км;

Общее сопротивление в сети заземления

Принимаем заземляющий провод АС50 , r0 = 0.65 Ом / км .

Сопротивление заземляющей жилы кабеля КГЭ370+110+16 экскаватора ЭШ 15/90А.

Rз.ж.к.= r­0 · l = 0.4 · 0.8 = 0.32 Ом

Сопротивление магистрального заземляющего провода от заземляющего контура до ПКТП.

Rз.пр.= r0 · l = 0.65 · 2 = 1.3 Ом

Суммарное сопротивление жилы кабеля и заземляющего провода.

 R= Rз.ж.к. +Rз.пр. = 0.32 + 1.3 = 1.62 Ом

Сопротивление заземляющего контура, исходя из сопротивления заземления R= 4 Ом

Rз.к.= 4  R= 4  1.62 = 2.38 Ом

Заземляющий контур выполняем из стальных прутков. Верхний конец уголка заглублен на 0.7 метра. dу = 0.95 · b = 0.95 · 50 = 48 мм

Сопротивление одного электрода.

=Ом

где:   удельное сопротивление грунта,  = 100 Ом / м;

l - длина заглубления прутков, l = 2.5 м;

Необходимое сопротивление электродов без учета коэффициента использования  и.

n = rэ / Rзк. = 32 / 2.38 = 13.46

Расстояние между электродами принимаем d = 2 м, l = 2 · 3 = 6 м.

Необходимое количество электродов с учетом н .

n =шт.

Принимаем n =19 шт., при н = 0.73.

Для соединения электродов применяем стальную полосу размером 25 4 мм длина полосы l = 100 + 25 = 125 мм.

Сопротивление полосы l = 50 м

Ом

при l = 95 м, rн = 4.3 · 50 / 125= 1.72 Ом

В зимний период сопротивление полосы: r= rп · kmax = 1.72 · 6 = 10.32 Ом

где: kmax  коэффициент, учитывающий промерзание грунта.

Сопротивление заземляющего контура с учетом полосы.

Ом

Cопротивление заземления у наиболее удаленного механизма.

R= Rзк­ + Rз.пр. +Rз.ж.к.= 2 + 0.32 + 1.3 = 3.62 Ом

что удовлетворяет требованиям R = 4 Ом

4.3 Освещение карьера.

Освещение экскаваторных забоев, мест работ бульдозеров предусматривается с применением прожекторов и фар, установленных на механизмах. Согласно требованию ЕПБ проектом принято общее освещение района ведения горных работ с минимальной освещенностью Еmin=0,5 лк. Расчет ведется методом наложения изолюкс на район ведения горных работ.

Определить суммарный световой поток:

F = ∑Fмин * Sос * кз * кп = 0.5 * 20000 * 1.4 * 1.5 = 21000 лм

где ∑Fмин – требуемая освещенность для отдельных участков, ∑Fмин = 0.5 лк;

Sос – площадь освещаемого участка, Sос = 20000 м2;

кз – коэффициент запаса, кз = 1.4;

кп – коэффициент, учитывающий потери света, кп = 1.5;

Освещение осуществляется светильниками типа ПЗС – 45 с мощностью лампы 1000Вт.

Определяем требуемое количество прожекторов:

Nпр = ∑F / Fл * ηпр = 21000/ 21000 * 0.35 = 3 шт

где Fл – световой поток лампы прожектора, Fл = 21000 лм;

ηпр - к.п.д. прожектора, ηпр = 0.35.

Высота установки прожектора:

hпр2 = Iмах / 300 = 140000 / 300 = 22 м

где Iмах – максимальная сила света прожектора, Iмах = 140000 кд.

Необходимая мощность трансформатора:

Sтр = Fл * 10-3 / ηс * ηос * cos θос = 21 / 0.95 * 1 * 1 = 22 кВа

где ηс – к.п.д. осветительной сети, ηос = 0.95;

ηос – к.п.д. светильников, ηос = 1

cos θос – коэффициент мощности ламп, cos θос = 1

Для освещения карьера применим трансформатор ТМ-6/0,4 с но­минальной мощностью 25 кВА, номинальным напряжением: входным – 6 кВ,

выходным – 0,4 кВ.

Определяем расчетный ток

I = Fл / 1.7 * U * cos θос * с = 21000/1.7 * 220 * 1 * 1 = 56 А.

Выбираем марку провода А-35 по расчетному току.

Выбор кабеля для питания лампы введем по условию Iдоп.> Iн.л ,

где Iдл.доп  длительно допустимый ток, А;

Iн.л  номинальный ток лампы, А;

Выбираем кабель КРСПН - 310 + 16 с Iдоп.= 60 > Iн.л = 56, что требуется по условию.

4.4 Электровооруженность труда.

Характеризуется соотношением между затратами труда и электроэнергией израсходованной в производственном процессе.

Ээ = Эа / nсп * tсм * nдн = 10748000 /

где Эа – расход электроэнергии за год, Эа =

nсп – списочный состав рабочих, nсп =

tсм - продолжительность рабочей смены, tсм = 19.5 ч.;

nдн – количество рабочих дней в году, nдн =

Удельный расход электроэнергии.

Эу = Эа / Vп = 10748000 / 1142400 = 9.4 Вт/м3

где Vп – объем песков в год, Vп = 1142400 м3

Средневзвешенное значения коэффициента мощности.

_________

cos = Эаэ / √ Эаэ2 + Эр2 =

где Эр – показания счетчика реактивной энергии за год, Эр =

Эаэ - количество активной энергии, потребляемой приемниками за год, Эаэ =

Таблица 6.6 Расчет капитальных затрат на приобретение оборудования.

Наименование оборудования

Ко

л-во единиц

Оптовая цена

Затраты на доставку оборудования

Затраты на монтаж оборудования.

Общая стоимость оборудования

тыс. руб

тыс. руб

тыс. руб

тыс.руб.

Трансформатор

Приключательный пункт

Итого

Неучтенное оборудование (5%)

Итого

Таблица 6.7 Расчет капитальных затрат на приобретение проводов и кабелей.

Наименование материалов

Норма расхода

тыс. руб./1 км

Общая длина линий, км

Стоимость материала, тыс. руб.

Количество линий,

шт.

Балансовая стоимость, тыс. руб.

Итого

Неучтенное оборудование (5%)

Всего

Таблица 6.8 -Затраты на вспомогательные материалы.

Наименование материалов

Единицы измерения нормы расхода

Норма расхода

Годовой расход на весь объем работ

Цена за единицу

тыс. руб.

Сумма затрат

тыс.руб.

Обтирочные материалы

кг

Трансформаторное масло

литр

Запасные части

руб.

5% от балансовой стоимости

Керосин технический

литр

Итого

Неучтенные материалы

5% всей стоимости

Всего

Таблица 6.10- Расчет затрат на амортизацию

Наименование основных фондов

Балансовая стоимость, тыс. руб.

Норма на амортизацию , %

Сумма амортизационных отчислений , тыс. руб.

Электрооборудование

Кабели и провода

Итого

Таблица 6.11 - Эксплуатационные затраты на электрооборудование.

Наименование затрат

Годовая сумма расходов, тыс. руб.

Сумма затрат тыс. руб.

На единицу продукции руб./м3

Вспомогательные материалы

Расходы на оплату труда

Отчисления на социальные нужды

Потери электроэнергии

Амортизация

Итого

Таблица 4.3 – Расчет заработанной платы.

Наименований

профессий

разряд

Штат, чел.

Число

смен

работы

в год

одного

рабочего

Тариф-

ная

ставка в день,

руб

Годовой

Фонд

зар. платы,

тыс.руб.

Основная

зарплата,

тыс.руб.

Дополнительная

зарплата 10% тыс.руб.

Итого фонда зарплаты, тыс.руб.

Яв.

Спис.

Премия, 50%

Северные

надбавки, 1.2

Доплаты, 5%

Старший

электрослесарь

2

2.2

290

300

192

96

230

9

53

580

Помощник

электрослесарь

2

2.2

290

250

146

73

175

7

40

441

Единый социальный фонд, 35.6%

363

Всего

658

Проверка сети на потерю напряжения в пусковом режиме.

Проверка сводится к определению фактического напряжения на зажимах наиболее мощного двигателя и сравнения данного значения с допустимым уровнем напряжения.

Uп = Uо - ∆Uр / 1 + [(xвн * Кп * Sном * 10) / U2ном ] = 6000 – 1110 / 1 +

где Uо – напряжение трансформаторной подстанции, Uо = 6000 В;

Uр – потеря напряжения от прочей нагрузки, ∆Uр = 1110 В;

Кп - пусковой коэффициент для экскаватора, Кп = 1.6;

Sном – номинальная мощность пускаемого двигателя, Sном = 1900 кв;

xвн – внешнее индуктивное сопротивления участка сети от трансформатора до пускаемого двигателя, Ом;

xвн = xтр + xвл + x кл =

где xтр – индуктивное сопротивление трансформатора;

xвл , x кл - индуктивное сопротивление воздушных и кабельных линий.

xтр = 10 * Uкз * Uхх2 / Sтр.ном = 10 * 6.5 * 6.32 / 35000 =

где Uкз – напряжения коротко замыкания трансформатора, Uкз = 6.5 В;

Uхх – напряжение холостого хода вторичной обмотки трансформатора,

Uхх = 6.3 В;

Уровень напряжения на зажимах двигателя в момент его пуска должен удовлетворять условию. ∆Uп >= 0.75 Uном

5 Охрана труда.

5.1 Анализ условий труда.

На проектируемом участке ожидается следующие вредные условия труда.

1.При бурении скважин бурстанками шарошечного бурения запыленность может достигать 300 – 1900 мг / м3. Это обусловливается необходимостью применения высокоэффективных средств пылеулавливания.

2. Эксплуатация карьерных дорог.

Здесь интенсивность пылеобразования зависит от скорости движения автомашины, состояния дороги, ее покрытия.

3. Выделения выхлопных газов от автомашины.

4. Проведения массовых взрывов, сопровождается выделением газов и пыли. Все эти факторы снижают производительность труда и устойчивость организма к разному роду заболевания.

5.2 Борьба с пылью и ядовитыми газами.

Основными источниками выделения пыли на карьере являются: автосамосвалы, бурение скважин шарошечным бурением, проведение массовых взрывов и экскаваторные работы.

Основными источниками ядовитых газов являются: автосамосвалы, бульдозеры, проведение массовых взрывов.

5.3 Буровзрывные работы.

Практика эксплуатации бурового оборудования показывает, что добиться существенного снижения запыленности атмосферы карьера путем совершенствования режимов и технологии бурения не представляется возможным. В связи с этим основным методом борьбы с пылью на буровых станках является применение пылеулавливающих установок с использованием методов пылеулавливания в забое скважин.

В связи с полудисперсным составом буровой мелочи очевидна необходимость создания многоступенчатых пылеулавливающих устройств, для улавливания пыли всех фракций. Все пылеулавливающие установки к бурстанкам, как правило имеют несколько ступеней очистки воздуха от пыли. По принципу улавливания последней ступени, они подразделяются на установки с гравитационными пылеуловителями, с инерционными жидкостными и пористыми уловителями.

При бурении скважин, помимо пылеулавливания применяются пылеподавления с помощью аэрорированных растворов.

Бурение скважин с помощью аэрорированных растворов является одним из наиболее эффективных и перспективных способов пылеулавливания.

Пылеобразование при массовых взрывах наиболее интенсивно. Однако, в следствии быстрого выноса основной массы пыли в момент взрыва за пределы участка к моменту допуска людей в район проведения взрыва становится незначительным. Тем не менее, при взрывных работах происходит общее загрязнение атмосферы воздуха района, а во-вторых, значительное количество пыли скапливается на бортах разреза, которая сдувается сильным ветром и является сильным источником засоренности общей атмосферы карьера.

Снижение загазованности атмосферы при проведении массовых взрывов достигается с применением ВВ с низким кислородным балансом, добавлением в забойку различных нейтрализаторов. Для уменьшения пылеобразования добавляются гидрообезпылеватели. Гидрообеспылевание, при массовых взрывах можно применять для взрыва, одновременно с ним и после. Для гидрообеспылевания до их проведения применяются в основном три способа:

  1. предварительное орошение взрывного блока;

  2. предварительное увлажнение взрываемого блока;

  3. увлажнение за счет свободной фильтрации воды из канав, расположенных на поверхности.

5.4 Экскаваторные работы.

При работе экскаваторов воздушная среда загрязняется не только в зоне работы экскаватора, но и в цело по карьеру. В целях уменьшения образования пыли при погрузке предусматривается методом орошения в забоях.

5.5 Проветривание разреза.

Разрезы имеющие горизонтальное или пологое залегание полезного ископаемого как правило имеют небольшую глубину и проветривание горных выработок происходи за счет естественной силы ветра. На проектируемом участке преобладает северо-западное направление ветра со скоростью 2 м/ч. наибольшая сила ветра обычно наблюдается во второй половине дня. Штилевые периоды, в основном в летнее и зимнее время и достигает 80 дней в году. Строительство разрезной траншеи и развития горных работ проектируется по ряду экономических и технологических показателей с востока на запад – следовательно основное направление ветров будет иметь угол к рабочему борту 45град. (смотреть схему проветривания рисунок 5.1). Как видно из сечения А-А естественная схема проветривания будет рециркуляционно- прямоточная.

5.6 Аэрология.

5.6.1 Расчет выбросов вредных веществ в атмосфере карьера.

Буровые работы.

Количество пыли, выделяющиеся при работе буровых станков.

Gп = 0.785 * d2 * Vб * ρ * в * Кп (1 – η) * 103 / 3.6 =

= 0.785 * 0.2872 * 9 * 1.9 * 0.1 * 0.02 (1 – 0.82) * 103/ 3.6 = 0.11 г / с;

где d – диаметр скважины, d = 0.287 м;

Vб – скорость бурения, Vб = 9 м/ч;

ρ – плотность буримых пород, ρ = 1.9 т/м3;

в – содержание пылевой фракции в буримой мелочи, в = 0.1 дол. ед.

Кп - доля пыли приходящая в аэрозоль, Кп = 0.02.

η – эффективность средств пылеулавливания, η = 0.82

Взрывные работы.

Загрязнение атмосферного воздуха при взрывных работах в карьерах происходит за счет выделения вредных веществ из пылегазового облака и выделение газов из взорванной горной массы.

Пылегазовое облако представляет собой мгновенный залповый неорганизованный выброс твердых частиц и нагретых газов включая оксид углерода и оксид азота.

Взорванная горная масса- постоянно действующая в течении периода ее экскавации источник выброса оксида углерода, количество которой следует принять равным 50% от его выброса с пылегазовым облаком.

Количество вредных веществ выбрасываемых с пылегазовым облаком при производстве одного взрыва, определяется по формуле:

Для пыли

Gпв = К *gуд * А (1 – η) * 106 / t = 0.16 * 0.067 * 33.5 (1 – 0.7) * 106 / 900 =

= 120 г/с;

где К - безразмерный коэффициент, учитывающий гравитационное о