Т_пз = 55 минут;

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

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

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

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

К_i - поправочный коэффициент, К_i = 0.7;

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

где К_см – сменный коэффициент, К_см = 1.46;

К_кл – климатический коэффициент, К_кл = 0.98;

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

К_вз – взрывание в течении смены, К_вз = 0.97;

К_зп - при зачистке плотика, К_зп = 0.5;

Приведенные затраты для бульдозера Т- 500.

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

Таблица 3.1.2.36 - Балансовая стоимость бульдозера Т- 500

Эксплуатационная себестоимость

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

= 2432000 рублей;

где З_ам - затраты на амортизацию горного оборудования,

З_ам = 1630000 рублей;

З_п - заработанная плата, З_п = 191000 рублей;

З_вм - эксплуатационные затраты, З_вм = 390000 рублей;

З_пр - прочие затраты, З_пр = 221000 рублей;

Таблица 3.1.2.37 - Затраты на амортизацию горного оборудования.

Таблица 3.1.2.38 - Эксплуатационные затраты на бульдозер Т - 500.

Таблица 3.1.2.39 - Заработанная плата

Прочие затраты

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

= 221000 рублей;

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

3.10 Охрана природы.

3.10.1 Охрана водных ресурсов.

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

ПКБШ -100.

Определяем расход сточных вод по формуле:

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

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

А – производительность карьера, А = 0.015 м³/с

Определяем мутность сточных вод.

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

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

μ – коэффициент глинистости пород, μ = 0.02;

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

Рассчитываем предельно допустимую концентрацию.

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

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

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

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

d- коэффициент смещения сточных вод, d = 0.4;

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

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

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

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

________ ___________

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

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

Y – коэффициент извилистости реки, Y = 1.3;

Е_д – коэффициент турбулентной диффузии, Е_д = 0.0016;

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

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

Н_с – глубина водного потока, Н_с = 0.68 м.

Рассчитываем предельно допустимый сброс.

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

Определяем долю частиц которую необходимо осадить.

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

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

Определяем длину осаждения частиц.

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

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

Н_ос – глубина транзитного потока, Н_ос = 2.5 м;

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

U_вз – взвешенное состояние движущих частиц, U_вз = 0.00000001

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

где К_тр – коэффициент транзитности, К_тр = 0.3;

В_ос - ширина транзитного потока, В_ос = 30 м.

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

где n – коэффициент шероховатости, n = 0.018.

Длина отстойника.

L_о = L_ос * К_з = 125 * 1.1 = 140 м.

где К_з – коэффициент запаса, К_з = 1.1

Илоостойник сооружается оградительными дамбами со следующими параметрами:

высота дамбы 5 м;

ширина гребня 4 м;

углы заложения откосов 45 градусов;

объем 120000 м³

3.10.2 Рекультивация нарушенных земель.

3.2 Осушение россыпи.

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

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

1 поверхностные (канавы, котлованы);

2 подземные ( штреки, горизонтальные скважины).

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

Способы осушения заключается в проведении следующих мероприятий:

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

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

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

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

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

Длина водосборной канавы будет равна длине капитальной траншеи,

L_к = 93 м,

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

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

3.3 Вскрытие месторождения.

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

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

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

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

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

Проектом принят независимое вскрытие отдельных горизонтов с применением транспортной технологии.

3.3.1 Схема вскрытия.

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

3.3.2 Параметры траншей.

3.3.2.1 Параметры капитальной траншеи.

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

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

где в_о - ширина обочины, в_о = 2 м;

m – безопасное расстояние, m = 1 м;

П – ширина проезжей части, П = 11 м.

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

Н_тр = Н_в + h_пи , м

где Н_в – мощность вскрыши примыкания траншей, м;

h_пи – мощность песков, м.

Длина капитальной траншеи равна:

L_тр = (Н_тр / i) * 1000, м

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

Объем капитальной траншеи равен:

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

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

Результаты расчета приведены в таблице 3.3.1.

Таблица 3.3.1 – Параметры капитальной траншеи.

3.3.2.2 Параметры разрезной траншеи.

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

эксплуатационной заходки.

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

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

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

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

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

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

Объем разрезной траншеи:

V_р = (S_i + S_i+1 / 2) * L_i , м³

где S_i – площадь поперечного сечения траншеи, м²;

L_i – расстояние между сечениями, м

Результаты расчетов сводим в таблицу 3.3.2.2

Таблиц 3.3.2 - Результаты расчетов.

Таблиц 3.3.4 – Параметры разрезных траншей.

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

разрезной траншеи – экскаватор Като – 1500GV.

3.3.3 График горно – строительных работ.

Для построения графика необходимо определить сроки проходки траншей.

Время проходки капитальной траншеи:

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

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

Q^эш_сут = 8052 м³ ;

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

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

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

Время проходки разрезной траншеи:

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

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

Время проходки добычной разрезной траншеи:

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

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

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

Q^к_сут = 1478 м³.

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

Таблиц 3.3.5 – График горно – строительных работ.

Затрата на вскрытие.

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

= 18910840 рублей;

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

Ц_эш = 13.6 рублей (смотри таблицу 3.1.2.35);

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

Ц_к = 4.7 рублей (смотри таблицу 3.1.2.33);

V_вт – объем вскрытия, V_вт = 1366070 м³

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

Таблица 3.3.6 – Сводный сметный расчет на строительство карьера.

4. Горно – подготовительные работы

В состав горно-подготовительных работ входят:

• очистка полигона;

• подготовка пород к выемке;

• вскрышные работы;

• сооружение дорог;

• строительство гидротехнических сооружений

3.4.1 Очистка полигона

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

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

где L_б – длина блока, L_б = 1360 метров;

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

h_оч – мощность снимаемого слоя, h_оч = 0.1 метра.

Работы по очистке полигона предусматривается бульдозером ДЭТ-250

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

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

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

Общие затраты на очистку полигона

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

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

3.4.2 Способы подготовки многолетнемерзлых пород к выемке

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

• способ естественного оттаивания;

• механический способ рыхления;

• буровзрывной способ.

Подготовка многолетнемерзлых пород к выемке способом естественного оттаивания.

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

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

Механический способ рыхление мерзлых пород можно применить только для

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

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

Рыхление многолетнемерзлых пород буровзрывным способом.

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

Расчет параметров взрывных работ приведены в пункте 3.5.

3.4.3 Вскрышные работы.

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

Скорость продвижения вскрышных работ:

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

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

(смотри таблицу 3.1.2.34);

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

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

Скорость продвижения добычных работ:

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

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

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

А_д – ширина заходки, А_д = 40 м.

Все расчеты по производительности оборудования приведены в пункте 3.1.2.

Технология ведения работ.

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

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

Т – 500, а после этого отрабатывается поперечными заходками.

Автосамосвалы подаются под погрузку по кольцевой схеме.

Затрата в год на вскрышные работы.

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

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

Ц_эш = 13.6 рублей (смотри таблицу 3.1.2.35);

N_р – срок отработки россыпи, N_р = 5 лет;

V_вр – объем вскрышных работ, V_вр = 8974010 м³;

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

где V_вт – объем вскрытия, V_вт = 1366070 м³;

V_т – объем торфов, V_т = 10340080 м³.

Элементы системы разработки.

Угол откоса вскрышного уступа, α_в = 70 град;

Угол откоса добычного уступа, α_д = 80 град;

Угол откоса отвала, β = 37 град;

Ширина вскрышной заходки, А_в = 46 м;

Ширина добычной заходки, А_д = 40 м;

Средняя мощность вскрышного уступа, Н_т = 23.54 м;

Средняя мощность добычного уступа, Н_п = 2.72 м;

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

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

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

(смотри таблицу 3.5.1);

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

(смотри таблицу 3.5.4);

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

3.5 Системы разработки

Высота вскрышного уступа определяется мощностью покрывающих пород.

Высота уступа по пескам определяется мощностью вынимаемого пласта.

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

Средняя мощность песков, h_п = 2.72 м;

Средняя мощность торфов, H_т = 23.54 м;

Ширина заходки В_п = 40 м;

Годовая производительность карьера А =2050 тыс. м³.

При вскрышных работах используется экскаватор ЭШ 15 /90А.

Для ведения добычных работ принимается экскаватор Като – 1500GV.

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

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

заходки добычного экскаватора Като –1500 определяется по формуле:

А_з = 1.5 * R_ч = 1.5 * 5.5 = 8.2 м:

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

R_ч = 5.5 м;

Угол откоса добычного уступа 80 градусов;

Угол откоса вскрышного уступа 70 градусов;

Угол откоса отвала 37 градусов;

Длина экскаваторного блока определяется длиной взрывного блока;

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

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

Количество бульдозеров на рыхление

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

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

Затраты на рыхления песков в год.

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

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

V_д – годовой объем добычи, V_д = 205000 м³

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

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

Количество экскаваторов на погрузку песков

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

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

Затраты на погрузку песков экскаватором в год.

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

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

(смотри таблицу 3.1.2.33).

Погрузка песков экскаватором осуществляется в автосамосвалы

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

Необходимое количество автосамосвалов на добычу

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

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

(смотри пункт 3.1.2);

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

N = N_а / К_с = 2 / 0.8 = 3 штуки

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

Затраты на транспортирования песков автосамосвалами в год.

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

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

Ц_а = 7.9 рублей (смотри таблицу 3.1.2.16);

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

Необходимое количество бульдозеров на подачу песков в бункер промприбора.

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

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

Затраты на подачу песков в бункер промприбора в год.

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

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

Затраты на обогащения песков промприбором ПКБШ – 100 в год составляет

2013848 рублей (смотри таблицу 3.1.2.6).

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

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

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

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

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

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

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

где t_cм – продолжительность смены, t_cм = 19.5 часов;

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

Расчет параметров БВР

Определяется диаметр скважин

_____ ____

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

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

При диаметре 215 мм принимаем буровой станок СБШ – 250МН с диаметром долота d = 243


29-04-2015, 00:28