Проект вскрытия и разработки Кадали-Макитской террасы

Определяем длину скважины

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

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

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

Определим диаметр скважины

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

где к_рс – коэффициент расширения скважин, к_рс = 1.18;

Длина забойки

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

Определяем линейную плотность

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

где ∆- плотность ВВ, ∆= 900 кг / м³;

Определяем линию сопротивления по подошве

_____________________ __________________________

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

m – коэффициент сближения скважин, m = 1;

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

Допустимая линия сопротивления по подошве

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

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

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

По условиям требований безопасного ведения буровзрывных работ W_доп

Расстояния между скважинами и рядами

а = в = W = 9.3м;

Длина заряда

l_з = l_скв - l_заб = 25 – 7 = 18 м ;

Определяем массу заряда в скважине

Q_з = р * l_з = 58.2 * 18 = 1048 кг;

Выход горной массы

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

Определяем длину блока

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

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

n = А / W = 40 / 9.3 = 4 шт;

где А – ширина заходки, А = 40 м;

Определяем количество скважин в ряду

n_р = L_бл / а = 74 / 9.3 = 8 шт;

Общее количество скважин в блоке

N_скв = n * n_р = 4 * 8 = 32 шт;

Общий расход ВВ на взрыв

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

Интервал замедления

 = К_п * W = 5 * 9.3 = 47 мс;

Принимаем интервал замедления 50 мс.

Таблица 3.5.3 – Основные параметры взрывных работ

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

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

Ширина развала от первого ряда скважин

_____ ______

В₀ = К_в * К_ √ К_о * Н = 2.5 *1.6 √ 0.85 * 24 = 18 м

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

К_ - коэффициент учитывающий угол наклона скважин, К_ = 1.6;

К_о – коэффициент дальности отброса взорваной породы, К_о = 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;

к_с –коэффициент зависящий от грунта, к_с=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, n_заб = 1.

Согласно ЕПБ безопасное расстояние округляется до 50, следовательно

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

Определяем количество взрывов в году.

N_вз = V^г_взр / V_взр = 2100000 / 99060 = 21 раз

Расход детонирующего шнура

L_д = N_скв * (l_cкв + а + 1.5) = 32 * (25 + 9.3 + 1.5) =1150 м

Общее количество взрывников

где V^г_взр – годовой объем взрывания пород, V^г_взр = 2.1 млн. м³.

Необходимое количество буровых станков

N_ст = к_рез * V^г_взр / Q^бр_сез * Q_г.м. = 1.1 * 2100000 / 130000 * 83 = 1 станок;

где к_рез – коэффициент резерва, к_рез = 1.1

Q^бр_сез -сезонная норма выработки, Q^бр_сез = 130000 м;

Стоимость бурения торфов в год.

Таблица 3.5.4 – Стоимость 1 м³ при буровзрывных работах.

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

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:

Q_сут = Q_в * Q^п/п _сут / Q^п/п_ч = 438 * 1560 / 80 = 8540м³ ;

где Q^п/п_ч - часовая производительность установки; Q^п/п_ч = 80 м³ / ч ;

Q^п/п _сут - суточная производительность установки; Q^п/п _сут = 1560 м³ / сут ;

Q^п/п_в - расход воды промприбором, Q^п/п_в = 438 м³ / ч

Расход воды на доводке концентратов при двухразовом режиме съемок составит

Q ^д_в = 2 * ( Q_дш + Q_дв + Q_гр ) = 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 ^т_сут = Q_сут + Q ^д_в = 8540 + 7.76 = 8547.8 м³ /сутки

Прочие неучтенные расходы воды (5%):

Q ^т_{сут . неучт} = Q ^т_сут * 0.05 = 8547.8 * 0.05 = 427.4 м³ /сутки

Общий расход технологической воды составит:

Q^т_{сут .общ.} = Q ^т_сут + Q ^т_{сут . неучт.} = 8547.8 + 427.4 = 8975 м³ /сутки

Удельный расход технологической воды составит:

q_т = Q^т_{сут .общ.} / Q^п/п _сут = 8975 / 1560 = 5.75 м³/м³

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

Таблица 3.6.4- Баланс технологической воды

Таблица 3.6.5- Техническая характеристика промывочного прибора ПКБШ-100

Таблица 3.6.6- Техническая характеристика установки “Орокон”

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} = А_г * W_{+ 20} * К ^г_кр =1142400 * 0,47 * 1,3 = 698006 м³

где W_{+ 20} - выход фракции гали + 20 мм, W_{+ 20} = 47 % ;

К^г_кр – коэффициент разрыхления гали, К ^г_кр= 1,3

Объем эфельного отвала

V_{- 20} = А_г * W_{- 20} * К ^эф_кр = 1142400 * 0,53 * 1,1 = 666019 м³

где W_{- 20} - выход фракции эфелей - 20 мм, W_{- 20} = 53 % ;

К ^эф_кр – коэффициент разрыхления эфелей, К ^эф_кр= 1,1

Общий объем отвала

V^о_общ = 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 ^г_б = V_{+ 20} / Q^г _б * N = 698006 / 258120 * 5 = 1 шт.

где Q^г _б - сезонная норма выработки бульдозера ДЭТ-250 на уборку гали, Q^г _б =258120 м³ (смотри пкнкт 3.1.2) ;

N - cрок отработки россыпи, N = 5 лет

Затраты на уборку гали в год.

Ц_уг = V¹₊₂₀ * Ц_дт = 139600 * 17 = 2373200 рублей;

где Ц_дт – стоимость затрат с1м³ для бульдозера ДЭТ-250, Ц_дт = 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 ^э_б = V_{- 20} / Q^э _б * N = 666019 / 180 * 5 = 1 шт.

где Q^э _б - сезонная норма выработки бульдозера Т-170 на уборку эфелей, Q^э _б =180тыс.м³ (смотри пункт 3.1.2) ;

Затраты на уборку эфелей в год.

Ц_уэ = V¹_-20 * Ц_т1 = 133200 * 14.9 = 1984680 рублей;

где Ц_д1 – стоимость затрат с 1м³ для бульдозера Т-170, Ц_д1 = 14.9 рублей (смотри таблицу 3.1.2.21);

V¹_-20 – годовой объем эфелей, V¹_-20 = 133200 м³

Общие затраты на отвалообразования.

Ц_гэ = Ц_уг + Ц_уэ = 2373200 + 1984680 = 4357880 рублей.

8. 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:

W_ил = V_п * Л { Кр + ( D – D_0.05) * 10 ^{- 2} * Кн } + Q^п/п_ч * q_т * t =

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

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

Л - коэффициент, учитывающий условия складирования при расположении всего объема хвостов промывки на борту карьера на


29-04-2015, 00:28