Проект вскрытия и разработки Кадали-Макитской террасы

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

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 + ( D – D0.05) * 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


29-04-2015, 00:28


Страницы: 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11
Разделы сайта