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, D_0.05 -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 D_0.05 = 3.8 % ;

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

К_Р - коэффициент разрыхления складируемых пород, К_Р = 1.1;

Q^п/п_ч - производительность промывочною прибора, Q^п/п_ч = 80 м³ / ч

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

q_т = 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

___ ___

b_п = 1.65 * √ H = 1.65 * √ 5 = 4 м,

Ширина плотины по низу

В_п = b_п + 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.

V_пп = (b_п + В_п) * Н * L_п / 2 = (4 + 14) * 5 * 100 / 2 = 4500 м³;

Определяем затраты на сооружения дамбы.

Ц_сд = V_пп * Ц_дт = 4500 * 17 = 76500 рублей;

где Ц_дт – стоимость затрат с1м³ для бульдозера ДЭТ-250, Ц_дт = 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

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 = Н_в + Н_н + h_в + h_м + h_ост = 1.5 + 35 + 1.4 + 0.1 + 5 = 43 м

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

Н_н – высота нагнетания воды, Н_н = 35 м;

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

h_м – местные потери напора, h_м = 0.1;

h_м = (0.05 – 0.1) h_в = 0.1 * 1.4 = 0.1 м;

h_ост – остаточный напор в конце пульповода, h_ост = 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 √ Q^п/п_в / 3600 * V_в = 1.128 √ 438 / 3600 * 2 = 278 мм;

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

V_в – скорость воды в трубопроводе, V_в = 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:

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

3.9.2 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 ^вн_о + V^в_б ) / Q_б = (1000000 + 1292000) / 360 = 7 штук.

где

V^в_б – объем внешних отвалов бульдозерной вскрыши, V^в_б = 1292000 м³ .;

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

Q_б - сезонная норма выработки бульдозера Д-355А, Q_б = 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.

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

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

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

К_i - капиталовложения, К_i = 112472 тыс.рублей;

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

= 112472 тыс. рублей;

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

К₂ – балансовая стоимость автосамосвала БелАЗ – 540А,

К₂ = 1078000 рублей;

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

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

N_э – количество экскаваторов, N_э = 1 штуки;

N_а – количество автосамосвалов, N_а = 10 штук;

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

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

Таблица 3.1.1.1- Балансовая стоимость автосамосвала БелАЗ – 540А

Таблица3.1.1.2 - Балансовая стоимость бульдозера Т- 500

Таблица 3.1.1.3 - Балансовая стоимость бульдозера ДЭТ- 250

Таблица 3.1.1.4 - Балансовая стоимость экскаватора ЭКГ-5А

Эксплуатационная себестоимость.

Эксплуатационная себестоимость включает в себя затраты:

амортизацию горного оборудования; электроэнергию; материалы;

заработанная плата и прочие затраты.

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

35942 тыс.руб;

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

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

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

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

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

Таблица 3.1.1.5 - Затраты на амортизацию горного оборудования.

Таблица 3.1.1.6- Заработанная плата

Списочный штат определяется:

Т_спис = Т_реж / Т_фак = 251 / 232 = 1.1

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

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

Т_пр – количество праздничных дней, Т_пр = 2 дня;

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

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

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

Т_в – количество выходных дней, Т_в = 14 дня;

Таблица 3.1.1.7- Затраты на электроэнергию.

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

Расход энергии по одноставочному тарифу, W_о = 231000 кВт;

Расход энергии по двухставочному тарифу, W_д = 1600 кВт;

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

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

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

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

К_и - коэффициент использования, К_и = 0.8

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

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

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

Таблица 3.1.1.10 - Эксплуатационные затраты на бульдозер Т - 500.

Таблица 3.1.1.11 - Эксплуатационные затраты на бульдозер ДЭТ - 250.

Сумма эксплуатационные затраты равняется

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

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

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

Бестранспортная технология вскрыши.

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

Бурение скважин осуществляется буровым станком СБШ-250 МН

(принят проектом).

Приведенные затраты по второй схеме вскрышных работ.

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

С_эш – эксплуатационная себестоимость экскаватора ЭШ 15/90А,

С_эш = 9940 тыс.руб.

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

Таблица 3.1.1.12 - Балансовая стоимость экскаватора ЭШ 15/90А

Эксплуатационная себестоимость

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

= 9940 тыс.руб.

Таблица 3.1.1.13 - Затраты на амортизацию горного оборудования.

Таблица 3.1.1.14 - Заработанная плата

Таблица 3.1.1.15 - Затраты на электроэнергию.

Расход энергии по одноставочному тарифу, W_о = 2194500 кВт;

Расход энергии по двухставочному тарифу, W_д = 15200 кВт;

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

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

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

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

Прочие затраты

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

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

Добычные работы

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

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

Суточная производительность промприбора составляет 77 м³/ч.

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

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

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

(Т-170) (принят проектом).

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

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

3.1.2 Режим работы и производственная мощность предприятия.

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

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

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

-продолжительность буровых работ 290 суток;

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

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

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

Среднегодовая производительность карьера по вскрыше торфов составит:

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

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

Кв


29-04-2015, 00:28