VALIGN=TOP> 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

Q^б_сез = Q^б_см * n_см * Т_сез = 780 * 2 * 135 = 210000 м³

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

Т_сез – сезонный фонд работы бульдозера, Т_сез = 135 дней

Т_сез = Т_с - Т_ппр - Т_пр = 149 – 14 = 135 дней;

где Т_с - продолжительность сезона, Т_с = 149 дней;

Т_ппр – планово предупредительные работы, Т_ппр = 14 дней;

Сменная норма выработки

Q^б_см = 100 * (Т_см – Т_пз – Т_лн ) * К_i / (Т_о + Т_в ) * К_отд =

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

где Т_см – продолжительность смены, Т_см = 720 минут;

Т_пз – время выполнения подготовительно – заключительные операций,

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

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

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.

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

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

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

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.

3.5 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 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.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.

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.

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 мм. Производительность бурового станка определенны в пункте 3.1.2.

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 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 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	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

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;

Полная ширина развала пород

В_п = В₀ * К_о + (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;

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.

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:

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


29-04-2015, 00:28