часть
1.1 Общие
ведения о районе
месторождения
Месторождение
золота погребенной
россыпи реки
Хомолхо (Кадали-Макитская
терраса) находился
в Бодайбинском
районе Иркутской
области Российской
Федерации в
140 км северо-восточнее
от города Бодайбо.
Месторождение
расположено
на освоенной
территории
на расстоянии
40 км от административного
центра – посёлка
Кропоткин. В
близи месторождения
проходит грунтовая
автодорога
Бодайбо-Кропоткин-Хомолхо
и ЛЭП-110 Кв. Расстояние
до ближайшей
железнодорожной
станции Таксимо
(БАМ)
450 км.
Основной
завоз грузов
для предприятий
и населения
района производится
в летнее время
водным путем
протяженностью
около 1100 км от
железнодорожной
станции Усть-Кут
(порт Осетрово)
по реке Лене
до реки Витим
и по реке Витим
до Бодайбо.
Часть грузов
круглогодично
доставляется
по автодороге
Таксимо - Бодайбо
протяженностью
220 км.
Между городами
Бодайбо и Иркутском
имеется воздушное
круглогодичное
сообщение.
Самолеты типа
АН-24 и АН - 26 осуществляют
перевозку
пассажиров
и части необходимых
технических
и продовольственных
грузов Доставка
грузов от Бодайбо
до золотодобывающих
предприятий
производится
по грунтовой
дороге, связывающей
все крупные
золотодобывающие
предприятия
района.
Снабжение
электроэнергией
предприятий
района осуществляется
от Мамаканской
ГЭС, установочной
мощностью 86
тыс.кВт, а также
через
ЛЭП -220 ( Таксимо-Бодайбо)
государственной
энергосистемы.
От поселка
Кропоткин до
месторождения
электроэнергия
подается по
ЛЭПу 35 кВ, проложенной
вдоль автомобильной
дороги.
Ближайшим
населенным
пунктом от
месторождения
является поселок
Кропоткин,
связанный с
месторождением
грунтовой
дорогой протяженностью
40 км.
В посёлке
Кропоткин ( 2.9
тыс. жителей)
размещено ЗАО
”Светлый”,
администрация
поселка, почтовое
отделение,
медицинская
амбулатория,
школа и другие
культурные
и общественные
учреждения.
Непосредственно
через месторождение
проходила
автодорога
круглогодичного
пользования
Бодайбо-Перевоз,
в 2000-ом г. она перенесена
за пределы
границ горных
работ.
Промышленно-бытовая
база отработки
месторождения
сосредоточена
в поселке Кропоткин.
В 2000 -ом году
опытно-промышленные
работы велись
вахтовым способом,
дальнейшая
эксплуатация
россыпи реки
Хомолхо также
планируется
вахтовым способом
с промышленно-бьгговой
базы ЗАО ”
Светлый”.
ЗАО ”Светлый”
обеспечен в
необходимом
для полной
отработки
россыпи реки
Хомолхо количестве
и ассортименте
землеройным,
погрузочным,
горно-транспортным
и энергетическим
оборудованием,
имеет достаточную
для стабильной
золотодобычи.
1.2 Климат
района
Климат района
резко континентальный
с суровой
продолжительнойзимой
и коротким
теплым летом.
Среднегодовая
температура
составляет
минус 6 градусов
с колебаниями
температур
от минуса 55 до
плюс 35 градусов.
Таблица 1.2 –
Месячная температура
воздуха.
Месяцы | ||||||||||||
| январь | февраль | март | апрель | май | июнь | июль | август | сентябрь | октябрь | ноябрь | декабрь |
-27 | -24 | -16 | -9 | 2 | 13 | 17 | 14 | 5 | -4 | -17 | -26 |
Среднегодовое
количество
осадков варьирует
от 250 до 350 мм, более
70% их приходится
на теплый период
года
Снег выпадает
в конце сентября
и сходит в конце
мая начале
июня. Мощность
снегового
покрова изменяется
от 0.1 до 0,7 м на
водоразделе
до 1.5 м на склонах
и в долинах.
Ледостав
приходится
на октябрь,
ледоход на май.
Отрицательная
средняя температура,
развитие мощного
темно-лишайного
покрова приводит
к формированию
островной
многолетней
мерзлоты мощностью
от 200 до 250 м на
водоразделах
и 80 -100 м в долинах
водотоков.
Глубина сезонного
оттаивания
грунтов не
превышает 1.5 -
2.5 м.
1.3 Гидрология
района месторождения
Гидросеть
района (реки
Хомолхо с притоками)
принадлежит
бассейну реки
Жуй. Водный
режим речной
сети типично
горный с паводками
в период снеготаяния,
проливных и
продолжительных
дождей. В засушливое
время расход
воды сокращается,
мелкие водотоки
нередко пересыхают.
Расход
воды в реки
Хомолхо в теплый
период составляет
от 0.5 до 2.5 м3/секунду,
а в ручье Кадали-Макит,
правом притоке
руки Хомолхо,
от 0.1 до 0.6 м 3
/сек, протяженность
которого составляет
8 км.
Рельеф района
среднегорный,
с абсолютными
отметками
вершин водоразделов
от 500 до 1400 метров.
|
2 Геологическая
часть.
2.1 Геологическая
характеристика
района и месторождения.
Россыпное
месторождение
золота реки
Хомолхо (Кадали-Макигская
терраса) приурочено
к зоне сочленения
Каменской
антиклинали
и Таранахской
синклинали,
сложенных
сланцами хомолхинской
свиты.Рыхлые
четвертичные
отложения
представлены
доледниковым
элювием, аллювием
и ледниковыми
образованьями.
Район россыпи
расположен
в центральной
части Патомского
нагорья.
Рельеф
бассейна верхнего
течения реки
Хомолхо сформирован
в результате
проявления
эрозионно-денудационных
и аккумулятивных
процессов.
Среди четвертичных
рыхлых образований
выделяются
верхние четвертичные
ледниковые,
озерно - и водно-ледниковые
отложения,
представленные
илами с валунами,
галечниками,
песками и
щебнисто-галечными
илами. Верхне
четвертичный
аллювий слагает
террасы уровня
от 5 до 25м, и представлен
галечниками,
песками, суглинками,
галечно-валунными
отложениями.
Современные
четвертичные
отложения
определяет
пойменный и
русловой аллювий.
Это песчаные
отложения с
переменным
содержанием
гальки и линз
галечников.
Коренные источники
формирования
россыпей бассейна
верхнего течения
реки Хомолхо
связаны с
золоторудными
кварцево-сульфидиыми
зонами.
Современная
долина реки
Хомолхо характеризуется
широкой долиной
с развитием
узкой (100-200м) поймы
и аккумулятивных
надпойменных
террас высотой
4-6 м (ниже устья
реки Имнях). В
поперечном
сечении долина
отчетливо
асимметричная
с крутым коренным
левым бортом.
Правый борт
относительно
пологий. Он
представлен
выположенным
(6-8 градусов)
аккумулятивным
увалом шириной
до 2.5 км, который
сменяется далее
пологим (увалом)
с маломощным
(до 3-4
м) покровом
рыхлых отложений
шириной
200-500 м.
Затем этот увал
переходит
в коренной борт
долины.
Погребенный
рельеф
представлен
террасой
высотой
20м в
южной
части
месторождения
включая
россыпь
золота, которая
отрабатывалась
гидравликой
в 1949-72 г.г.,
и глубоким
тальвегом, к
которому приурочена
погребенная
россыпь реки
Хомолхо ( Кадали-Макитская
терраса).
В северной
части отмечается
погребенная
терраса высотой
6-8 м,
отделяющая
погребенный
тальвег от
тальвега современной
долины реки
Хомолхо.
Коренной
плотик погребенного
тальвега сложен
“мягкими”
углеродистыми,
сланцами и
алевролитами
, участками
с тонкими
прослоями
кварцевых
песчаников.
Поверхность
тальвега
пологоволнистая,
участками
нарушена западинами
и гребнями
высотой 0.5-3.0 м и
шириной 10-40м.
Ширина тальвега
до 400 м. Его днище
располагается
на высоте равной
уровню современного
русла реки
Хомолхо.
Элювиальные
отложения
россыпи сложены
щебнем сланцев
с примесью
песка, гравия,
мелкой
гальки. Количество
щебня вверх
по разрезу
постепенно
уменьшается.
Аллювий
определяет
серые гравийно-песчанистые
галечники.
Заполняющая
масса представлена
среднезернистыми
слюдистыми
песками. Гравий
состоит, в основном
из обломков
сланцев, в
значительном
количестве
встречаются
обломки кварца.
Галька
и валуны представлены
в основном
сланцами и
песчаниками,
отмечаются
известняки.
По размерам
преобладает
мелкая и средняя
галька до 10 см.
Количество
валунов со
средними размерами
20-25 см иногда до
50-60 см не превышает
10%.
Минералогическим
анализом в
аллювии установлены
ильменит
(60-95% шлиха),
в меньших
количествах
лейкоксен,
лимонит, пирит.
Мощность аллювия
1.0-12.0м.
Аллювий
перекрыт мощной
толщей ледниковых
отложений. По
составуэто
темно-серые
и серые иловато-песчаные
валунно-галечныеотложения.
Галька и валуны
слабо и неокатаиные,
нередко
утюгообразнойформы.
По составу
галька представлена
на 80-90% местными
породами(известняки,
песчаники,
сланцы) и экзотическими
породами
(граниты).Вмещающая
масса -
известковистые
и не известковистые
иловатые средне-
имелкозернистые
пески с примесью
гравия. В линзах
мощностью до
3-3.5 м
отмечаются
илистые пески
и илы с
редкой галькой
и валунам,
и общая мощность
ледниковых
отложений
варьирует от
9 до 30
м.
Длина
промышленной
россыпи 1380 м,
средняя ширина
308
м, россыпь
залегает
на глубине
15-29.2
м.
Усредненный
типовой разрез
рыхлых отложений
(снизу-вверх)
представлен
в следующем
виде:
1. Продуктивный
пласт:
элювий
коренных пород,
древний
аллювий представлен
галечниками
, характеризуется
содержанием
валунов 8-10% и
мощностью до
6 м.
2. Продуктивные
отложения
перекрывают
ледниковые
серые иловато
- песчаные
валунно-галечные
отложения
мощностью до
25 метров. Наибольшим
включением
валунов отличаются
мореные отложения
10%.
Плотик россыпей
слабоволнистый
, западения
небольшие от
0.5 до З м, сложен
переслаивающимися
разрушенными
углеродистыми
сланцами и
алевролитами.
Пески относятся
к среднепромывистым.
2.2 Физико-механические
свойства пород
россыпи.
Торфа
Мощность
торфов варьирует
от 4.0 до 33.0 м и в
среднем по
россыпи составляет
24.0 м. Все торфа
поражены многолетней
мерзлотой с
сезонными
колебаниями
температуры
горных пород
от -5 до -7 градусов
в холодный
период и от
-1.5 до – 2.5 градусов
теплое время.
Торфа представлены
темно-серыми
и серыми иловато
- песчаными
валуна -галечными
отложениями.
Гальки
и валуны представлены
сланцами, песчаниками
и известняками.
Валунистость
и льдистость
незначительные,
категория
пород торфов
составляет:
111= 50%; 1V
=50%.
Пески
Золотоносный
пласт представлен
темно-серыми
галечниками
с валунами (до
8-10%). Обломочная
часть представлена
галькой и валунами
местных подстилающих
пород.Максимальный
размер валунов
редко превышает
1.0 м в поперечнике.
Сортировка
отложений
слабая,
местами
отмечается
уменьшение
размеров гальки
к верхней части
песков. Средний
гранулометрический
состав галечников
по данным
опытно-промышленной
эксплуатации
следующий:
Таблица 2.2 -
Результаты
ситового анализа
песков
Фракция, мм | Σ | |||||||
Значения |
|
|
|
|
|
|
|
|
Наличие золота, % |
|
|
|
|
|
|
| 100 |
Мощность
золотоносного
пласта по данным
буровых работ
варьирует от
0.4 до
4..2 м. Содержания
золота изменяются
от 0.229 г/м3
до 18.901 г/м3
.
Глубина
проникновения
золота в породы
плотика составляет
0.2м, реже
0.4-1.2м. Категория
пород слагающих
пески: 111 = 25%; 1V
=75%.
Пески легко
и среднепромывистые.
Мерзлотная
обстановка
россыпи
Месторождение
входит в Витимско-Патомскую
гидрогеологическую
складчатую
область, характеризующуюся
широким площадным
распространением
многолетней
мерзлоты. Мощность
мерзлоты изменяется
от 50-100 м на склонах
и д о 100-270 м на водоразделах.
Мерзлотой
поражены практически
все элементы
рельефа на
полную мощность
рыхлых отложений.
Установленная
по данным бурения
средняя мощность
мерзлоты в
рыхлых отложениях,
намеченные
к отработке
блоки составляет
22.6 м.
Мощность
сезонного
оттаивания
составляет
от 0.5 до 1.5м, средняя
1.0 м.
Оттаивание
деятельного
слоя
начинается
в середине
мая,
промерзание
в октябре.В
талом
состоянии,
за контуром
подсчитанных
запасов,
находятся
под русловые
участки нижней
поймы и
частично первой
надпойменной
террасы ручъя
Кадаля-Макит.
Ширина таликовой
зоны
около
70м.
Преобладающее
влияние на
оттаивание
и промерзание
грунтов оказывает
снеговой,
растительный
и мохо-торфяной
слой,
которые
и определяют
интенсивность
и глубину сезонного
протаивания
грунтов.
В результате
разведочных
работ установлено,
что
контур
промышленных
запасов золота
проходит, в
основном,
по
мерзлым породам
и с
учетом
сезонного
оттаивания,
составляет
99% от общего объема
горной массы.
2.4 Полезные
ископаемые
Золото
желтого цвета,
пластинчатое,
чешуйчатое.
Пробность по
данным аффинажа
0.845. По данным
расситовок
гранулометрический
состав золота
следующий:
2.4 - Результаты
ситового анализа
золота
Фракция, мм | Σ | ||||||||
Значения |
|
|
|
|
|
|
|
| - |
|
|
|
|
|
|
|
|
| 100 |
Таким
образом,
золото
россыпи мелкое
с количеством
фракций менее
0.85мм 74.7%
2.5
Подсчет запасов
Золотоносная
россыпь реки
Хомолхо (Кадали-Макитская
терраса) по
геолого-геморфологической
характеристике,
характеру
распределения
золота, своим
масштабам
согласно инструкции
ГКЗ по применению
классификации
запасов к россыпным
месторождениям
(ГКЗ , 1997г.) относится
к Ш группе
геологической
сложности. Это
невыдержанная
по ширине и
мощности, с
неравномерным
распределением
золота россыпы.
Для подготовки
запасов категории
С - 1 для данной
группы месторождений
рекомендуется
разведочная
сеть 200 х 20 - 10 м,
что
фактически
достигнуто
в процессе
разведочных
работ 1995 -1999 г.г..
Подсчет
запасов
осуществлен
способом
геологических
блоков.
что соответствует
методике разведки
и природным
характеристикам
россыпи.
Запасы
оконтурены
на плане геологоразведочных
работ масштаба
1:
2000
и геологических
разрезах,
составленных
в масштабе:
вертикальный
1
: 100 и
горизонтальный
1
: 500.
Подсчет
запасов выполнен
по кондициям
, полученным
технико-экономическим
расчетом:
-минимально-промышленное
содержание
золота в
блоке 1.211 г/м3
;
-минимальное
содержание
в оконтуривающей
выработке в
плане
0.605 г/м3;
-минимальное
содержание
для оконтуривания
пласта по вертикали
-0.1
г/м3;
-минимальная
мощность пласта
-0.8 м
2.5.1 Подсчет
балансовых
запасов
Подсчет
балансовых
запасов выполняется
линейным способом.
Подсчет
производим
по блоку 4С.
Запас песков
в блоке
Vблn=(V1+V2)*LБЛ/2=(569,45+837,78)*260
/ 2=182940 м3,
где
V1-линейный
запас песков
по первой буровой
линии,V1=569.45
м2,
V2-линейный
запас песков
по второй буровой
линии,V2=837,78
м2,
LБЛ-
длина блока,LБЛ=260
м.
Средняя
мощность песков
в блоке
mср,п
=(V1+V2)/LJ=(569.45+837.78)
/ 704=2 м,
где
Lj-
линия влияния
скважин по двум
буровым линиям,
Lj=740
м.
Запас торфов
в блоке
Vблт=(V3+V4)*LБЛ/2=(8669,2+8372,1)*260
/ 2=2215369 м3,
где
V3-линейный
запас торфов
по первой буровой
линии,V1=8669,2
м2,
V4-линейный
запас торфов
по второй буровой
линии,V2=8372,1
м2,
Средняя
мощность торфов
в блоке
mср,т
=(V3+V4)/LJ=(8669,2+8372,1)
/ 704=24,2 м,
Объем золота
в блоке
Vблз=(V1з+V2з)*
LБЛ/2=(3315,612+3255.9)*260
/ 2= 85430 гр.
где
V1з-количество
золота в первой
буровой линии,
V1з=3315,612
гр,
V2з-количество
золота во второй
буровой линии,
V2=3255.9
гр,
Среднее
содержание
золота в блоке
mблср,з=
Vблз
/ Vблn
=85430 / 182940 = 4.6 гр /м3,
Ведомость
подсчета балансовых
запасов россыпного
золота по
месторождению
приведена в
таблице 2.5
2.5 -Подсчет геологических
запасов блока
по буровым
линиям 489 и 487
|
2.5.2 Подсчет
эксплуатационных
запасов
Для
подсчета
эксплуатационных
запасов необходимо
знать потери
и разубоживания
песков в кровли
и в почве.
Расчет потерь
и разубоживания
в кровли пласта
Стандарт
общей изменчивости
контура выемки
песков в кровле
пласта
_____________________
____________________
Gоксл
= √ (Gсл
)2
+ (G
гсл
)2
+ (iо
/2)2
= √ (0.2)2
+ (0.4)2
+ (0.2 / 2)2
= 0.46 м;
где
Gсл
-дисперсия
случайной
изменчивости
поверхности
кровли эксплуатационного
пласта после
вскрыши торфов,
Gсл
= 0.2;
G
гсл
- дисперсия
случайной
изменчивости
поверхности
кровли геологического
пласта после
вскрыши торфов,
G
гсл
= 0.4;
iо
- интервал
опробывания,
iо
= 0.2 м;
Показатель
рациональной
выемки песков
в кровли пласта
r
t
=
(Сб
- b) / (C – b) = (0.1 – 0.05) / (3.426 – 0.05) =
0.0148 м;
где
Сб-
бортовое содержание
золота для
оконтуривания
пласта по вертикали,
Сб
= 0.1г/м3;
b
- содержание
в разубоживающих
породах, b
= 0.05 г/м3;
C
- среднее содержание
золота в геологических
запасах, С = 3.426
г/м3;
Мощность
кровли пласта
mпр
= Gоксл
* cos
(3.14 * r
t
) = 0.46 * cos
(3.14 * 0.0148) = 0.46 м;
Мощность
теряемых песков
hп
= (Gоксл
/ 3.14) * sin
(3.14 * r
t)
– (mпр
* r
t)
= =
(0.46 / 3.14) * sin
(3.14 * 0.0148) – ( 0.46 * 0.0148) = 0 м;
Мощность
кровли пласта
hр
= hп
+ mпр
= 0 + 0.46 =
0.46 м;
Потери песков
Па
= hп
* S
= 0 * 425000 = 0 м3;
где
S
- площадь отработки,
S
= 425 тыс. м2;
Потери золота
Qз
= Па
* Сб
= 0 * 0.1 = 0
гр;
Разубоживание
песков в кровли
пласта
Рпр
=
hр
* S = 0.46 * 425000 = 195500 м3;
Расчет потерь
и разубоживания
в почве пласта
Стандарт
общей изменчивости
контура выемки
песков в почве
пласта
_____________________
____________________
Gопсл
= √ (Gпсл
)2
+ (Gпсл
)2
+ (iо
/2)2
= √ (0.2)2
+ (0.2)2
+ (0.2 / 2)2
= 0.3 м;
где
Gпсл
-дисперсия
случайной
изменчивости
поверхности
почвы эксплуатационного
пласта после
вскрыши торфов,
Gпсл
=
0.2;
Gпсл
- дисперсия
случайной
изменчивости
поверхности
почвы геологического
пласта после
вскрыши торфов,
Gпсл
=
0.2;
Показатель
рациональной
выемки песков
в почве пласта
r
t
=
(Сб
- b) / (C – b) = (0.1 – 0.05) / (3.426 – 0.05) =
0.0148 м;
Мощность
почвы пласта
mз
= Gопсл
* cos
(3.14 * r
t
) = 0.3 * cos
(3.14 * 0.0148) = 0.3 м;
Мощность
теряемых песков
hпз
= (Gопсл
/ 3.14) * sin
(3.14 * r
t)
) – (mз
* r
t)
= =
(0.3 / 3.14) * sin
(3.14 * 0.0148) – ( 0.3 * 0.0148) = 0 м;
Мощность
почвы пласта
hз
= hпз
+ mз
= 0 + 0.3 =
0.3 м;
Потери песков
Паз
= hпз
* S
= 0 * 425000 = 0 м3;
Потери золота
Qзз
= Паз
* Сб
= 0 * 0.1 = 0
гр;
Разубоживание
песков в почве
пласта
Рз
= hз
* S = 0.3 * 425000 = 127500 м3;
Общий объем
потерь песков
По
= Паз
+ Па =
0 + 0 = 0 м3;
Общий объем
разубоживания
песков
Ро
= Рз +
Рпр =127500
+ 195500 = 323000 м3;
Относительный
коэффициент
разубоживания
песков
Кр
= (Ро
/ Vп)
* 100% = (323000 / 1142400) * 100% = 28.3%,
мощность песков
mэп=
mг,п
+ mпр+
mз
= 1.96 + 0.46
+ 0.3 = 2.2 м
где
mпр-
мощность
предохранительной
рубашки, mпр=
0.46 м;
mз-
мощность задирки,
mз=
0.3 м;
где
mг,п
- средняя геологическая
мощность песков,
mг,п
=1.6м ,
Эксплуатационная
мощность торфов
mэт
= mг,т
– mпр
= 24 –
0.46 = 23.54 м,
где
mг,т
- средняя геологическая
мощность торфов,
mг,т
= 24 м ,
Эксплуатационный
объем песков
Vп=
Sп*
Lр
= 840 *1360 =1142400 м3,
где
Lр-
длина россыпи,
Lр=1360
м ,
Sп-
средняя площадь
песков россыпи,
Sп=
840 м2
,
Sп=
(bнп+
bвп)*
mпрп
/ 2 =(308+310)*2,72 / 2 = 840 м2,
где
bнп-
средняя ширина
песков по низу,
bнп=308
м,
bвп-
средняя ширина
песков по верху,
bвп=310
м.
Эксплуатационный
объем торфов
Vт=
Sт*
Lр
= 7603 *1360 =10340080 м3,
где
Sт
= (bнт+
bвт)*
mпрт
/ 2 =(310
+336)*23.54 / 2 =7603 м2
,
bнт-
средняя ширина
торфов по низу,
bнт=310
м,
bвт-
средняя ширина
торфов по верху,
bвт=336
м.
Коэффициент
вскрыши
Кв=
Vт
/ Vп=10340080
/1142400 = 9
Объем золота
Эксплуатационная
мощность песков
составляет
2.72 м, из них пески
1.96 м (71.8% ) с содержанием
3.426 г/м3, и разубоживанных
песков 0.76 (28.3%) с
содержанием
0.05 г/м3,
Vз
= Vп
* [((mг,п
* С) + (Кр
* b))]
=
= 1142400 * [((0.718 * 3.426) + (0.283 * 0.05) ] =
2826.3 кг
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.
Зпр
= Сэкс
+ Еэ *
Кi
= 35942 + 0.16 * 112472 = 53937000 рублей;
где
Еэ –
коэффициент
экономической
эффективности
капиталовложений,
Еэ=
0.16;
Сэкс
– эксплуатационная
себестоимость,
Сэкс =
35942 тыс.рублей;
Кi
- капиталовложения,
Кi
= 112472 тыс.рублей;
Кi
= (К1*
Nэ)
+ (К2 * Nа)
+ (К3 *
Nб)
+( К4
* Nбо
)=
(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;
Nэ
– количество
экскаваторов,
Nэ
= 1 штуки;
Nа
– количество
автосамосвалов,
Nа
= 10 штук;
Nб
– количество
бульдозеров
Т - 500, Nб
= 3 штуки:
Nбо
– количество
бульдозеров
ДЭТ - 250, Nбо
= 7 штуки:
Таблица
3.1.1.1- Балансовая
стоимость
автосамосвала
БелАЗ – 540А
Наименования расходов | Процентное содержание | Единицы измерения | Цена |
Закупочная цена | - | тыс.руб. | 980 |
Транспортирования | 10% | тыс.руб. | 98 |
Всего | - | тыс.руб. | 1078 |
- 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. | 10863 |
3.1.1.3 - Балансовая
стоимость
бульдозера
ДЭТ- 250
Наименования расходов | Процентное содержание | Единицы измерения | Цена |
Закупочная цена | - | тыс.руб. | 7430 |
Транспортирования | 10% | тыс.руб. | 743 |
Всего | - | тыс.руб. | 8173 |
3.1.1.4 - Балансовая
стоимость
экскаватора
ЭКГ-5А
Наименования расходов | Процентное Содержание | Единицы измерения | Цена |
Закупочная цена | - | тыс.руб. | 7500 |
Запасные части | 2.5% | тыс.руб. | 187.5 |
Итого | - | тыс.руб. | 7687.5 |
Наценка УМТС | 31% | тыс.руб. | 2383.1 |
Стоимость деревянной тары | 2.3% | тыс.руб. | 176.8 |
Транспортирования | 10% | тыс.руб. | 768.8 |
Итого | - | тыс.руб. | 11016.2 |
Заготовительные – складные расходы | 1.2% | тыс.руб. | 132.2 |
Итого | - | тыс.руб. | 11148.4 |
Расходы на комплектацию оборудования | 0.7% | тыс.руб. | 70 |
Итого | - | тыс.руб. | 11218.4 |
Монтаж | 6% | тыс.руб. | 673.1 |
Всего | - | тыс.руб. | 11892 |
Эксплуатационная
себестоимость.
Эксплуатационная
себестоимость
включает в себя
затраты:
амортизацию
горного оборудования;
электроэнергию;
материалы;
заработанная
плата и прочие
затраты.
Сэкс
= Зам
+ Зп
+ Зэ
+ Зэк
+ Зпр
= 14958 + 6293 + 214 + 11210 + 3267 =
35942
тыс.руб;
где Зам
- затраты на
амортизацию
горного оборудования,
Зам
= 14958 тыс.руб;
Зп
- заработанная
плата, Зп
= 6293 тыс.руб;
Зэ
- затраты
на электроэнергию,
Зэ =
214 тыс.руб;
Зэк
- эксплуатационные
затраты, Зэк
= 11206 тыс.руб;
Зпр
- прочие
затраты, Зпр
= 3267 тыс.руб;
Таблица
3.1.1.5 - Затраты на
амортизацию
горного оборудования.
Оборудование | Стоимость оборудования, тыс.руб. | Норма амортизации, % | Количество, шт. | Годовая тыс. |
Экскаватор ЭКГ-5А | 11892 | 7.7 | 1 | 915 |
Автосамосвал БелАЗ | 1078 | 16.7 | 10 | 1800 |
Бульдозер Т-500 | 10863 | 15 | 3 | 4888 |
Бульдозер ДЭТ- | 8173 | 15 | 7 | 8580 |
Всего | 14958 |
3.1.1.6- Заработанная
плата
Наименований профессий | разряд | Штат, | Число смен работы в одного рабочего | Тариф- ная ставка руб | Годовой Фонд зар. тыс.руб. | Основная зарплата, тыс.руб. |
| Итого фонда зарплаты, тыс.руб. | |||
Яв. | Спис. |
|
| Доплаты, 5% | |||||||
Машинист ЭГГ | 2 | 2.2 | 260 | 300 | 172 | 86 | 206 | 8 | 47 | 519 | |
Помощник ЭГГ | 2 | 2.2 | 260 | 250 | 143 | 71 | 172 | 7 | 39 | 432 | |
Машинист БелАЗа | 20 | 22 | 260 | 300 | 1716 | 858 | 2059 | 85 | 472 | 5190 | |
Машинист Т-500 | 6 | 6.6 | 260 | 300 | 514 | 257 | 617 | 25 | 141 | 1554 | |
Машинист ДЭТ-250 | 14 | 15.4 | 260 | 300 | 1200 | 600 | 1440 | 60 | 330 | 3630 | |
Единый социальный фонд, 35.6% | 3478 | ||||||||||
Всего | 6293 |
Списочный
штат определяется:
Тспис
= Треж
/ Тфак
= 251 / 232 = 1.1
где
Треж =
Тсм -
Ткл -
Тпр
= 260 – 7 – 2 = 251 дней;
где
Тсм –
количество
смен в сезоне,
Тсм =
260 дней;
Тпр
– количество
праздничных
дней, Тпр
= 2 дня;
Ткл
- простои
по климатическому
условию, Ткл
= 7 дней.
Тфак
= Тсм
- Ткл
- Тпр
- Тб
- Тв
= 260 – 7 – 2 – 5 - 14 = 232 дней;
где
Тб –
количество
дней по болезни,
Тб = 5
дня;
Тв
– количество
выходных дней,
Тв =
14 дня;
Таблица
3.1.1.7- Затраты на
электроэнергию.
Наименования затрат | Единицы измерения. | Расход энергии в год | Цена руб. | Годовые руб. |
Плата по одноставочному тарифу | кВт | 231000 | 0.224 | 51744 |
Плата по двухставочному тарифу | кВт | 1600 | 79 | 126400 |
Неучтенные затраты 20% | 35628 | |||
Всего | 214000 |
Затраты
на электроэнергию
определяется
суммированием
одноставочного
и двухставочного
тарифа за 1 час
работы экскаватора
и стоимости
1кВт.ч.
Расход
энергии по
одноставочному
тарифу, Wо
= 231000 кВт;
Расход
энергии по
двухставочному
тарифу, Wд
= 1600 кВт;
Wо
= Nуст
* tг
* К * Цот
* Ки =
250 * 4620 * 0.25 * 0.8 = 231000 кВт;
где
Nуст
– установленная
мощность экскаватора
ЭКГ –5А, Nуст
= 250 кВт;
tсез
– число
рабочих часов
в год, tг
= 4620 часов;
К-
коэффициент
интегральности,
К = (0.25 –0.3);
Ки
- коэффициент
использования,
Ки =
0.8
Wд
= Nуст
* Тмес
* Цдт *
Ки =
250 * 8 * 0.8 = 1600 кВт;
Таблица
3.1.1.9 - Эксплуатационные
затраты на
автосамосвал
БелАЗ – 540А.
Оборудование | Кол шт. | Затраты рублей на 1000 км | |||||||
Диз. топливо | ГСМ | Материалы | Ремонт | Шины | Общие Затраты, | Пробег автосамосвалов, тыс. км | Общая сумма затрат, тыс. руб. | ||
Автосамосвал БелАЗ | 10 | 3500 | 720 | 950 | 1380 | 2.16 * 40000 | 74 | 50 | 3700 |
Таблица3.1.1.9
- Эксплуатационные
затраты на
экскаватор
ЭКГ – 5А.
Оборудование | Кол шт. | Затраты на 1 машино – час | |||||||
Канаты | ГСМ | Материалы | Ремонт | Кабели | Общие Затраты | Количество часов работы в сезон, час. | Общая сумма затрат, тыс. руб. | ||
Экскаватор ЭКГ-5А | 1 | 17 | 12.5 | 110 | 510 | 22.5 | 627 | 4620 | 2896 |
Таблица
3.1.1.10 - Эксплуатационные
затраты на
бульдозер Т
- 500.
Оборудование | Кол шт. | Затраты на 1 машино – час | |||||||
Диз. Топливо | ГСМ | Материалы | Ремонт | Общие Затраты, | Количество часов работы в сезон, час. | Общая сумма затрат, тыс. руб. | |||
Бульдозер Т- | 3 | 67 | 18.5 | 10.8 | 51.7 | 148 | 3705 | 1650 |
Таблица
3.1.1.11 - Эксплуатационные
затраты на
бульдозер ДЭТ
- 250.
Оборудование | Кол шт. | Затраты на 1 машино – час | |||||||
Диз. Топливо | ГСМ | Материалы | Ремонт | Общие Затраты, | Количество часов работы в сезон, час. | Общая сумма затрат, тыс. руб. | |||
Бульдозер ДЭТ- | 7 | 52 | 14.2 | 8.3 | 39.6 | 114.1 | 3705 | 2960 |
Сумма эксплуатационные
затраты равняется
Зэк
= 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).
Зпр =
(Зп + Зэ + Зам
+ Зэк ) * 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.
Зпр
= Сэш
+ Еэ
* Кj
= 9940 + 0.16 * 62476 = 19936000 рублей;
Сэш
– эксплуатационная
себестоимость
экскаватора
ЭШ 15/90А,
Сэш
= 9940 тыс.руб.
Кj
- балансовая
стоимость
экскаватора
ЭШ 15/90А, Кj
= 62476 тыс.руб.
Таблица
3.1.1.12 - Балансовая
стоимость
экскаватора
ЭШ 15/90А
Наименования расходов | Процентное содержание | Единицы измерения | Цена, тыс.руб. |
Закупочная цена | - | тыс.руб. | 39375 |
Запасные части | 2.5% | тыс.руб. | 984.4 |
Итого | - | тыс.руб. | 40359.4 |
Наценка УМТС | 31% | тыс.руб. | 12511.4 |
Стоимость деревянной тары | 2.3% | тыс.руб. | 928.3 |
Транспортирования | 10% | тыс.руб. | 4036 |
Итого | - | тыс.руб. | 57835.1 |
Заготовительные – складные расходы | 1.2% | тыс.руб. | 694 |
Итого | - | тыс.руб. | 58529.1 |
Расходы на комплектацию оборудования | 0.7% | тыс.руб. | 410 |
Итого | - | тыс.руб. | 58939.1 |
Монтаж | 6% | тыс.руб. | 3536.3 |
Всего | - | тыс.руб. | 62476 |
Эксплуатационная
себестоимость
Сэкс =
Зам + Зэк +
Зп + Зэ + Зпр
= 2499 + 3500 +1009 + 2028 + 904 =
= 9940 тыс.руб.
Таблица
3.1.1.13 - Затраты на
амортизацию
горного оборудования.
Оборудование | Стоимость оборудования, тыс.руб. | Норма амортизации, % | Количество, шт. | Годовая тыс. |
Экскаватор ЭШ 15/90А | 62476 | 4 | 1 | 2499 |
3.1.1.14 - Заработанная
плата
Наименований профессий | разряд | Штат, | Число смен работы в одного рабочего | Тариф- ная ставка, тыс.руб | Годовой Фонд зар. тыс.руб. | Основная зарплата, тыс.руб. |
| Итого фонда зарплаты, тыс.руб. | |||
Яв. | Спис. | Премия, 50% |
| Доплаты, 5% | |||||||
Машинист ЭШ | 2 | 2.2 | 260 | 350 | 200 | 100 | 240 | 10 | 55 | 605 | |
Помощник ЭШ | 2 | 2.2 | 260 | 300 | 172 | 86 | 206 | 8 | 47 | 519 | |
Слесарь ЭШ | 2 | 2.2 | 260 | 250 | 143 | 71 | 172 | 7 | 39 | 432 | |
Единый социальный фонд, 35.6% | 554 | ||||||||||
всего | 1009 |
Таблица
3.1.1.15 - Затраты на
электроэнергию.
Наименования затрат | Единицы измерения. | Расход энергии в год | Цена руб. | Годовые руб. |
Плата по одноставочному тарифу | кВт | 2194500 | 0.224 | 490000 |
Плата по двухставочному тарифу | кВт | 15200 | 79 | 1200000 |
Неучтенные затраты 20% | 338000 | |||
Всего | 2028000 |
Расход
энергии по
одноставочному
тарифу, Wо
= 2194500 кВт;
Расход
энергии по
двухставочному
тарифу, Wд
= 15200 кВт;
Wо
= Nуст
* tмес
* Тмес
* К * Цот
= 1900 * 4620 * 0.25 = 2194500 кВт;
где
Nуст
– установленная
мощность экскаватора
ЭШ 15/90А, Nуст
= 1900 кВт;
Wд
= Nуст
* Тмес
* Цдт
= 1900 * 8 = 15200 кВт;
Таблица
3.1.1.16 - Эксплуатационные
затраты на
экскаватор
ЭШ 15/90.
Оборудование | Кол шт. | Затраты на 1 машино – час | |||||||
Канаты | ГСМ | Материалы | Ремонт | Кабели | Общие Затраты | Количество часов работы в сезон, час. | Общая сумма затрат, тыс. руб. | ||
Экскаватор ЭЩ | 1 | 100 | 39 | 167 | 429 | 30 | 765 | 4620 | 3500 |
Прочие
затраты
Зпр =
(Зп + Зэ + Зам
+ Зэк ) * 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 –
коэффициент
вскрыши, Кв=9
Годовая
производственная
мощность карьера
А=
Ат + Аn/п
= 1845000+205000 = 2050 тыс.м3
Срок отработки
россыпи составит:
N
= Vп
/ Ап/п = 1142400 / 205000 = 5 сезонов.
Производственная
мощность предприятии
включает в
себя:
производительности
промывочного
прибора ПКБШ-100,
экскаватора
КАТО-1500GV,
бульдозера
ДЭТ- 250, бульдозера
Т-170, бурового
станка 2СБШ-250
МН, автосамосвала
БелАЗ –540А, экскаватора
ЭШ 15 / 90А.
№ п/п | Наименомание | Ед. измер. | Месясы | Итого | |||||
Май | Июнь | Июль | Август | Сентябрь | Октябрь | ||||
1 | Продолжитель-ность сезона | сут. | 7 | 30 | 31 | 31 | 30 | 20 | 149 |
2 | Время на производство ППР | сут. | 3 | 3 | 3 | 3 | 3 | 2 | 14 |
3 | Количество рабочих дней в сезон | сут. | 7 | 27 | 28 | 28 | 27 | 18 | 135 |
4 | Количество часов чистой работы в сутки | ч | 19,5 | 19,5 | 19,5 | 19,5 | 19,5 | 19,5 | 19,5 |
5 | Число часов чистой работы в сезон | ч | 137 | 527 | 546 | 546 | 527 | 351 | 2634 |
6 | Часовая техническая производитель-ность промприбора | м3 | 100 | 100 | 100 | 100 | 100 | 100 | 100 |
7 | Поправочный коэффициент на неравномерность работы карьера и на зимние условия работ | 0,8 0.9 | 0,8 1 | 0,8 1 | 0,8 1 | 0,8 0.95 | 0,8 0.9 | 0,8 0.96 | |
8 | Расчетная часовая производитель-ность промприбора по периодам года | м3 | 72 | 80 | 80 | 80 | 76 | 72 | 77 |
9 | Расчетная производитель-ность промприбора по периодам года |
| 9.8 | 42.7 | 43.7 | 43.7 | 40 | 25.3 |
|
Таблица
3.1.2.1-Расчет производительности
промывочного
прибора ПКБШ-100
Приведенные
затраты для
промывочного
прибора ПКБШ-100.
Зпр
= Сэкс
+ Еэ *
К = 1515407 + 0.16 * 743000 = 1634287 рублей;
где
Еэ –
коэффициент
экономической
эффективности
капиталовложений,
Еэ=
0.16;
Сэкс
– эксплуатационная
себестоимость,
Сэкс =
1515407 рублей;
К
- балансовая
стоимость
пром.прибора
ПКБШ-100, К = 743000 рублей;
Таблица
3.1.2.2 - Балансовая
стоимость
пром.прибора
ПКБШ-100.
Наименования расходов | Процентное содержание | Единицы измерения | Цена |
Закупочная цена | - | тыс.руб. | 688 |
Заготовительные – складные расходы | 1.2% | тыс.руб. | 8 |
Итого | - | тыс.руб. | 696 |
Расходы на комплектацию оборудования | 0.7% | тыс.руб. | 5 |
Итого | - | тыс.руб. | 701 |
Монтаж | 6% | тыс.руб. | 42 |
Всего | - | тыс.руб. | 743 |
Эксплуатационная
себестоимость
Сэкс
= Зам
+ Зп+
Зэ +
Зрм +
Зпр
= 74300 + 1122000 + 119784 + 61559 + 137764 =
=
1515407 рублей;
где
Зам
- затраты на
амортизацию
горного оборудования,
Зам
= 74300 рублей;
Зп
- заработанная
плата, Зп
= 1122000 рублей;
Зэ
- затраты
на электроэнергию,
Зэ =
119784 рублей;
Звм
– эксплуатационные
затраты, Звм
= 61559 рублей;
Зпр
- прочие
затраты, Зпр
= 137764 рублей;
Зам
= 10 % от стоимости
пром.прибора
= 743000 * 0.1 = 74300 рублей;
3.1.2.3 - Заработанная
плата
Наименований профессий | разряд | Штат, | Число смен работы в одного рабочего | Тариф- ная ставка руб | Годовой Фонд зар. тыс.руб. | Основная зарплата, тыс.руб. |
| Итого фонда зарплаты, тыс.руб. | |||
Яв. | Спис. | Премия, 50% |
| Доплаты, 5% | |||||||
Машинист ПКБШ - 100 | 2 | 2.2 | 149 | 300 | 98 | 49 | 117 | 5 | 27 | 296 | |
Помощник машиниста | 2 | 2.2 | 149 | 250 | 82 | 41 | 98 | 4 | 23 | 248 | |
Сварщик | 2 | 2.2 | 149 | 300 | 98 | 49 | 117 | 5 | 27 | 296 | |
Съемщик | 2 | 2.2 | 149 | 300 | 98 | 49 | 117 | 5 | 27 | 296 | |
Охранник | 2 | 2.2 | 149 | 300 | 98 | 49 | 117 | 5 | 27 | 296 | |
Зав. З.П.К. | 2 | 2.2 | 149 | 350 | 104 | 52 | 125 | 5 | 28 | 309 | |
Единый социальный фонд, 35.6% | 619 | ||||||||||
всего | 1122 |
Списочный
штат определяется:
Тспис
= Треж
/ Тфак
= 140 / 125 = 1.1
где
Треж =
Тсм -
Ткл
- Тпр
= 149 – 7 - 2 = 140 дней;
где
Тсм –
количество
смен в сезоне,
Тсм =
149 дней;
Тпр
- количество
праздничных
дней, Тпр
= 2 дней.
Ткл
- простои
по климатическому
условию, Ткл
= 7 дней.
Тфак
= Тсм
- Ткл
- Тб
-Тв
-Тб
= 149 – 7- 5 – 10 – 2 = 125 дней;
где
Тб –
количество
дней по болезни,
Тб = 5
дня;
Тв
– количество
выходных дней,
Тв =
10 дня;
Таблица
3.1.2.4 - Затраты на
электроэнергию.
Наименования затрат | Единицы измерения. | Расход энергии в год | Цена руб. | Годовые руб. |
Плата по одноставочному тарифу | кВт | 121164 | 0.224 | 27140 |
Плата по двухставочному тарифу | кВт | 920 | 79 | 72680 |
Неучтенные затраты 20% | 19964 | |||
Всего | 119784 |
Затраты
на электроэнергию
определяется
суммированием
одноставочного
и двухставочного
тарифа за 1 час
работы экскаватора
и стоимости
1кВт.ч.
Расход
энергии по
одноставочному
тарифу, Wо
= 121164 кВт;
Расход
энергии по
двухставочному
тарифу, Wд
= 921кВт;
Wо
= Nуст
* tг
* К * Цот
* Ки =
230 * 2634 * 0.25 * 0.8 = 121164 кВт;
где
Nуст
– установленная
мощность
пром.прибора,
Nуст
= 230 кВт;
tсез
– число
рабочих часов
в сезон, tсез
= 2634 часов;
К-
коэффициент
интегральности,
К = (0.25 –0.3);
Ки
- коэффициент
использования,
Ки =
0.8
Wд
= Nуст
* Тмес
* Цдт *
Ки =
230 * 5 * 0.8 = 920 кВт;
где
Тмес
- продолжительность
сезона, Тмес
= 5 месяцев;
Таблица
3.1.2.5 - Эксплуатационные
затраты на
пром.прибор
ПКБШ - 100.
Наименования расходов | Затраты 1000 м3,% | Годовой тыс. | Общие затраты | Цена, тыс.руб. | Годовая сумма затрат, руб. |
ГСМ | 0.08 | 205 | 16.4 | 26.4 | 430 |
Электроды | 1.05 | 205 | 215 | 20.1 | 4322 |
На содержания и ремонт | 0.06 | 743000 | 44580 | ||
Износ металла | 1.5 | 205 | 307 | 21.6 | 6631 |
Итого | 55963 | ||||
Неучтенные материалы, 10 % | 5596 | ||||
Всего | 61559 |
Прочие
затраты определяются
10% от всех затрат
(заработанная
плата, затраты
на электроэнергию,
затраты на
амортизацию
горного оборудования,
затраты на
вспомогательные
материалы).
Зпр =
(Зп +
Зэ +
Зам +
Звм)
* 10% = (1122000 + 61559 + 119784 + 74300 ) * 10% =
=
137764 рублей
Таблица
3.1.2.6 – Калькуляция
стоимости
машино – смены
пром.прибора
ПКБШ - 100
Затраты | Ед. изм. | Стоимость | ||
Годовая | Сменная | На | ||
Количество рабочих дней | - | 135 | - | - |
Производительность | м3 | 205000 | 759 | - |
Продолжительность смены | час | - | 12 | - |
Заработанная плата | руб. | 1122000 | 4155 | 5.5 |
Материалы | руб. | 61559 | 228 | 0.3 |
Амортизация | руб. | 74300 | 275 | 0.35 |
Электоэнергия | руб. | 119784 | 443 | 0.6 |
Текущий ремонт | руб. | 148000 | 548 | 0.7 |
Цеховые расходы | руб. | 152564 | 565 | 0.75 |
Прочие расходы | руб. | 335641 | 1243 | 1.6 |
Стоимость | руб. | 2013848 | 7458 | 9.8 |
Стоимость машино - час | руб. | 765 | 765 |
Расчет
нормы выработки
бульдозера
ДЭТ – 250 на отвалообразования
гали
Сезонная
норма выработки
Qбсез
= Qбсм
* nсм
* Тсез =
956 * 2 * 135 = 258120 м3
где
Тсез –
сезонный фонд
работы бульдозера,
Тсез =
135 дней;
Тсез
= Тс
- Тппр
= 149 – 14 = 135 дней;
где
Тс -
продолжительность
сезона, Тс
= 149 дней;
Тппр
– планово
предупредительные
работы, Тппр
= 14 дней;
Сменная
норма выработки
Qбсм
= 100 * (Тсм –
Тпз
– Тлн )
* Кi
/ (То –
Тв ) *
Котд =
100 * (720 – 82 – 10) * 1.7 /
(100 +2.43) * 1.09 = 956 м3
где
То –
норматив основного
времени на 100
м3 горной
массы, То
= 100 минуты;
Тв
– норматив
вспомогательного
времени на 100
м3 горной
массы, Тв
= 2.43 минут;
Котд
– коэффициент,
учитывающий
время на отдых
машиниста
бульдозера,
Котд =
1.09
Кi
- поправочный
коэффициент,
Кi
= 1.7;
Кi
= Ксм *
Ккл
* Ктп
* Квз
* Кнад *
Кзп =
1.46 * 0.98 * 0.92 * 0.97 * 0.96 * 1.25 = = 1.7
где
Ксм –
сменный коэффициент,
Ксм =
1.46;
Ккл
– климатический
коэффициент,
Ккл =
0.98;
Квз
– взрывание
в течении смены,
Квз
= 0.97;
Кнад
– коэффициент
надежности
оборудования,
Кнад =
0.96;
Кпп
– при повторной
перевалки
взорванных
пород, Кпп
= 1.25;
Приведенные
затраты для
бульдозера
ДЭТ- 250.
Зпр
= Сэкс
+ Еэ *
К = 1871100 + 0.16 * 8173000 = 3178780 рублей;
Таблица
3.1.2.7 - Балансовая
стоимость
бульдозера
ДЭТ- 250.
Наименования расходов | Процентное содержание | Единицы измерения | Цена |
Закупочная цена | - | тыс.руб. | 7430 |
Транспортирования | 10% | тыс.руб. | 743 |
Всего | - | тыс.руб. | 8173 |
Эксплуатационная
себестоимость
Сэкс
= Зам
+ Зп +
Звм +
Зпр
= 1225000 + 176000 + 300000 + 170100 =
=
1871100 рублей;
где
Зам
- затраты на
амортизацию
горного оборудования,
Зам
= 1225 рублей;
Зп
- заработанная
плата, Зп
= 176000 рублей;
Звм
- эксплуатационные
затраты, Звм
= 300000 рублей;
Зпр
- прочие
затраты, Зпр
= 170100 рублей;
Таблица
3.1.2.8- Затраты на
амортизацию
горного оборудования.
Оборудование | Стоимость оборудования, тыс.руб. | Норма амортизации, % | Количество, шт. | Годовая тыс. |
Бульдозер ДЭТ- | 8173 | 15 | 1 | 1225 |
Таблица
3.1.2.9 - Заработанная
плата
Наименований профессий | разряд | Штат, | Число смен работы в одного рабочего | Тариф- ная ставка руб | Годовой Фонд зар. тыс.руб. | Основная зарплата, тыс.руб. |
| Итого фонда зарплаты, тыс.руб. | |||
Яв. | Спис. | Премия, 50% |
| Доплаты, 5% | |||||||
Машинист ДЭТ | 2 | 2.2 | 149 | 300 | 90 | 45 | 108 | 5 | 25 | 273 | |
Единый социальный фонд, 35.6% | 97 | ||||||||||
всего | 176 |
Таблица
3.1.2.10 - Эксплуатационные
затраты на
бульдозер ДЭТ
- 250.
Оборудование | Кол шт. | Затраты на 1 машино – час | |||||||
Диз. Топливо | ГСМ | Материалы | Ремонт | Общие Затраты, | Количество часов работы в сезон, час. | Общая сумма затрат, тыс. руб. | |||
Бульдозер ДЭТ- | 1 | 52 | 14.2 | 8.3 | 39.6 | 114.1 | 2634 | 300 |
Прочие
затраты
Зпр
= (Ззп
+ Зам
+ Зрм
) * 10% = (176000 +1225000 + 300000) *
10% =
=
170100 рублей;
Таблица 3.1.2.11–
Калькуляция
стоимости
машино-смены
бульдозера
ДЭТ - 250
Затраты | Ед. изм. | Стоимость | ||
Годовая | Сменная | На | ||
Количество рабочих дней | - | 135 | - | - |
Производительность | м3 | 258120 | 956 | - |
Продолжительность смены | час | - | 12 | - |
Заработанная плата | руб. | 176000 | 652 | 0.8 |
Материалы | руб. | 300000 | 1111 | 1.2 |
Амортизация | руб. | 1225000 | 4537 | 4.7 |
Текущий ремонт | руб. | 1634600 | 6054 | 6.3 |
Цеховые расходы | руб. | 333560 | 1235 | 1.3 |
Прочие расходы | руб. | 733832 | 2717 | 2.8 |
Стоимость | руб. | 4402992 | 16307 | 17 |
Стоимость машино-час | руб. | 1672 | 1672 |
Расчет
нормы выработки
на транспортирование
горной массы
автосамосвалами
БелАЗ –540А при
погрузке экскаватора
КАТО-1500GV
Сезонная
норма выработки
Qасез
= Qасм
* nсм
* Тсез =
580 * 2 * 135 = 156600 м3;
где
nсм
– количество
смен работы
в сутки, nсм
= 2 смены;
Тсез
– сезонный
фонд работы
автосамосвала,
Тсез =
135 дней
Тсез
= Тс
- Тппр
- Тпр
= 149 – 14 = 135 дней;
где
Тс -
продолжительность
сезона, Тс
= 149 дней;
Тппр
– планово
предупредительные
работы, Тппр
= 14 дней;
Сменная
норма выработки
Qасм
= (Тсм
– Тпз
– Тлн –
Тпр )
* Vа
/ Тр
= (720 –35 – 10 -10) * 12.5 /
14.4 = 580 м3
где
Тсм –
продолжительность
смены, Тсм
= 720 минут;
Тпз
– время выполнения
подготовительно
– заключительные
операций,
Тпз
= 35 минут;
Тлн
– время
на личные надобности,
Тлн
= 10 минут;
Vа
– вместимость
кузова автосамосвала
при породе
третей и четвертой
категории
трудности
экскавации,
Vа
= 12.5 м3;
Тпр
– прочие
простои, Тпр
= 10 минут;
Тр
– время одного
рейса, Тр
= 14.4 минут;
Тр
= Тож
+ Туп
+ Тдв
+ Тур +
Траз +
Тпог
= 1 + 0.5 + 7.9 + 0.3 + 0.8 + 3.9 =
=14.4
минут;
где
Тож
– время ожидания
автосамосвала
у экскаватора,
Тож
= 1.0 минута;
Туп
– время установки
автосамосвала
под погрузку,
Туп
= 0.5 минут;
Тдв
- время движения
на один рейс,
Тдв
= 7.9 минут;
Тур
– время установки
автосамосвала
под разгрузку,
Тур
= 0.3 минут;
Траз
- время разгрузки,
Траз
= 0.8 минут;
Тпог
- время погрузки,
Тпог
= 3.9 минут;
Тпог
= Vа
* tц
/ Е * Ки
* Кi
* 60 = 12.5 * 27 / 1.5 * 0.7 * 1.35 *60 = 3.9 минут;
где
tц
– время
цикла экскавации
пород для третей
и четвертой
категории
трудности, tц
= 27 минут;
Ки
– коэффициент
использования
вместимости
ковша пород
для третей и
четвертой
категории
трудности, Ки
= 0.7;
Е
– вместимость
ковша экскаватора
КАТО – 1500GV,
Е = 1.5 м3;
Кi
– поправочные
коэффициенты,
Кi
= 1.35;
Кi
= Ксм
* Ккл
* Ктмп
* Квз *
Кпд
* К,без =
=
1.714 *0.98 * 0.95 * 0.97 * 0.97 * 0.9 = 1.35
где
Ксм –
сменный коэффициент,
Ксм =
1.714;
Ккл
– климатический
коэффициент,
Ккл =
0.98;
Ктмп-
коэффициент
на транспортировку
мерзлых пород,
Ктмп
= 0.95;
Квз
– взрывание
в течении смены,
Квз
= 0.97;
Кпд
– планировка
дорог, Кпд
= 0.97;
К,без
– при бездорожье,
вызванном
атмосферными
осадками, К,без
= 0.9.
Приведенные
затраты для
автосамосвалами
БелАЗ –540А.
Зпр
= Сэкс
+ Еэ *
Кi
= 798600 + 0.16 * 1078000 = 971080 рублей;
Таблица
3.1.2.12 - Балансовая
автосамосвала
БелАЗ – 540А
Наименования расходов | Процентное содержание | Единицы измерения | Цена |
Закупочная цена | - | тыс.руб. | 980 |
Транспортирования | 10% | тыс.руб. | 98 |
Всего | - | тыс.руб. | 1078 |
Эксплуатационная
себестоимость
Сэкс
= Зам
+ Зп+
Звм +
Зпр
= 180000 + 176000 + 370000 + 72600 = 798600 рублей;
где
Зам
- затраты на
амортизацию
горного оборудования,
Зам
= 180000 рублей;
Зп
- заработанная
плата, Зп
= 176000 рублей;
Звм
- эксплуатационные
затраты, Звм
= 370000 рублей;
Зпр
- прочие
затраты, Зпр
= 72600 рублей;
Таблица
3.1.2.13 - Затраты на
амортизацию
горного оборудования.
Оборудование | Стоимость оборудования, тыс.руб. | Норма амортизации, % | Количество, шт. | Годовая тыс. |
Автосамосвал БелАЗ | 1078 | 16.7 | 1 | 180 |
3.1.2.14 - Заработанная
плата
Наименований профессий | разряд | Штат, | Число смен работы в одного рабочего | Тариф- ная ставка руб | Годовой Фонд зар. тыс.руб. | Основная зарплата, тыс.руб. |
| Итого фонда зарплаты, тыс.руб. | |||
Яв. | Спис. | Премия, 50% |
| Доплаты, 5% | |||||||
Машинист автосамосвала | 2 | 2.2 | 149 | 300 | 90 | 45 | 108 | 5 | 25 | 237 | |
Единый социальный фонд, 35.6% | 97 | ||||||||||
всего | 176 |
Таблица
3.1.2.15 - Эксплуатационные
затраты на
автосамосвал
БелАЗ – 540А.
Оборудование | Кол шт. | Затраты рублей на 1000 км | |||||||
Диз. топливо | ГСМ | Материалы | Ремонт | Шины | Общие Затраты, | Пробег автосамосвалов, тыс. км | Общая сумма затрат, тыс. руб. | ||
Автосамосвал БелАЗ | 1 | 3500 | 720 | 950 | 1380 | 2.16 * 40000 | 74 | 50 | 370 |
Прочие
затраты
Зпр =
(Ззп +
Зам +
Зрм )
* 10% = (176000 + 180000 + 370000) = 72600 рублей;
Таблица 3.1.2.16 –
Калькуляция
стоимости
машино-смены
автосамосвала
БелАЗ – 540А
Затраты | Ед. изм. | Стоимость | ||
Годовая | Сменная | На | ||
Количество рабочих дней | - | 135 | - | - |
Производительность | м3 | 156600 | 580 | - |
Продолжительность смены | час | - | 12 | - |
Заработанная плата | руб. | 176000 | 652 | 1.1 |
Материалы | руб. | 370000 | 1370 | 2.3 |
Амортизация | руб. | 180000 | 667 | 1.2 |
Текущий ремонт | руб. | 215600 | 798 | 1.4 |
Цеховые расходы | руб. | 94160 | 348 | 0.6 |
Прочие расходы | руб. | 207152 | 767 | 1.3 |
Стоимость | руб. | 1242912 | 4603 | 7.9 |
Стоимость машино-час | руб. | 472 | 472 |
Расчет
нормы выработки
бульдозера
Т – 170 на отвалообразования
эфелей.
Сезонная
норма выработки
Qбсез
= Qбсм
* nсм
* Тсез =
668 * 2 * 135 = 180000 м3
где
Тсез –
сезонный фонд
работы бульдозера,
Тсез =
135 дней;
Тсез
= Тс
- Тппр
= 149 – 14 = 135 дней;
где
Тс -
продолжительность
сезона, Тс
= 149 дней;
Тппр
– планово
предупредительные
работы, Тппр
= 12 дней;
Сменная
норма выработки
Qбсм
= 100 * (Тсм –
Тпз
– Тлн )
* Кi
/ (То –
Тв ) *
Котд =
100 * (720 – 82 – 10) * 1.7 /
(144 +2.43) * 1.09 = 668 м3
где
То –
норматив основного
времени на 100
м3 горной
массы, То
= 144 минуты;
Тв
– норматив
вспомогательного
времени на 100
м3 горной
массы, Тв
= 2.43 минут;
Котд
– коэффициент,
учитывающий
время на отдых
машиниста
бульдозера,
Котд =
1.09
Кi
- поправочный
коэффициент,
Кi
= 1.7;
Кi
= Ксм *
Ккл
* Квз
* Кнад *
Кзп =
1.46 * 0.98 * 0.97 * 0.96 * 1.25 = 1.7
где
Ксм –
сменный коэффициент,
Ксм =
1.46;
Ккл
– климатический
коэффициент,
Ккл =
0.98;
Квз
– взрывание
в течении смены,
Квз
= 0.97;
Кнад
– коэффициент
надежности
оборудования,
Кнад =
0.96;
Кпп
– при повторной
перевалки
взорванных
пород, Кпп
= 1.25;
Приведенные
затраты для
бульдозера
Т- 170.
Зпр
= Сэкс
+ Еэ *
К = 1100000 + 0.16 * 5152000 = 1924320 рублей;
Таблица
3.1.2.17 - Балансовая
стоимость
бульдозера
Т- 170
Наименования расходов | Процентное содержание | Единицы измерения | Цена |
Закупочная цена | - | тыс.руб. | 4684 |
Транспортирования | 10% | тыс.руб. | 468 |
Всего | - | тыс.руб. | 5152 |
Эксплуатационная
себестоимость
Сэкс =
Зам +
Зп+
Звм +
Зпр
= 618000 + 160000 + 222000 + 100000 =
= 1100000 рублей;
где
Зам
- затраты на
амортизацию
горного оборудования,
Зам
= 618 рублей;
Зп
- заработанная
плата, Зп
= 160000 рублей;
Звм
- эксплуатационные
затраты, Звм
= 222000 рублей;
Зпр -
прочие затраты,
Зпр =
100000 рублей;
Таблица
3.1.2.18 - Затраты на
амортизацию
горного оборудования.
Оборудование | Стоимость оборудования, тыс.руб. | Норма амортизации, % | Количество, шт. | Годовая тыс. |
Бульдозер Т- 170 | 5152 | 12 | 1 | 618 |
Таблица
3.1.2.19 - Эксплуатационные
затраты на
бульдозер Т
- 170.
Оборудование | Кол шт. | Затраты на 1 машино – час | |||||||
Диз. Топливо | ГСМ | Материалы | Ремонт | Общие Затраты, | Количество часов работы в сезон, час. | Общая сумма затрат, тыс. руб. | |||
Бульдозер Т- 170 | 1 | 39 | 9.8 | 6.1 | 29.7 | 84.6 | 2634 | 222 |
Таблица
3.1.2.20 - Заработанная
плата
Наименований профессий | разряд | Штат, | Число смен работы в одного рабочего | Тариф- ная ставка руб | Годовой Фонд зар. тыс.руб. | Основная зарплата, тыс.руб. |
| Итого фонда зарплаты, тыс.руб. | |||
Яв. | Спис. | Премия, 50% |
| Доплаты, 5% | |||||||
Машинист Т-170 | 2 | 2.2 | 149 | 250 | 82 | 41 | 98 | 4 | 23 | 248 | |
Единый социальный фонд, 35.6% | 88 | ||||||||||
всего | 160 |
Прочие
затраты
Зпр =
(Ззп +
Зам +
Зрм )
* 10% = (618000 + 160000 + 222000) * 10% =
= 100000 рублей;
Таблица 3.1.2.21 –
Калькуляция
стоимости
машино-смены
бульдозера
Т - 170
Затраты | Ед. изм. | Стоимость | ||
Годовая | Сменная | На | ||
Количество рабочих дней | - | 135 | - | - |
Производительность | м3 | 180000 | 668 | - |
Продолжительность смены | час | - | 12 | - |
Заработанная плата | руб. | 160000 | 592 | 0.9 |
Материалы | руб. | 222000 | 822 | 1.2 |
Амортизация | руб. | 618000 | 2289 | 3.4 |
Текущий ремонт | руб. | 1030400 | 3816 | 5.7 |
Цеховые расходы | руб. | 203040 | 752 | 1.2 |
Прочие расходы | руб. | 446688 | 1654 | 2.5 |
Стоимость | руб. | 2680128 | 9929 | 14.9 |
Стоимость машино-час | руб. | 1018 | 1018 |
Расчет
нормы выработки
бурового станка
2СБШ – 250МН.
Сезонная
норма выработки
Qбрсез
= Qбрсм
* nсм
* Тсез =
280 * 2 * 230 = 130000 п.м.
где
Тсез –
сезонный фонд
работы бурового
станка, Тсез
= 230 дней
Тсез
= Тс
- Тппр
- Тпр
= 290 – 56 – 4 = 230 дней;
где
Тс -
продолжительность
сезона, Тс
= 290 дней;
Тппр
– планово
предупредительные
работы, Тппр
= 56 дней;
Тпр
– количество
праздничных
дней, Тпр
= 4 дня;
Сменная
норма выработки
Qбрcез
= (Тсм
– Тпз
– Тлн –
Тпт )
* Кi
/ tо
+ tв
=
=
(720 – 25 – 10 – 10) * 1.2 / 1.52 + 1.35 = 280 п.м.
где
Тсм –
продолжительность
смены, Тсм
= 720 минут;
Тпз
– время выполнения
подготовительно
– заключительные
операций,
Тпз
= 25 минут;
Тлн
– время
на личные надобности,
Тлн
= 10 минут;
Тпт
– продолжительность
перерывов в
работе по
технологическим
и организационным
причинам, Тпт
= 10 минут;
tо
- время на
выполнение
основных операций,
приходящееся
на 1 метр скважины,
tо
= 1.35 минут;
tв
- время на
выполнение
вспомогательных
операций,
приходящееся
на 1 метр скважины,
tв
= 1.52 минут;
Кi
- поправочный
коэффициент,
Кi
= 1.2;
Кi
= Ксм *
Ккл
* Квз
* Кнад =
1.5 * 0.86 * 0.97 * 0.96 = 1.2;
где
Ксм –
сменный коэффициент,
Ксм =
1.5;
Ккл
– климатический
коэффициент,
Ккл =
0.86;
Квз
– взрывание
в течении смены,
Квз
= 0.97;
Кнад
– коэффициент
надежности
оборудования,
Кнад =
0.96;
Приведенные
затраты для
бурового станка
СБШ – 250МН.
Зпр
= Сэкс
+ Еэ *
К = 2449115 + 0.16 * 3025000 = 2933115 рублей;
Таблица
3.1.2.22- Балансовая
стоимость
бурового станка
СБШ – 250МН.
Наименования расходов | Процентное содержание | Единицы измерения | Цена |
Закупочная цена | - | тыс.руб. | 2750 |
Транспортирования | 10% | тыс.руб. | 275 |
Всего | - | тыс.руб. | 3025 |
Эксплуатационная
себестоимость
Сэкс
= Зам
+ Зп +
Звм +
Зпр+
Зэ =
454000 +658000 + 745000 +369468 + 222647 =
=
2449115 рублей;
где
Зам
- затраты на
амортизацию
горного оборудования,
Зам
= 454000 рублей;
Зп
- заработанная
плата, Зп
= 658000 рублей;
Звм
- эксплуатационные
затраты, Звм
= 745000 рублей;
Зэ
- затраты на
электроэнергию,
Зэ =
369468 рублей;
Зпр
- прочие
затраты, Зпр
= 222647 рублей;
Таблица
3.1.2.23 - Затраты на
амортизацию
горного оборудования.
Оборудование | Стоимость оборудования, тыс.руб. | Норма амортизации, % | Количество, шт. | Годовая тыс. |
Буровой станок СБШ – 250МН. | 3025 | 15 | 1 | 454 |
Таблица
3.1.2.24 - Эксплуатационные
затраты на
буровой станок
СБШ
– 250МН.
Оборудование | Кол-во, шт. | Затраты на 1 машино – час | |||||||
Канаты | ГСМ | Материалы | Ремонт | Кабели | Общие Затраты | Количество часов работы в сезон, час. | Общая сумма затрат, тыс. руб. | ||
Буровой станок СБШ – 250МН | 1 | 0.7 | 9 | 64.5 | 90 | 1.8 | 166 | 4485 | 745 |
3.1.2.25 - Заработанная
плата
Наименований профессий | разряд | Штат, | Число смен работы в одного рабочего | Тариф- ная ставка руб | Годовой Фонд зар. тыс.руб. | Основная зарплата, тыс.руб. |
| Итого фонда зарплаты, тыс.руб. | |||
Яв. | Спис. | Премия, 50% |
| Доплаты, 5% | |||||||
Машинист СБШ –250МН | 2 | 2.2 | 290 | 300 | 192 | 96 | 230 | 9 | 53 | 580 | |
Помощник машиниста | 2 | 2.2 | 290 | 250 | 146 | 73 | 175 | 7 | 40 | 441 | |
Единый социальный фонд, 35.6% | 363 | ||||||||||
Всего | 658 |
Таблица
3.1.2.26 - Затраты на
электроэнергию.
Наименования затрат | Единицы измерения. | Расход энергии в год | Цена руб. | Годовые руб. |
Плата по одноставочному тарифу | кВт | 358800 | 0.224 | 80370 |
Плата по двухставочному тарифу | кВт | 2880 | 79 | 227520 |
Неучтенные затраты 20% | 61578 | |||
Всего | 369468 |
Расход
энергии по
одноставочному
тарифу, Wо
= 358800 кВт;
Расход
энергии по
двухставочному
тарифу, Wд
= 2880 кВт;
Wо
= Nуст
* tг
* К * Цот
* Ки =
322 * 4485 * 0.25 * 0.8 = 358800 кВт;
где
Nуст
– установленная
мощность бурового
станка СБШ –
250МН,
Nуст
= 322 кВт;
Wд
= Nуст
* Тмес
* Цдт *
Ки =
322 * 9 * 0.8 = 2880 кВт;
Прочие
затраты
Зпр
= (Ззп
+ Зам
+ Зрм
+ Зэ)
* 10% =
=
(454000 +658000 + 745000 +369468 )* 10% = 222647 рублей;
Таблица 3.1.2.27 –
Калькуляция
стоимости
машино-смены
бурового станка
СБШ –250МН
Затраты | Ед. изм. | Стоимость | ||
Годовая | Сменная | На 1 п.м. | ||
Количество рабочих дней | - | 230 | - | - |
Производительность | п.м. | 130000 | 280 | - |
Продолжительность смены | час | - | 12 | - |
Заработанная плата | руб. | 658000 | 1430 | 5.1 |
Материалы | руб. | 745000 | 1620 | 5.8 |
Амортизация | руб. | 454000 | 987 | 3.4 |
Электроэнергия | руб. | 369468 | 803 | 2.8 |
Текущий ремонт | руб. | 605000 | 1315 | 4.7 |
Цеховые расходы | руб. | 283147 | 615 | 2.1 |
Прочие расходы | руб. | 622923 | 1355 | 4.8 |
Стоимость | руб. | 3737537 | 8125 | 28.7 |
Стоимость машино-час | руб. | 833 | 833 |
Таблица
3.1.2.28 Расчет
производительности
экскаватора
КАТО-1500GV
на производстве
добычных работ
Наименование | Ед. изм. | Месяцы | Итого | |||||
Май | Июнь | Июль | Авг. | Сен | Окт | |||
Продолжительность сезона | сут. | 7 | 30 | 31 | 31 | 30 | 20 | 149 |
ППР | сут. | - | 3 | 3 | 3 | 3 | 2 | 14 |
Количество рабочих дней | сут. | 7 | 27 | 28 | 28 | 27 | 18 | 135 |
Число часов работы в сутки | час | 19.5 | 19.5 | 19.5 | 19.5 | 19.5 | 19.5 | 19.5 |
Число часов работы в сезон | час | 137 | 527 | 546 | 546 | 527 | 351 | 2632 |
Часовая норма выработки | м3 | 88 | 88 | 88 | 88 | 88 | 88 | 88 |
Поправочные коэффициенты на неравномерность и на зимнее условия работ |
- | 0.9 0.9 | 0.9 1 | 0.9 1 | 0.9 1 | 0.9 0.95 | 0.9 0.9 | 0.9 0.92 |
Часовая норма с учетом поправочных коэффициен. | м3 | 71 | 79.2 | 79.2 | 79.2 | 75.2 | 71 | 75.8 |
Расчетная производительность по периоду года | тыс.м3 | 11 | 43 | 44 | 44 | 40 | 26 | 208 |
Приведенные
затраты для
экскаватора
КАТО-1500GV.
Зпр
= Сэкс
+ Еэ *
К = 674000 + 0.16 * 1920000 = 981200 рублей;
Таблица
3.1.2.29 – Балансовая
стоимость
экскаватора
КАТО-1500GV.
Наименования расходов | Процентное содержание | Единицы измерения | Цена |
Закупочная цена | - | тыс.руб. | 1750 |
Транспортирования | 10% | тыс.руб. | 170 |
Всего | - | тыс.руб. | 1920 |
Эксплуатационная
себестоимость
Сэкс
= Зам
+ Зп +
Звм +
Зпр
= 230000 + 191000 + 192000 + 61000 =
=
674000 рублей;
где
Зам
- затраты на
амортизацию
горного оборудования,
Зам
= 230000 рублей;
Зп
- заработанная
плата, Зп
= 191000 рублей;
Звм
- затраты на
вспомогательные
материалы, Звм
= 192000 рублей;
Зпр -
прочие затраты,
Зпр =
61000 рублей;
Таблица
3.1.2.30
- Заработанная
плата
Наименований профессий | разряд | Штат, | Число смен работы в одного рабочего | Тариф- ная ставка руб | Годовой Фонд зар. тыс.руб. | Основная зарплата, тыс.руб. |
| Итого фонда зарплаты, тыс.руб. | |||
Яв. | Спис. | Премия, 50% |
| Доплаты, 5% | |||||||
Машинист | 2 | 2.2 | 149 | 300 | 98 | 49 | 117 | 5 | 27 | 296 | |
Единый социальный фонд, 35.6% | 105 | ||||||||||
Всего | 191 |
Таблица
3.1.2.31 - Затраты на
амортизацию
горного оборудования.
Оборудование | Стоимость оборудования, тыс.руб. | Норма амортизации, % | Количество, шт. | Годовая тыс. |
экскаватор КАТО-1500GV. | 1920 | 12 | 1 | 230 |
Таблица
3.1.2.32 - Эксплуатационные
затраты на
экскаватор
КАТО-1500GV.
Оборудование | Кол шт. | Затраты на 1 машино – час | |||||||
Диз. Топливо | ГСМ | Материалы | Ремонт | Общие Затраты, | Количество часов работы в сезон, час. | Общая сумма затрат, тыс. руб. | |||
экскаватор КАТО-1500GV. | 1 | 27 | 6.6 | 7.5 | 32 | 73.1 | 2634 | 192 |
Прочие
затраты
Зпр =
(Ззп + Зам +
Зрм ) * 10% = (230000 + 191000 +
192000) * 10% =
= 61000 рублей;
Калькуляция
стоимости
машино-смены
экскаватора
КАТО-1500GV.
Затраты | Ед. изм. | Стоимость | ||
Годовая | Сменная | На | ||
Количество рабочих дней | - | 135 | - | - |
Производительность | м3 | 208000 | 770 | - |
Продолжительность смены | час | - | 12 | - |
Заработанная плата | руб. | 191000 | 707 | 0.9 |
Материалы | руб. | 192000 | 711 | 0.9 |
Амортизация | руб. | 230000 | 852 | 1.1 |
Текущий ремонт | руб. | 122600 | 454 | 0.6 |
Цеховые расходы | руб. | 73560 | 272 | 0.4 |
Прочие расходы | руб. | 161832 | 599 | 0.8 |
Стоимость | руб. | 970992 | 3596 | 4.7 |
Стоимость машино-час | руб. | 368 | 368 |
Таблица
3.1.2.34 -Расчет
производительности
экскаватора
ЭШ 15 / 90А на производстве
вскрышных работ
Наименование |
| Месяцы |
| ||||||||
Март | Апр. | Май | Июнь | Июль | Авг. | Сен | Окт | Нояб. | |||
Продолжитель- ность | сут | 20 | 30 | 31 | 30 | 31 | 31 | 30 | 31 | 26 | 260 |
Календарный фонд времени по месяцам | ч | 480 | 720 | 744 | 720 | 744 | 744 | 720 | 744 | 624 | 6240 |
Вспомогательные работы | ч | 31 | 28 | 25 | 25 | 26 | 26 | 27 | 29 | 25 | 242 |
ППР | ч | - | 96 | 96 | 96 | 96 | 96 | 96 | 96 | 98 | 770 |
ПЗО | ч | 91 | 85 | 76 | 78 | 78 | 78 | 78 | 88 | 69 | 721 |
Время на отдых и личные надобности | ч | 32 | 45 | 46 | 45 | 46 | 46 | 45 | 46 | 39 | 390 |
Часов чистой работы в месяц | ч | 326 | 466 | 501 | 476 | 498 | 498 | 474 | 485 | 393 | 4117 |
Часов чистой работы в сутки | ч | 16.3 | 15.5 | 16.2 | 15.9 | 16.1 | 16.1 | 15.8 | 15.6 | 15.1 | 15.8 |
Часовая норма выработки | м3 | 425 | 465 | 475 | 555 | 555 | 555 | 555 | 516 | 472 | 508 |
Суточная производитель-ность |
| 6928 | 7207 | 7695 | 8825 | 8936 | 8936 | 8769 | 8049 | 7127 | 8052 |
Производитель-ность экскаватора по периодам |
| 138 | 217 | 240 | 264 | 276 | 276 | 263 | 250 | 185 | 2109 |
Приведенные
затраты для
экскаватора
ЭШ 15 / 90А приведены
в пункте 3.1.1 (таблица
с 3.1.1.12 по 3.1.1.16).
Таблица 3.1.2.35 –
Калькуляция
стоимости
машино-смены
экскаватора
ЭШ
15 / 90.
Затраты | Ед. изм. | Стоимость | ||
Годовая | Сменная | На | ||
Количество рабочих дней | - | 260 | - | - |
Производительность | м3 | 2109000 | 4026 | - |
Продолжительность смены | час | - | 12 | - |
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
Qбсез
= Qбсм
* nсм
* Тсез =
780 * 2 * 135 = 210000 м3
где
nсм
– количество
смен работы
в сутки, nсм
= 2 смены;
Тсез
– сезонный
фонд работы
бульдозера,
Тсез =
135 дней
Тсез
= Тс
- Тппр
- Тпр
= 149 – 14 = 135 дней;
где
Тс -
продолжительность
сезона, Тс
= 149 дней;
Тппр
– планово
предупредительные
работы, Тппр
= 14 дней;
Сменная
норма выработки
Qбсм
= 100 * (Тсм –
Тпз
– Тлн )
* Кi
/ (То
+ Тв )
* Котд =
=
100 * (720 –
82 – 10 ) *
0.7 / (50 +1.86 )
* 1.09 = 780 м3
где
Тсм –
продолжительность
смены, Тсм
= 720 минут;
Тпз
– время выполнения
подготовительно
– заключительные
операций,
Тпз
= 55 минут;
Тлн
– время
на личные надобности,
Тлн
= 10 минут;
То
– норматив
основного
времени на 100
м3 горной
массы, То
= 55 минут;
Тв
– норматив
вспомогательного
времени на 100
м3 горной
массы, Тв
= 1.86 минут;
Котд
– коэффициент,
учитывающий
время на отдых
машиниста
бульдозера,
Котд =
1.09
Кi
- поправочный
коэффициент,
Кi
= 0.7;
Кi
= Ксм *
Ккл
* Ктп
* Квз
* Кзп =
1.46 * 0.98 * 0.92 * 0.97 * 0.5 = 0.7
где
Ксм –
сменный коэффициент,
Ксм =
1.46;
Ккл
– климатический
коэффициент,
Ккл =
0.98;
Ктп-
коэффициент
на транспортирования
мерзлых пород,
Кэмп
= 0.92;
Квз
– взрывание
в течении смены,
Квз
= 0.97;
Кзп
- при зачистке
плотика, Кзп
= 0.5;
Приведенные
затраты для
бульдозера
Т- 500.
Зпр
= Сэкс
+ Еэ *
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 |
себестоимость
Сэкс
= Зам
+ Зп +
Звм +
Зпр
= 1630000 + 191000 + 390000 + 221000 =
=
2432000 рублей;
где
Зам
- затраты на
амортизацию
горного оборудования,
Зам
= 1630000 рублей;
Зп
- заработанная
плата, Зп
= 191000 рублей;
Звм
- эксплуатационные
затраты, Звм
= 390000 рублей;
Зпр
- прочие
затраты, Зпр
= 221000 рублей;
Таблица
3.1.2.37 - Затраты на
амортизацию
горного оборудования.
Оборудование | Стоимость оборудования, тыс.руб. | Норма амортизации, % | Количество, шт. | Годовая тыс. |
Бульдозер Т-500 | 10863 | 15 | 1 | 1630 |
Таблица
3.1.2.38 - Эксплуатационные
затраты на
бульдозер Т
- 500.
Оборудование | Кол шт. | Затраты на 1 машино – час | |||||||
Диз. Топливо | ГСМ | Материалы | Ремонт | Общие Затраты, | 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, | Число смен работы в одного рабочего | Тариф- ная ставка руб | Годовой Фонд зар. тыс.руб. | Основная зарплата, тыс.руб. |
| Итого фонда зарплаты, тыс.руб. | |||
Яв. | Спис. | Премия, 50% |
| 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
Зпр
= (Ззп
+ Зам
+ Зрм
) * 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 | ||
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 |
3.10
Охрана природы.
3.10.1
Охрана водных
ресурсов.
В
соответствии
с требованиями
правил охраны
поверхностных
вод от
загрязнения
и норм технологического
проектирования
при промывке
золотосодержащих
песков россыпи
реки Хомолхо
(Кадали-Макнтская
терраса) принято
оборотное
водоснабжение
промывочной
установки
ПКБШ
-100.
Определяем
расход сточных
вод по формуле:
Qсточ
= Nсточ
* А =
0.7 * 0.015 = 0.01 м3/с
где
Nсточ
– норматив по
сбросу сточных
вод, Nсточ
= 0.7 м3/м3;
А
– производительность
карьера, А = 0.015
м3/с
Определяем
мутность сточных
вод.
Ссточ
= ε * μ * А * ρ / Qсточ=
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
= [Сд
* (Qмин
* d
/ Qсточ)]
+ Спр
= [ 0.25 * ( 0.73 * 0.4 / 0.01) + 7] = 14.3 г/м3
где
Сд
–
допустимое
увеличение
концентрации
взвеси в реке,
Сд
= 0.25 г/м3;
Qмин
– минимальный
расход воды,
Qмин
= 0.73 м3/с;
Спр
– природные
концентрации
взвеси в реке,
Спр
= 7 г/м3;
d-
коэффициент
смещения сточных
вод, d
= 0.4;
d
= 1 – В / 1 + ( В * Qмин
/ Qсточ)
= 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
√ Ед
/ Qсточ
= 1 * 1.3 √
0.0016 / 0.01
= 0.5
где
Е – условия
выпуска сточных
вод, Е = 1;
Y
– коэффициент
извилистости
реки, Y
= 1.3;
Ед
– коэффициент
турбулентной
диффузии, Ед
= 0.0016;
Ед
= Vс
* Нс
/ 200 = 0.46 * 0.68 / 200 = 0.0016;
где
Vс
– скорость
водного потока,
Vс
= 0.46 м/с;
Нс
– глубина водного
потока, Нс
= 0.68 м.
Рассчитываем
предельно
допустимый
сброс.
ПДС
= ПДК * Qсточ
= 14.3 *
0.01 = 0.143 г/м3
Определяем
долю частиц
которую необходимо
осадить.
Ч
= Ссточ
- ПДК
/ Ссточ
= 901 – 14.3 / 901 = 98%
Размер
частиц которую
необходимо
осадить при
98 % будет 0.005 мм.
Определяем
длину осаждения
частиц.
Lос
= Vс
* Нос
/ U
– Uвз
= 0.0004 * 2.5 / 0.000008 - 0.00000001 = 125 м;
где
Vс
– скорость
транзитного
потока, Vс
= 0.0003 м/с;
Нос
– глубина транзитного
потока, Нос
= 2.5 м;
U-
скорость осаждения
частиц данного
размера, U
= 0.000008 м/с;
Uвз
– взвешенное
состояние
движущих частиц,
Uвз
= 0.00000001
Vс
=
Qсточ
/ Ктр
* Вос
* Нос
= 0.01 / 0.3 * 30 * 2.5 = 0.0004 м/с
где
Ктр
– коэффициент
транзитности,
Ктр
= 0.3;
Вос
- ширина
транзитного
потока, Вос
= 30 м.
Uвз
= 4 * n
* Vс2
/ Нос0.2
= 4 * 0.018 * 0.00042
/ 2.5 0.2 =
0.00000001
где
n
– коэффициент
шероховатости,
n
= 0.018.
Длина
отстойника.
Lо
= Lос
* Кз
= 125 * 1.1 =
140 м.
где
Кз
– коэффициент
запаса, Кз
= 1.1
Илоостойник
сооружается
оградительными
дамбами со
следующими
параметрами:
высота дамбы
5 м;
ширина гребня 4
м;
углы заложения
откосов 45 градусов;
объем
120000 м3
3.10.2
Рекультивация
нарушенных
земель.
3.2 Осушение
россыпи.
Цель осушения
месторождения
заключается
в следующем:
отвод избытка
воды с поверхности
осушаемой
территории;
понижение
уровня грунтовых
вод и уменьшения
влажности
залежи; обеспечение
прочной опоры
для используемой
техники при
разработке.
Сооружения
для отвода
поверхностных
и подземных
вод подразделяют
на две группы:
1 поверхностные
(канавы, котлованы);
2 подземные
( штреки, горизонтальные
скважины).
В зависимости
от назначения
канавы делятся
на руслоотводные,
нагорные, водосборные
и капитальные
(водосточные).
Способы
осушения заключается
в проведении
следующих
мероприятий:
отвод русла
рек из карьерного
поля, ограждения
карьера от
поверхностных
весенних и
ливневых вод.
Отвод русла
реки за промышленный
контур россыпи
в проекте не
предусматривается,
так как речка
Хомолхо и Кадали
– Макит находятся
за пределы
россыпи.
Для отвода
поверхностных
вод, стекающих
в карьер с более
возвышенных
мест в период
весеннего
снеготаяния
и после ливневых
дождей, проводят
нагорные канавы,
но в проекте
это не предусматривается,
так как со стороны
правого борта
россыпи сток
вод препятствует
выработанное
пространство
(отрабатывалось
гидравликой
с 1949 по 1972 гг).
Водосборная
канава служит
для сбора атмосферных
осадков и для
вод талых пород,
которые попадают
в карьер, а затем
переходит в
водосточную
канаву.
Водосточная
(капитальная)
канава служит
для сбора воды
на площади
отрабатываемого
участка россыпи
и отвода ее из
карьера на
поверхность.
Ее проводят
с наиболее
низким залеганием
плотика и заглубляют
в плотик с уклоном,
меньшим уклоном
долины, чтобы
вода самотеком
отводилась
на поверхность.
Длина водосборной
канавы будет
равна длине
капитальной
траншеи,
Lк
= 93 м,
В траншее
будет проходить
дорога с уклоном
30 0/00
, при количестве
атмосферных
и талых вод
0,005 м3/с
вода будет
проходить по
обочине и не
будет препятствовать
движению.
Канавы будут
выполнятся
краем ножа
бульдозера,
ширина канавы
по верху будет
равняться 1.5
метра, а высота
0.5 метра
3.3 Вскрытие
месторождения.
Работы по
вскрытию включает
совокупность
работ, проводимых
с целью создания
доступа к горизонту
залежи, т.е.
обеспечения
непосредственной
транспортной
связи этого
горизонта с
поверхностью
и размещения
горных машин.
Вскрытие
состоит из
проведения
горных выработок
или строительства
специальных
сооружений
(выносных канав,
котлованов,
выездов, траншей,
плотин).
При экскаваторной
разработке
вскрытие россыпи
осуществляется
двумя способами:
без проведения
выработок и
с независимым
вскрытия отдельных
горизонтов.
При вскрытии
без проведения
выработок
оборудования
располагается
на поверхности
россыпи и
используется
как для вскрышных,
так и для добычных
работ.
При независимым
вскрытия горизонтов
используют
две технологические
схемы: транспортная
и бестранспортная.
При бестранспортной
разработке
выработки
проводятся
только если
экскаватор
производит
вскрытие без
применения
транспортных
средств. На
экскаваторных
разработках
с применением
транспорта
работы по вскрытию
включает проведения
траншей, устройство
выездов, сооружения
насыпей и съездов,
проходку для
расположения
экскаваторов
и транспортных
средств. При
этом способе
россыпь разрабатывается
одним или несколькими
уступами (в
зависимости
от мощности
россыпи).
Проектом
принят независимое
вскрытие отдельных
горизонтов
с применением
транспортной
технологии.
3.3.1 Схема
вскрытия.
Схема вскрытия
карьерного
поля включает
в себя две
капитальные
фланговые
траншеи внешнего
заложения и
одну разрезную
траншею, пройденную
в нижней части
участка, где
мощность вскрыши
минимальная.
Она включает
вскрышную
разрезную
траншею, проводимую
на всю длину
фронта горных
работ и добычную
траншею, длина
которой принята
равной половине
фронта горных
работ.
3.3.2
Параметры
траншей.
3.3.2.1
Параметры
капитальной
траншеи.
Ширина
капитальной
траншеи по дну
определяется
из условия
безопасного
движения транспортных
средств автосамосвалов
БелАЗ - 540, при
двух полосном
движении.
Вд
= 2 * во +
2 * m
+ П =2 * 2 + 2 * 1 + 11 = 20 м;
где во
- ширина
обочины, во
= 2 м;
m
– безопасное
расстояние,
m =
1 м;
П – ширина
проезжей части,
П = 11 м.
Глубина
заложения
капитальной
траншеи определяется
глубиной залегания
песков в местах
примыкания
и равна:
Нтр
= Нв +
hпи
, м
где Нв
– мощность
вскрыши примыкания
траншей, м;
hпи
– мощность
песков, м.
Длина капитальной
траншеи равна:
Lтр
= (Нтр
/ i) * 1000, м
где i
– уклон капитальной
траншеи, i
= 70 0/00
Объем капитальной
траншеи равен:
Vтр
= Нтр2
[(Вд /
2) + (Нтр *
ctg
β
/ 3)] * 1000 / i,
м3
где β – угол
откоса борта
траншеи, β = 45 град;
Результаты
расчета приведены
в таблице 3.3.1.
Таблица
3.3.1 – Параметры
капитальной
траншеи.
Показатели и обозначения | Ед. изм. | Траншея № 1 | Траншея № 2 |
Ширина по низу, Вд | м | 20 | 20 |
Ширина по верху | м | 33 | 60 |
Глубина | м | 6.5 | 19.7 |
Угол откоса борта, β | град. | 45 | 45 |
Длина | м | 93 | 281 |
Объем | м3 | 7340 | 91850 |
3.3.2.2
Параметры
разрезной
траншеи.
Ширина по
низу разрезной
траншеи определяется
с учетом условий
безопасного
размещения
выемочного
оборудования
и вместимости
выработанного
пространства
на размещения
пород вскрытия
от первой
эксплуатационной
заходки.
При тупиковой
схеме подачи
автосамосвалов
под погрузку
ширина по дну
определяется:
В = 2 (0.5 * вс
+ Rа
+ е) = 2 (0.5 * 3.48 + 12 + 1) = 30
м;
где вс
- ширина
автосамосвала
БелАЗ - 540, вс
= 3.48 м;
Rа
– наименьший
радиус поворота
автосамосвала
БелАЗ - 540,Rа=
12 м;
е – зазор
между автосамосвалом
и траншеей, е
= 1 м
Объем разрезной
траншеи определяется
методом вертикальных
сечений. Для
этого необходимо
выбрать на
трассе траншеи
точки с определением
значениями
мощности вскрыши
и отстроить
поперечное
сечения траншей.
Объем разрезной
траншеи:
Vр
= (Si
+ Si+1
/ 2) * Li ,
м3
где Si
– площадь поперечного
сечения траншеи,
м2;
Li
– расстояние
между сечениями,
м
Результаты
расчетов сводим
в таблицу 3.3.2.2
Таблиц
3.3.2 - Результаты
расчетов.
Сечения | Площадь вскрыши, | Объем вскрыши | Площадь | Объем добычи, |
111 – 111 | 285 | 84 | ||
1V – 1V | 840 | 254810 | 52 | 30800 |
V – V | 1187 | 459110 | 44 | 21700 |
V1 – V1 | 1254 | 552880 | 36 | 18200 |
Итого | 1266880 | 70700 |
Таблиц
3.3.4 – Параметры
разрезных
траншей.
Показатели и обозначения | Ед. изм. | Вскрышная траншея | Добычная траншея |
Ширина по низу, Вд | м | 46 | 40 |
Угол откоса борта, β | град. | 60 | 60 |
Длина | м | 1360 | 1360 |
Объем | м3 | 1266880 | 70700 |
В качестве
выемочного
оборудования
на вскрытие
и проходке
капитальных
траншей принимается
экскаватор
ЭШ 15/90А, а для проведения
добычной
разрезной
траншеи – экскаватор
Като – 1500GV.
3.3.3
График горно
– строительных
работ.
Для построения
графика необходимо
определить
сроки проходки
траншей.
Время проходки
капитальной
траншеи:
Тк1
= Vк1
/ Qэшсут
= 7340 / 8052 = 1 день;
где
Qэшсут
– суточная
производительность
экскаватора
ЭШ 15 /90А,
Qэшсут
= 8052 м3
;
где
Vк1
– объем
капитальной
траншеи № 1, Vк1
= 7340 м3;
Тк2
= Vк2
/ Qэшсут
= 91850 / 8052 = 11 дней;
где
Vк2
– объем
капитальной
траншеи № 2, Vк2
= 91850 м3;
Время проходки
разрезной
траншеи:
Тр
= Vр
/ Qэшсут
= 1266880
/ 8052 = 157 дней;
где
Vр
– объем
вскрышной
разрезной
траншеи, Vр
= 1266880 м3;
Время проходки
добычной разрезной
траншеи:
Трп
= Vрп
/ Qксут
= 70700 / 1478 = 48 дней;
где
Vрп
– объем
добычной разрезной
траншеи, Vрп
= 70700 м3;
Qксут
–
суточная
производительность
экскаватора
Като – 1500 GV,
Qксут
= 1478 м3.
На
основании этих
данных разрабатывается
график Г.С.Р.
Таблиц
3.3.5 – График горно
– строительных
работ.
Вид работ | Объем | Время выполнения работ, мес. | |||||||||
12 | 1 | 2 | 3 | 4 | 5 | 6 | 7 | 8 | 9 | ||
Монтаж ЭШ 15/90А | 4 мес. | ||||||||||
Проходка траншеи № 1 | 7340 | ||||||||||
Проходка разрезной траншеи по вскрыше. | 1266880 | ||||||||||
Проходка траншеи № 2 | 91850 | ||||||||||
Монтаж | 10 дней. | ||||||||||
Проходка разрезной траншеи по пескам. | 70700 |
Затрата
на вскрытие.
Цвс
= (Vвт
* Цэш)
+ (Vрп
* Цк)
= (1366070 * 13.6) + (70700 * 4.7) =
= 18910840 рублей;
где Цэш
– стоимость
затрат с 1м3
для экскаватора
ЭШ 15/90А,
Цэш
= 13.6 рублей
(смотри таблицу
3.1.2.35);
Цк –
стоимость
затрат с 1м3
для экскаватора
Като – 1500GV,
Цк =
4.7 рублей (смотри
таблицу 3.1.2.33);
Vвт
– объем
вскрытия, Vвт
= 1366070
м3
Vвт
= Vк1
+ Vк2
+ Vр
= 7340 + 91850 + 1266880 = 1366070 м3
Таблица
3.3.6 – Сводный
сметный расчет
на строительство
карьера.
Наименования затрат | Сумма затрат, руб. | Затраты |
Подготовка территории строительства | 1196000 | 6 |
Затраты на горные работы | 18910840 | 92 |
Затраты на электромеханическое оборудование и монтаж | 97504000 | 476 |
Затраты на транспорт | 3234000 | 16 |
Затраты на приспособления, инструменты, инвентарь. | 604000 | 3 |
Благоустройство промышленной площадки | 1214000 | 6 |
Временные здания и сооружения | 4784000 | 23 |
Прочие работы и затраты | 12745000 | 62 |
Итого | 140191840 | 684 |
Содержания дирекции | 841000 | 4 |
Затраты на подготовку кадров | 820000 | 4 |
Стоимость изыскательных и проектных работ | 1418000 | 7 |
Итого | 3079000 | 15 |
Всего | 143270840 | 699 |
Непредвиденные работы и затраты | 14327084 | 70 |
Всего по смете | 157597924 | 769 |
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
Vоч
= Lб
* Вб *
hоч
=1360 * 308 * 0.1 = 41888 м2
где Lб
– длина
блока, Lб
= 1360 метров;
Вб –
средняя ширина
,блока, Вб
= 308 метров;
hоч
– мощность
снимаемого
слоя, hоч
= 0.1 метра.
Работы
по очистке
полигона
предусматривается
бульдозером
ДЭТ-250
Количество
мишин-часов
для очистки
полигона от
мелколесья
и кустарника
составляет:
Nбоч
= Vоч
/ Qбсм
= 41888 / 98 = 427 машин-часов
где
Qбч-
часовая норма
выработки
бульдозером
ДЭТ-250, Qбсм
= 87 м3
/ час (смотри
пункт 3.1.2).
Общие
затраты на
очистку полигона
Цоч
= Vоч
* Цд
= 41888 * 17 = 712000 рублей;
где Цд
– стоимость
затрат на 1м3
для бульдозера
ДЭТ-250, Цд =
17 рублей.
3.4.2
Способы подготовки
многолетнемерзлых
пород к выемке
В
настоящем
проекте предусматривается
три способа
подготовки
многолетнемерзлых
пород к выемке:
способ
естественного
оттаивания;
механический
способ рыхления;
буровзрывной
способ.
Подготовка
многолетнемерзлых
пород к выемке
способом
естественного
оттаивания.
Естественное
оттаивание
мерзлых пород,
основанное
на регулировании
теплового
потока, выгодно
отличается
от других способов
простотой
организации
работ, сравнительно
малыми затратами
и высокой
интенсивность
оттаивания.
В
данном проекте
этот способ
не применяется
из-за большой
глубины россыпи.
Механический
способ рыхление
мерзлых пород
можно применить
только для
подготовки
кондиционного
пласта песков.
Выемку осуществляют
бульдозерно-рыхлительными
агрегатами
Т-500 на разработку
всего объема
песков, объем
которого равен
1142400 м3.
Рыхление
мерзлых пород
ведется послойно
взаимно перпендикулярными
проходами
(продольно-поперечное
рыхление) на
глубину 40см.
Рыхление
многолетнемерзлых
пород буровзрывным
способом.
Подготовку
массивов к
выемке буровзрывным
способом ведут
на вскрыше
торфов. Объем
подготовки
торфов к выемке
буровзрывным
способом в
целом по россыпи
составляет
10340080 м3,
что соответствует
100% ному объему
вскрыши. Разрушение
массивов
осуществляется
массовыми
взрывами скважинными
зарядами.
Расчет параметров
взрывных работ
приведены в
пункте 3.5.
3.4.3
Вскрышные
работы.
Для
доступа к полезному
ископаемому
и выемке вскрышных
пород принимаем
по проекту
экскаватор
ЭШ 15/90А. Условия
залегания
песков и размеры
карьерного
поля позволяет
принять бестранспортную
схему разработки,
что предполагает
разместить
весь объем
вынутых пород
вскрыши в
выработанное
пространство
без применения
транспорта,
используя
драглайн.
Скорость
продвижения
вскрышных
работ:
Vв
= Qэш
/ Нт *
Ав =
2109000 / 23.54 * 46 = 1947 м / год;
где
Qэш
– производительность
экскаватора
ЭШ 15/90А, Qэш
= 2109000 м3
(смотри
таблицу 3.1.2.34);
Нт
– средняя мощность
торфов, Нт
= 23.54 м (смотри пункт
2.5.);
Ав
– ширина заходки,
Ав =
46 м (смотри рисунок
3.3.3);
Скорость
продвижения
добычных работ:
Vд
= Qк
/ Нп *
Ад =
208000 / 2.72 * 40 = 1912 м / год;
где
Qк
– производительность
экскаватора
Като – 1500GV,
Qк
= 208000 м3;
Нп
– средняя мощность
песков, Нп
= 2.72 м (смотри пункт
2.5.);
Ад
– ширина заходки,
Ад =
40 м.
Все
расчеты по
производительности
оборудования
приведены в
пункте 3.1.2.
Технология
ведения работ.
Экскаватор
ЭШ 15/90А работает
в условиях
бестранспортной
системы разработки,
по простой
схеме. Экскаватор
размещается
на развале
горных пород
после взрыва,
а затем отрабатывает
нижним черпанием
в выработанное
пространство
во внутренний
отвал.
Добыча
песков осуществляется
валовым способом
с использованием
экскаватора
Като – 1500GV.
Пески предварительно
рыхлят бульдозером
Т
– 500, а после этого
отрабатывается
поперечными
заходками.
Автосамосвалы
подаются под
погрузку по
кольцевой
схеме.
Затрата
в год на вскрышные
работы.
Цвр
= Vвр
* Цэш
/ Nр
= 8974010
* 13.6 / 5 = 24409310 рублей;
где Цэш
– стоимость
затрат с 1м3
для экскаватора
ЭШ 15/90А,
Цэш
= 13.6 рублей
(смотри таблицу
3.1.2.35);
Nр
– срок отработки
россыпи, Nр
= 5 лет;
Vвр
– объем
вскрышных
работ, Vвр
= 8974010 м3;
Vвр
= Vт
- Vвт
= 10340080 - 1366070 = 8974010 м3;
где Vвт
– объем
вскрытия, Vвт
= 1366070
м3;
Vт
– объем
торфов, Vт
= 10340080 м3.
Элементы
системы разработки.
Угол
откоса вскрышного
уступа, αв
= 70 град;
Угол
откоса добычного
уступа, αд
= 80 град;
Угол
откоса отвала,
β = 37 град;
Ширина
вскрышной
заходки, Ав
= 46 м;
Ширина
добычной заходки,
Ад =
40 м;
Средняя
мощность вскрышного
уступа, Нт
= 23.54 м;
Средняя
мощность добычного
уступа, Нп
= 2.72 м;
Скорость
продвижения
вскрышных
работ,Vв
= 1947 м/год;
Скорость
продвижения
добычных работ,Vд
=1912 м / год;
Общие
затраты на
добычу и переработку
песков в год,
Цд = 13288848 руб.
(смотри
таблицу 3.5.1);
Общие
затраты на
буровзрывные
работы в год,
Цбвр = 31271375 руб.
(смотри
таблицу 3.5.4);
Общие затраты
на вскрышные
работы в год,
Цвр
= 24409310 рублей;
3.5
Системы разработки
Высота вскрышного
уступа определяется
мощностью
покрывающих
пород.
Высота уступа
по пескам
определяется
мощностью
вынимаемого
пласта.
Выбор
системы разработки
зависит от вида
используемого
оборудования,
а для выбора
оборудования
определяются
горно– геологические
условия месторождения:
Средняя
мощность песков,
hп
= 2.72 м;
Средняя
мощность торфов,
Hт
= 23.54 м;
Ширина
заходки Вп
= 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:
Аз
= 1.5 * Rч
= 1.5 * 5.5 = 8.2 м:
где Rч
– радиус черпания
на уровне стояния
экскаватора
Като – 1500,
Rч
= 5.5 м;
Угол откоса
добычного
уступа 80 градусов;
Угол откоса
вскрышного
уступа 70 градусов;
Угол откоса
отвала 37 градусов;
Длина экскаваторного
блока определяется
длиной взрывного
блока;
Скорость
продвижения
фронта горных
работ определяется
мощностью
вскрышного
уступа. С увеличением
вскрышного
уступа скорость
продвижения
фронта горных
работ снижается.
Подготовку
кондиционного
пласта песков
к выемке осуществляется
бульдозерно
– рыхлительными
агрегатами
Т – 500 на разработку
всего объема
песков, объем
которого равен
1142400 м3.
Количество
бульдозеров
на рыхление
N
р.пб
= Vп
/ (Qрб
* N)
= 1142400 / 210 * 5 = 1 шт.
где Qрб
- сезонная норма
выработки
бульдозера
Т-500 на рыхление,
Qрб
= 210 тыс.м3
(смотри пункт
3.1.2) ;
Затраты на
рыхления песков
в год.
Цр
= Vд
* Цт
= 205000 * 27.5 = 5637500 рублей;
где Цт
– стоимость
затрат с1м3
для бульдозера
Т-500, Цт =
27.5 рублей (смотри
таблицу 3.1.2.40);
Vд
– годовой
объем добычи,
Vд
= 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
Nэ
= Vп
/ (QЭ
* N)
= 1142400 / 208 * 5 = 1 шт.
где Qрб
- сезонная норма
выработки
экскаватора
Като - 1500, Qэ
= 208 тыс.м3
(смотри пункт
3.1.2) ;
Затраты на
погрузку песков
экскаватором
в год.
Цд
= Vд
* Цэ
= 205000 * 4.7 = 963500 рублей;
где Цэ
– стоимость
затрат с1м3
для экскаватора
Като - 1500, Цэ
= 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
Nа
= Vп /(
Qа * N)
= 1142400 / 156600 * 5 = 2 шт.
где
Qа - 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
= Nа
/ Кс
= 2 / 0.8 = 3 штуки
где
Кс -
коэффициента
технической
готовности,
Кс =
(0.75 – 0.8)
Затраты на
транспортирования
песков автосамосвалами
в год.
Цт
= Vд
* Ца
= 205000 * 7.9 = 1619500 рублей;
где Ца
–затраты
транспортирования
1м3 для
автосамосвалов
БелАЗ – 540А,
Ца =
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.
Nп
= Vп
/ (Qбт
* N)
= 1142400 / 180000 * 5 = 1 шт.
где Qбт
- сезонная норма
выработки
бульдозера
Т – 170, Qбт
= 180 тыс.м3
(смотри пункт
3.1.2) ;
Затраты на
подачу песков
в бункер промприбора
в год.
Цп
= Vд
* Цбт
= 205000 * 14.9 = 3054500 рублей;
где Цбт
– стоимость
затрат с1м3
на подачу песков
бульдозером
Т-170 в бункер
промприбора,
Цбт =
14.9 рублей (смотри
таблицу 3.1.2.21);
Затраты на
обогащения
песков промприбором
ПКБШ – 100 в год
составляет
2013848 рублей
(смотри таблицу
3.1.2.6).
Общие
затраты на
добычу и переработку
песков определяется
суммированием
всех технологических
операций связанные
с добычей полезного
ископаемого.
Таблица
3.5.1 - Общие затраты
на добычу и
переработку
песков в год.
Затраты | Оборудование |
| Стоимость, руб. |
Рыхление | Т- 500 | 205000 | 5637500 |
Погрузка | Като | 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
| Используемая | Объем, м3 | Количество, шт. |
Вскрыша торфов | ЭШ 15 / 90А | 10340080 | 1 |
|
|
|
|
Механическое рыхление песков | Т-500 | 1142400 | 1 |
Погрузка песков | Като-1500 | 1142400 | 1 |
Подача песков бункер п/п | Т-170 | 1142400 | 1 |
| БелАЗ-540А | 1142400 | 3 |
Промывка песков | ПКБШ-100 | 1142400 | 1 |
Бурения скважин | 2СБШ-250МН | 10340080 | 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.
Vвзр
= 10 * tcм
* Qч
= 10 * 19.5 * 508 = 99060 м3
где tcм
– продолжительность
смены, tcм
= 19.5 часов;
Qч
– часовая
производительность
экскаватора
ЭШ 15 /90А, Qч
= 508 м3;
Расчет параметров
БВР
Определяется
диаметр скважин
_____
____
d
= 125 4√
Vгвзр
= 125 4√
2.1 = 215 мм
где Vгвзр
– годовой
объем по вскрыше,
Vгвзр
= 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
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;
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=
0.75 * 1820 = 1365 кВа.
Исходя
из расчетных
данных принимается
двухтрансформаторная
подстанция
с трансформатором
типа ТМ – 2500 / 35.
Расчет
воздушных линий
и кабельных
сечений на
участке.
Выбор
сечения проводов
и кабелей по
нагреву токами
и сравнения
расчетного
тока с допустимыми
токами.
Расчетный
ток нагрузки
для определения
сечения проводов
питающих подстанцию.
__
Iрасч
= Sрасч
/ √ 3 * Uном
= 1820 / 1.7 * 35 = 30 А;
где
Uном
– номинальное
напряжение
сети, Uном
= 35 кВ.
Определение
сечения провода
по экономической
плотности тока.
S
= Iрасч
/ j = 30 / 1,1 =
28 мм2;
где
j -
экономической
плотности тока,
j =
1.1 а / мм2;
Выбираем
ближайшее
стандартное
значение 50 мм2.
Марка провода
АС – 50.
Iдоп
= 210А > 37А.
Проверка
линии на потерю
напряжения.
Потеря
напряжения
в трехфазной
сети определяется.
__
∆U
= √ 3 * Iрасч
* L
* (ro
cos
+ xo
sin)
* 100 / Uном
=
=
1.7 * 30 * 40 * (0.46 * 0.7 + 0.44 * 0.37) * 100 / 35000 = 2.8%,
где
L
– длина линии,
40 км;
ro,
xo
– активное и
индуктивное
сопротивление
1 км. линии, ro
= 0.46, xo=
0.44;
Потери
напряжения
в проводах
допускается
не выше 10%.
Расчет
линий ведущих
к электроприемнику
с напряжением
6 кВт.
Расчетный
ток нагрузки.
__
Iрасч
= Ррасч
/ √ 3 *
Uном
* cos
* η = 1803 / 1.7 * 6 * 0.7 * 0.95 = 266 А;
где
cos
- коэффициент
мощности,
соответствующей
нагрузке, cos
= 0.7;
η
– кпд сети, η =
0.95.
Выбирается
марка провода
А – 95. Iдоп
= 320А > 266А.
Проверка
линии на потерю
напряжения
линии передач
6 кВ.
__
∆U
= √ 3 * Iрасч
* L
* (ro
cos
+ xo
sin)
* 100 / Uном
=
=
1.7 * 266 * 2 * (0.34 * 0.7 + 0.36 * 0.37) * 100 / 6000 = 5.5%,
Потери
напряжения
в проводах
допускается
не выше 10%.
Расчет
линий ведущих
к экскаватору
ЭШ 15 / 90.
Расчетный
ток нагрузки.
__
Iрасч
= Ррасч
/
√ 3 * Uном
* cos
* η = 1230 / 1.7 * 6 * 0.7 * 0.95 = 178 А;
Выбирается
марка кабеля
КГЭ 370
+110+110;
Iдоп=180 А.
Iдоп
= 180А > 178 А.
Проверка
линии на потерю
напряжения
линии передач
6 кВ.
__
∆U
= √ 3 * Iрасч
* L
* (ro
cos
+ xo
sin)
* 100 / Uном
=
=
1.7 * 178
* 0.8 * (0.62 * 0.7 + 0.33 * 0.37) * 100 / 6000 = 2.3%,
Потери
напряжения
в проводах
допускается
не выше 5 %.
Линий
ведущие к промприбору
ПКБШ – 100 и СБШ
– 250МН предусматривается
ПКТП – 400 (передвижная
комплектая
трансформаторная
подстанция).
Расчет
линий ведущих
к буровому
станку СБШ –
250МН от ПКТП –
400.
Расчетный
ток нагрузки.
__
Iрасч
= Ррасч
/ √ 3 *
Uном
* cos
* η = 193 / 1.7 * 0.4 * 0.7 * 0.95 = 426 А
Выбирается
марка кабеля
Iдоп
= > 426 А.
Проверка
линии на потерю
напряжения
линии передач
0.4 кВ.
__
∆U
= √ 3 * Iрасч
* L
* (ro
cos
+ xo
sin)
* 100 / Uном
=
=
1.7 * 426 * 0.2 * (0.1 * 0.75 + 0.04 * 0.66) * 100 / 400 = 3.7 %,
Потери
напряжения
в проводах
допускается
не выше 5 %.
Расчет
линий ведущих
к промприбору
ПКБШ – 100 от ПКТП
– 400.
Расчетный
ток нагрузки.
__
Iрасч
= Ррасч
/ √ 3 *
Uном
* cos
* η = 174 / 1.7 * 0.4 * 0.75 * 0.95 = 352 А
Выбирается
марка провода
А – 120. Iдоп
= 375 > 352 А.
Проверка
линии на потерю
напряжения
линии передач
0.4 кВ.
__
∆U
= √ 3 * Iрасч
* L
* (ro
cos
+ xo
sin)
* 100 / Uном
=
=
1.7 * 352 * 0.1 * (0.1 * 0.75 + 0.04 * 0.66) * 100 / 400 = 1.5 %,
Потери
напряжения
в проводах
допускается
не выше 5 %.
4.2
Заземление.
Емкостный
ток однофазного
замыкания на
землю в сетях
6 кВ.
Iзз
= Uном
(35 * Lк
+ Lв)
/ 350 = 6 ( 35 * 0.8 + 2) / 350 = 0.5 А.
где
Lк
– длина кабеля,
Lк
= 0.8 км;
Lв
- длина воздушных
линий, Lв
= 2 км;
Общее
сопротивление
в сети заземления
Принимаем
заземляющий
провод АС50
, r0 = 0.65 Ом /
км .
Сопротивление
заземляющей
жилы кабеля
КГЭ370+110+16
экскаватора
ЭШ 15/90А.
Rз.ж.к.=
r0 ·
l = 0.4 · 0.8 =
0.32 Ом
Сопротивление
магистрального
заземляющего
провода от
заземляющего
контура до
ПКТП.
Rз.пр.=
r0 · l =
0.65 · 2 = 1.3 Ом
Суммарное
сопротивление
жилы кабеля
и заземляющего
провода.
R=
Rз.ж.к. +Rз.пр.
= 0.32 + 1.3 = 1.62 Ом
Сопротивление
заземляющего
контура, исходя
из сопротивления
заземления
R= 4 Ом
Rз.к.=
4
R= 4 1.62 = 2.38 Ом
Заземляющий
контур выполняем
из стальных
прутков. Верхний
конец уголка
заглублен на
0.7 метра. dу = 0.95 ·
b = 0.95 · 50 = 48
мм
Сопротивление
одного электрода.
=Ом
где:
удельное
сопротивление
грунта,
= 100 Ом / м;
l
- длина заглубления
прутков, l
= 2.5 м;
Необходимое
сопротивление
электродов
без учета
коэффициента
использования
и.
n
= rэ /
Rзк. =
32 / 2.38 = 13.46
Расстояние
между электродами
принимаем d = 2
м, l = 2 · 3
= 6 м.
Необходимое
количество
электродов
с учетом н
.
n
=шт.
Принимаем
n =19 шт., при н
= 0.73.
Для
соединения
электродов
применяем
стальную полосу
размером 25
4 мм длина полосы
l = 100 + 25 = 125 мм.
Сопротивление
полосы l = 50 м
Ом
при
l = 95 м, rн = 4.3 ·
50 / 125= 1.72 Ом
В
зимний период
сопротивление
полосы:
rnз= rп ·
kmax = 1.72 ·
6 = 10.32 Ом
где:
kmax
коэффициент,
учитывающий
промерзание
грунта.
Сопротивление
заземляющего
контура с учетом
полосы.
Ом
Cопротивление
заземления
у наиболее
удаленного
механизма.
R=
Rзк + Rз.пр.
+Rз.ж.к.= 2 + 0.32 + 1.3 = 3.62 Ом
что
удовлетворяет
требованиям
R = 4 Ом
4.3
Освещение
карьера.
Освещение
экскаваторных
забоев, мест
работ бульдозеров
предусматривается
с применением
прожекторов
и фар, установленных
на механизмах.
Согласно требованию
ЕПБ проектом
принято общее
освещение
района ведения
горных работ
с минимальной
освещенностью
Еmin=0,5 лк.
Расчет ведется
методом наложения
изолюкс на
район ведения
горных работ.
Определить
суммарный
световой поток:
∑F
= ∑Fмин
* Sос * кз
* кп = 0.5 * 20000 * 1.4 * 1.5 = 21000 лм
где
∑Fмин
– требуемая
освещенность
для отдельных
участков, ∑Fмин
= 0.5 лк;
Sос
– площадь
освещаемого
участка, Sос
= 20000 м2;
кз
– коэффициент
запаса, кз
= 1.4;
кп
– коэффициент,
учитывающий
потери света,
кп = 1.5;
Освещение
осуществляется
светильниками
типа ПЗС – 45 с
мощностью лампы
1000Вт.
Определяем
требуемое
количество
прожекторов:
Nпр
= ∑F / Fл
* ηпр = 21000/ 21000 * 0.35 = 3 шт
где
Fл – световой
поток лампы
прожектора,
Fл = 21000 лм;
ηпр
- к.п.д. прожектора,
ηпр = 0.35.
Высота
установки
прожектора:
hпр2
= Iмах / 300 =
140000 / 300 = 22 м
где
Iмах –
максимальная
сила света
прожектора,
Iмах = 140000
кд.
Необходимая
мощность
трансформатора:
Sтр
= Fл * 10-3 /
ηс * ηос * cos
θос = 21 /
0.95 * 1 * 1 = 22 кВа
где
ηс – к.п.д.
осветительной
сети, ηос = 0.95;
ηос
– к.п.д. светильников,
ηос = 1
cos
θос –
коэффициент
мощности ламп,
cos θос
= 1
Для
освещения
карьера применим
трансформатор
ТМ-6/0,4 с номинальной
мощностью 25
кВА, номинальным
напряжением:
входным – 6 кВ,
выходным
– 0,4 кВ.
Определяем
расчетный ток
I
= Fл / 1.7 * U
* cos θос
* с
= 21000/1.7 * 220 * 1 * 1 = 56 А.
Выбираем
марку провода
А-35 по расчетному
току.
Выбор
кабеля для
питания лампы
введем по условию
Iдоп.> Iн.л ,
где
Iдл.доп
длительно
допустимый
ток, А;
Iн.л
номинальный
ток лампы, А;
Выбираем
кабель КРСПН
- 310
+ 16
с Iдоп.=
60 > Iн.л =
56, что требуется
по условию.
4.4
Электровооруженность
труда.
Характеризуется
соотношением
между затратами
труда и электроэнергией
израсходованной
в производственном
процессе.
Ээ
= Эа
/ nсп
* tсм
* nдн
= 10748000 /
где
Эа
– расход
электроэнергии
за год, Эа
=
nсп
–
списочный
состав рабочих,
nсп
=
tсм
-
продолжительность
рабочей смены,
tсм
= 19.5 ч.;
nдн
– количество
рабочих дней
в году, nдн
=
Удельный
расход электроэнергии.
Эу
= Эа
/ Vп
= 10748000 / 1142400 = 9.4 Вт/м3
где
Vп
– объем песков
в год, Vп
= 1142400 м3
Средневзвешенное
значения коэффициента
мощности.
_________
cos
= Эаэ
/ √
Эаэ2
+ Эр2
=
где
Эр
–
показания
счетчика реактивной
энергии за год,
Эр
=
Эаэ
- количество
активной энергии,
потребляемой
приемниками
за год, Эаэ
=
Таблица
6.6 Расчет капитальных
затрат на
приобретение
оборудования.
Наименование оборудования | Ко л-во | Оптовая цена | Затраты на доставку оборудования | Затраты на монтаж оборудования. | Общая стоимость оборудования |
тыс. руб | тыс. руб | тыс. руб | тыс.руб. | ||
Трансформатор | |||||
Приключательный пункт | |||||
Итого | |||||
Неучтенное оборудование (5%) | |||||
Итого |
Таблица
6.7 Расчет капитальных
затрат на
приобретение
проводов и
кабелей.
Наименование материалов | Норма тыс. | Общая длина линий, км | Стоимость материала, тыс. руб. | Количество шт. | Балансовая стоимость, тыс. руб. |
Итого | |||||
Неучтенное оборудование (5%) | |||||
Всего |
Таблица
6.8 -Затраты на
вспомогательные
материалы.
Наименование материалов | Единицы измерения нормы расхода | Норма расхода | Годовой расход на весь объем работ | Цена тыс. | Сумма тыс.руб. |
Обтирочные материалы | кг | ||||
Трансформаторное масло | литр | ||||
Запасные части | руб. | 5% от балансовой стоимости | |||
Керосин технический | литр | ||||
Итого | |||||
Неучтенные материалы | 5% всей стоимости | ||||
Всего |
Таблица
6.10- Расчет затрат
на амортизацию
Наименование основных фондов | Балансовая стоимость, тыс. руб. | Норма на амортизацию , % | Сумма амортизационных отчислений , тыс. руб. |
Электрооборудование | |||
Кабели и провода | |||
Итого |
Таблица
6.11 - Эксплуатационные
затраты на
электрооборудование.
Наименование затрат | Годовая сумма расходов, тыс. руб. | |
Сумма затрат тыс. руб. | На | |
Вспомогательные материалы | ||
Расходы на оплату труда | ||
Отчисления на социальные нужды | ||
Потери электроэнергии | ||
Амортизация | ||
Итого |
Таблица 4.3 –
Расчет заработанной
платы.
Наименований профессий | разряд | Штат, | Число смен работы в одного рабочего | Тариф- ная ставка руб | Годовой Фонд зар. тыс.руб. | Основная зарплата, тыс.руб. |
| Итого фонда зарплаты, тыс.руб. | |||
Яв. | Спис. | Премия, 50% |
| Доплаты, 5% | |||||||
Старший электрослесарь | 2 | 2.2 | 290 | 300 | 192 | 96 | 230 | 9 | 53 | 580 | |
Помощник электрослесарь | 2 | 2.2 | 290 | 250 | 146 | 73 | 175 | 7 | 40 | 441 | |
Единый социальный фонд, 35.6% | 363 | ||||||||||
Всего | 658 |
Проверка
сети на потерю
напряжения
в пусковом
режиме.
Проверка
сводится к
определению
фактического
напряжения
на зажимах
наиболее мощного
двигателя и
сравнения
данного значения
с допустимым
уровнем напряжения.
∆Uп
= Uо
- ∆Uр
/ 1 + [(xвн
* Кп
* Sном
* 10) / U2ном
] = 6000 – 1110 / 1 +
где
Uо
– напряжение
трансформаторной
подстанции,
Uо
= 6000 В;
∆Uр
– потеря
напряжения
от прочей нагрузки,
∆Uр
= 1110 В;
Кп
- пусковой
коэффициент
для экскаватора,
Кп =
1.6;
Sном
– номинальная
мощность пускаемого
двигателя, Sном
= 1900 кв;
xвн
– внешнее
индуктивное
сопротивления
участка сети
от трансформатора
до пускаемого
двигателя, Ом;
xвн
= xтр
+ xвл
+ x
кл =
где
xтр
– индуктивное
сопротивление
трансформатора;
xвл
, x
кл -
индуктивное
сопротивление
воздушных и
кабельных
линий.
xтр
= 10 * Uкз
* Uхх2
/ Sтр.ном
= 10 * 6.5 * 6.32
/ 35000 =
где
Uкз
– напряжения
коротко замыкания
трансформатора,
Uкз
= 6.5 В;
Uхх
– напряжение
холостого хода
вторичной
обмотки трансформатора,
Uхх
= 6.3 В;
Уровень
напряжения
на зажимах
двигателя в
момент его
пуска должен
удовлетворять
условию. ∆Uп
>= 0.75 Uном
5 Охрана
труда.
5.1 Анализ
условий труда.
На проектируемом
участке ожидается
следующие
вредные условия
труда.
1.При бурении
скважин бурстанками
шарошечного
бурения запыленность
может достигать
300 – 1900 мг / м3. Это
обусловливается
необходимостью
применения
высокоэффективных
средств пылеулавливания.
2. Эксплуатация
карьерных
дорог.
Здесь интенсивность
пылеобразования
зависит от
скорости движения
автомашины,
состояния
дороги, ее покрытия.
3. Выделения
выхлопных газов
от автомашины.
4. Проведения
массовых взрывов,
сопровождается
выделением
газов и пыли.
Все эти факторы
снижают производительность
труда и устойчивость
организма к
разному роду
заболевания.
5.2 Борьба
с пылью и ядовитыми
газами.
Основными
источниками
выделения пыли
на карьере
являются:
автосамосвалы,
бурение скважин
шарошечным
бурением, проведение
массовых взрывов
и экскаваторные
работы.
Основными
источниками
ядовитых газов
являются:
автосамосвалы,
бульдозеры,
проведение
массовых взрывов.
5.3Буровзрывные
работы.
Практика эксплуатации
бурового оборудования
показывает,
что добиться
существенного
снижения
запыленности
атмосферы
карьера путем
совершенствования
режимов и технологии
бурения не
представляется
возможным. В
связи с этим
основным методом
борьбы с пылью
на буровых
станках является
применение
пылеулавливающих
установок с
использованием
методов пылеулавливания
в забое скважин.
В связи с полудисперсным
составом буровой
мелочи очевидна
необходимость
создания
многоступенчатых
пылеулавливающих
устройств, для
улавливания
пыли всех фракций.
Все пылеулавливающие
установки к
бурстанкам,
как правило
имеют несколько
ступеней очистки
воздуха от
пыли. По принципу
улавливания
последней
ступени, они
подразделяются
на установки
с гравитационными
пылеуловителями,
с инерционными
жидкостными
и пористыми
уловителями.
При бурении
скважин, помимо
пылеулавливания
применяются
пылеподавления
с помощью
аэрорированных
растворов.
Бурение скважин
с помощью
аэрорированных
растворов
является одним
из наиболее
эффективных
и перспективных
способов
пылеулавливания.
Пылеобразование
при массовых
взрывах наиболее
интенсивно.
Однако, в следствии
быстрого выноса
основной массы
пыли в момент
взрыва за пределы
участка к моменту
допуска людей
в район проведения
взрыва становится
незначительным.
Тем не менее,
при взрывных
работах происходит
общее загрязнение
атмосферы
воздуха района,
а во-вторых,
значительное
количество
пыли скапливается
на бортах разреза,
которая сдувается
сильным ветром
и является
сильным источником
засоренности
общей атмосферы
карьера.
Снижение
загазованности
атмосферы при
проведении
массовых взрывов
достигается
с применением
ВВ с низким
кислородным
балансом, добавлением
в забойку различных
нейтрализаторов.
Для уменьшения
пылеобразования
добавляются
гидрообезпылеватели.
Гидрообеспылевание,
при массовых
взрывах можно
применять для
взрыва, одновременно
с ним и после.
Для гидрообеспылевания
до их проведения
применяются
в основном три
способа:
предварительное
орошение взрывного
блока;
предварительное
увлажнение
взрываемого
блока;
увлажнение
за счет свободной
фильтрации
воды из канав,
расположенных
на поверхности.
5.4 Экскаваторные
работы.
При работе
экскаваторов
воздушная среда
загрязняется
не только в
зоне работы
экскаватора,
но и в цело по
карьеру. В целях
уменьшения
образования
пыли при погрузке
предусматривается
методом орошения
в забоях.
5.5 Проветривание
разреза.
Разрезы имеющие
горизонтальное
или пологое
залегание
полезного
ископаемого
как правило
имеют небольшую
глубину и
проветривание
горных выработок
происходи за
счет естественной
силы ветра. На
проектируемом
участке преобладает
северо-западное
направление
ветра со скоростью
2 м/ч. наибольшая
сила ветра
обычно наблюдается
во второй половине
дня. Штилевые
периоды, в основном
в летнее и зимнее
время и достигает
80 дней в году.
Строительство
разрезной
траншеи и развития
горных работ
проектируется
по ряду экономических
и технологических
показателей
с востока на
запад – следовательно
основное направление
ветров будет
иметь угол к
рабочему борту
45град. (смотреть
схему проветривания
рисунок 5.1). Как
видно из сечения
А-А естественная
схема проветривания
будет рециркуляционно-
прямоточная.
5.6 Аэрология.
5.6.1 Расчет
выбросов вредных
веществ в атмосфере
карьера.
Буровые работы.
Количество
пыли, выделяющиеся
при работе
буровых станков.
Gп = 0.785 * d2
* Vб * ρ * в
* Кп (1 – η) * 103 / 3.6
=
= 0.785 * 0.2872 * 9 * 1.9 * 0.1 * 0.02 (1 – 0.82) *
103/ 3.6 = 0.11 г / с;
где d – диаметр
скважины, d
= 0.287 м;
Vб – скорость
бурения, Vб
= 9 м/ч;
ρ – плотность
буримых пород,
ρ = 1.9 т/м3;
в – содержание
пылевой фракции
в буримой мелочи,
в = 0.1 дол. ед.
Кп - доля пыли
приходящая
в аэрозоль, Кп
= 0.02.
η – эффективность
средств пылеулавливания,
η = 0.82
Взрывные работы.
Загрязнение
атмосферного
воздуха при
взрывных работах
в карьерах
происходит
за счет выделения
вредных веществ
из пылегазового
облака и выделение
газов из взорванной
горной массы.
Пылегазовое
облако представляет
собой мгновенный
залповый
неорганизованный
выброс твердых
частиц и нагретых
газов включая
оксид углерода
и оксид азота.
Взорванная
горная масса-
постоянно
действующая
в течении периода
ее экскавации
источник выброса
оксида углерода,
количество
которой следует
принять равным
50% от его выброса
с пылегазовым
облаком.
Количество
вредных веществ
выбрасываемых
с пылегазовым
облаком при
производстве
одного взрыва,
определяется
по формуле:
Для пыли
Gпв = К
*gуд * А (1 –
η) * 106 / t = 0.16 * 0.067
* 33.5 (1 – 0.7) * 106 / 900 =
= 120 г/с;
где К - безразмерный
коэффициент,
учитывающий
гравитационное
оседание веществ
в пределах
карьера, К = 0.16;
t - время
рассеивания
пылегазового
облака, t
= 900 с;
gуд - удельное
выделение
вредных веществ
при взрыве 1 т.
ВВ, gуд =
0.067
А - количество
взорванного
ВВ, А = 33.5 тонн.
Для оксида
азота
Gгв = 1 *
0.0025 * 33.5 (1 – 0.7) * 106 / 900 = 28 г/с;
Для оксида
углерода
Gгв = 1 *
0.006 * 33.5 (1 – 0.7) * 106 / 900 = 67 г/с;
Погузочно -
разгрузочные
работы.
Процессы погрузки
горной массы
в автосамосвалы
сопровождается
интенсивным
выделением
в атмосферу
карьера пыли.
Количество
пыли, выделяющихся
при перемещении
породы, определяется
по формуле:
Gпп = К0
* К1 * К2 * К3 *
Пэ * 106 / 3600 =
= 0.06 * 0.06 * 0.3 * 0.4 * 185 *106 / 3600 = 22 г/с;
где К0 - коэффициент,
учитывающий
долю полевой
фракции в материале,
К0 = 0.06;
К1 - доля полевой
фракции переходящей
в аэрозоль, К1
= 0.06;
К2 - коэффициент,
учитывающий
влажность
горной массы,
К2 = 0.3;
К3 - коэффициент,
учитывающий
высоту падения
материала, К3
= 0.4;
Пэ - количество
перерабатываемой
экскаватором
породы, Пэ
= 185 т/ч;
Транспортировка
горной массы
карьерными
автосамосвалами
Пылеобразование
при работе
карьерного
автотранспорта
определяется:
G = С1 * С2
* С3 * N * L
* g / 3600 = 1.9 * 2 * 0.5 * 3 * 1 * 1450 /
3600 =
= 3 г/с
где С1-коэффициент
учитывающий
среднюю грузоподъемность
автотранспорта,
С1 = 1.9;
С2 - коэффициент
учитывающий
скорость передвижения
автотранспорта,
С2 = 2;
С3 - коэффициент
учитывающий
состояние
автодорог, С3
= 0.5;
N - число
ходок всего
автотранспорта
в час, N = 3;
L - средняя
протяженность
одной ходки,
L = 1 км;
g - пылевыделение
в атмосферу
на один километр
пробега, g
= 1450 г/км;
Выбросы токсичных
газов. При работе
дизельной
технике состав
выхлопных газов
в атмосферу
карьера выделяется:
сажа, оксид
углерода, оксид
азота, сернистый
ангидрид,
углеводороды
и бенз(а)пирен.
Количество
выделяемых
в атмосферу
загрязняющих
веществ определяется.
Кi = в *
V * gi
/ 3600 ;
где в - контрольный
расход топлива
на 1 час работы,
кг;
V - cредняя
скорость движения
той или иной
техники, км/ч;
gi
- удельные
выбросы загрязняющих
веществ, г/кг.
Таблица 5.1 –
Количество
выделяемых
в атмосферу
карьера загрязняющих
веществ, г/с.
|
| БелАЗ– 540А | Като-1500GV | Т - 500 |
Оксид углерода | 100 | 0.5 | 0.4 | 0.7 |
Углеводороды | 30 | 0.1 | 0.09 | 0.2 |
Оксид азота | 40 | 0.2 | 0.1 | 0.3 |
Сажа | 15.5 | 0.07 | 0.05 | 0.1 |
Серистый ангидрид | 20 | 0.09 | 0.07 | 0.2 |
Бенэ(а)пирен | 0.003 | 0.00003 | 0.00001 | 0.00008 |
Всего | 0.86 | 0.71 | 1.5 |
5.6.2 Определение
общего баланса
вредности в
атмосфере
карьера.
Суммарная
интенсивность
поступления
одноименных
газов или пыли
в атмосферу
карьера определяется:
К = Σ ni
* Кi * Gi
=
= 1 * 0.11 + 1 * 216 + 1 * 22 +3 * 33 +3 * 0.86 +1 * 0.71 + 1 * 1.5 =
342 г/с
ni -
число расположенных
в проветриваемой
зоне однотипных
источников;
Gi -
интенсивность
выделения
данной вредности
однотипными
источниками;
Кi-коэффициент
одновременной
работы источников,
рассматриваемого
типа;
5.6.3.Определение
общего загрязнения
атмосферы
карьеров.
Схема проветривания
рециркуляционно-
прямоточная
следовательно
формула для
определения
концентрации
вредных веществ
будет такая:
В зоне рециркуляции
Ср = (33.3 * Gобщ
/ xср * Uр
* L1) + C0
=
где Gобщ
– суммарная
интенсивность
поступления
вредностей
в рециркуляционную
зону от источника,
находящихся
в ней и на подветренном
борту, проветриваемом
по схеме, Gобщ
= г/с;
xср –
расстояние
от границы до
зоны рециркуляции
в направлении
движении ветра
от точки, в которой
определяется
концентрации
вредностей,
xср = м;
L1 – длина
зоны рециркуляции
в направлении,
перпендикулярном
движению ветра,
L1 = м;
C0 – концентрация
загрязненных
веществ в воздухе,
поступающих
в карьер, C0
= г/м3
Uр – расчетная
скорость, Uр
= м/с;
Uр = (1 – р) *
Uо =
где р – степень
ослабления
скорости ветра,
зависит от
степени закрытости
горизонта
внешними неровностями
рельефа, р = ;
Uо – характер
скорости ветра
для рассматриваемого
района, Uр
= м/с;
За пределами
С = (15 * Gобщ
/ xср * Uр
* L1) + C0
=
5.7 Охрана
труда, промсанитария
и противопожарная
профилактика.
5.7.1 Анализ
условий труда
и опасности
проектируемых
производственных
объектов.
Перечень основных
неблагоприятных
факторов
производственной
среды на горных
предприятиях
представлены
таблицы 5.7.1
Таблица 5.7.1.1-
Характеристика
факторов
производственной
среды на проектируемых
работах
Вид проектируемых работ | Применяемое оборудование | Основные факторы производственной среды их краткая характеристика |
Буровые работы | СБШ – 250МН | Повышенная пыль, шум, вибрация. |
Взрывные работы | - | Пыль, газы. |
Выемочно – погрузочные работы |
| Повышенная пыль, шум, вибрация. |
Транспортирования | БелАЗ – 540А | Повышенная пыль, шум, газы. |
Электроснабжение | Трансформатор | Ионизирующее и электромагнитное излучение. |
Оценка условий
труда работников
по тяжести
трудового
процесса производится
для основных
работников,
занятых на
проектируемых
работах.
В основу анализа
положена масса
поднимаемого
груза, переносимого
в ручную, физическая
динамическая
нагрузка,
стереотипные
рабочие движения,
рабочая поза,
наклоны корпуса,
перемещения
в пространстве
и другие показатели
физического
труда. Здесь
же дана оценка
(количественная
оценка) исходя
из общепринятой
классификацией
условия труда
по тяжести
(таблица 5.7.2).
Таблица 5.7.1.2 - Оценка
условий труда
по тяжести
трудового
процесса
| Показатели тяжести труда |
| |
Наименование |
| ||
Начальник участка, механик карьера, горный мастер, геолог, маркшейдер. |
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
Слесарь, дежурный слесарь, взрывник. |
|
|
|
Условия труда
на производстве
признаются
вредными и
опасными, если
хотя бы один
из анализируемых
показателей
тяжести труда
имеет фактическое
значение, превышающее
допустимое.
Оценка условий
труда по напряженности
трудового
процесса производится
для работников,
работа которых
подвергалась
анализу ранее.
Условия труда
на анализируемом
рабочем месте
признаются
вредными и
опасными, если
общее число
показателей
напряженности
труда класса
3.1 при анализе
составит 6 и
более единиц.
Результаты
оценки условий
труда по напряженности
приведены в
таблице 7.5.3.
Таблица 5.7.1.3 - Оценка
условий труда
по напряженности
трудового
процесса
Профессии и должности работников | Показатели напряженности труда |
| |
Наименование |
| ||
Начальник участка, механик карьера, горный мастер, геолог, маркшейдер. |
|
| 3.2 |
Таблица 5.7.1.4 –
Продолжении
таблицы 5.7.1.3
Профессии и должности работников | Показатели напряженности труда |
| |
Наименование |
| ||
|
|
| 2 |
Таблица 5.7.1.5 –
Продолжении
таблицы 5.7.1.4
|
|
| 2 |
Основные опасные
производственные
факторы при
работе горного
оборудования.
Объектом внимания
здесь выступает
техника, применяемая
на открытых
горных работах:
экскаваторы,
буровые станки,
автосамосвалы,
трансформаторные
подстанции.
Таблица 5.7.1.6 Основные
опасные производственные
факторы.
Вид работ |
| Основные опасные производственные факторы. |
Буровые работы | Нахождения вблизи бурстанка при его работе. | Движущиеся и вращающиеся механизмы. |
Взрывные работы | Пребывания в опасной зоне после предупредительного особенно боевого сигнала | Ударная волна, куски породы. |
Выемочно – погрузочные работы |
| Движущийся ковш экскаватора, движущиеся и вращающиеся механизмы. |
Транспортирования | Нарушения скорости режима, правила движения, Нарушения звуковых сигналов машиниста экскаватора. | Возможный съезд под откос, столкновение с другой техникой. Движущийся ковш, куски породы подающиеся из ковша. |
Электроснабжение | Пребывания в близи конструкций, находящиеся под высоким напряжением, в близи токоведущих частей. | Электрический ток опасной для жизни. |
Перечень и
краткая характеристика
основных возможных
чрезвычайных
ситуаций на
местах проведения
горных работ:
-нарушение
работы водоотливных
установок;
-потери устойчивости
бортов карьера;
-аварии на
экскаваторах
и автосамосвалах;
-пожары на складах
ВМ и других
производственных
объектах;
-короткое замыкание
на трансформаторных
подстанциях;
-загрязнение
атмосферы
карьеров.
Все проектируемые
объекты на
Кадали- Макитском
месторождении
является в той
или иной степени
опасности.
5.7.2 Основные
мероприятия
по обеспечению
безопасных
и здоровых
условий труда
на проектируемых
работах .
Организация
работ по охране
труда:
- обучение по
охране труда
рабочих и ИТР;
- управление
охрана труда;
- основные
должностные
обязанности
по охране труда
непосредственных
руководителей
работ;
- основная
документация
по охране труда
на объектах
работ.
Медицинское
и санитарно-
бытовое обслуживание
работающих.
Периодичность
медицинских
осмотров
устанавливается
исходя из наличия
на рабочих
местах вредных,
опасных веществ
и производственных
факторов и
характера
проводимых
работ. За основу
принимается
наименьшая
периодичность
осмотра.
Таблица 5.7.2.1 - Сведения
о медицинских
осмотрах работников
Профессии |
| Периодичность осмотра |
| |
| В центре профпа-тол. | |||
Начальник участка, механик карьера, горный мастер, геолог, маркшейдер. |
| 1 раз в конце первого года, затем 1 раз в 2 года. | 1 раз в 5 лет. |
|
|
|
|
|
|
| Пониженная температура воздуха: на открытой территории при средней температуре в зимнее время –20 град. |
|
|
|
Таблица 5.7.2.2 –
Продолжении
таблицы 5.7.2.1
Профессии |
| Периодичность осмотра |
| |
| В центре профпа-тол. | |||
|
|
|
|
|
Обеспечения
работающих
средствами
индивидуальной
защиты.
Таблица 5.7.2.3 -
Обеспеченность
работающих
средствами
индивидуальной
защиты
|
| Нормы выдачи на год |
Начальник участка, механик карьера, горный мастер, геолог, маркшейдер. |
|
|
|
|
|
|
|
|
Таблица 5.7.2.4 –
Продолжении
таблицы 5.7.2.3
|
| Нормы выдачи на год |
|
|
|
|
|
|
Нормализация
условий труда
на объектах
работ заключается
в установлении
нормальных,
допустимых
уровней и мер
по защите работающих
от неблагоприятного
воздействия
пыли, газа, шума,
вибрации и
других факторов
производственной
среды.
5.8 Охрана труда
и промышленная
безопасность.
Общие требования
по охране труда
и техники
безопасности.
Все рабочие
и ИТР, поступающие
на карьер, или
переводимые
с одной работы
на другую, должны:
-пройти
предварительное
медицинское
обследование;
-пройти
предварительное
обучение по
технике безопасности;
-иметь соответствующую
квалификацию;
-быть обученным
безопасным
приемами работы
на обслуживаемом
оборудовании
и методам оказания
первой медицинской
помощи;
-ознакомиться
под роспись
с руководством
по эксплуатации
оборудования,
местными
инструкциями,
техническими
условиями и
технологическими
картами по
безопасному
ведению отдельных
процессов,
утвержденными
техническим
руководителем
ЗАО «Светлый».
Все рабочие
в период работы
обязаны:
-проходить
ежегодную
периодическую
проверку знании
по ТБ;
-проходить
внеочередные
инструктажи
по ТБ при изменении
технологии
производственного
процесса, введении
новых инструкций
и анализе несчастных
случаев, происшедших
на аналогичных
предприятиях;
-уметь оказывать
первую медицинскую
помощь;
-выполнять
указания лиц
технического
надзора ,требования
предупредительных
надписей, знаков,
сигналов;
-при обнаружении
опасности,
угрожающей
здоровью и
жизни персонала
принимать меры
для предотвращения
несчастного
случая и немедленно
сообщать об
опасности лицу
технического
надзора;
-в части
обеспечения
безопасных
условий труда
быть требовательным
к себе и к рабочим
смены.
5.8.1 Требования
по ТБ при эксплуатации
оборудования.
1 Горные работы.
Горные и
геологоразведочные
выработки в
местах, представляющих
опасность
падения в них
людей, а также
полости отработанных
подземным
способом запасов,
провалы и воронки,
должны быть
ограждены
предупредительными
знаками, освещенными
в темное время
суток.
В нерабочее
время землеройные,
погрузочные
и горно-транспортные
машины должны
быть отведены
от забоя в безопасное
место, рабочий
орган землеройных
машин опущен
на землю, двигатель
выключен, кабина
заперта. Землеройные,
погрузочные
и горно-транспортные
машины должны
быть в исправном
состоянии:
снабжены действующими
сигнальными
устройствами,
тормозами,
ограждениями
доступных
движущихся
частей, противопожарными
средствами,
иметь освещение,
комплект
исправного
инструмента
и необходимую
контрольно-измерительную
аппаратуру.
Исправность
машин должна
проверяться
ежесменно
машинистом,
еженедельно
- механиком
карьера, с
соответствующей
регистрацией
в бортовых
журналах.
Присутствие
посторонних
лиц в кабинах
землеройных
горнотранспортных
машин запрещается.
Для
осмотра ножа
бульдозера,
ковша экскаватора
cнизу
он должен быть
опущен на надежные
подкладки, а
двигатель
бульдозера
(экскаватора)
выключен. Запрещается
находиться
под поднятым
ножом, (ковшом)
без их расположения
на надежных
подкладках.
Запрещается
работа на бульдозере
без блокировки,
исключающей
запуск двигателя
при включенной
коробке передач
и при отсутствии
устройства
для запуска
двигателя из
кабины.
Земляное
полотно карьерных
дорог сооружается
из прочных
грунтов. Не
допускается
применение
для насыпей
пород , содержащих
глины, дерн и
растительные
остатки.
При затяжных
уклонах дорог
(более 0,06) должны
устраиваться
горизонтальные
площадки с
уклоном 0,02 длиной
не менее 50м и
не более, чем
через каждые
600м длины затяжного
уклона.
Скорость
движения автомобилей
по карьерным
дорогам устанавливается
руководством
ЗАО «Светлый»
с учетом местных
условий и не
должна превышать
20 км/час.
На
карьерных
автомобильных
дорогах движение
машин осуществляется
без обгона.
При
погрузке автомобилей
экскаватором
должны выполняться
следующие
правила:
а) ожидающий
погрузки автомобиль
должен находиться
за пределамирадиуса
действия ковша
и становиться
код погрузку
только послеразрешающего
сигнала машиниста
экскаватора;
б) находящийся
под погрузкой
автомобиль
должен быть
заторможен;
в) погрузка
в кузов автомобиля
должна производиться
только сбоку
или сзади; перенос
ковша над кабиной
автомобиля
запрещается;
г) нагруженный
автомобиль
должен следовать
к пункту разгрузки
только после
разрешающего
сигнала машиниста
экскаватора;
д) находящийся
под погрузкой
автомобиль
должен быть
в пределах
видимости
машиниста;
кабина
карьерного
автосамосвала
должна быть
перекрыта
специальным
защитным
козырьком,
обеспечивающим
безопасность
водителя
при погрузке.
При отсутствии
защитного
козырька водитель
при
погрузке автомобиля
обязан выйти
из кабины и
находиться
за
пределами
радиуса действия
ковша экскаватора.
При работе
карьерного
автосамосвала
запрещается:
а) движение
автомобиля
с поднятым
кузовом;
б) движение
задним ходом
к месту погрузки
на расстояние
более 30м (за
исключением
случаев проведения
траншей);
в) переезжать
через кабели,
проложенные
по почве без
специальных
предохранительных
укрытий;
г) перевозить
посторонних
людей в кабине,
разрешается
проезд в кабинах
технологических
автомобилей
лицам технического
надзора и отдельным
рабочим при
наличии у них
письменного
разрешения
руководства
карьера «Кадали-Макит»;
д) оставлять
автомобиль
на уклонах и
подъемах, в
случае остановки
автомобиля
на подъеме или
уклоне вследствие
технической
неисправности
водитель должен
принять меры,
исключающие
самопроизвольное
движение автомобиля:
выключить
двигатель,
затормозить
машину, подложить
под колеса
упоры (башмаки)
е) производить
запуск автомобиля,
используя
движение автомобиля
под уклон.
5.8.2 Обогащение.
Загрузка
материала
кондиционного
пласта в бункер
ВПК -1000 промпрнбора
бульдозером
осуществляется
по разрешающему
сигналу оператора
, установленному
перед бункером
(в дневное время
— флажковый,
в ночное -
световой).
Запрещается
пребывание
обслуживающего
персонала в
зоне разгрузки
автосамосвалов
на пандусе
транспортного
прибора ПКБШ-100 ;
Запрещается
эксплуатация
гидрогрохота,
концентратора
« Орокон» без
постоянного
надзора за
режимом их
загрузки-разгрузки,
периодической
очистки их
рабочих органов
от дресвы и
металлических
предметов.
5.8.3 Требования
по ТБ при эксплуатации
электротехнических
установок
При обслуживании
электроустановок
потребителей
запрещается:
- ремонтировать
злектрооборудованне
под напряжением;
- эксплуатировать
без заземления;
-осуществлять
запуск в работу
со снятыми или
поврежденными
устройствами
подключений
силовых кабелей,
соединительных
муфт, защитной
брони силовых
кабелей;
-осуществлять
подвешивание,
перенос силовых
электрокабелей,
находящихся
под напряжением
без диэлектрических
средств защиты
от поражения
электрическим
током;
-использовать
электроинструмент
и электрооборудование
со снятыми
или поврежденными
изолирующими
ручками, держателями
и пусковыми
устройствами.
5.8.4
Заземление. Для
защиты персонала
от поражения
электрическим
током оборудуется
защитное заземление
и устанавливается
реле утечки
тока.
Заземлению
подлежат
металлические
части электроустановок,
нормально не
находящиеся
под напряжением,
но которые в
случае повреждения
изоляции могут
оказаться под
ним.
Сеть заземления
оборудуется
путем непрерывного
соединения
между собой
заземляющих
проводников
и заземляющих
жил гибких
кабелей. В качестве
центрального
заземлителя
используется
заземляющий
контур понизительной
электроподстанции
35 /6 кВ.
Дополнительные
заземлители
подключаются
к магистрали
заземления.
Сеть 0,4 кВ должна
быть выполнена
с изолированной
нейтралью и
оборудована
защитой от
однофазных
замыкании на
землю с установкой
реле.
Корпуса
электрооборудования,
которые могут
оказаться под
напряжением,
должны надежно
заземляться
болтовым или
сварочным
соединением
с заземляющим
устройством,
сопротивление
которого не
должно превышать
4 Ом.
В специально
отведенных
местах оборудуются
места хранения
средств индивидуальной
защиты от поражения
электрическим
током (диэлектрические
перчатки, боты,
коврики), своевременно
прошедшие
периодическую
проверку.
Перед использованием
защитных
средств их
тщательно
осматривают
и очищают. Необходимо
проверить, нет
ли на них внешних
повреждений,
а также по клейму
— соответствуют
ли они напряжению
данной установки,
и не истек
ли срок их
периодического
испытания.
При обнаружении
неисправных
защитных средств
или с просроченным
клеймом проверки
их следует
немедленно
изъять из применения.
Номенклатуру
защитных средств
, места их хранения
и расположения
устанавливает
(Главный инженер
ЗАО « Светлый».
5.8.5 Освещение.
Промплощадка,
территория
района ведения
горных работ,
рабочие места
операторов
обогагительных
установок,
насосные станции,
отвалы торфов,
водоудерживающие
дамбы и подходы
к ним в темное
время суток
должны быть
освещены в
соответствии
с нормами (ЕПБ
стр. 86, 87. табл. 2).
Светильники
должны быть
расположены
таким образом,
чтобы можно
было безопасно
их обслуживать
без снятия
напряжения
с электрооборудования.
Для питания
светильников
общего освещения
должно применяться
напряжение
не выше 220 В. Для
питания светильников
местного
стационарного
освещения с
лампами накаливания
следует применять
напряжение
не выше 220 В , и в
помещениях
с повышенной
опасностью
не выше 36 В.
Промплощадка
базы карьера
раздельной
добычи «Кадали-Макит»
и территория
горных работ
освещаются
прожекторами,
установленными
на углах их
периметров.
Питание сети
освещения
выполняется
через разделительный
трансформатор
380 / 220 В.
5.8.6 Сигнализация.
Пульты управления
землеройной,
погрузочной
и горно-транспортной
техники, промывочной
установки
оборудуются
звуковой и
световой
сигнализацией.
Таблица сигналов
располагается
на работающем
механизме или
вблизи от него.
С назначением
сигналов
ознакамливается
весь персонал
карьера «
Кадали-Макит»
Сигнализация
оборудуется:
на загрузке
массы исходной
в бункер ВПК
- 1000 - флажковая
и световая, на
землеройных,
погрузочных
и горнотранспортных
машинах - звуковая.
Карьер должен
оборудоваться
телефонной
связью (радиосвязью)
между участками
производства
горных работ,
диспетчерской
службой карьера
и промышленно-бытовой
базой ЗАО «
Светлый»
(пос.Кропоткин).
На экскаваторах,
тяжелых бульдозерах
и карьерном
транспорте
устанавливаются
мобильные
радиостанции.
5.8.7 Ремонтные
работы.
При эксплуатации
землеройного,
погрузочного,
транспортного
и обогатительного
оборудования
необходимо
проводить
регулярные
профилактические
осмотры и ремонт
оборудования
в сроки, предусмотренные
графиками,
утвержденными
техническим
руководителем
ЗАО « Светлый».
Монтажные
и ремонтные
работы на
основном
технологическом
оборудовании
выполняются
по наряд допускам,
технологическим
картам, руководствам
и проектам
организации
работ (ПОР). Монтаж
и ремонт выполняются
под руководством
ответственного
лица за их ведение.
Рабочие, занятые
производством
монтажа и ремонта,
ознакамлнваются
под роспись
с указанными
инструкциями,
обеспечиваются
соответствующей
спецодеждой
и средствами
индивидуальной
защиты
Профилактические
осмотры проводятся
персоналом
два раза в сутки
по 1-му часу на
стыке смен,
ремонтные
работы по графикам
- службой ППР
участка
Все работы
по перемещению
грузов выполняются
по указанию
и с разрешения
лиц. ответственных
за безопасное
проведение
работ и перемещение
грузов.
При выполнении
работ с лестниц
на высоте более
1,5 м рабочие должны
пользоваться
предохранительными
поясами со
страховочными
канатами.
Перечень
работ повышенной
опасности,
выполняемых
по наряд допускам.
1.Все виды
строительных
и ремонтных
работ на водоудерживающих
дамбах;
2.Аварийные
работы на дамбах,
каналах, илоотстойниках.
связанные с
их возможным
нарушением
в период паводков;
3 Взрывные
работы; 4.Все
виды сварочных
, ремонтных и
монтажных работ
в бункере и
скрубере ПКБШ
- 100 , гидрогрохоте,
концентраторе
, на стреле, крыше
корпуса экскаватора,
бурового станка.
оборудовании
склада ГСМ;
5.Ремонтные
работы в электроустановках
6 Монтажные
и такелажные
работы: при
монтаже-демонтаже
экскаваторов
Като -1500, а/самосвалов
и буровьй станков.
7 Работа
грузоподъемных
механизмов
на пункте ППР
и в непосредственной
близости ЛЭП;
5.8.8 Производственная
санитария.
Общими и
специфическими
требованиями
в части производственной
санитарии при
отработке
месторождения
р. Хомолхо
(Кадали-Макитская
терраса) являются:
1 Все рабочие
и ИТР, помимо
предварительного
медицинского
освидетельствования
перед направлением
на работу, подлежат
обязательному
периодическому
медицинскому
осмотру в сроки,
установленные
министерством
здравоохранения
РФ.
2.Все рабочие,
ИТР и служащие
должны пройти
инструктаж
по промышленной
санитарии,
личной гигиене
и по оказанию
неотложной
помощи пострадавшим
на месте несчастных
случаев.
3 Рабочие и
ИТР с выявленными
хроническими
заболеваниями
органов дыхания,
а также с подозрением
на вибрационное
и другие профессиональные
заболевания
должны быть
взяты на учет
и систематическое
диспансерное
наблюдение.
4 Лица, у которых
при медицинских
осмотрах обнаружено
заболевание,
препятствующее
использованию
их на выполняемой
работе, должны
быть переведены
на другую работу
в соответствии
с заключением
врачебной
комиссии.
5 В ЗАО «Светлый»
ежегодно
разрабатываются
мероприятия
по систематическому
улучшению
условий труда
на рабочих
местах. Сроки
приведения
всех рабочих
мест в соответствии
с действующими
нормами устанавливаются,
но согласованию
с местными
органами санитарного
надзора.
6.Административно-бытовые
помещения
располагаются
в базовом поселке
Кропоткин.
7 Пункт приема
пищи оборудуется
на месте производства
работ в соответствии
с требованиями
Госсанинспекции.
8 В базовом
поселке Кропоткин
оборудуется
баня с душевым
отделением
и отделением
для сушки, хранения
спецодежды.
9 Водоснабжение
для хозяйственно-бытовых
нужд предусматривается
из речки Кадали-Макит
(выше ведения
горных работ).
10 Питьевое
водоснабжение
предусматривается
из речки Кадали-Макит
с водозабором,
расположенным
выше ведения
горных работ.
11 На рабочих
местах предусматривается
наличие аптечек
первой медицинской
помощи.
12 Непосредственно
на месте производства
горных работ
предусматривается
устройство
передвижного
помещения для
приема пищи
и обогрева. Там
же располагаются
бачки с питьевой
водой.
5.8.9 Противопожарная
защита.
Комплекс
мероприятий
по обеспечению
противопожарной
защиты объектов
и оборудования
включает в себя
следующие
требования
1Ежегодно
руководителем
предприятия
разрабатываются
и согласовываются
с местными
органами
Госпожнадзора
мероприятия
по обеспечению
противопожарного
состояния
промышленных
и бытовых объектов,
которые предусматривают:
1.1Строительство
и эксплуатацию
объектов в
соответствии
противопожарных
Норм и Правил.
1.2 Назначение
ответственных
за противопожарное
состояние
объектов.
1.3 Расчет
потребности,
обеспечение
наличия и
указания о
местах хранения
средств пожаротушения.
1.4 Заключение
договора с
местной пожарной
командой на
профилактическое
обслуживание,
направленное
на предупреждение
возгораний.
1.5 Периодичность
противопожарного
обследования
объектов
1.6 0беспечение
передвижных
машин, и землеройных
агрегатов
углекислотными
огнетушителями.
1.7 Определение
средств и методов
тушения пожаров.
1.8 Определение
и оборудование
мест проведения
газосварочных
работ, хранения
баллонов с
газом.
1.9Необходимость
в наличии
мотопомпы,
противопожарного
водопровода,
резервуаров
с водой и т.д..
2 Горюче-смазочные
и обтирочные
материалы
на рабочих
местах хранятся
в закрытых
металлических
сосудах.
Хранение
легковоспламеняющихся
веществ на
рабочих местах
- запрещается.
З Все землеройные,
погрузочные,
транспортные
машины, производственные
и подсобные
помещения,
обеспечиваются
первичными
средствами
тушения и пожарным
инвентарем,
количество
этих средств
и их содержание
должны соответствовать
ГОСТ 12.4.009-83 4.Ответственность
за наличие и,
контроль за
сохранностью
противопожарных
средств возлагается
на начальника
карьера «
Кадали-Макит».
5.Обязательным
является оборудование
трех противопожарных
щитов (один
на пункте ППР
, второй у помещения
выдачи наряд
заданий на
базе, третий
- на складе ГСМ
) со следующей
комплектацией:
- ящик
с песком емкостью
0,5 м.3
1 шт.
- кошма или
брезент (2 х 2 м) 1
шт.
- бочки
с водой емкостью
0,2 м3 1шт.
- огнетушитель
пенный 0X 11-10 2шт.
- огнетушитель
углекислотный
1 шт.
- лопаты 2 шт.
- багры 2 шт.
- ломы 2 шт.
- ведра 2 шт.
Каждая единица
буровой, бульдозерной,
погрузочной
и доставочной
техники оборудуется
одним углекислотным
огнетушителем
ОУ-5; ОУ-8.
Введение
Геологическое
изучение бассейна
реки Хомолхо
началось в
(1865-66 гг.) и продолжается
с перерывами
по настоящее
время. Эксплуатационные
работы в бассейне
реки. Хомолхо
ведут целый
ряд организаций:
ЗАО “Светлый”,
старательские
артели “Рассвет”,
“Тайга”, “Прогресс”
и др. Район
месторождения
экономически
освоен.
Геологоразведочные
работы проведены
ООО Бодайбинской
экспедицией
и “Ленгео” с
1995 по 1999 гг. Месторождение
разведано
скважинами
ударно-канатного
бурения.
Запасы
представляются
на
утверждение
ТКЗ Комитета
природных
ресурсов Иркутской
области впервые.
Для подсчета
запасов открытого
раздельного
способа в основу
положены кондиции,
полученные
укрупненным
расчетом, исходя
из сложившейся
на период подсчета
добычи и переработки
1 м3
песков.
Минимальное
промышленное
содержание
в подсчетном
блоке 1.211 г/м3;
минимальное
содержание
в оконтуривающей
выработке в
плане 0.605 г/м3;
минимальное
содержание
для оконтуривания
пласта по вертикали
0.100 г/м3;
среднее
содержание
золота в геологических
запасах 3.426 г/м3;
минимальная
мощность пласта
- 0.8 м.
Подсчитанные
для открытого
раздельного
способа отработки
запасы месторождения,
представляемые
на утверждение,
разведаны по
категории С1
в пределах
погребенной
россыпи реки
Хомолхо (Кадали-Макитская
терраса) золота
в количестве
2826.3 кг, песков
1142400 м3
(смотри пункт
2.5) при средней
мощности торфов
24 м и средней
мощности пласта
1.96 м.
Специфическими
особенностям
и проектирования
горно-эксплуатационных
работ явились
следующие
характеристики,
параметры и
условия эксплуатации
россыпи:
1. 100% пораженность
массива многолетней
мерзлотой.
2. Наличие
мелкого золота
(фракции -0,85 мм
=74,7%)
3 Значительная
мощность торфов
(от 4 до 33 м, средняя
24 м)
4 Частичная
отработка
россыпи
Таблица 1 –
Основные параметры
промышленной
россыпи Кадали
– Макитской
террасы.
Характеристика россыпи | Ед. изм. | Значения параметров |
Длина промышленного контура | м | 1360 |
Средняя ширина россыпи | м | 308 |
Мощность пласта, от и до / сред. | м | от 1.2 до 4.6 / 1.96 |
Мощность торфов, от и до / сред. | м | от 4 до33 / 24 |
Глубина задирки | м | 0.3 |
Мощность предохранительной рубашки | м | 0.46 |
Сведения о мерзлоте | % | 100 |
Сведения о водоносности | сухо | |
Расход воды в речке. макс / мин |
| 18.3 / 0.73 |
Температура воздуха, макс. мин./средн. | град | + 35 – 55 / - 6 |
Проба золота | 845 | |
Крупность золота | мелкое |
Название реферата: Проект вскрытия и разработки Кадали-Макитской террасы
Слов: | 37314 |
Символов: | 330504 |
Размер: | 645.52 Кб. |
Вам также могут понравиться эти работы: