Реферат: Проект вскрытия и разработки россыпного месторождения рч. Вача

ПОЯСНИТЕЛЬНАЯ ЗАПИСКА

К ДИПЛОМНОЙ РАБОТЕ

____________________________ПЗ

обозначение документа

Иркутск 2003

ИРКУТСКИЙ ГОСУДАРСТВЕННЫЙ ТЕХНИЧЕСКИЙ УНИВЕРСИТЕТ

Горный факультет, кафедра открытых горных работ

УТВЕРЖДАЮ

Декан Б. Л. Тальгамер

ЗАДАНИЕ

на дипломный проект студенту М. С. Лучко группы ГО-98-2

1 Тема проекта___________________________________________________

Утвержден приказом по университету от _______________№________

2 Срок представления студентом законченного проекта в ГАК___________

________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________

3 Исходные данные_______________________________________________

_______________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________

4 Содержание расчетно-пояснительной записки (перечень подлежащих разработке вопросов)__________________________________________________________

_______________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________

5 Перечень графического материала (с указанием обязательных чертежей)_

_____________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________

6 Дополнительные задания и указания______________________________

________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________

7 консультанты по проекту с указанием вопросов, подлежащих решению___

________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________

Календарный план

Дата выдачи задания_______________________________________________

Руководитель проекта___________________________________

Заведующий кафедрой___________________________________

Задание принял к исполнению студент_____________________

План выполнения_______________________________________

Руководитель проекта____________________ «_____»__________2003 г.

Содержание

Введение

Золотодобыча в системе реки Вачи началась с 1862 года и продолжается по настоящее время.

Значение добываемого полезного ископаемого, золота, очень широко, в частности, а народном хозяйстве, ювелирной промышленности и экономики

Главной статьей потребления осталась ювелирная отрасль.

Таблица 1 - Структура потребления золота в 1994 - 1996 гг., тонны.

В 2002 году план золотодобычи уч. «Вача» артели старателей «Вачинское» был принят 75 кг, что и было выполнено, а в следущие пять лет планируется увеличить план в два раза. Для этого есть все предпосылки, предприятие активно развивается, закупает горную технику, применяет новые для артели технологии разработки, в частности буровзрывание. А главное, что может гарантировать успешное развитее предприятия это запасы полезного ископаемого. Сейчас, при проведенной дополнительной геологоразведки они составляют 1500 кг.

Как указывалось выше достижение технологии разработки это применение буровзрывных работ на вскрыше месторождения. К недостаткам же необходимо отнести низкое качество извлечения золота.

Задачами дипломного проектирования являются:

· анализ условий залегания месторождения «Вача»;

· обоснование эффективного способа и технологии разработки;

· определение соответствующих элементов системы разработки;

путем технико-экономического сравнения конкурирующих вариантов обогащения песков обосновать эффективный способ и схему обогащения.

1 Общая часть

1.1 Общие сведения о районе и месторождении

Рисунок 1.1 – Географическое расположение пос. Кропоткин

1.2 Климат района

Температура воздуха характеризуется большой изменчивостью (амплитудой) не только в течение года, но и в течение суток, особенно в летний период. В июле полуденные температуры воздуха могут достигать до+35, ночью, вследствие сильного излучения, температуры воздуха нередко падают до — 3 — 5ºС. Безморозный период составляет 103 дня.
Ниже приводятся среднемесячные и среднегодовые температуры воздуха за многолетний период (в градусах Цельсия).

Таблица 1.1 - Среднемесячные и среднегодовые температуры воздуха за

многолетний период, ºС.

Осадки выпадают в течение года очень не равномерно.

Таблица 1.2 - Среднемесячные и годовые осадки, мм.

В теплый период выпадает 67% осадков, 197 мм.

Преобладающее направление ветра – СЗ, скорость ветра 3 м/с.

Рисунок 1.1 - Термограф

Рисунок 1.2 – Гидрограф

1.3 Гидрогеология района месторождения

Пораженности рыхлых отложений многолетней мерзлотой составляет 30%. Температура многолетних грунтов колеблется от — 1,0 до – 1,5 ⁰ С, что позволяет отнести эти грунты к вялой мерзлоте. Льдистость пород- 15-20%, влажность пород 20-30%.
Коэффициент разрыхления пород- 1,25;

Объемный вес пород- 2,65 г/м³.
Коэффициент фильтрации валунно-галечных отложений с гравийно-песчаным заполнителем 16,64 м/сутки, валунно-галечных отложений с супесчаным заполнителями - 4,61 м/сутки. (Определены гидрогеологической партией Бодайбинской геологоразведочной экспедиции).

Наличие многолетней мерзлоты сильно влияет на гидрологический режим района. При близком залегании верхней границы мерзлоты к поверхности происходит быстрое скатывание дождевых вод, что влечет за собой большое непостоянство уровней и расходов воды в реках.
Промерзание деятельного слоя в зимний период и нередко соединение его с многолетней мерзлотой, приводит к значительному сокращению питания рек в зимнее время, а нередко даже к перемерзанию русел рек.
Поверхностные воды. Основной водной артерией в районе месторождения является река Вача с весьма невыдержанным годовым режимом.
Основными источниками питания реки являются атмосферные осадки. Подземные воды, как источник питания, играют подчиненную роль.
На р. Вача, с преобладанием снегового питания, годовой ход уровней характеризуется высоким весенним подъемом, повышенным летним положением и низкой зимней меженью.

Максимальных значений уровни достигают в конце мая, начале июня. Превышение максимальных уровней над меженью составляет 2-2.5 м. Спад сначала происходит быстро, а затем под влиянием дождевого стока замедляется. В течение лета отмечаются ряд дождевых пиков. Максимальные уровни наблюдаются в конце зимы - перед вскрытием рек.

Расход воды в р. Вача колеблется в очень широких пределах от 0,030 до 74 м³ /с. Расход воды в р. Вача в среднем течении составляет 24 м /с - в паводки, до 0,030 м³- в январе, при среднегодовом расходе 5,9 м³/с.
Расход грунтовых вод 1,3 – 3,5 м³/с.

Измеренные расходы воды гидрогеологической партией Бодайбинской геологоразведочной экспедиции представлены в таблице 1.3.

Таблица 1.3 – Измеренные расходы воды

Таблица 1.4 – Расход воды по месяцам.

Надмерзлотные воды в связи с небольшой мощностью водоносного горизонта в сезонном слое, неравномерностями колебаниями глубине сезонного оттаивания, поп площади не равномерны. Подмерзлотные воды приуроченных к современным аллювиальным отложениям поймы и частично террасы.

Мощность водоносного горизонта в период максимума своего развития (август - сентябрь) достигает 3-х метров. В это время он тянется сплошной полосой вдоль русла реки. Максимальная ширина его, в общем, увеличивается вниз по долине, обычно близка к ширине современной поймы и составляет 100-150 м.

Коэффициент фильтрации аллювиальных песчано-гравийно-галечных отложений в зависимости от гранулометрического состава и различий примесей глинистого материала колеблется от 30 до60 м/сут.

Средний коэффициент фильтрации по данным пробных откачек из шурфов составила 43,14 м/сут.

На поверхности воды проявляются в виде источников с дебитом от 0,5 до 4 л/с, источники, как правило, сезонного происхождение. Нередко они мигрируют из года в год. Дебит не постоянен летом и зависит, главным образом, от хода атмосферных осадков.

Воды таликов распространены только под руслом реки.

Мощность водоносного горизонта 5 – 15 м, ширена от 30 до880 м., т. е. в пределах ширины русло р. Вача.

Коэффициент фильтрации валунного-галечных отложений с гравийно-песчаными отложениями – 16,64 м/сут.

Коэффициент фильтрации валунно-галечных отложений с супесчаным заполнителем, которые приурочены к проектируемому участку месторождения – 4,61 м/сут.

Химический состав вод премуществнно гидро-карбонато-кальцеевые. Минерализация 250-200 мг/т, умеренно жесткие, нейтральные, холодные (температура 2 - 5ºС).

Влажность грунтов 30%, льдистость 20%, мерзлотность до 93%.

Химическая характеристика вод месторождения приводиться на основании анализов проб воды, взятых из поверхностных источников.

Таблица 1.5 – Данные химических анализов воды

2 Геологическая часть

2.1 Геологическая характеристика района месторождения

Долина р. Вача в районе участка работ широкая, ассиметричная. Левый склон долины высокий и крутой, правый- с широкими коренными увалами.

Мощность рыхлых отложений в долине изменяется от 11-15 м. до 23 м. под погребённым руслом и от 8 до 35 м. и более в бортах долины. Строение погребённой части также ассиметрично, как и строение современной долины. Погребённые террасы (цокали погребённых терасс широко распространены в правом борту долины, где они достигают ширины 800 – 1000 м.

Характер погребённого рельефа долины меняется в зависимости от устойчивости коренных пород, на которые он накладывается. На площади распространения зеленовато-серых песчаников с прослоями песчаников

Анангрской свиты погребённый рельеф долины более резкий, и характеризуется наличием узких удлинённых выровненных поверхностей, разделённых глубоко врезанными узкими бороздами. В области распространения углисто-кварцевых алевролитов, кварцитовидных песчаников Ваченской свиты, рельеф характеризуется наличием широких волнистых поверхностей с возвышенностями.
По генезису четвертичные отложения заполняющие долину р. Вача на участке россыпи подразделяются на: аллювии, элювиально-пролювиальные, ледниковые, озёрно-ледниковые водно-ледниковые и делювиальные образования.
В центральной части россыпи, т.е. в пределах развития современной поймы и надпойменных террac рыхлые отложения имеют мощность от 8 до 20 м., в бортовых частях россыпи (в аккумулятивных увалах) мощность отложений увеличивается до 20-35 м. и более. Увалы сложены разнообразной серией ледниковых отложений, среди которых наибольшее распространение и мощность имеют озёрно-ледниковые илы.
Наиболее существенные черты литологии отложений, слагающих промышленную часть россыпи таковы:
1 Древний элювии. К наиболее древним отложениям в долине р. Вача относится глинистый и щебнисто-глинистый элювии зеленовато-серых песчаников и сланцев Анангрской свиты. Элювий представлен, преимущественно, яркими жёлто-бурыми глинами к низу постепенно переходящими в разрушенный щебень коренных пород.
2 Древний аллювий. Является основным золотоносным горизонтом месторождения. Золотоносный аллювий представлен гравийно-песчаным слабо иловатыми галечниками серого, реже буроватого цвета с набольшим количеством валунов. Каменистость в них достигает 85-90%.
3 Отложения ледникового времени. Представлены мореной, озёрно-ледниковыми илами и илистыми песками. Эти отложения, как правило, не золотоносны, залегают в бортах долины и имеют большие мощности. Морена в долине р. Вача представлена зеленовато-серыми, карбонатными илисто-валунными отложениями, состоящими из пылеватой глины и большого количества обломочного материала неокатанного (30-35%) и сглаженного ледником(40-70%), часто с ледниковой штриховкой.
Размер крупного обломочного материала в морене очень разнообразный, встречаются o6ломки и галька в несколько сантиметров и валуны от 20 см. до 1 м. Наряду с угловатым остроребристым щебнем песчаника, сланцев и других пород встречаются хорошо окатанные, шариковой формы гальки гранита. Процент каменистости в морене в среднем равен 6%, коэффициент окатоности 8-12%.
4 Верхнечетвертичные отложения. Представлены водно-ледниковыми гравийными галечниками, глинистыми галечниками с валунами и валунниками и аллювием надпойменных террас.
В основании отложений верхнечетвертичного времени имеются многочисленные золотые пропластки.

Главным золотоносным горизонтом месторождения являются галечники древнего аллювия, вторым по промышленной значимости золотоносные пропластки в галечниках верхнечетвертичного периода. Почти на всем протяжении россыпи галечники древние и более молодые четко разграничены.
Среднее содержание золота в пласте изменяется от десятых долей грамма до 3 г/м³.
Таблица 2.1 - Гранулометрический состав рыхлых отложений.

В среднем по всему полигона процент валунистости равен 8,7 %.

Таблица 2.2 –Горнотехнические условия эксплуатации месторождения.

2.2 Мерзлотная обстановка

Как указывалось выше (см. табл. . 2.2), мерзлоты на проектируемом участке 93%, мерзлота многолетнемерзлая, вялая (1,5 – 2,5 ⁰ С).

2.3 Полезные ископаемые

Промывистость золотоносного материала хорошая. Выход черного шлиха при промывке пород определяется в 206 г. с 1 м³. Кроме золота шлихи не содержат других промышленно ценных минералов.
В общей массе золото желтое, часто встречаются золотины с бурым железистым налетом. Отдельные, наиболее крупные золотины, мало окатанные, имеют более светлый вид с зеленоватым оттенком.
Формы золотин плоская, пластины преимущественно тонкие, редко вытянутые в одном направлении. Утолщенные пластины встречаются редко. Окатанность золотин хорошая, лишь редкие, имеющие свежий вид, крупные имеют слабую окатанность. Из включений встречаются только мелкие зерна кварца.

Таблица 2.3 – Ситовая характеристика золота.

Проба золота – 920.

2.4 Подсчет запасов

В основу проектирования приняты как балансовые, так и забалансовые запасы россыпи р. Вача, переданные для ведения эксплуатационных работ открытым раздельным способом.

Подсчет запасов проводился по блоку № 36 (буровые линии 18 и 18а).

Таблица 2.4 - Подсчет запасов

Подсчет запасов проводился по формулам:

Мощность торфов (Нт ), мощность песков (Нп ), линия влияния скважины (l с ) определялись графическим способом и принимается из геологического разреза.

Определение линейного запаса торфов:

, м² . (2.1)

Определение линейного запаса песков:

, м² . (2.2)

Определение линейного запаса горной массы:

, м² . (2.3)

Средние содержание золота на горную массу принимается из

геологического разреза.

Определение линейного запаса золота:

, м² . (2.4)

Определение среднего содержания золота на пески:

, гр/м³ . (2.5)

Данный расчет (формулы 1.1-1.5)проведен для буровой линии №18 и скважины 39. Подобные расчеты проводятся для всех скважин и буровых линий. После рассчитываются средние и суммарные значения.

Определение средней мощности торфов:

(2.6)

где l 1т, l 2т, иln т – мощность торфов по скважинам;

п – количество скважин n = 8.

Определение средней мощности песков:

, м. (2.7)

где l 1 n , l 2 n иlnn – мощность песков по скважинам.

Суммы средних линий скважин, объема торфов, объема песков, объема горной массы и линейного запаса золота определяются путем их сложения.

Средние содержание золота в песках по буровой линии определяется:

, м. (2.8)

где ∑ V з – сумма линейного запаса золота;

∑ Vn – сумма объема песков.

Данный расчет (формулы 2.6 - 2.8)проведен для буровой линии №18. Подобный расчет проводится дли буровой линии №18а.

Определяем объем торфов в блоке №36:

, м³ . (2.9)

где L бл – средняя длина бола №36, L бл = 92 м;

Vm 18 и V т18 a – линейные объемы торфов буровой линии №18 и №18а соответственно, Vm 18 = 3007,59 м³ /м.V т18 a =2070,4 м³ /м.

Определяем объем песков в блоке №36:

, м³ . (2.10)

где V п18 и V п18 a – линейные объемы песков буровой линии №18 и 18а соответственно, V п18 = 255,49 м³ /м.V п18 a =310,4 м³ /м.

Определяем запас золота в блоке:

, гр. (2.11)

где V з18 и V з18а – линейный объем золота по буровым линиям №18 и №18а соответственно, V з18 = 847,67 гр. , V з18а =567,22 гр .

Определяем среднюю мощность торфов по блоку:

, м. (2.12)

где l 18 иl 18а – сумма линий влияния скважин буровых линий №18 и №18а соответственно, l 18 = 158,5 м.,l 18а = 153 м.

Определяем среднюю мощность песков в блоке:

, м. (2.13)

Определяем среднее содержание золота в м³ песка бола:

, гр./м³ . (2.14)

Объем золота по месторождению определяем как:

(2.15)

где Vп – объем песков по месторождению,V=1036800м³ .

Расчет параметров предохранительной рубашки и глубины задирки плотика произведен по буровым линиям №18 и №18а.

Необходимые данные для расчета:

Содержание золота в золотоносном пласте С=2,5 гр/м³ ;

Бортовое содержание полезного компонента С_б =0,25 гр/м³ ;

Содержание золота во вмещающих породах С_в =0,05 гр/м³ ;

В табл. 2.5 и 2.6 приведены содержание по скважинам.

Таблица 2.5 – Содержание ценного компонента в скважине №18

Таблица 2.6 – Содержание ценного компонента в скважине №18 а

1 Устанавливаем последовательность разностей отметок разведочных линий в кровле пласта

∆1к=Нк39-Нк40=615,4-615,8=0,4 м; ∆2к=Нк40-Нк41=615,8-616=0,2 м;

∆3к=Нк41-Нк42=616-616,6=0,6 м; ∆4к=Нк42-Нк43а=616,6-616,4=0,2 м;

∆5к=Нк43а-Нк44а=616,4-616,2=0,2 м; ∆6к=Нк44а-Нк45=616,2-616=0,2 м;

∆7к=Нк45-Нк46=616-616,2=0,2 м; ∆8к=Нк46-Нк39=616,8-615,4=1,4 м.

где Нк39 – Нк46 – высотная отметка по кровле соответствующей

скважины.

2 Устанавливаем последовательность разностей отметок разведочных линий в почве пласта

∆1п=Нп39-Нп40=613,4-61,4=0,6 м; ∆2п=Нп40-Нп41=614-614,4=0,4 м;

∆3п=Нп41-Нп42=614,4-614,4=0 м; ∆4п=Нп42-Нп43а=614,4-616,8=2,4 м;

∆5п=Нп43а-Нп44а=616,8-614=2,8 м; ∆6п=Нп44а-Нп45=614-615,2=1,2 м;

∆7п=Нп45-Нп46=615,2-614,8=0,4 м; ∆8п=Нп46-Нп39=614,8-613,4=1,4 м .

где Нп39 – Нк46 – высотная отметка по почве соответствующей скважины.

3 Определяем стандартную случайную изменчивость в кровле пласта

; (2.16)

где п – количество разностей, п=8

4 Определяем стандартную случайную изменчивость в почве пласта

; (2.17)

5 Определяем стандартную случайную изменчивость относительно поверхности после вскрыши.

Стандартную случайную изменчивость относительно поверхности после вскрыши зависит от вида выемочного оборудования, так при использовании экскаватора ЭШ 20/90 δ_сл ^В =0,35 , при использовании ЭКГ 5А δ_сл ^В =0,3 , а при использовании бульдозера δ_сл ^В =0,2.

6 Определяем стандартную случайную изменчивость относительно поверхности после добычи

Стандартную случайную изменчивость относительно поверхности после добычи также зависит от вида выемочного оборудования, так при использовании экскаватора ЭШ 20/90 δ_сл ^Д =0,35 , при использовании ЭКГ 5А δ_сл ^Д =0,3 , а при использовании бульдозера δ_сл ^Д =0,25.

Далее ведем расчет со стандартной изменчивостью равной δ_сл ^В =0,35 и δ_сл ^Д =0,35 , то есть, производим вычисление для шагающего экскаватора.

7 Определяем стандартную случайную изменчивость контура выемки пласта кровли:

; (2.18)

где i – интервал опробования i=0,4 м.

8 Определяем стандартную случайную изменчивость контура выемки пласта почвы:

; (2.19)

9 Определяем ширину зоны контакта кровли пласта:

; (2.20)

10 Определяем ширину зоны контакта кровли пласта:

; (2.21)

11 Определяем показатель рациональной выемки пород пласта:

; (2.22)

12 Определяем среднее содержание:

(2.24)

где j – количество содержаний, j = 9.

14 Определяем рациональную мощность предохранительной рубашки:

м; (2.25)

15 Определяем рациональную глубину задирки плотика:

м; (2.26)

16 Определяем слой потерь полезного ископаемого в почве пласта:

м; (2.27)

17 Определяем слой потерь полезного ископаемого в кровле пласта:

м; (2.28)

Повторяем расчет формул 5- 17 для экскаватора типа ЭКГ 5А, и бульдозера.

Весь расчет повторяем для буровой линии №18а. Полученные результаты заносим в таблицу 2.7.

Таблица 2.7 – Параметры предохранительной рубашки и задирки плотика

18 Определяем объем потерь полезного ископаемого в кровли пласта:

м³ ; (2.29)

где В – средняя ширина россыпи, В=122 м (см. табл. 2.2);

L – длина россыпи, L=2806 м (см. табл. 2.2).

19 Определяем объем потерь полезного ископаемого в почве пласта:

м³ ; (2.30)

20 Определяем коэффициент потерь в кровле пласта:

; (2.31)

где V_пи – объем полезного ископаемого в россыпи, V_пи = 1036800 м³ .

20 Определяем коэффициент потерь в почве пласта:

; (2.32)

Из формулы (2.24) видно, что среднее содержание полезного компонента в золотосодержащем пласте (с учетом предохранительной рубашки и задирки плотика) составило 2,2 гр/м³ . Таким образом содержание золота по месторождению р. Вача определяться как:

(2.34)

3 Горная часть

3.1 Исходные данные для проектирования

3.1.1 Современное состояние горных работ

Промывочный сезон 2002 года открылся 24 мая и закончился 3 ноября. Среднесуточная добыча золота составила 1437 грамм.

Материально-техническое обеспечение (основные средства) артели представлены в основном горными машинами и оборудованием, необходимым для добычи золота. Артель использует в своем производстве так же машины и оборудование, взятые в аренду у ООО "Аурум".

Производственная база, оснащена всем необходимым для проживания

персонала, хранения ГСМ и производства ремонтных работ горного оборудования.

Помимо вышеперечисленного на базе (на 01.10.01) года имеется дополнительное малостоящее оборудование, материалы, запасные части и ГСМ на сумму 2010 тыс. руб.

3.1.2 Выбор способа разработки

В зависимости от типа горных машин, используемых для выемки и транспортировки песков, различают следующие способы разработки: подземный, дражный, экскаваторный, гидравлический, скреперно-бульдозерный.

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 20м, высокое содержание золота 10-12г/м³ .

Дражный способ неэффективен из-за 100%-ной пораженности массива многолетней мерзлотой и незначительного срока эксплуатации месторождения, слишком малы запасы полезного ископаемого.

Гидравлический способ выгоднее применять для разработки россыпей с ограниченным притоком подземных и поверхностных вод. С увеличением притока разработка усложняется, а себестоимость добычи повышается. Наиболее водоносные россыпи разрабатывать гидравлическим способом не целесообразно. Лучше применять его для разработки террасовых, увальных, верховых и ключевых россыпей. Для разработки пойменных россыпей небольшой или средней водоносности гидравлический способ целесообразно использовать на отдельных небольших площадях с малыми запасами или когда на приисках имеется дешевая электроэнергия и нет оборудования для применения более выгодного способа. Себестоимость добычи при разработке пойменных россыпей увеличивается вследствие увеличения стоимости осушения, 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.

При глубине россыпи до 30 м. и шириной 150 м. наиболее целесообразно разрабатывать россыпь экскаваторно-транспортным способом с раздельной выемкой торфов и песков.

При экскаваторно-транспортном способе разрабатывают террасовые и верховые россыпи с любым уклоном плотика, сложенные из наиболее крепких и валунистых пород.

Бульдозерно-скреперный способ разработки не требует больших капитальных затрат и характеризуются малым удельным расходом электроэнергии. К достоинствам бульдозеров и скреперов следует отнести их высокую маневренность, возможность быстрой перебазировки с одного участка на другой. К недостаткам следует отнести: заметное снижение производительности при повышенных влажностях и валунистости разрабатываемых пород и увеличенном расстоянии их транспортирования; необходимость доставки на участок значительного количества ГСМ и высокую трудоемкость ремонтных работ.

Бульдозеры применяться при заработки талых и мерзлых пород до V категории и после предварительного механического или буровзрывного рыхления. При мощности россыпи до 10 м и более, растоинии транспортирования породы до 150 м, и угле подъема до 18⁰ .

Из выше перечисленных способов наиболее подходящим для разработки россыпного месторождение «Вача» является бульдозерный.

Бульдозерный способ разработки удовлетворяет всем параметрам и характеристикам месторождения. Так крепость пород по СНИПу на месторождении составила IV. А при использования бульдозеров и механического рыхления породы данным способом возможна разработка пород до V категории, средняя мощность пласта (с учетом предохранительной рубашки и задирки) не превышает 3 м. Расстояние транспортирование песков бульдозерами также не будет превышать максимальной рациональной для бульдозеров т. к. используется вывоз песков их разреза автосамосвалами.

3.1.3 Режим работы и

производственная мощность предприятия

Режим организации работ карьера раздельной добычи “Вача”:

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 (смотри рисунок 1.1):

· продолжительность буровзрывных работ 290 суток;

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

· продолжительность промывочных работ 150 суток с 3 мая, по 11 октября.

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

Средне годовая производительность карьера по вскрыше торфов составит:

м³ (3.1)

где А_П/П – среднегодовая производительность промприбора, А n =114000 м³ (смотри таблицу 3.1);

n – количество промывочных приборов, n=2 шт.;

Кв – коэффициент вскрыши, Кв=8,2

(3.2)

Годовая производственная мощность карьера

А= Ат +( А_П/П ּ n ) = 1722000+(105000 ּ 2)= 1932000 м³ (3.3)

Срок отработки россыпи составит:

N = V п / (Ап/п ּ 2)= 1036800 / (105000ּ2) = 5 (3.4)

Производственная мощность предприятия обеспечивается следующим оборудованием: промывочными приборами ПГШ – II – 50 (2 шт.), экскаватором КАТО-1500GV, бульдозерами в 355 A (2 шт.) и Т-170 (2 шт.), буровым станком 2СБШ-250 МН, автосамосвалами БелАЗ –540А (3 шт.), экскаватором ЭШ 15 / 90А.

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;

· ограждение карьера от поверхностных весенних и ливневых вод.

Отвод русла реки за промышленный контур россыпи в проекте не предусматривается, так как р. Вача находится за пределами россыпи.

Для атмосферных осадков, которые попадают в карьер и для вод талых пород сооружаем дренажную канаву.

Капитальная траншея обеспечивает доступ к вскрышным и добычным уступам.

Продольный уклон россыпи составил 0,0003, а поперечный уклон россыпи 0,045.

Продольный и поперечный уклон россыпи значительно большие, следовательно, вода будет собираться в углу нижней части россыпи, а дальше будет проходить по капитальной траншее. 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.

Длина капитальной траншеи принята 334 м .

Водосборная канава служит для сбора атмосферных осадков и для вод талых пород, которые попадают в карьер, а затем переходит в водосточную канаву.

Длина водосборной канавы будет равна длине капитальной траншеи,

L _к = 334 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.

Для отвода поверхностных вод, стекающих в карьер с более возвышенных мест в период весеннего снеготаяния и после ливневых дождей, проводят нагорные канавы.

Скорость течения воды в канаве определяется из того что скорость течения воды в канаве (v ) не должна превышать размывающею скорость (v _РАЗМ ) и не должно быть меньше скорости течение при которой происходит заиливание канавы (v _ЗАИЛ ).

Высота потока в канаве определяется:

(3.5)

где Q₁₀ – 10% обеспеченность стока, максимальная, Q₁₀ =1,75 м³ /с ;

β – ширена отвала бульдозера, β=3,2 м ;

v_РАЗМ – скорость размыва, v_РАЗМ =2,04 .

(3.6)

где α – коэффициент крупности наносов, α=0,5.

Площадь сечения канавы определяется:

(3.7)

где b – ширена канавы по дну, b=3,2 м ;

m – заложение откосов, m =1 (45⁰ );

h – высота канавы, определяется путем подбора.

Смоченный период определяется:

(3.8)

Гидравлический радиус канавы определяется как:

(3.22)

Коэффициент Шизи определяется:

(3.9)

где п – коэффициент шероховатости канавы, п=0,018 ;

у – эмпирический коэффициент, у=0,167 .

Уклон канавы определяется:

(3.10)

Расход воды определяется как:

(3.11)

Расчет проведен для высоты потока в канаве равной 0,5 м. Аналогичный расчет проводим для высот 0,4; 0,3 и 0,2 м. Результаты заносим в таблицу 3.1.

Таблица 3.1 – Расчет параметров нагорной канавы

Далее строим график зависимость расхода воды в канаве от высоты потока воды в канаве, см. рис 3.1.

Рисунок 3.1 - График зависимость расхода воды в канаве от высоты потока

воды в канаве.

Из графика видно, что при данном расходе воды 1,75 м³ /с высота потока воды в канаве буде равна 0,39 м.

К полученной высоте потока прибавляем необходимую безопасную высоту.

. (3.12)

где ε – необходимый надводный борт, по ТБ, ε = 0,45 м .

Таким образом, глубина нагорной канавы будет равна 1 м.

Определяем объем нагорной канавы:

; (3.13)

где В_ПОВ , В_ПОН – ширина канавы поверху и понизу соответственно, В_ПОВ =5,2 и В_ПОН =3,2 ;

L – длина нагорной канавы (принята с проекта), L=1950 м .

Рисунок 3.2 – Сечение нагорной канавы.

Затраты на проведение нагорной канавы определяются как:

(3.14)

где Ц_Б170 – стоимость затрат на 1 м³ для бульдозера Т 170, Ц_Б170 = 9,3 руб. (см. табл. 3.15) .

Осушение карьера в случае ливневых вод предусмотрено водоотливной установкой состоящей из двух грунтовых насосов ГРТ 400/40.

Выбор насосной установки:

(3.15)

где z_СУТ – максимальная суточная норма осадков, z _СУТ = 0,06 м;

S _ВС – площадь водосбора, S _ВС = 262500 м² .

Таким образом выбор насосной установки необходимо проводить исходя из максимального водопритока в час, из этого условия выбирается грунтовый насос ГРТ 400/40 в количестве 2 шт., суммарной производительностью 800 м³ /ч.

Насосы располагаются параллельно, такая комбинация позволяет увеличить производительность насосов до 800 м³ /ч (суммарно), а напор оставить прежним 40 м.

Схематично соединение насосов показано на рисунке 3.3.

Рисунок 3.3 – Схема соединения насосов ГРТ 400/40

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 независимом вскрытии 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, планировку площадок для 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 капитальную траншею и четыре разрезных траншеи. Четыре разрезные траншеи необходимы для вскрытия исходи из условия экскавации торфов. Вскрытие месторождения производиться экскаваторам ЭШ 15/90 А. Экскаватор проходит разрезную траншею №1, после того как из неё будет убран и вывезен золотоносный пласт песков, она засыпается торфами разрезной траншеи №2, так как предусмотрено расположение отвалов вскрыши в отработанное пространство. И так далее, разрезная траншея №2 засыпается торфами из №3, а та в свою очередь из №4. При этом достигается низкий коэффициент переэкскавации k_ПЕР =0,2,так же уменьшаться работы по рекультивации нарушенных земель

Сменная норма выработки экскаватора ЭШ 15/90 А определяется из выражения:

(3.16)

где Т_КФМ – календарный фонд времени по месяцам, из расчета 12 часов в смену, Т_КФМ = 480 ч ;

Т_В – вспомогательные работы, из расчета 20 мин. в смену, Т_В = 14 ч ;

Т_ППР – продолжительность планово предупредительного ремонта, из расчета 3-4 сут. в месяц, Т_ППР =72 ч ;

Т_ПЗО – продолжительность предварительно заключительных операций из расчета 1 ч. в смену, Т_ПЗО = 40 ч ;

Т_ЛО – продолжительность времени на личные надобности и отдых из расчета 25 мин. в смену, Т_ЛО = 34 ч ;

Е – емкость ковша экскаватора, Е = 15 м³ ;

k _и – коэффициент использования экскаватора, k _и =0,61 ;

t_Ц - время цикла, t_Ц =59,06 .

; (3.17)

где k _И3 и k _И4 – соответственно коэффициет использования для третей и четвертой категории пород, k _И3 =0,69 и k _И4 = 0,59 ;

0,2 и 0,8 – соответственно количественное содержание пород третей и четвертой категории.

; (3.18)

где t _Ц3 иt _Ц4 - соответственно время цикла для пород третей и четвертой категории, t _Ц3 = 56,5 и t _Ц4 =59,7 .

Данный расчет проведен для месяца мая, аналогичные расчеты

произведены для остальных месяцев работы экскаватора ЭШ 15/90 А и занесены в табл.

3.3.2 П араметры капитальной траншеи

Ширина капитальной траншеи по дну определяется из условия безопасного движения транспортных средств автосамосвалов БелАЗ - 540, при двух полосном движении.

; (3.19)

где В_о - ширина обочины, в_о = 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:

Н_тр = Н_в + h_пи =20,3+3=23,3 м; (3.20)

где Н_в – мощность вскрыши, Н_в =20,3м ;

h _пи – мощность песков, h _пи =3 м .

Длина капитальной траншеи равна:

; (3.21)

где i – уклон капитальной траншеи, i = 70 ⁰ /_{00 .}

Объем капитальной траншеи равен:

(3.22)

где β – угол откоса борта траншеи, β = 45 град ;

Затраты на строительство капитальной траншеи:

(3.23)

где Ц^ЭШ - стоимость затрат на 1 м³ ЭШ 15/90 А, Ц^ЭШ =5,5 руб .

Принимаем две капитальные траншеи.

Результаты расчета приведены в таблице 3.2.

Таблица 3.2 – Параметры капитальной траншеи

3.3.3 П араметры 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:

(3.24)

где в_с - ширина автосамосвала БелАЗ - 540, в_с = 3,48 м ;

R _а – наименьший радиус поворота автосамосвала БелАЗ - 540, R _а = 12 м ;

е – зазор между автосамосвалом и траншеей, е = 1 м .

Для определения объема разрезных траншей необходимо определить средние сечения и длину каждой траншеи.

Результаты расчетов сводим в табл. 3.3.

Таблица 3.3 – Расчет параметров разрезных траншей

При этом угол откоса, как вскрышной траншеи, так и добычной составляет 45⁰ .

В качестве выемочного оборудования. Как указывалось выше, на вскрытие и проходке капитальных траншей принимается экскаватор ЭШ 15/90А, а для проведения добычной разрезной траншеи – экскаватор Като – 1500GV.

3.3.4 График горно–строительных работ.

Для построения графика необходимо определить сроки проходки траншеи.

Время проходки капитальной траншеи:

Т_К = V_К / Q^эш _сут = 139236 / 7687 = 17 дней; (3.25)

где Q ^ЭШ _СУТ – суточная производительность экскаватора ЭШ 15 /90А,

Q ^ЭШ _СУТ = 7687 м³ , (см. табл. 3.12).

V _К – объем капитальной траншеи, V _К = 139236 м³ ;

Время проходки разрезной траншеи №1:

(3.26)

где V _Р1 – объем вскрышной разрезной траншеи, V _Р1 = 2653020 м³ ;

Время проходки разрезной траншеи №2:

(3.27)

где V _Р2 – объем вскрышной разрезной траншеи, V _Р2 = 501840 м³ .

Время проходки разрезной траншеи №3:

(3.28)

где V _Р3 – объем вскрышной разрезной траншеи, V _Р3 = 3512880 м³ .

Время проходки разрезной траншеи №4:

(3.29)

где V _Р4 – объем вскрышной разрезной траншеи, V _Р4 = 1947960 м³ ;

Время проходки добычной разрезной траншеи №1:

(3.30)

где V _{РП 1} – объем добычной разрезной траншеи, V _{РП 1} = 321408 м³ ;

Q ^К _СУТ – суточная производительность экскаватора Като – 1500 GV,

Q ^К _СУТ = 1404 м³ .

Время проходки добычной разрезной траншеи №2:

(3.31)

где V _{РП 2} – объем добычной разрезной траншеи, V _{РП 2} = 62208 м³ .

Время проходки добычной разрезной траншеи 3:

(3.32)

где V _РП31 – объем добычной разрезной траншеи, V _{РП 3} = 425088 м³ .

Время проходки добычной разрезной траншеи №4:

(3.33)

где V _{РП 1} – объем добычной разрезной траншеи, V _{РП 1} = 228096 м³ .

Затраты на проходку вскрышных разрезных траншей:

(3.34)

Затраты на проходку добычных разрезных траншей:

(3.35)

На основании этих данных разрабатывается график Г.С.Р. по годам.

Таблица 3.4 – График горно-строительных работ

Продолжение таблицы 3.4

Таблица 3.5 – Сводный сметный расчет на строительство карьера.

3.4 Горно–подготовительные работы

В состав горно-подготовительных работ входят:

-очистка полигона;

-подготовка пород к выемке;

-вскрышные работы;

-сооружение дорог;

-строительство гидротехнических сооружений.

3.4.1 Очистка полигона

Очистка полигона от растительности включает в себя удаление с отрабатываемых площадей деревьев, пней, мелколесья, снега. Деревья имеющие диаметр более 12 см подлежат предварительному спиливанию и складированию на бортах полигона. В дальнейшем этот лес будет использоваться на хозяйственные нужды предприятия. Мощность почвенного слоя по месторождению составляет 7 см, что не позволяет его снять и складировать в отдельные отвалы. Площадь очистки полигона от мелколесья и кустарника составляет.

; (3.36)

где L _Б – длина блока, L _Б = 2806 м ;

В_Б – средняя ширина ,блока, В_Б = 122 м ;

H _ОЧ – мощность снимаемого слоя, h _ОЧ = 0,1 м .

Работы по очистке полигона предусматривается бульдозером в 355 А

Количество машино-часов для очистки полигона от мелколесья и кустарника составляет:

(3.37)

где Q ^Б _Ч - часовая норма выработки бульдозером в 355 А, Q ^Б _Ч = 73,2 м³ / час (см. таб. 3.2).

Общие затраты на очистку полигона:

(3.38)

где Ц _{D 355 A} – стоимость затрат на 1м³ для бульдозера в 355 А (см. табл. 3.32), Ц _{D 355 A} = 14,5 рублей .

3.4.2 Способы подготовки

многолетнемерзлых пород к выемке

В настоящем проекте предусматривается три способа подготовки многолетнемерзлых пород к выемке: буровзрывной способ (торфа), механический способ рыхления (пески) и способ естественного оттаивания (пески перед обогащением).

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.

Механический способ рыхление мерзлых пород можно применить только для подготовки кондиционного пласта песков. Выемку осуществляют бульдозерно-рыхлительными агрегатами в 355 А на разработку всего объема песков, объем которого равен 1036800 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 8525700 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 15/90 А.

Таблица 3.6 - Расчет производительности экскаватора ЭШ 15 / 90А на

производстве вскрышных работ

Условия залегания песков и размеры карьерного поля позволяет принять бестранспортную схему вскрышных работ, что предполагает разместить весь объем вынутых пород вскрыши в выработанное пространство без применения транспорта, используя драглайн.

Таблица 3.7 – Балансовая стоимость ЭШ 15/90 А

Таблица 3.8– Амортизация ЭШ 15/90 А

Таблица 3.9 – Заработная плата рабочих

Таблица 3.10– Затраты на электроэнергию ЭШ 15/90 А

Таблица 3.11– Эксплуатационные затраты на ЭШ 15/90 А

Таблица 3.12 – Калькуляция стоимости машино-смены экскаватора

ЭШ 15 / 90.

Скорость подвигания вскрышных работ:

(3.39)

где Q _ЭШ – производительность экскаватора ЭШ 15/90А, Q _эш = 1998600 м³

(смотри таблицу 3.6);

Н_Т – средняя мощность торфов, Н_Т = 20,4 м;

А_Т – ширина заходки, А_в = 46 м .

Скорость подвигания добычных работ:

(3.40)

где Q _К – производительность экскаватора Като – 1500GV, Q _К = 213000 м³ (см. табл. 3.15);

Н_П – средняя мощность песков, Н_П = 3 ;

А_Д – ширина заходки, А_Д = 40 м .

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 экскаватором Като – 1500GV. Пески предварительно рыхлят бульдозером

D 355 A, а после этого отрабатывается поперечными заходами.

Автосамосвалы подаются под погрузку по кольцевой схеме.

Годовые затраты на вскрышные работы:

Элементы системы разработки.

Угол откоса вскрышного уступа, α_В = 70 град;

Угол откоса добычного уступа, α_Д = 70 град;

Угол откоса отвала, β = 35 град;

Ширина вскрышной заходки, А_В = 46 м;

Ширина добычной заходки, А_Д = 40 м;

Средняя мощность вскрышного уступа, Н_Т = 20,4 м;

Средняя мощность добычного уступа, Н_П = 3 м;

Скорость подвигания вскрышных работ,V_В = 2130 м/год;

Скорость подвигания добычных работ,V_Д =1775 м / год;

Общие затраты на добычу и переработку песков в год, Ц_Д = 14765962 руб.;

Общие затраты на буровзрывные работы в год, Ц_БВР = 28648834руб.;

Общие затраты на вскрышные работы в год, Ц_ВР = 9378270 рублей.

3.5 Очистные работы и системы разработки

3.5.1 Выбор добычного оборудования

Данным курсовым проектом предусмотрена специальная часть проекта «Очистные работы».

Для сравнения выбраны два вида очистных работ:

1 Погрузка золотосодержащих песков в автотранспорт при использовании фронтального погрузчика К703. Данная системы погрузки песков применяется в настоящие время на россыпном месторождении р. Вача.

2 Погрузка золотосодержащих песков при использовании экскаватора КАТО-1500GV.

Таблица 3.13 – Техническая характеристика экскаватора КАТО 1500 GV

Таблица 3.14 – Техническая характеристика фронтального погрузчика К 703

Таблица 3.15 - Расчет производительности экскаватора КАТО-1500GV на

производстве добычных работ

Таблица 3.16 – Балансовая стоимость КАТО 1500 GV

Таблица 3.17 – Амортизация КАТО 1500 GV

Таблица 3.18 – Заработная плата рабочих

Таблица 3.19 – Эксплуатационные затраты на КАТО 1500 GV

Таблица 3.20 – Калькуляция стоимости машино-смены экскаватора КАТО-

1500GV.

Таблица 3.21 - Расчет производительности погрузчика К-703

Таблица 3.22 – Балансовая стоимость погрузчика К-703

Таблица 3.23 – Затраты на амортизацию погрузчика К-703

Таблица 3.24 – Заработная плата

Таблица 3.25 – Эксплуатационные затраты на погрузчик К-703

Таблица 3.26 – Калькуляция машино-сменны погрузчика К-703

Определяем количество погрузчиков К-703:

(3.41)

где Q _П – сезонная норма выработки погрузчика К-703, Q_П = 120000м³ .

Определяем затраты на погрузку песков в автотранспорт:

(3.42)

где Ц_К703 – стоимость затрат на 1 м³ для погрузчика К-703, Ц_К703 =24,2 руб .

Из расчетов видно, что затраты на погрузку песков с использованием погрузчика К-703 равны 24,2 руб. на 1 м³ , а при использование экскаватора Като-1500 9,7 руб. 1 м³ . Таким образом экономический эффект при погрузки золотоносных песков с использованием экскаватора Като-1500 будет равен 2,5 раза.

(3.43)

3.5.2 Выбор способа 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 с учетом предахранительной рубашки и задирки, h _П = 3 м ;

Средняя мощность торфов, H _Т = 20,4 м ;

Ширина заходки В_З = 40 м ;

Годовая производительность карьера А = 1932 тыс. м³ (см. формулу 3.3).

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 удвоенной производительности промприбора, т. к. принемаеться два промприбора (213000 м³ > 210000 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:

; (3.44)

где R _Ч – радиус черпания на уровне стояния экскаватора Като – 1500,

R _Ч = 5,5 м ;

Угол откоса добычного уступа 70 градусов;

Угол откоса вскрышного уступа 70 градусов;

Угол откоса отвала 35 градусов;

Длина экскаваторного блока определяется длиной взрывного блока;

Скорость подвигания фронта горных работ определяется мощностью вскрышного уступа.

Подготовку кондиционного пласта песков к выемке осуществляется бульдозерно – рыхлительными агрегатами в 355 А на разработку всего объема песков, объем которого равен 1036800 м³ .

Таблица 3.27 - Расчет производительности бульдозера в 355 А

Таблица 3.28 - Балансовая стоимость в 355 А

Таблица 3.29 – Амортизация в 355 А

Таблица 3.30 – Заработная плата рабочих

Таблица 3.31 – Эксплуатационные затраты на в 355 A

Таблица 3.32 – Калькуляция стоимости машино-смены бульдозера в 355 A

Количество бульдозеров на рыхление

; (3.45)

где Q ^Р _Б - сезонная норма выработки бульдозера в 355 А на рыхление, Q Р_Б = 230 тыс.м³ (см. табл. 3.27);

Затраты на рыхления песков в год:

(3.46)

где Ц_РЫХ – стоимость затрат 1м³ для бульдозера в 355 A, Ц_РЫХ = 14.5 руб. ;

V _Д – годовой объем добычи, V _Д = 210000 м³ .

Рыхление мерзлых пород тяжелыми навесными рыхлителями ведут послойно взаимно перпендикулярными проходками на глубину 40 см.

После предварительного рыхления производится окучивание песков в навалы бульдозером в 355 A.

Количество бульдозеров для окучивания песков:

(3.47)

где Q ^О _Б - сезонная норма выработки бульдозера в 355 А на рыхление, Q ^О _Б = 230 тыс.м³ (см. табл. 3.2)

Затраты на окучивание песков в год.

(3.48)

где Ц_О – стоимость затрат 1м³ для бульдозера в 355 A, Ц_О = 14.5 руб. (смотри таблицу 3.14);

После этого осуществляется экскавация песков с последущей их погрузка песков в автосамосвалы экскаватором Като –1500.

Количество экскаваторов на погрузку песков

; (3.49)

где Q _Э - сезонная норма выработки экскаватора Като - 1500, Q _Э = 213000 м³ (см. табл. 3.15).

Затраты на погрузку песков экскаватором в год:

(3.50)

где Ц_КАТО – стоимость затрат 1м³ для экскаватора Като - 1500, Ц_КАТО = 9,7 рублей (смотри таблицу 3.20).

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.

Таблица 3.33 - Расчет производительности карьерного автосамосвала Белаз –540А

Таблица 3.34 – Амортизация БелАЗ – 540А

Таблица 3.35 – Амортизация БелАЗ – 540А

Таблица 3.36 – Заработная плата рабочих

Таблица 3.37 – Эксплуатационные затраты на БелАЗ – 540А

Таблица 3.38 – Калькуляция стоимости машино-смены автосамосвала

БелАЗ – 540А

Необходимое количество автосамосвалов на добычу:

; (3.51)

где Q _А - сезонная норма выработки автосамосвала , QА =91000 м³ ;

Списочный состав автосамосвалов, с учетом машин находящихся в резерве определяется с учетом коэффициента технической готовности.

; (3.52)

где К_С - коэффициента технической готовности, К_С = (0.75 – 0.8).

Затраты на транспортирования песков автосамосвалами в год:

(3.53)

где Ц_БЕЛАЗ –затраты транспортирования 1м³ для автосамосвалов БелАЗ – 540А, Ц_БЕЛАЗ = 19 руб.

После разгрузка автосамосвала на промплощадке промывочной установки бульдозер Т –170 подает пески на промывочный стол ПГШ – II -50.

Таблица 3.39 – Расчет производительности бульдозера Т – 170

Таблица 3.40 - Балансовая стоимость Т-170

Таблица 3.41 – Амортизация Т-170

Таблица 3.42 – Заработная плата рабочих

Таблица 3.43 – Эксплуатационные затраты на Т-170

Таблица 3.44 – Калькуляция стоимости машино-смены бульдозера Т - 170

Необходимое количество бульдозеров на подачу песков на промывочный стол ПГШ – II - 50.

; (3.54)

где Q _БТ - сезонная норма выработки бульдозера Т – 170, Q _БТ = 170000 м³ (см. табл. 3.39).

Так как принимаем два промприбора, то необходимое количество бульдозеров на подачу песков на промывку составит 2 шт.

Затраты на подачу песков в бункер промприбора в год:

(3.55)

где Ц_Т170 – стоимость затрат с1м³ на подачу песков бульдозером Т-170 на промывочный стол промприбора, Ц_Т170 = 9,3 рублей (смотри таблицу 3.44);

Затраты на обогащения песков промприбором ПГШ-II-50 в год составляет 1870480,9 рублей.

Общие затраты на добычу и переработку песков определяется суммированием всех технологических операций связанные с добычей полезного ископаемого.

Таблица 3.45 - Общие затраты на добычу и переработку песков в год.

Таблица 3.46 - Расчет объемов работ и количества горного оборудования

Разрез рыхлых отложений представленморенно-илисто-глинистыми, ледниковыми отложениями.

Валунистось разреза - до 9% , мерзлотность - до 93 % .

Категория пород по СНИП- IV гр., по взрываемости - V гр., по Протодьяконову - VIII гр.

Буровзрывные работы проводятся с целью рыхления талых и мерзлых горных пород для разработки их экскаваторами и бульдозерами, а также дробление валунов и негабаритных кусков породы.

Рыхление сезонной и многолетней мерзлоты, вскрышных уступов и скального грунта предусматривается методом скважинных зарядов.

Для бурения скважин применяется буровой станок СБШ-250МН.

Сезонная норма выработки бурового станка СБШ – 250 МН

(3.56)

где Т_СЕЗз – сезонный фонд работы бурового станка, Т_СЕЗ = 230 дней

Т_СЕЗ = Т_С - Т_ППР - Т_ПР = 290 – 56 – 4 = 230 дней ;

где Т_С - продолжительность сезона, Т_С = 290 дней ;

Т_ППР – планово предупредительные работы, Т_ППР = 56 дней ;

Т_ПР – количество праздничных дней, Т_ПР = 4 дня ;

Сменная норма выработки

(3.57)

где Т_СМ – продолжительность смены, Т_СМ = 720 минут ;

Т_ПЗ – время выполнения подготовительно – заключительные операций,

Т_ПЗ = 25 минут ;

Т_ЛН – время на личные надобности, Т_ЛН = 10 минут ;

Т_ПТ – продолжительность перерывов в работе по технологическим и организационным причинам, Т_ПТ = 10 минут ;

t_О - время на выполнение основных операций, приходящееся на 1 метр скважины,t _О = 1,35 минут ;

t _В - время на выполнение вспомогательных операций, приходящееся на 1 метр скважины,t _В = 1,52 минут;

К _i - поправочный коэффициент, К _i = 1.2 ;

(3.58)

где К_СМ – сменный коэффициент, К_СМ = 1,5 ;

К_НЛ – климатический коэффициент, К_НЛ = 0,86 ;

К_ВЗ – взрывание в течении смены, К_ВЗ = 0,97 ;

К_НАД – коэффициент надежности оборудования, К_НАД = 0,96 ;

Таблица 3.47- Балансовая стоимость СБШ 250 МН

Таблица 3.48– Амортизация СБШ 250 МН

Таблица 3.49 – Заработная плата рабочих

Таблица 3.50– Затраты на электроэнергию СБШ 250 МН

Таблица 3.51 – Эксплуатационные затраты на СБШ 250 МН

Таблица 3.52 – Калькуляция стоимости машино-смены бурового станка

СБШ – 250 МН

Направление скважин - наклонное.

Расположение скважин в плане - шахматное или прямоугольное.

Параметры буровых работ приняты на основании горно-геологических условий и опыта проведения взрывных работ на различных участках предприятия и определены типовым проектом, утвержденным техническими руководителями. На каждый планируемый к обуриванию блок составляется паспорт буровых работ.

Тип взрывчатых веществ:

1 Аммонит - 6 ЖВ; 2 Граммонит - 79/21;

3 Гранулит - АС-4; 4 Игданит.

Таблица 3.53 - Характеристика применяемых взрывчатых веществ.

Средства взрывания:

1 Детонирующий шнур - ДШ-А , ДШ-В , ДШ-7;

2 Огнепроводный шнур - ОШ-А , ОШ-П;

3 Электродетонаторы - ЭД-29 , ЭДКЗ;

4 Капсюли - детонаторы - КД-8;

5 Пиротехническое реле - КЗДШ-89.

Подготовку массивов к выемке буровзрывным способом ведут на вскрыше, объем которого составляет 8525700 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.

(3.59)

где t_{c м} – продолжительность работы в сутки, t_{c м} = 19.5 часов ;

Q _ч – часовая производительность экскаватора ЭШ 15 /90А, Q _ч = 508 м³ ;

Расчет параметров БВР

Определяется диаметр скважин:

; (3.60)

гдеV ^Г _ВЗР – годовой объем по вскрыше, V ^\Г _ВЗР = 1.998 млн.м³

При диаметре 205 мм принимаем буровой станок СБШ – 250МН с диаметром долота в = 243 мм.

Определяем длину скважины:

L _СКВ = Н / sin b = 20,3 / sin 75 = 21 м; (3.61)

где Н – средняя высота взрывного уступа, Н = 20,3 м ;

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

Определим диаметр скважины

; (3.62)

где k_РС – коэффициент расширения скважин, k _С =1,18 ;

Определяем длину забойки:

; (3.63)

Определяем линейную плотность:

; (3.64)

где ∆ - плотность ВВ, ∆= 900 кг / м² .

Определяем линию сопротивления по подошве:

м; (3.65)

где m – коэффициент сближения скважин, m = 1 ;

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

Допустимая линия сопротивления по подошве:

; (3.66)

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

С – безопасное расстояния от верхней бровки уступа до первого ряда скважин, С = 3 м ;

По условиям требований безопасного ведения буровзрывных работ W _ДОП < W , следовательно условие выполняется.

Расстояния между скважинами и рядами определяется:

а = в = W = 9 м ; (3.67)

Длина заряда определяется как:

l_Z = l _СКВ – l _ЗАБ = 21 – 7 = 14 м ; (3.68)

Определяем массу заряда в скважине:

; (3.69)

Выход горной массы с 1 м скважины определяем как:

; (3.70)

Определяем длину блока:

; (3.71)

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

n = А / W = 40 / 9 = 4 шт ; (3.72)

м:ся как (3.62ботычение при которой происходит заилевание канавы ()где А – ширина заходки, А = 40 м ;

Определяем количество скважин в ряду:

n _р = L _бл / а = 90 / 9 = 10 шт ; (3.73)

Общее количество скважин в блоке:

; (3.74)

Общий расход ВВ на взрыв определяется как:

; (3.75)

Интервал замедления определяем:

; (3.76)

Принимаем интервал замедления 50 мс.

Таблица 3.54 – Основные параметры взрывных работ

Параметры развала пород от взрыва, играют немаловажную роль, которая положительно сказывается на производительности экскаватора. Необходимо стремиться к максимально возможному сбросу пород от взрыва в отвал, для этого необходимо выбрать схему взрывания с данными показателями, такой схемой является порядная схема взрывания.

Параметры развала и формы развала горных пород после взрыва определенны на ЭВМ по методике В. Н. Наумова [3].

Параметры развала взорванных:

Расстояния, безопасные по разлету отдельных кусков породы при взрывании скважинных зарядов рыхления, сейсмически безопасные расстояния и расстояния безопасные по действию ударной воздушной волны определяются согласно требований «Единые правили безопасности при взрывных работах».

Сейсмически безопасные расстояния:

; (3.77)

где k ₁ – коэффициент зависящий от типа зданий, k ₁ =1,5 ;

k _С –коэффициент зависящий от грунта, k _С =7 ;

λ – коэффициент зависит от показателя действия взрыва, λ=1 .

Безопасные расстояния по действию ударной воздушной волны:

; (3.78)

где k _В – коэффициент зависящий от степени повреждения объекта, k _В =50 ;

Безопасные расстояния по разлету кусков:

; (3.79)

где f – коэффициент крепости, f = 5 ;

n _ЗАБ –коэффициент забойки, n _ЗАБ = 1 .

Согласно ЕПБ безопасное расстояние округляется до 50, следовательно

R_C = 350 м.: R _Н = 1600 м. и R _Р = 250 м.

Определяем количество взрывов в году:

N _ВЗ = V ^Г _ВЗР / V _ВЗР = 1998600 / 99060 = 20 раз ; (3.80)

Расход детонирующего шнура

L _Д = N _СКВ ּ ( l _СКВ + а + 1,5) = 40 ּ (21 + 9 + 1,5) =1260 м ; (3.81)

Общее количество взрывников:

(3.82)

где V ^Г _ВЗР – годовой объем взрывания пород, V ^Г _ВЗР = 1,998 млн. м³ .

Необходимое количество буровых станков:

(3.83)

где k _РЕЗ – коэффициент резерва, k _РЕЗ = 1,1

Q ^БР _СЕЗ -сезонная норма выработки, Q ^БР _СЕЗ = 130000 м ;

Стоимость бурения торфов в год.

Таблица 3.55 – Стоимость 1 м³ при буровзрывных работах.

Размеры, устройство и эксплуатация карьерных дорог.

Основные параметры карьерных дорог приняты по габаритам автосамосвала БелАЗ – 540 А.

Внутренние автомобильные дороги с расчетным объемом перевозок до 5млн.т. Расчетная скорость движения для дорог 3 категории принята

20 км/час .

Дороги на поверхности сооружаются двухполосными. Ширина проезжей части двухполосных дорог принята 14 м, ширина обочин – 2 м, поперечный уклон проезжей части при двухскатном поперечном профиле – 30⁰ /₀₀ ,наибольший продольный уклон – 60⁰ /_{00 ,}

Движение автотранспортных средств по дорогам осуществляется без обгона. Установка дорожных знаков и других технических средств регулирования должна соответствовать требованиям ГОСТа и требованиям правил дорожного движения.

Дороги оборудуются стационарным освещением, яркость поверхности дорог должна быть не ниже 0,5-0,3 кд/м² . На карьерных дорогах систематически выполняется комплекс работ по защите от снежных заносов в зимнее время и пылеподавлению в теплое время года.

Двухполосные дороги соединяются со вскрышными и добычными уступами временными технологическими дорогами, которые сооружаются непосредственно на плотике россыпи, на уступах , заездах и т.д.

Дороги со сроком службы до одного года устраиваются без покрытий.

Протяженностьдороги, проложенной на поверхности до обогатительной установке в среднем составляет 1000 м.

Содержание дорог включает в себя следующие технологические операции:

- очистку проезжей части дорог от осыпающихся из кузова кусков породы;

- россыпь высевок с последующей планировкой;

- проведение мероприятий по борьбе с гололедом и пылеподавлению.

3.6 Обогащение песков

и оценка качества песков месторождения

Содержание полезного компонента в россыпи составляет в золотоносном пласте 2,5 гр/м³ , а в предохранительной рубашке и слое снимаемом при задирки плотика 1,5 гр/м³ . Столь не высокое содержание золота при зачистке объясняется тем, что коренные породы сложены в основном глинистыми отложениями, среднее же содержание 2,2 гр/м³ Распределение золота в целом по россыпи равномерное.

Гранулометрический состав рыхлых отложений приведен в таблице 2.1.

Рисунок 3.4 – Гранулометрический состав полезного ископаемого

Пески россыпного месторождения Вача относятся к легкопромывистым, т. к. β_-0,074 < 10%. Степень промывистости песков определена по методики Иргеретмета.

Плотность песков в массиве (ρ_М ) равна 2,65 т/м³ , а насыпная плотность (ρ_Н ) 2,12 т/м³ .

Минеральный состав песков определен по выходы шлиха. Выход черного шлиха при промывки определяется в 206 грамм с 1 м³ песков.

Оценка качества полезного компонента месторождения

Крупность золота представлена в табл. 3.38, медианный размер зерна составил 1 мм (см. рис. 3.5). что классифицируется по методики НТП – 76 как среднее размер золотин, при это содержание мелкого золота 19,7%, средней крупности 10,7%, крупного золота и самородков 69,5%.

Средняя крупность золота определяется как:

(3.84)

где d _i - размер i- ой фракции;

β _i - процентное содержание i- ой фракции.

Как видно из расчета средний размер зерно составил 2,7 мм, что класифицируеться по методики НТП – 76 как крупное золото, при это содержание мелкого золота 19,7%, средней крупности 10,7%, крупного золота и самородков 69,5%.

Таблица 3.56 – Ситовая характеристика золота.

Форма золотин плоская, пластины преимущественно тонкие, окатанность хорошая.

Проба золота 920.

Рисунок 3.5 - Гранулометрический состав ценного компанента

Выбор типа промывочного прибора.

Дезинтеграция золотоносных песков происходит на промывочном столе прибора ПГШ – II – 50. Техническая характеристика приведена в табл. 64.

Таблица 3.57 - Расчет производительности промывочного прибора

ПГШ – II -50

Таблица 3.58 – Балансовая стоимость ПГШ-II-50

Таблица 3.59– Амортизация ПГШ-II-50

Таблица 3.60– Заработная плата рабочих

Списочный штат рабочих определяется:

Т_СПИС =Т_РЕЖ /Т_ФАК =140 / 135 = 1,1 ч (3.85)

где Т_РЕЖ = Т_СМ -Т_КП -Т_ПР = 149 – 7 - 2 = 140 дней ; (3.86)

где Т_СМ – количество смен в сезоне, Т_СМ = 160 дней ;

Т_КП - количество праздничных дней, Т_КП = 2 дней ;

Т_ПР - простои по климатическому условию, Т_ПР = 8 дней .

Т_ФАК =Т_СМ –Т_ПР –Т_КП -Т_Е –Т_Б = 160 – 8 - 5 – 10 – 2 = 135 дней ; (3.87)

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

Т_Е – количество выходных дней, Т_Е = 10 дня ;

Таблица 3.61 – Затраты на электроэнергию ПГШ-II-50

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

Расход энергии по одноставочному тарифу, W_о = 134596 кВт;

Расход энергии по двухставочному тарифу, W_д = 920кВт;

(3.88)

где N _УСТ – установленная мощность промприбора, N _УСТ = 230 кВт ;

t _СЕЗ – число рабочих часов в сезон, t_СЕЗ = 2926часов ;

К - коэффициент интегральности, К = (0,25 –0,3) ;

К_И - коэффициент использования, К_И = 0,8

(3.89)

где Т_МЕС - продолжительность сезона, Т_МЕС = 5 месяцев ;

Таблица 3.62 - Эксплуатационные затраты на ПГШ – II - 50

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

Таблица 3.63 – Калькуляция стоимости машино–смены промприбора

ПГШ–II-50

В промывочной установке пески поднимаются (подаются) на обогащение с помощью гидроэлеваторного прибора, с предварительной классификацией на гидровошгерте.

Промывочный прибор ПГШ – II – 50 относится к промприборам Магаданского типа (ОКБ – ВНИИ - 1).

1 Гидровашгерд; 2 Шлюз глубоко наполнения;

3 Гидромонитор; 4 Водовод;

5 Манометр; 6 Задвижка;

7 Агрегат насосный электрический; 8 Преключательный пункт;

9 Галечный отвал; 10 Эфельный отвал.

Рисунок 3.6 – Схема промывочного прибора ПГШ – II - 50

По анализу характеристик песков и золота, а также уровня извлечения золота различным обогатительным оборудованием, на основе использования исследований АО «Иргиредмет» и результатов опытно-промышленных работ по извлечению тонкого и мелкого золота выполненных ВНИИ-1, для обогащения песков россыпи были рекомендованы промывочные приборы бочечные, шлюзовые.

В данное время на месторождение россыпного золота р. Вача используется промывочный прибор ПГШ – II – 50 с шлюзом глубоко наполнения.

Рисунок 3.7 – Шлюз глубоко наполнения.

К достоинством ШГН относятся:

1 Простота конструктивного исполнения;

2 Отсутствие привода;

3 Высокая степень извлечения Au крупного и средней крупности;

4 Низкая чувствительность шлюзов к колебанием нагрузок и разжижению пульпы;

5 Высокая степень концентрации, т. е. сокращения объема конечных продуктов в тысячи раз по сравнению с объемом переработынных песков.

К недостаткам же зачисляют:

1 Периодичность шлюзов обусловленное накоплением концентратов на их поверхности и необходимость освежения этой поверхности;

2 Трудоемкость и низкие (не благоприятные) технические (санитарные) условия ручного сполоска шлюзов;

3 Недостаточная степень извлечения мелкого золота.

Основной областью применения ШГН является легко и среднеобоготимые пески при выходе эфельной фракции (γ_Э ) ≤50 – 70 %, содержание мелкого золота (β_-0,5 )≤10 – 12 %. Извлечение ценного компонента (ε) = 88 – 93 %.

Таблица – 3.64 - Техническая характеристика промывочного прибора

ПГШ –II – 50

Суточная потребность обогатительной установке в технологической воде составит:

Q _СУТ = Q _В ­ ּQ ^П/П _СУТ / Q ^П/П _Ч = 870 ּ 975 / 50 = 16965 м³ ; (3.90)

где Q ^П/П _Ч - часовая производительность установки; Q ^П/П _Ч = 50 м³ / ч ;

Q ^П/П _СУТ - суточная производительность установки; Q ^П/П _СУТ = 975 м³ / сут ;

Q ^П/П _В - расход воды промприбором, Q ^П/П _В = 870 м³ / ч .

Прочие неучтенные расходы воды (5%):

Q ^Т _СНЕУЧ = Q ^Т _СУТ ּ 0,05 = 16965 ּ0,05 = 848,2 м³ /сутки ; (3.91)

Общий расход технологической воды составит:

Q ^Т _С.ОБЩ. = Q ^Т _СУТ + Q ^Т _С.НЕУЧ. = 16965+848,25 = 17813,2 м³ /сутки ; (3.92)

Удельный расход технологической воды составит:

q _Т = Q ^Т _С,ОБЩ. / Q ^П/П _СУТ = 17813,2 / 975 = 18,3 м³ /м³ . (3.93)

Рисунок 3.8 – Схема обогащения месторождения р. Вача.

Расчет качественно-количественой схемы обогащения:

Расчет количественной схемы обогащения выполняется с учетом следующих исходных данных:

часовая производительность промприбора = 36 м³ / ч;

выход фракции + 100 мм = 92 % ;

выход концентрата со шлюзов ШГН = 30 л / м² ;

коэффициент грохочения = 0,5;

выход концентрата на доводочном шлюзе = 5 % ;

выход подрешетного материала – 4 мм = 24 % .

Таблица 3.65 - Расчет количественной схемы обогащения

Таблица 3.66 – Расчет качественной схемы обогащения

Из таблице 3.66 видно, что извлечение золота при принятой технологии обогащения будет равно 88,19%.

Определяем количество извлеченного золота:

(3.94)

где V _З – количество золото в граммах по месторождению V_З = 2280690 гр . (см. пункт 2);

ε – коэффициент извлечения золота, ε=0,8819 .

Определяем затраты на обогащение:

(3.95)

где Ц_ПГШ – стоимость затрат с 1 м³ для ПГШ-II-50, Ц_ПГШ =8,9 руб. (см. табл. 3.13).

3.7 Отвалообразование

На промплощадке обогатительной установки пески складируются в рудном складе. Затем бульдозером на базе Т-170 равномерно подаются на промывочный стол ПГШ – II - 50. Объем подачи песков - 11036800м³ .

Галечный отвал продуктов обогащения песков формируется гусаком промывочного прибора, а затем разваловывается бульдозером в 355 А в выработанное пространство. Материал эфельного отвала разваловывается в илоотстойник бульдозером на базе Т-170.

Общий объем галечного отвала из фракции +100 мм:

; (3.96)

гдеW _{+ 100} - выход фракции гали + 100 мм, W _{+ 100} = 10,6 % ;

k ^Г _КР – коэффициент разрыхления гали, k ^Г _КР = 1,3 .

Объем эфельного отвала из фракции –100мм:

; (3.97)

где W _{- 100} - выход фракции эфелей - 100 мм, W _{- 100} = 89,4 ;

k ^ЭФ _КР – коэффициент разрыхления эфелей, k ^ЭФ _КР = 1,1 .

Общий объем отвала:

; (3.98)

Расчет необходимого количества бульдозеров на уборку гали и эфелей.

Количества бульдозеров Т 170 на уборку гали:

; (3.99)

где Q ^Г _Т170 - сезонная норма выработки бульдозера Т 170 на уборку гали, Q ^Г _Т170 =250000 м³ (см. табл. 3.2).

Затраты на уборку гали в год:

(3.100)

где Ц_Т170 – стоимость затрат с1м³ для бульдозера Т - 170, Ц_Т170 = 9,3 рублей (смотри таблицу 3.15).

Количества бульдозеров Т-170 на уборку эфелей:

; (3.101)

где Q^ЭФ _Б - сезонная норма выработки бульдозера Т-170 на уборку эфелей, Q^ЭФ _Б =250000 м³ (см. табл. 3.3).

Затраты на уборку эфелей в год:

(3.102)

Общие затраты на отвалообразование.

(3.103)

3.8 Водоснабжение горных работ

В соответствии с требованиями Правил охраны поверхностных вод от загрязнения и Норм технологического проектирования при промывке золотосодержащих песков россыпи р. Вача принято оборотное водоснабжение промывочной установки ПГШ – II -50

Для организации промывки песков принята система технологического водоснабжения внешнего типа с площадкой хвостового хозяйства на борту карьера.

Исходя из рельефа поверхности, горно-геологических условий, характера распределения запасов и порядка их отработки проектом определено наиболее рациональное место размещения очистных сооружений карьера в непосредственной близости от места производства работ.

Необходимая вместимость технологического илоотстойника расчитывется исходя из объема промываемых песков, условий складирования хвостов, коэффициентов их разрыхления и набухания илисто - глинистых частиц.

Расчет вместимости илоотстойника выполнен по формуле:

(3.104)

где А – объем промывки горной массы на период эксплуатации илоотстойника, А = 1036800 м³ ;

λ - коэффициент, учитывающий условия складирования при расположении всего объема хвостов промывки на борту карьера на ранее нарушенных площадях, λ = 0,075;

λ= λэ ּD = 0,89 ּ0,85 ּ 0,1 = 0,075 ; (3.105)

где Кр – коэффициент разрыхления пород складируемых в илиоотстойнике, Кр = 1,15 ;

D – массовая доля фракций минус 1 мм (согласно гранулометрического состава), D = 8,5%;

D_0,05 -массовая доля илисто-глинистых частиц размером менее 0, 05 мм, принята на основании гранулометрического состава исходных песков, D_0,05 = 4,5 %;

Кн - коэффициент набухания илисто-глинистых частиц, Кн = 1,1 ;

Qч - производительность промывочною прибора, Qч = 36 м³ / ч ;

R – расход технологической воды, R=17,4м³ /м³ ;

t - продолжительность работы промприбора в сутки, t=19,5 ;

λэ - эфельность песков, λэ=0,89

t - продолжительность работы промприбора в сутки , t = 19,5 ч ;

Необходимая вместимость илоотстойника технологического водоснабжения составляет – 106,2 тыс.м³ . В связи с этим строительства илоотстойнников не предусматривается, т. к. уже имеются значительные площади наполнены водой, оставшиеся с прошлых лет разработки. Их площадь составляет 323,1 тыс. м³ , что обеспечивает необходимый, расчетный объем илоотстойника 106,2 тыс. м³ .

3.9 Охрана природы

3.9.1 Охрана водных ресурсов

В соответствии с требованиями правил охраны поверхностных вод от загрязнения и норм технологического проектирования при промывке золотосодержащих песков россыпи реки Вача принято оборотное водоснабжение промывочной установки ПГШ – II – 50.

Определяем расход сточных вод по формуле:

(3.106)

где N _СТОЧ – норматив по сбросу сточных вод, N _СТОЧ = 0,7 м³ /м³ ;

А – производительность карьера, А = 0,016 м³ /с .

Определяем мутность сточных вод:

(3.107)

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:

(3.108)

где С_Д – допустимое увеличение концентрации взвеси в реке, С_Д = 0,25 г/м³ ;

Q _МИН – минимальный расход воды, Q _МИН = 0,73 м³ /с ;

С_ПР – природные концентрации взвеси в реке, С_ПР = 7 г/м³ ;

d - коэффициент смещения сточных вод, d = 0,4 ;

(3.109)

где В - коэффициент учитывающий условия смещения, В = 0,02 ;

(3.110)

где L – расстояние по фарватеру разбавляющего водостока, L = 500 м ;

а - коэффициент, учитывающий гидравлические условия смещения, а = 0,5 ;

(3.111)

где Е – условия выпуска сточных вод, Е = 1 ;

Y – коэффициент извилистости реки, Y= 1,3 ;

Е_Д – коэффициент турбулентной диффузии, Е_Д = 0,0016 ;

(3.112)

где V _С – скорость водного потока, V _С = 0,46 м/с ;

Н_С – глубина водного потока, Н_С = 0.68 м .

Рассчитываем предельно допустимый сброс:

(3.113)

Определяем долю частиц которую необходимо осадить:

(3.114)

Размер частиц которую необходимо осадить при 98 % будет 0,005 мм.

Определяем длину осаждения частиц:

(3.115)

где V _С – скорость транзитного потока, V _С = 0,0003 м/с ;

Н_ОС – глубина транзитного потока, Н_ОС = 2,5 м ;

U - скорость осаждения частиц данного размера, U = 0,000008 м/с ;

U _ВЗ – взвешенное состояние движущих частиц, U _ВЗ = 0,00000001.

(3.116)

где К_ТР – коэффициент транзитности, К_ТР = 0,3 ;

В_ОС - ширина транзитного потока, В_ОС = 30 м .

(3.117)

где n – коэффициент шероховатости, n = 0,018 .

Длина отстойника:

(3.118)

где К_З – коэффициент запаса, К_З = 1,1 .

3.9.2 Рекультивация нарушенных земель

Ввиду того, что нарушенный земельный участок подлежит возврату землепользователю под естественное зарастание в проекте предусматривается следующие мероприятия:

· Транспортировка отвалов вскрыши в отработанное пространство

(в карьерную выемку) с приданием рельефу рекультивируемой поверхности поперечного уклона не более 23⁰ ;

· Планировка отвалов от проходки канав;

Все выше указанные работы будут выполняться бульдозерами Т-170, при этом средняя дальность транспортировки пород составит:

- по вскрыши 50 м;

- уборку хвостов промывки 40 м.

Мелкозернистая часть хвостов промывки (эфеля) будет размещаться в илоотстойник непосредственно в процессе отработки месторождения, а крупная часть (галя), во время рекультивации, в отработанное пространство.

Таблица3.67 – Объемы рекультивируемых земель

Время на проведение рекультивации определяются как:

(3.119)

Затраты на проведение рекультивации определяются как:

(3.120)

Рисунок 3.9 – Схема рекультивации капитальной траншеи

Рисунок 3.10 – Схема рекультивации нагорной канавы.

4 Энергоснабжение

4.1 Расчет электроснабжения участка горных работ

Таблица 4.1 - Расчет потребности мощности и расхода электроэнергии

Расчет электрических нагрузок и определение мощности трансформаторных подстанций.

Расчетная активная нагрузка:

(4.1)

где К_С – коэффициент спроса электрооборудования;

Р_НОМ – активная номинальная мощность двигателей главных преобразовательных агрегатов, кВт .

Выше и далее расчет проводиться для экскаватора ЭШ 15/90 А, аналогичный расчет выполняется для остального оборудования.

Расчетная реактивная нагрузка:

(4.2)

где tg j – коэффициент мощности однородных приемников.

Таблица 4.2 – Расчетные активные и реактивные нагрузки

Полная расчетная нагрузка:

(4.3)

где К_Р – коэффициент равномерности в нагрузке, К_Р = 0,9 ;

На участке находится обогатительная установка и мощные технологические установки относящиеся к электропотребителям первой категории.

При этом необходима установка двух трансформаторов, которые при выходе

одного из строя второй обеспечить 75% общей нагрузки.

Номинальная мощность трансформатора.

S _НОМ,ТР >= 0,75 ּS _расч ,

S _НОМ,ТР >= 0,75 ּ2532 = 1899 кВт .

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.

(4.4)

где U _ном – номинальное напряжение сети, U _ном = 35 кВ .

Определение сечения провода по экономической плотности тока.

(4.5)

где j - экономической плотности тока, j = 1.1 а / мм² ;

Выбираем ближайшее стандартное значение 50 мм² . Марка провода АС– 50.

I _ДОП = 210А > 32А.

Проверка линии на потерю напряжения.

Потеря напряжения в трехфазной сети определяется:

(4.6)

где L – длина линии, 40 км ;

r_o , x_o – активное и индуктивное сопротивление 1 км. линии, r_o = 0,46, x_o = 0,4 .

Потери напряжения в проводах допускается не выше 10%.

Расчет линий ведущих к электроприемнику с напряжением 6 кВт.

Расчетный ток нагрузки:

(4.7)

где cos j - коэффициент мощности, соответствующей нагрузке, cos j = 0,7 ;

η – кпд сети, η = 0,95 .

Выбирается марка провода А – 95. I _ДОП = 320А > 274А .

Проверка линии на потерю напряжения линии передач 6 кВ:

(4.8)

Потери напряжения в проводах допускается не выше 5%.

Расчет линий ведущих к экскаватору ЭШ 15 / 90.

Расчетный ток нагрузки:

(4.9)

Выбирается марка кабеля КГЭ 3´70 +1´10+1´10; I_ДОП =180 А.

I _ДОП = 180А > 178 А.

Проверка линии на потерю напряжения линии передач 6 кВ.

(4.10)

Потери напряжения в проводах допускается не выше 5 %.

Линий ведущие к промприбору ПГШ-II-50 и СБШ – 250МН предусматривается ПКТП – 400 (передвижная комплектная трансформаторная подстанция).

Расчет линий ведущих к буровому станку СБШ – 250МН от ПКТП – 400.

Расчетный ток нагрузки:

(4.11)

I_ДОП = 460 > 426 А.

Проверка линии на потерю напряжения линии передач 0,4 кВ:

(4.12)