1 Общая 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 продолжительной
зимой 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
Температура, градусы градусы.	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.

Поверхностные воды на месторождении представлены реки Хомолхо и ручья Кадали-Макит. Водный режим этих рек характеризуется преобладанием снегового питания. Основной объем речного стока (до 95%) приходится на осенне-летний период. Максимальные расходы воды наблюдаются в период весеннего половодья (май-июнь). За летне-осенний период паводки повторяются 5-10 раз. Основным водотоком является река Хомолхо. Максимальный расход воды реке составляет 18.3 м3/с, минимальный-0.73 м3/с, средняя глубина реки 0.68 м, средняя скорость течения 0.46 м/с, уклон водной поверхности 0.018. Таблица 1.3 – Месячный расход воды. Месяцы Расход воды,Q м3/ ч январь февраль март апрель май июнь июль август сентябрь октябрь ноябрь декабрь 1.1 0.89 0.73 1.58 18.3 14.5 5.62 3.87 4.56 3.14 2.37 1.42

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 составу
это темно-серые и серые иловато-песчаные валунно-галечные
отложения. Галька и валуны слабо и неокатаиные, нередко утюгообразной
формы. По составу галька представлена на 80-90% местными породами
(известняки, песчаники, сланцы) и экзотическими породами (граниты).
Вмещающая масса - известковистые и не известковистые иловатые средне- и
мелкозернистые 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	+ 200	- 200 + 64	- 64 + 16	- 16 + 4	- 4 + 1	- 1 + 0.1	- 0.1	-
Наличие золота, %	3.5	9.2	34.6	30.2	12.3	5.4	4.8	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.

3. 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:

Таблица 2.4 - Результаты ситового анализа золота

	Фракция, мм								Σ
Значения	-0.14	+0.14 -0.34	+0.34 -0.57	+0.57 -0.85	+0.85 -1.42	+ 1.42 -2.13	+2.13 -5.0	+5.0	-
Наличие золота, %	0.29	3.84	35.12	35.43	13.97	5.15	3.62	2.58	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

V^блn=(V₁+V₂)*L_БЛ/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,

L_БЛ- длина блока,L_БЛ=260 м.

Средняя мощность песков в блоке

m_ср,п =(V₁+V₂)/L_J=(569.45+837.78) / 704=2 м,

где L_j- линия влияния скважин по двум буровым линиям, L_j=740 м.

Запас торфов в блоке

V^бл_т=(V₃+V₄)*L_БЛ/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

m_ср,т =(V₃+V₄)/L_J=(8669,2+8372,1) / 704=24,2 м,

Объем золота в блоке

V^бл_з=(V_1з+V_2з)* L_БЛ/2=(3315,612+3255.9)*260 / 2= 85430 гр.

где V_1з-количество золота в первой буровой линии, V_1з=3315,612 гр,

V_2з-количество золота во второй буровой линии, V₂=3255.9 гр,

Среднее содержание золота в блоке

m^бл_ср,з= V^бл_з / V^блn =85430 / 182940 = 4.6 гр /м³,

Ведомость подсчета балансовых запасов россыпного золота по месторождению приведена в таблице 2.5

Таблица 2.5 -Подсчет геологических запасов блока по буровым линиям 489 и 487

НОМЕР БУРОВОЙ ЛИНИИ НОМЕР СКВАЖИНЫ МОЩНОСТЬ ПЕСКОВ, М. МОЩНОСТЬ ТОРФОВ, М. ЛИНИЯ ВЛИЯНИЯ СКВАЖИН, М. СРЕДНЕЕ СОДЕРЖАНИЕ ЗОЛОТА, ГР/М3 ЛИНЕЙНЫЙ ЗАПАС ПЕСКОВ, М2 ЛИНЕЙНЫЙ ЗАПАС ТОРФОВ, М2 ЛИНЕЙНЫЙ ЗАПАС ЗОЛОТА, ГР. 489 49 0,5 20 18 2,121 9 360 19,089 50 1,1 21 18 2,607 19,8 378 51,619 48 1,2 22,2 20 6,934 24 444 167,376 56 1,9 23 20 4,589 38 460 174,382 57 1,4 24,1 19 0,682 26,6 457,9 18,141 55 1,2 25,5 22,25 0,697 26,7 567,4 18,610 54 1,6 26,4 23,25 7,366 37,2 613,8 274,015 47 2,6 25 20 2,023 52 500 105,196 45 1 27,5 20 4,779 20 550 95,58 44 1,6 27 20 12,243 32 540 391,776 42 1,5 27 21,5 3,146 32,25 580,5 101,459 41 0,9 28 21,5 3,518 19,35 602 68,073 39 0,8 26,6 21,25 11,424 17 565,3 194,208 40 3,6 25 21,25 7,429 76,5 531,3 568,319 38 2,5 24,5 25,5 9,486 63,75 624,8 604,733 30 2,7 24,5 21 7,987 56,7 514,5 452,863 43 1,2 24,5 15,5 0,547 18,6 379,7 10,174 Σ по буровой линии 348 569,45 8669,2 3315,612 Среднее значение по буровой линии 1.6 24.8 5.21 487 39 2,5 12 20 7,538 50 240 376,900 17 1,3 16 20 1,864 26 320 48,464 18 1,3 18,5 20 2,049 26 370 53,274 19 1,5 20,5 20 0,889 30 410 26,670 20 3,1 21,5 20 4,748 62 430 294,376 21 4,1 24,5 20 6,055 82 490 496,510 22 1,5 26 20 0,687 30 520 20,610 23 3,9 25,5 20 2,655 78 510 207,090 24 3,5 26,5 20 0,520 70 530 36,400 25 2,9 27 20 0,669 58 540 38,802 26 3,5 27 20 1,125 70 540 78,750 27 1,2 27,6 20,05 9,210 24,06 553,4 221,593 29 1,5 27 20,1 2,593 30,15 542,7 78,179 32 0,5 27 20,15 0,119 10,08 544 1,199 28 2,1 25 15,15 6,594 31,82 378,8 209,788 30 2,7 24 17,55 18,901 47,39 421,2 895,624 31 1,9 24 22,65 3,102 43,04 543,6 133,495 33 3,6 24 20,35 0,522 73,26 488,4 38.2 Σ по буровой линии 356 837,78 8372,1 3255.9 Среднее значение по буровой линии 2.4 23.6 3.9 Σ по блоку 704 1407,23 17041,3 6571.5 Среднее значение по блоку 2 24,2 4,6

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

_____________________ ____________________

G^ок_сл = √ (G_сл )² + (G ^г_сл )² + (i_о /2)² = √ (0.2)² + (0.4)² + (0.2 / 2)² = 0.46 м;

где G_сл -дисперсия случайной изменчивости поверхности кровли эксплуатационного пласта после вскрыши торфов, G_сл = 0.2;

G ^г_сл - дисперсия случайной изменчивости поверхности кровли геологического пласта после вскрыши торфов, G ^г_сл = 0.4;

i_о - интервал опробывания, i_о = 0.2 м;

Показатель рациональной выемки песков в кровли пласта

r _t = (С_б - b) / (C – b) = (0.1 – 0.05) / (3.426 – 0.05) = 0.0148 м;

где С_б- бортовое содержание золота для оконтуривания пласта по вертикали, С_б = 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

m_пр = G^ок_сл * cos (3.14 * r _t ) = 0.46 * cos (3.14 * 0.0148) = 0.46 м;

Мощность теряемых песков

h_п = (G^ок_сл / 3.14) * sin (3.14 * r _t) – (m_пр * r _t) = = (0.46 / 3.14) * sin (3.14 * 0.0148) – ( 0.46 * 0.0148) = 0 м;

Мощность кровли пласта

h_р = h_п + m_пр = 0 + 0.46 = 0.46 м;

Потери песков

П_а = h_п * S = 0 * 425000 = 0 м³;

где S - площадь отработки, S = 425 тыс. м²;

Потери золота

Q_з = П_а * С_б = 0 * 0.1 = 0 гр;

Разубоживание песков в кровли пласта

Р_пр = h_р * S = 0.46 * 425000 = 195500 м³;

Расчет потерь и разубоживания в почве пласта

Стандарт общей изменчивости контура выемки песков в почве пласта

_____________________ ____________________

G^оп_сл = √ (G^п_сл )² + (G^п_сл )² + (i_о /2)² = √ (0.2)² + (0.2)² + (0.2 / 2)² = 0.3 м;

где G^п_сл -дисперсия случайной изменчивости поверхности почвы эксплуатационного пласта после вскрыши торфов, G^п_сл = 0.2;

G^п_сл - дисперсия случайной изменчивости поверхности почвы геологического пласта после вскрыши торфов, G^п_сл = 0.2;

Показатель рациональной выемки песков в почве пласта

r _t = (С_б - b) / (C – b) = (0.1 – 0.05) / (3.426 – 0.05) = 0.0148 м;

Мощность почвы пласта

m_з = G^оп_сл * cos (3.14 * r _t ) = 0.3 * cos (3.14 * 0.0148) = 0.3 м;

Мощность теряемых песков

h_пз = (G^оп_сл / 3.14) * sin (3.14 * r _t) ) – (m_з * r _t) = = (0.3 / 3.14) * sin (3.14 * 0.0148) – ( 0.3 * 0.0148) = 0 м;

Мощность почвы пласта

h_з = h_пз + m_з = 0 + 0.3 = 0.3 м;

Потери песков

П_аз = h_пз * S = 0 * 425000 = 0 м³;

Потери золота

Q_зз = П_аз * С_б = 0 * 0.1 = 0 гр;

Разубоживание песков в почве пласта

Р_з = h_з * S = 0.3 * 425000 = 127500 м³;

Общий объем потерь песков

П_о = П_аз + П_а = 0 + 0 = 0 м³;

Общий объем разубоживания песков

Р_о = Р_з + Р_пр =127500 + 195500 = 323000 м³;

Относительный коэффициент разубоживания песков

К_р = (Р_о / V_п) * 100% = (323000 / 1142400) * 100% = 28.3%,

Эксплуатационная мощность песков

m^э_п= m^г_,п + m_пр+ m_з = 1.96 + 0.46 + 0.3 = 2.2 м

где m_пр- мощность предохранительной рубашки, m_пр= 0.46 м;

m_з- мощность задирки, m_з= 0.3 м;

где m^г_,п - средняя геологическая мощность песков, m^г_,п =1.6м ,

Эксплуатационная мощность торфов

m^э_т = m^г_,т – m_пр = 24 – 0.46 = 23.54 м,

где m^г_,т - средняя геологическая мощность торфов, m^г_,т = 24 м ,

Эксплуатационный объем песков

V_п= S_п* L_р = 840 *1360 =1142400 м³,

где L_р- длина россыпи, L_р=1360 м ,

S_п- средняя площадь песков россыпи, S_п= 840 м² ,

S_п= (b^н_п+ b^в_п)* m^пр_п / 2 =(308+310)*2,72 / 2 = 840 м²,

где b^н_п- средняя ширина песков по низу, b^н_п=308 м,

b^в_п- средняя ширина песков по верху, b^в_п=310 м.

Эксплуатационный объем торфов

V_т= S_т* L_р = 7603 *1360 =10340080 м³,

где S_т = (b^н_т+ b^в_т)* m^пр_т / 2 =(310 +336)*23.54 / 2 =7603 м² ,

b^н_т- средняя ширина торфов по низу, b^н_т=310 м,

b^в_т- средняя ширина торфов по верху, b^в_т=336 м.

Коэффициент вскрыши

К_в= V_т / V_п=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,

V_з = V_п * [((m^г_,п * С) + (К_р * 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.

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

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

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

К_i - капиталовложения, К_i = 112472 тыс.рублей;

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

= 112472 тыс. рублей;

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

К₂ – балансовая стоимость автосамосвала БелАЗ – 540А,

К₂ = 1078000 рублей;

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

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

N_э – количество экскаваторов, N_э = 1 штуки;

N_а – количество автосамосвалов, N_а = 10 штук;

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

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

Таблица 3.1.1.1- Балансовая стоимость автосамосвала БелАЗ – 540А

Наименования расходов	Процентное содержание	Единицы измерения	Цена
Закупочная цена	-	тыс.руб.	980
Транспортирования	10%	тыс.руб.	98
Всего	-	тыс.руб.	1078

Таблица3.1.1.2 - 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

Таблица 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

Таблица 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.

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

35942 тыс.руб;

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

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

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

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

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

Таблица 3.1.1.5 - Затраты на амортизацию горного оборудования.

Оборудование	Стоимость оборудования, тыс.руб.	Норма амортизации, %	Количество, шт.	Годовая сумма амортизации, тыс. руб.
Экскаватор ЭКГ-5А	11892	7.7	1	915
Автосамосвал БелАЗ – 540А	1078	16.7	10	1800
Бульдозер Т-500	10863	15	3	4888
Бульдозер ДЭТ- 250	8173	15	7	8580
Всего				14958

Таблица 3.1.1.6- Заработанная плата

Наименований профессий	разряд	Штат, чел.		Число смен работы в год одного рабочего	Тариф- ная ставка в день, руб	Годовой Фонд зар. платы, тыс.руб.	Основная зарплата, тыс.руб.			Дополнительная зарплата 10% тыс.руб.	Итого фонда зарплаты, тыс.руб.
		Яв.	Спис.				Премия, 50%	Северные надбавки, 1.2	Доплаты, 5%
Машинист 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:

Т_спис = Т_реж / Т_фак = 251 / 232 = 1.1

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

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

Т_пр – количество праздничных дней, Т_пр = 2 дня;

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

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

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

Т_в – количество выходных дней, Т_в = 14 дня;

Таблица 3.1.1.7- Затраты на электроэнергию.

Наименования затрат	Единицы измерения.	Расход энергии в год	Цена за единицу измерения, руб.	Годовые затраты, 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, W_о = 231000 кВт;

Расход энергии по двухставочному тарифу, W_д = 1600 кВт;

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

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

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

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

К_и - коэффициент использования, К_и = 0.8

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

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

Оборудование	Кол -во, шт.	Затраты рублей на 1000 км
		Диз. топливо	ГСМ	Материалы	Ремонт	Шины	Общие Затраты, тыс.руб.	Пробег автосамосвалов, тыс. км	Общая сумма затрат, тыс. руб.
Автосамосвал БелАЗ – 540А	10	3500	720	950	1380	2.16 * 40000	74	50	3700

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

Оборудование	Кол -во, шт.	Затраты на 1 машино – час
		Канаты	ГСМ	Материалы	Ремонт	Кабели	Общие Затраты на 1 машино - час.	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 -во, шт.	Затраты на 1 машино – час
		Диз. Топливо	ГСМ	Материалы	Ремонт		Общие Затраты, тыс.руб.	Количество часов работы в сезон, час.	Общая сумма затрат, тыс. руб.
Бульдозер Т- 500	3	67	18.5	10.8	51.7	148		3705	1650

Таблица 3.1.1.11 - Эксплуатационные затраты на бульдозер ДЭТ - 250.

Оборудование	Кол -во, шт.	Затраты на 1 машино – час
		Диз. Топливо	ГСМ	Материалы	Ремонт		Общие Затраты, тыс.руб.	Количество часов работы в сезон, час.	Общая сумма затрат, тыс. руб.
Бульдозер ДЭТ- 250	7	52	14.2	8.3	39.6	114.1		3705	2960

Сумма эксплуатационные затраты равняется

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

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

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

Бестранспортная технология вскрыши.

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

Бурение скважин осуществляется буровым станком СБШ-250 МН

(принят проектом).

Приведенные затраты по второй схеме вскрышных работ.

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

С_эш – эксплуатационная себестоимость экскаватора ЭШ 15/90А,

С_эш = 9940 тыс.руб.

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

Таблица 3.1.1.12 - Балансовая стоимость экскаватора ЭШ 15/90А

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

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

= 9940 тыс.руб.

Таблица 3.1.1.13 - Затраты на амортизацию горного оборудования.

Оборудование	Стоимость оборудования, тыс.руб.	Норма амортизации, %	Количество, шт.	Годовая сумма амортизации, тыс. руб.
Экскаватор ЭШ 15/90А	62476	4	1	2499

Таблица 3.1.1.14 - Заработанная плата

Наименований профессий	разряд	Штат, чел.		Число смен работы в год одного рабочего	Тариф- ная ставка, тыс.руб	Годовой Фонд зар. платы, тыс.руб.	Основная зарплата, тыс.руб.			Дополнительная зарплата 10% тыс.руб.	Итого фонда зарплаты, тыс.руб.
		Яв.	Спис.				Премия, 50%	Северные надбавки, 1.2	Доплаты, 5%
Машинист 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 за единицу измерения, руб.	Годовые затраты, 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, W_о = 2194500 кВт;

Расход энергии по двухставочному тарифу, W_д = 15200 кВт;

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

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

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

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

Оборудование	Кол -во, шт.	Затраты на 1 машино – час
		Канаты	ГСМ	Материалы	Ремонт	Кабели	Общие Затраты на 1 машино - час.	Количество часов работы в сезон, час.	Общая сумма затрат, тыс. руб.
Экскаватор ЭЩ 15/90	1	100	39	167	429	30	765	4620	3500

Прочие затраты

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

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

Добычные работы

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

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

Суточная производительность промприбора составляет 77 м³/ч.

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

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

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

(Т-170) (принят проектом).

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

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

3.1.2 Режим работы и производственная мощность предприятия.

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

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

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

-продолжительность буровых работ 290 суток;

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

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

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

Среднегодовая производительность карьера по вскрыше торфов составит:

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

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

Кв – 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 показателей	Ед. измер.	Месясы						Итого за сезон
			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	тыс.м3	9.8	42.7	43.7	43.7	40	25.3	205

Таблица 3.1.2.1-Расчет производительности промывочного прибора ПКБШ-100

Приведенные затраты для промывочного прибора ПКБШ-100.

З_пр = С_экс + Е_э * К = 1515407 + 0.16 * 743000 = 1634287 рублей;

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

С_экс – эксплуатационная себестоимость, С_экс = 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

С_экс = З_ам + З_п+ З_э + З_рм + З_пр = 74300 + 1122000 + 119784 + 61559 + 137764 =

= 1515407 рублей;

где З_ам - затраты на амортизацию горного оборудования, З_ам = 74300 рублей;

З_п - заработанная плата, З_п = 1122000 рублей;

З_э - затраты на электроэнергию, З_э = 119784 рублей;

З_вм – эксплуатационные затраты, З_вм = 61559 рублей;

З_пр - прочие затраты, З_пр = 137764 рублей;

З_ам = 10 % от стоимости пром.прибора = 743000 * 0.1 = 74300 рублей;

Таблица 3.1.2.3 - Заработанная плата

Наименований профессий	разряд	Штат, чел.		Число смен работы в год одного рабочего	Тариф- ная ставка в день, руб	Годовой Фонд зар. платы, тыс.руб.	Основная зарплата, тыс.руб.			Дополнительная зарплата 10% тыс.руб.	Итого фонда зарплаты, тыс.руб.
		Яв.	Спис.				Премия, 50%	Северные надбавки, 1.2	Доплаты, 5%
Машинист 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:

Т_спис = Т_реж / Т_фак = 140 / 125 = 1.1

где Т_реж = Т_см - Т_кл - Т_пр = 149 – 7 - 2 = 140 дней;

где Т_см – количество смен в сезоне, Т_см = 149 дней;

Т_пр - количество праздничных дней, Т_пр = 2 дней.

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

Т_фак = Т_см - Т_кл - Т_б -Т_в -Т_б = 149 – 7- 5 – 10 – 2 = 125 дней;

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

Т_в – количество выходных дней, Т_в = 10 дня;

Таблица 3.1.2.4 - Затраты на электроэнергию.

Наименования затрат	Единицы измерения.	Расход энергии в год	Цена за единицу измерения, руб.	Годовые затраты, 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, W_о = 121164 кВт;

Расход энергии по двухставочному тарифу, W_д = 921кВт;

W_о = N_уст * t_г * К * Ц_от * К_и = 230 * 2634 * 0.25 * 0.8 = 121164 кВт;

где N_уст – установленная мощность пром.прибора, N_уст = 230 кВт;

t_сез – число рабочих часов в сезон, t_сез = 2634 часов;

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

К_и - коэффициент использования, К_и = 0.8

W_д = N_уст * Т_мес * Ц_дт * К_и = 230 * 5 * 0.8 = 920 кВт;

где Т_мес - продолжительность сезона, Т_мес = 5 месяцев;

Таблица 3.1.2.5 - Эксплуатационные затраты на пром.прибор ПКБШ - 100.

Наименования расходов	Затраты на 1000 м3,%	Годовой объм работ, тыс. м3	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).

З_пр = (З_п + З_э + З_ам + З_вм) * 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 1 м3
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

Q^б_сез = Q^б_см * n_см * Т_сез = 956 * 2 * 135 = 258120 м³

где Т_сез – сезонный фонд работы бульдозера, Т_сез = 135 дней;

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

где Т_с - продолжительность сезона, Т_с = 149 дней;

Т_ппр – планово предупредительные работы, Т_ппр = 14 дней;

Сменная норма выработки

Q^б_см = 100 * (Т_см – Т_пз – Т_лн ) * К_i / (Т_о – Т_в ) * К_отд = 100 * (720 – 82 – 10) * 1.7 / (100 +2.43) * 1.09 = 956 м³

где Т_о – норматив основного времени на 100 м³ горной массы, Т_о = 100 минуты;

Т_в – норматив вспомогательного времени на 100 м³ горной массы, Т_в = 2.43 минут;

К_отд – коэффициент, учитывающий время на отдых машиниста бульдозера, К_отд = 1.09

К_i - поправочный коэффициент, К_i = 1.7;

К_i = К_см * К_кл * К_тп * К_вз * К_над * К_зп = 1.46 * 0.98 * 0.92 * 0.97 * 0.96 * 1.25 = = 1.7

где К_см – сменный коэффициент, К_см = 1.46;

К_кл – климатический коэффициент, К_кл = 0.98;

К_вз – взрывание в течении смены, К_вз = 0.97;

К_над – коэффициент надежности оборудования, К_над = 0.96;

К_пп – при повторной перевалки взорванных пород, К_пп = 1.25;

Приведенные затраты для бульдозера ДЭТ- 250.

З_пр = С_экс + Е_э * 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

С_экс = З_ам + З_п + З_вм + З_пр = 1225000 + 176000 + 300000 + 170100 =

= 1871100 рублей;

где З_ам - затраты на амортизацию горного оборудования, З_ам = 1225 рублей;

З_п - заработанная плата, З_п = 176000 рублей;

З_вм - эксплуатационные затраты, З_вм = 300000 рублей;

З_пр - прочие затраты, З_пр = 170100 рублей;

Таблица 3.1.2.8- Затраты на амортизацию горного оборудования.

Оборудование	Стоимость оборудования, тыс.руб.	Норма амортизации, %	Количество, шт.	Годовая сумма амортизации, тыс. руб.
Бульдозер ДЭТ- 250	8173	15	1	1225

Таблица 3.1.2.9 - Заработанная плата

Наименований профессий	разряд	Штат, чел.		Число смен работы в год одного рабочего	Тариф- ная ставка в день, руб	Годовой Фонд зар. платы, тыс.руб.	Основная зарплата, тыс.руб.			Дополнительная зарплата 10% тыс.руб.	Итого фонда зарплаты, тыс.руб.
		Яв.	Спис.				Премия, 50%	Северные надбавки, 1.2	Доплаты, 5%
Машинист ДЭТ - 250		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 -во, шт.	Затраты на 1 машино – час
		Диз. Топливо	ГСМ	Материалы	Ремонт		Общие Затраты, тыс.руб.	Количество часов работы в сезон, час.	Общая сумма затрат, тыс. руб.
Бульдозер ДЭТ- 250	1	52	14.2	8.3	39.6	114.1		2634	300

Прочие затраты

З_пр = (З_зп + З_ам + З_рм ) * 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 1 м3
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

Q^а_сез = Q^а_см * n_см * Т_сез = 580 * 2 * 135 = 156600 м³;

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

Т_сез – сезонный фонд работы автосамосвала, Т_сез = 135 дней

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

где Т_с - продолжительность сезона, Т_с = 149 дней;

Т_ппр – планово предупредительные работы, Т_ппр = 14 дней;

Сменная норма выработки

Q^а_см = (Т_см – Т_пз – Т_лн – Т_пр ) * V_а / Т_р = (720 –35 – 10 -10) * 12.5 / 14.4 = 580 м³

где Т_см – продолжительность смены, Т_см = 720 минут;

Т_пз – время выполнения подготовительно – заключительные операций,

Т_пз = 35 минут;

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

V_а – вместимость кузова автосамосвала при породе третей и четвертой категории трудности экскавации, V_а = 12.5 м³;

Т_пр – прочие простои, Т_пр = 10 минут;

Т_р – время одного рейса, Т_р = 14.4 минут;

Т_р = Т_ож + Т_уп + Т_дв + Т_ур + Т_раз + Т_пог = 1 + 0.5 + 7.9 + 0.3 + 0.8 + 3.9 =

=14.4 минут;

где Т_ож – время ожидания автосамосвала у экскаватора, Т_ож = 1.0 минута;

Т_уп – время установки автосамосвала под погрузку, Т_уп = 0.5 минут;

Т_дв - время движения на один рейс, Т_дв = 7.9 минут;

Т_ур – время установки автосамосвала под разгрузку, Т_ур = 0.3 минут;

Т_раз - время разгрузки, Т_раз = 0.8 минут;

Т_пог - время погрузки, Т_пог = 3.9 минут;

Т_пог = V_а * t_ц / Е * К_и * К_i * 60 = 12.5 * 27 / 1.5 * 0.7 * 1.35 *60 = 3.9 минут;

где t_ц – время цикла экскавации пород для третей и четвертой категории трудности, t_ц = 27 минут;

К_и – коэффициент использования вместимости ковша пород для третей и четвертой категории трудности, К_и = 0.7;

Е – вместимость ковша экскаватора КАТО – 1500GV, Е = 1.5 м³;

К_i – поправочные коэффициенты, К_i = 1.35;

К_i = К_см * К_кл * К_тмп * К_вз * К_пд * К_,без =

= 1.714 *0.98 * 0.95 * 0.97 * 0.97 * 0.9 = 1.35

где К_см – сменный коэффициент, К_см = 1.714;

К_кл – климатический коэффициент, К_кл = 0.98;

К_тмп- коэффициент на транспортировку мерзлых пород, К_тмп = 0.95;

К_вз – взрывание в течении смены, К_вз = 0.97;

К_пд – планировка дорог, К_пд = 0.97;

К_,без – при бездорожье, вызванном атмосферными осадками, К_,без = 0.9.

Приведенные затраты для автосамосвалами БелАЗ –540А.

З_пр = С_экс + Е_э * К_i = 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

С_экс = З_ам + З_п+ З_вм + З_пр = 180000 + 176000 + 370000 + 72600 = 798600 рублей;

где З_ам - затраты на амортизацию горного оборудования,

З_ам = 180000 рублей;

З_п - заработанная плата, З_п = 176000 рублей;

З_вм - эксплуатационные затраты, З_вм = 370000 рублей;

З_пр - прочие затраты, З_пр = 72600 рублей;

Таблица 3.1.2.13 - Затраты на амортизацию горного оборудования.

Оборудование	Стоимость оборудования, тыс.руб.	Норма амортизации, %	Количество, шт.	Годовая сумма амортизации, тыс. руб.
Автосамосвал БелАЗ – 540А	1078	16.7	1	180

Таблица 3.1.2.14 - Заработанная плата

Наименований профессий	разряд	Штат, чел.		Число смен работы в год одного рабочего	Тариф- ная ставка в день, руб	Годовой Фонд зар. платы, тыс.руб.	Основная зарплата, тыс.руб.			Дополнительная зарплата 10% тыс.руб.	Итого фонда зарплаты, тыс.руб.
		Яв.	Спис.				Премия, 50%	Северные надбавки, 1.2	Доплаты, 5%
Машинист 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 -во, шт.	Затраты рублей на 1000 км
		Диз. топливо	ГСМ	Материалы	Ремонт	Шины	Общие Затраты, тыс.руб.	Пробег автосамосвалов, тыс. км	Общая сумма затрат, тыс. руб.
Автосамосвал БелАЗ – 540А	1	3500	720	950	1380	2.16 * 40000	74	50	370

Прочие затраты

З_пр = (З_зп + З_ам + З_рм ) * 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 1 м3
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

Q^б_сез = Q^б_см * n_см * Т_сез = 668 * 2 * 135 = 180000 м³

где Т_сез – сезонный фонд работы бульдозера, Т_сез = 135 дней;

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

где Т_с - продолжительность сезона, Т_с = 149 дней;

Т_ппр – планово предупредительные работы, Т_ппр = 12 дней;

Сменная норма выработки

Q^б_см = 100 * (Т_см – Т_пз – Т_лн ) * К_i / (Т_о – Т_в ) * К_отд = 100 * (720 – 82 – 10) * 1.7 / (144 +2.43) * 1.09 = 668 м³

где Т_о – норматив основного времени на 100 м³ горной массы, Т_о = 144 минуты;

Т_в – норматив вспомогательного времени на 100 м³ горной массы, Т_в = 2.43 минут;

К_отд – коэффициент, учитывающий время на отдых машиниста бульдозера, К_отд = 1.09

К_i - поправочный коэффициент, К_i = 1.7;

К_i = К_см * К_кл * К_вз * К_над * К_зп = 1.46 * 0.98 * 0.97 * 0.96 * 1.25 = 1.7

где К_см – сменный коэффициент, К_см = 1.46;

К_кл – климатический коэффициент, К_кл = 0.98;

К_вз – взрывание в течении смены, К_вз = 0.97;

К_над – коэффициент надежности оборудования, К_над = 0.96;

К_пп – при повторной перевалки взорванных пород, К_пп = 1.25;

Приведенные затраты для бульдозера Т- 170.

З_пр = С_экс + Е_э * 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

С_экс = З_ам + З_п+ З_вм + З_пр = 618000 + 160000 + 222000 + 100000 =

= 1100000 рублей;

где З_ам - затраты на амортизацию горного оборудования, З_ам = 618 рублей;

З_п - заработанная плата, З_п = 160000 рублей;

З_вм - эксплуатационные затраты, З_вм = 222000 рублей;

З_пр - прочие затраты, З_пр = 100000 рублей;

Таблица 3.1.2.18 - Затраты на амортизацию горного оборудования.

Оборудование	Стоимость оборудования, тыс.руб.	Норма амортизации, %	Количество, шт.	Годовая сумма амортизации, тыс. руб.
Бульдозер Т- 170	5152	12	1	618

Таблица 3.1.2.19 - Эксплуатационные затраты на бульдозер Т - 170.

Оборудование	Кол -во, шт.	Затраты на 1 машино – час
		Диз. Топливо	ГСМ	Материалы	Ремонт		Общие Затраты, тыс.руб.	Количество часов работы в сезон, час.	Общая сумма затрат, тыс. руб.
Бульдозер Т- 170	1	39	9.8	6.1	29.7	84.6		2634	222

Таблица 3.1.2.20 - Заработанная плата

Наименований профессий	разряд	Штат, чел.		Число смен работы в год одного рабочего	Тариф- ная ставка в день, руб	Годовой Фонд зар. платы, тыс.руб.	Основная зарплата, тыс.руб.			Дополнительная зарплата 10% тыс.руб.	Итого фонда зарплаты, тыс.руб.
		Яв.	Спис.				Премия, 50%	Северные надбавки, 1.2	Доплаты, 5%
Машинист Т-170		2	2.2	149	250	82	41	98	4	23	248
Единый социальный фонд, 35.6%											88
всего											160

Прочие затраты

З_пр = (З_зп + З_ам + З_рм ) * 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 1 м3
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

Q^бр_сез = Q^бр_см * n_см * Т_сез = 280 * 2 * 230 = 130000 п.м.

где Т_сез – 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

Q^бр_cез = (Т_см – Т_пз – Т_лн – Т_пт ) * К_i / t_о + t_в =

= (720 – 25 – 10 – 10) * 1.2 / 1.52 + 1.35 = 280 п.м.

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;

К_i = К_см * К_кл * К_вз * К_над = 1.5 * 0.86 * 0.97 * 0.96 = 1.2;

где К_см – сменный коэффициент, К_см = 1.5;

К_кл – климатический коэффициент, К_кл = 0.86;

К_вз – взрывание в течении смены, К_вз = 0.97;

К_над – коэффициент надежности оборудования, К_над = 0.96;

Приведенные затраты для бурового станка СБШ – 250МН.

З_пр = С_экс + Е_э * 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

С_экс = З_ам + З_п + З_вм + З_пр+ З_э = 454000 +658000 + 745000 +369468 + 222647 =

= 2449115 рублей;

где З_ам - затраты на амортизацию горного оборудования,

З_ам = 454000 рублей;

З_п - заработанная плата, З_п = 658000 рублей;

З_вм - эксплуатационные затраты, З_вм = 745000 рублей;

З_э - затраты на электроэнергию, З_э = 369468 рублей;

З_пр - прочие затраты, З_пр = 222647 рублей;

Таблица 3.1.2.23 - Затраты на амортизацию горного оборудования.

Оборудование	Стоимость оборудования, тыс.руб.	Норма амортизации, %	Количество, шт.	Годовая сумма амортизации, тыс. руб.
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 на 1 машино - час.	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

Таблица 3.1.2.25 - Заработанная плата

Наименований профессий	разряд	Штат, чел.		Число смен работы в год одного рабочего	Тариф- ная ставка в день, руб	Годовой Фонд зар. платы, тыс.руб.	Основная зарплата, тыс.руб.			Дополнительная зарплата 10% тыс.руб.	Итого фонда зарплаты, тыс.руб.
		Яв.	Спис.				Премия, 50%	Северные надбавки, 1.2	Доплаты, 5%
Машинист 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 за единицу измерения, руб.	Годовые затраты, 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, W_о = 358800 кВт;

Расход энергии по двухставочному тарифу, W_д = 2880 кВт;

W_о = N_уст * t_г * К * Ц_от * К_и = 322 * 4485 * 0.25 * 0.8 = 358800 кВт;

где N_уст – установленная мощность бурового станка СБШ – 250МН,

N_уст = 322 кВт;

W_д = N_уст * Т_мес * Ц_дт * К_и = 322 * 9 * 0.8 = 2880 кВт;

Прочие затраты

З_пр = (З_зп + З_ам + З_рм + З_э) * 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 показателей	Ед. изм.	Месяцы						Итого за год
		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.

З_пр = С_экс + Е_э * 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

С_экс = З_ам + З_п + З_вм + З_пр = 230000 + 191000 + 192000 + 61000 =

= 674000 рублей;

где З_ам - затраты на амортизацию горного оборудования, З_ам = 230000 рублей;

З_п - заработанная плата, З_п = 191000 рублей;

З_вм - затраты на вспомогательные материалы, З_вм = 192000 рублей;

З_пр - прочие затраты, З_пр = 61000 рублей;

Таблица 3.1.2.30 - Заработанная плата

Наименований профессий	разряд	Штат, чел.		Число смен работы в год одного рабочего	Тариф- ная ставка в день, руб	Годовой Фонд зар. платы, тыс.руб.	Основная зарплата, тыс.руб.			Дополнительная зарплата 10% тыс.руб.	Итого фонда зарплаты, тыс.руб.
		Яв.	Спис.				Премия, 50%	Северные надбавки, 1.2	Доплаты, 5%
Машинист КАТО-1500GV		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 сумма амортизации, тыс. руб.
экскаватор КАТО-1500GV.	1920	12	1	230

Таблица 3.1.2.32 - Эксплуатационные затраты на экскаватор КАТО-1500GV.

Оборудование	Кол -во, шт.	Затраты на 1 машино – час
		Диз. Топливо	ГСМ	Материалы	Ремонт		Общие Затраты, тыс.руб.	Количество часов работы в сезон, час.	Общая сумма затрат, тыс. руб.
экскаватор КАТО-1500GV.	1	27	6.6	7.5	32	73.1		2634	192

Прочие затраты

З_пр = (З_зп + З_ам + З_рм ) * 10% = (230000 + 191000 + 192000) * 10% =

= 61000 рублей;

Таблица 3.1.2.33 – Калькуляция стоимости машино-смены экскаватора КАТО-1500GV.

Затраты	Ед. изм.	Стоимость
		Годовая	Сменная	На 1 м3
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 показателей	ед. изер.	Месяцы									Итого за год
		Март	Апр.	Май	Июнь	Июль	Авг.	Сен	Окт	Нояб.
Продолжитель- ность сезона	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	м3	6928	7207	7695	8825	8936	8936	8769	8049	7127	8052
Производитель-ность экскаватора по периодам	т.м3	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 1 м3
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

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

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

Т_сез – сезонный фонд работы бульдозера, Т_сез = 135 дней

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

где Т_с - продолжительность сезона, Т_с = 149 дней;

Т_ппр – планово предупредительные работы, Т_ппр = 14 дней;

Сменная норма выработки

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

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

где Т_см – продолжительность смены, Т_см = 720 минут;

Т_пз – время выполнения подготовительно – заключительные операций,

Т_пз = 55 минут;

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

Т_о – норматив основного времени на 100 м³ горной массы, Т_о = 55 минут;

Т_в – норматив вспомогательного времени на 100 м³ горной массы, Т_в = 1.86 минут;

К_отд – коэффициент, учитывающий время на отдых машиниста бульдозера, К_отд = 1.09

К_i - поправочный коэффициент, К_i = 0.7;

К_i = К_см * К_кл * К_тп * К_вз * К_зп = 1.46 * 0.98 * 0.92 * 0.97 * 0.5 = 0.7

где К_см – сменный коэффициент, К_см = 1.46;

К_кл – климатический коэффициент, К_кл = 0.98;

К_тп- коэффициент на транспортирования мерзлых пород, К_эмп = 0.92;

К_вз – взрывание в течении смены, К_вз = 0.97;

К_зп - при зачистке плотика, К_зп = 0.5;

Приведенные затраты для бульдозера Т- 500.

З_пр = С_экс + Е_э * К = 2432000 + 0.16 * 10862500 = 4170000 рублей;

Таблица 3.1.2.36 - Балансовая стоимость бульдозера Т- 500

Наименования расходов	Процентное Содержание	Единицы измерения	Цена
Закупочная цена	-	тыс.руб.	9875
Транспортирования	10%	тыс.руб.	987.5
Всего	-	тыс.руб.	10862.5

Эксплуатационная себестоимость

С_экс = З_ам + З_п + З_вм + З_пр = 1630000 + 191000 + 390000 + 221000 =

= 2432000 рублей;

где З_ам - затраты на амортизацию горного оборудования,

З_ам = 1630000 рублей;

З_п - заработанная плата, З_п = 191000 рублей;

З_вм - эксплуатационные затраты, З_вм = 390000 рублей;

З_пр - прочие затраты, З_пр = 221000 рублей;

Таблица 3.1.2.37 - Затраты на амортизацию горного оборудования.

Оборудование	Стоимость оборудования, тыс.руб.	Норма амортизации, %	Количество, шт.	Годовая сумма амортизации, тыс. руб.
Бульдозер Т-500	10863	15	1	1630

Таблица 3.1.2.38 - Эксплуатационные затраты на бульдозер Т - 500.

Оборудование	Кол -во, шт.	Затраты на 1 машино – час
		Диз. Топливо	ГСМ	Материалы	Ремонт		Общие Затраты, тыс.руб.	Количество часов работы в сезон, час.	Общая сумма затрат, тыс. руб.
Бульдозер Т- 500	1	67	18.5	10.8	51.7	148		2634	390

Таблица 3.1.2.39 - Заработанная плата

Наименований профессий	разряд	Штат, чел.		Число смен работы в год одного рабочего	Тариф- ная ставка в день, руб	Годовой Фонд зар. платы, тыс.руб.	Основная зарплата, тыс.руб.			Дополнительная зарплата 10% тыс.руб.	Итого фонда зарплаты, тыс.руб.
		Яв.	Спис.				Премия, 50%	Северные надбавки, 1.2	Доплаты, 5%
Машинист Т-500		2	2.2	149	300	98	49	117	5	27	296
Единый социальный фонд, 35.6%											105
всего											191

Прочие затраты

З_пр = (З_зп + З_ам + З_рм ) * 10% = (191000 + 1630000 + 390000) * 10% =

= 221000 рублей;

Таблица 3.1.2.40 – Калькуляция стоимости машино-смены бульдозера Т - 500

Затраты	Ед. изм.	Стоимость
		Годовая	Сменная	На 1 м3
Количество рабочих дней	-	135	-	-
Производительность	м3	210000	780	-
Продолжительность смены	час	-	12	-
Заработанная плата	руб.	191000	707	0.9
Материалы	руб.	390000	1445	1.8
Амортизация	руб.	1630000	6037	7.7
Текущий ремонт	руб.	2172500	8046	10.3
Цеховые расходы	руб.	438350	1623	2.2
Прочие расходы	руб.	964370	3572	4.6
Стоимость	руб.	5786220	21430	27.5
Стоимость машино-час	руб.	2198	2197

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:

Q_сточ = N_сточ * А = 0.7 * 0.015 = 0.01 м³/с

где N_сточ – норматив по сбросу сточных вод, N_сточ = 0.7 м³/м³;

А – производительность карьера, А = 0.015 м³/с

Определяем мутность сточных вод.

С_сточ = ε * μ * А * ρ / Q_сточ= 0.01 * 0.02 * 0.017 * 2650000 / 0.01 = 901 г/м

где ε- доля частиц которые выносятся из водоема, ε = 0.01;

μ – коэффициент глинистости пород, μ = 0.02;

ρ- плотность взвесей, ρ = 2650000 г/м³.

Рассчитываем предельно допустимую концентрацию.

ПДК = [С_д * (Q_мин * d / Q_сточ)] + С_пр = [ 0.25 * ( 0.73 * 0.4 / 0.01) + 7] = 14.3 г/м³

где С_д – допустимое увеличение концентрации взвеси в реке, С_д = 0.25 г/м³;

Q_мин – минимальный расход воды, Q_мин = 0.73 м³/с;

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

d- коэффициент смещения сточных вод, d = 0.4;

d = 1 – В / 1 + ( В * Q_мин / Q_сточ) = 1 – 0.02 / 1 + ( 0.02 * 0.73 / 0.01) = 0.4

где В - коэффициент учитывающий условия смещения, В = 0.02;

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

а- коэффициент, учитывающий гидравлические условия смещения, а = 0.5;

________ ___________

а = Е * Y √ Е_д / Q_сточ = 1 * 1.3 √ 0.0016 / 0.01 = 0.5

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

Y – коэффициент извилистости реки, Y = 1.3;

Е_д – коэффициент турбулентной диффузии, Е_д = 0.0016;

Е_д = V_с * Н_с / 200 = 0.46 * 0.68 / 200 = 0.0016;

где V_с – скорость водного потока, V_с = 0.46 м/с;

Н_с – глубина водного потока, Н_с = 0.68 м.

Рассчитываем предельно допустимый сброс.

ПДС = ПДК * Q_сточ = 14.3 * 0.01 = 0.143 г/м³

Определяем долю частиц которую необходимо осадить.

Ч = С_сточ - ПДК / С_сточ = 901 – 14.3 / 901 = 98%

Размер частиц которую необходимо осадить при 98 % будет 0.005 мм.

Определяем длину осаждения частиц.

L_ос = V_с * Н_ос / U – U_вз = 0.0004 * 2.5 / 0.000008 - 0.00000001 = 125 м;

где V_с – скорость транзитного потока, V_с = 0.0003 м/с;

Н_ос – глубина транзитного потока, Н_ос = 2.5 м;

U- скорость осаждения частиц данного размера, U = 0.000008 м/с;

U_вз – взвешенное состояние движущих частиц, U_вз = 0.00000001

V_с = Q_сточ / К_тр * В_ос * Н_ос = 0.01 / 0.3 * 30 * 2.5 = 0.0004 м/с

где К_тр – коэффициент транзитности, К_тр = 0.3;

В_ос - ширина транзитного потока, В_ос = 30 м.

U_вз = 4 * n * V_с² / Н_ос^0.2 = 4 * 0.018 * 0.0004² / 2.5 ^0.2 = 0.00000001

где n – коэффициент шероховатости, n = 0.018.

Длина отстойника.

L_о = L_ос * К_з = 125 * 1.1 = 140 м.

где К_з – коэффициент запаса, К_з = 1.1

Илоостойник сооружается оградительными дамбами со следующими параметрами:

высота дамбы 5 м;

ширина гребня 4 м;

углы заложения откосов 45 градусов;

объем 120000 м³

3.10.2 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,

L_к = 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.

В_д = 2 * в_о + 2 * m + П =2 * 2 + 2 * 1 + 11 = 20 м;

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 , м

где Н_в – мощность вскрыши примыкания траншей, м;

h_пи – мощность песков, м.

Длина капитальной траншеи равна:

L_тр = (Н_тр / i) * 1000, м

где i – уклон капитальной траншеи, i = 70 ⁰/₀₀

Объем капитальной траншеи равен:

V_тр = Н_тр² [(В_д / 2) + (Н_тр * 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 траншеи, Hтр	м	6.5	19.7
Угол откоса борта, β	град.	45	45
Длина траншеи, Lтр	м	93	281
Объем траншеи, Vтр	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 * в_с + R_а + е) = 2 (0.5 * 3.48 + 12 + 1) = 30 м;

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

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:

V_р = (S_i + S_i+1 / 2) * L_i , м³

где S_i – площадь поперечного сечения траншеи, м²;

L_i – расстояние между сечениями, м

Результаты расчетов сводим в таблицу 3.3.2.2

Таблиц 3.3.2 - Результаты расчетов.

Сечения	Площадь сечения вскрыши, м2	Объем сечения вскрыши , м3	Площадь сечения добычи, м2	Объем сечения добычи, м3
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 траншеи, Lтр	м	1360	1360
Объем траншеи, Vтр	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:

Т_к1 = V_к1 / Q^эш_сут = 7340 / 8052 = 1 день;

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

Q^эш_сут = 8052 м³ ;

где V_к1 – объем капитальной траншеи № 1, V_к1 = 7340 м³;

Т_к2 = V_к2 / Q^эш_сут = 91850 / 8052 = 11 дней;

где V_к2 – объем капитальной траншеи № 2, V_к2 = 91850 м³;

Время проходки разрезной траншеи:

Т_р = V_р / Q^эш_сут = 1266880 / 8052 = 157 дней;

где V_р – объем вскрышной разрезной траншеи, V_р = 1266880 м³;

Время проходки добычной разрезной траншеи:

Т_рп = V_рп / Q^к_сут = 70700 / 1478 = 48 дней;

где V_рп – объем добычной разрезной траншеи, V_рп = 70700 м³;

Q^к_сут – суточная производительность экскаватора Като – 1500 GV,

Q^к_сут = 1478 м³.

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

Таблиц 3.3.5 – График горно – строительных работ.

Вид работ	Объем работ, м3	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 Като – 1500GV	10 дней.
Проходка разрезной траншеи по пескам.	70700

Затрата на вскрытие.

Ц_вс = (V_вт * Ц_эш) + (V_рп * Ц_к) = (1366070 * 13.6) + (70700 * 4.7) =

= 18910840 рублей;

где Ц_эш – стоимость затрат с 1м³ для экскаватора ЭШ 15/90А,

Ц_эш = 13.6 рублей (смотри таблицу 3.1.2.35);

Ц_к – стоимость затрат с 1м³ для экскаватора Като – 1500GV,

Ц_к = 4.7 рублей (смотри таблицу 3.1.2.33);

V_вт – объем вскрытия, V_вт = 1366070 м³

V_вт = V_к1 + V_к2 + V_р = 7340 + 91850 + 1266880 = 1366070 м³

Таблица 3.3.6 – Сводный сметный расчет на строительство карьера.

Наименования затрат	Сумма затрат, руб.	Затраты на 1м3годовой добычи, руб.
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

4. Горно – подготовительные работы

В состав горно-подготовительных работ входят:

• очистка полигона;

• подготовка пород к выемке;

• вскрышные работы;

• сооружение дорог;

• строительство гидротехнических сооружений

3.4.1 Очистка полигона

Очистка полигона от растительности включает в себя удаление с отрабатываемых площадей деревьев, пней, мелколесья, снега. Деревья имеющие диаметр более 12 см подлежат предварительному спиливанию и складированию на бортах полигона. В дальнейшем этот лес будет использоваться на хозяйственные нужды предприятия. Мощность почвенного слоя по месторождению составляет 5 см, что не позволяет его снять и складировать в отдельные отвалы. Площадь очистки полигона от мелколесья и кустарника составляет

V_оч = L_б * В_б * h_оч =1360 * 308 * 0.1 = 41888 м²

где L_б – длина блока, L_б = 1360 метров;

В_б – средняя ширина ,блока, В_б = 308 метров;

h_оч – мощность снимаемого слоя, h_оч = 0.1 метра.

Работы по очистке полигона предусматривается бульдозером ДЭТ-250

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

N^б_оч = V_оч / Q^б_см = 41888 / 98 = 427 машин-часов

где Q^б_ч- часовая норма выработки бульдозером ДЭТ-250, Q^б_см = 87 м³ / час (смотри пункт 3.1.2).

Общие затраты на очистку полигона

Ц_оч = V_оч * Ц_д = 41888 * 17 = 712000 рублей;

где Ц_д – стоимость затрат на 1м³ для бульдозера ДЭТ-250, Ц_д = 17 рублей.

3.4.2 Способы подготовки многолетнемерзлых пород к выемке

В настоящем проекте предусматривается три способа подготовки многолетнемерзлых пород к выемке:

• способ естественного оттаивания;

• механический способ рыхления;

• буровзрывной способ.

Подготовка многолетнемерзлых пород к выемке способом естественного оттаивания.

Естественное оттаивание мерзлых пород, основанное на регулировании теплового потока, выгодно отличается от других способов простотой организации работ, сравнительно малыми затратами и высокой интенсивность оттаивания.

В данном проекте этот способ не применяется из-за большой глубины россыпи.

Механический способ рыхление мерзлых пород можно применить только для

подготовки кондиционного пласта песков. Выемку осуществляют бульдозерно-рыхлительными агрегатами Т-500 на разработку всего объема песков, объем которого равен 1142400 м³.

Рыхление мерзлых пород ведется послойно взаимно перпендикулярными проходами (продольно-поперечное рыхление) на глубину 40см.

Рыхление многолетнемерзлых пород буровзрывным способом.

Подготовку массивов к выемке буровзрывным способом ведут на вскрыше торфов. Объем подготовки торфов к выемке буровзрывным способом в целом по россыпи составляет 10340080 м³, что соответствует 100% ному объему вскрыши. Разрушение массивов осуществляется массовыми взрывами скважинными зарядами.

Расчет параметров взрывных работ приведены в пункте 3.5.

3.4.3 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:

V_в = Q_эш / Н_т * А_в = 2109000 / 23.54 * 46 = 1947 м / год;

где Q_эш – производительность экскаватора ЭШ 15/90А, Q_эш = 2109000 м³

(смотри таблицу 3.1.2.34);

Н_т – средняя мощность торфов, Н_т = 23.54 м (смотри пункт 2.5.);

А_в – ширина заходки, А_в = 46 м (смотри рисунок 3.3.3);

Скорость продвижения добычных работ:

V_д = Q_к / Н_п * А_д = 208000 / 2.72 * 40 = 1912 м / год;

где Q_к – производительность экскаватора Като – 1500GV, Q_к = 208000 м³;

Н_п – средняя мощность песков, Н_п = 2.72 м (смотри пункт 2.5.);

А_д – ширина заходки, А_д = 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.

Ц_вр = V_вр * Ц_эш / N_р = 8974010 * 13.6 / 5 = 24409310 рублей;

где Ц_эш – стоимость затрат с 1м³ для экскаватора ЭШ 15/90А,

Ц_эш = 13.6 рублей (смотри таблицу 3.1.2.35);

N_р – срок отработки россыпи, N_р = 5 лет;

V_вр – объем вскрышных работ, V_вр = 8974010 м³;

V_вр = V_т - V_вт = 10340080 - 1366070 = 8974010 м³;

где V_вт – объем вскрытия, V_вт = 1366070 м³;

V_т – объем торфов, V_т = 10340080 м³.

Элементы системы разработки.

Угол откоса вскрышного уступа, α_в = 70 град;

Угол откоса добычного уступа, α_д = 80 град;

Угол откоса отвала, β = 37 град;

Ширина вскрышной заходки, А_в = 46 м;

Ширина добычной заходки, А_д = 40 м;

Средняя мощность вскрышного уступа, Н_т = 23.54 м;

Средняя мощность добычного уступа, Н_п = 2.72 м;

Скорость продвижения вскрышных работ,V_в = 1947 м/год;

Скорость продвижения добычных работ,V_д =1912 м / год;

Общие затраты на добычу и переработку песков в год, Ц_д = 13288848 руб.

(смотри таблицу 3.5.1);

Общие затраты на буровзрывные работы в год, Ц_бвр = 31271375 руб.

(смотри таблицу 3.5.4);

Общие затраты на вскрышные работы в год, Ц_вр = 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, h_п = 2.72 м;

Средняя мощность торфов, H_т = 23.54 м;

Ширина заходки В_п = 40 м;

Годовая производительность карьера А =2050 тыс. м³.

При вскрышных работах используется экскаватор ЭШ 15 /90А.

Для ведения добычных работ принимается экскаватор Като – 1500GV.

Выбор экскаватора Като – 1500GV обосновывается тем, что производительность экскаватора равняется производительности промприбора (208000 м³ = 205000 м³).

Ширина заходки вскрышного уступа определяется параметрами вскрышного экскаватора. Для экскаватора ЭШ 15 / 90А она составляет 40 метров. Ширина

заходки добычного экскаватора Като –1500 определяется по формуле:

А_з = 1.5 * R_ч = 1.5 * 5.5 = 8.2 м:

где R_ч – радиус черпания на уровне стояния экскаватора Като – 1500,

R_ч = 5.5 м;

Угол откоса добычного уступа 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.п_б = V_п / (Q^р_б * N) = 1142400 / 210 * 5 = 1 шт.

где Q^р_б - сезонная норма выработки бульдозера Т-500 на рыхление, Q^р_б = 210 тыс.м³ (смотри пункт 3.1.2) ;

Затраты на рыхления песков в год.

Ц_р = V_д * Ц_т = 205000 * 27.5 = 5637500 рублей;

где Ц_т – стоимость затрат с1м³ для бульдозера Т-500, Ц_т = 27.5 рублей (смотри таблицу 3.1.2.40);

V_д – годовой объем добычи, V_д = 205000 м³

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

После предварительного рыхления производится погрузка песков в автосамосвалы экскаватором Като –1500.

Количество экскаваторов на погрузку песков

N_э = V_п / (Q_Э * N) = 1142400 / 208 * 5 = 1 шт.

где Q^р_б - сезонная норма выработки экскаватора Като - 1500, Q_э = 208 тыс.м³ (смотри пункт 3.1.2) ;

Затраты на погрузку песков экскаватором в год.

Ц_д = V_д * Ц_э = 205000 * 4.7 = 963500 рублей;

где Ц_э – стоимость затрат с1м³ для экскаватора Като - 1500, Ц_э = 4.7 рублей

(смотри таблицу 3.1.2.33).

Погрузка песков экскаватором осуществляется в автосамосвалы

БелАЗ – 540А и транспортируют на обогатительную установку. Среднее расстояние транспортировки составляет 1 км. Разгрузка осуществляется на промплощадке обогатительной установки.

Необходимое количество автосамосвалов на добычу

N_а = V_п /( Q_а * N) = 1142400 / 156600 * 5 = 2 шт.

где Q_а - сезонная норма выработки автосамосвала , Qа =156600 м³

(смотри пункт 3.1.2);

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

N = N_а / К_с = 2 / 0.8 = 3 штуки

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

Затраты на транспортирования песков автосамосвалами в год.

Ц_т = V_д * Ц_а = 205000 * 7.9 = 1619500 рублей;

где Ц_а –затраты транспортирования 1м³ для автосамосвалов БелАЗ – 540А,

Ц_а = 7.9 рублей (смотри таблицу 3.1.2.16);

После разгрузка автосамосвала на промплощадке обогатительной установки бульдозер Т –170 подает пески в бункер промприбора.

Необходимое количество бульдозеров на подачу песков в бункер промприбора.

N_п = V_п / (Q_бт * N) = 1142400 / 180000 * 5 = 1 шт.

где Q_бт - сезонная норма выработки бульдозера Т – 170, Q_бт = 180 тыс.м³ (смотри пункт 3.1.2) ;

Затраты на подачу песков в бункер промприбора в год.

Ц_п = V_д * Ц_бт = 205000 * 14.9 = 3054500 рублей;

где Ц_бт – стоимость затрат с1м³ на подачу песков бульдозером Т-170 в бункер промприбора, Ц_бт = 14.9 рублей (смотри таблицу 3.1.2.21);

Затраты на обогащения песков промприбором ПКБШ – 100 в год составляет

2013848 рублей (смотри таблицу 3.1.2.6).

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

Таблица 3.5.1 - Общие затраты на добычу и переработку песков в год.

Затраты	Оборудование	Объем, м3	Стоимость, руб.
Рыхление	Т- 500	205000	5637500
Погрузка	Като – 1500GV	205000	963500
Транспортирование	БелАЗ – 540А	205000	1619500
Подача в бункер	Т-170	205000	3054500
Обогащение	ПКБШ - 100	205000	2013848
Всего			13288848

Таблица 3.5.2 - Расчет объемов работ и количества горного оборудования по его видам

Операции технологического цикла	Используемая техника	Объем, м3	Количество, шт.
Вскрыша торфов	ЭШ 15 / 90А	10340080	1
складирование гали зфелей	ДЭТ- 250 Т-170	1364025 698006 666019	1 1
Механическое рыхление песков	Т-500	1142400	1
Погрузка песков	Като-1500	1142400	1
Подача песков бункер п/п	Т-170	1142400	1
Транспортировка пород песков	БелАЗ-540А	1142400	3
Промывка песков	ПКБШ-100	1142400	1
Бурения скважин	2СБШ-250МН	10340080	1
Всего бульдозеров экскаваторов автосамосвалов промприборов буровых станков	Т-170 ДЭТ- 250 Т - 500 ЭШ 15 / 90А Като-1500 БелАЗ-540А ПКБШ-100 2СБШ-250МН		2 1 1 1 1 3 1 1

Подготовку массивов к выемке буровзрывным способом ведут на вскрыше, объем которого составляет 10340080 м³.

Бурение производится наклонными скважинами, что позволяет перемещать в выработанное пространство значительную часть объема взорванной массы и обеспечивает лучшее и равномерное дробление породы. В качестве ВВ выбирается граммонит 79 / 21, как наиболее дешевый и достаточно эффективный для взрывания пород средней крепости. В качестве замедлителя выбираем РП – 8. Инициирования производится детонирующим шнуром ДШ.

Объем разового разрушения массива торфов определяется 10-ти суточным запасом взорванных торфов из расчета предупреждений повторной смерзаемости.

V_взр = 10 * t_cм * Q_ч = 10 * 19.5 * 508 = 99060 м³

где t_cм – продолжительность смены, t_cм = 19.5 часов;

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

Расчет параметров БВР

Определяется диаметр скважин

_____ ____

d = 125 ⁴√ V^г_взр = 125 ⁴√ 2.1 = 215 мм

где V^г_взр – годовой объем по вскрыше, V^г_взр = 2.1 млн.м³

При диаметре 215 мм принимаем буровой станок СБШ – 250МН с диаметром долота d = 243 мм. Производительность бурового станка определенны в пункте 3.1.2.

Определяем длину скважины

l_скв = Н / sin  = 24 / sin 75 = 25 м;

где Н – средняя высота уступа, Н = 24 м;

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

Определим диаметр скважины

d_с = d * к_рс = 0.243 * 1.18 = 0.287 м

где к_рс – коэффициент расширения скважин, к_рс = 1.18;

Длина забойки

l_заб = (25 – 30) * d_с = 25 * 0.287 = 7 м;

Определяем линейную плотность

р = (П / 4) * d²_ск * ∆ = (3.14 / 4 ) * 0.287² * 900 = 58.2 кг / м ;

где ∆- плотность ВВ, ∆= 900 кг / м³;

Определяем линию сопротивления по подошве

_____________________ __________________________

W = √ р * (l_скв - l_заб) / m * g * Н = √ 58.2 * ( 25 – 7) / ( 1 * 0.5 * 24) = 9.3 м ;

m – коэффициент сближения скважин, m = 1;

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

Допустимая линия сопротивления по подошве

W_доп = Н * (ctg  - ctg ) + С = 24 * (ctg 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 W_доп

Расстояния между скважинами и рядами

а = в = W = 9.3м;

Длина заряда

l_з = l_скв - l_заб = 25 – 7 = 18 м ;

Определяем массу заряда в скважине

Q_з = р * l_з = 58.2 * 18 = 1048 кг;

Выход горной массы

Q_г.м.= (а * в * Н) / l_скв = ( 9.3 * 9.3 * 24) / 25 = 83 м³ / м.;

Определяем длину блока

L_бл = V_взр / [W + в ( n – 1) ] * Н = 99060 / [ 9.3 + 9.3 (4 – 1) ] * 24 = 74 м;

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

n = А / W = 40 / 9.3 = 4 шт;

где А – ширина заходки, А = 40 м;

Определяем количество скважин в ряду

n_р = L_бл / а = 74 / 9.3 = 8 шт;

Общее количество скважин в блоке

N_скв = n * n_р = 4 * 8 = 32 шт;

Общий расход ВВ на взрыв

Q_общ = Q_з * N_скв = 1048 * 32 = 33536 кг;

Интервал замедления

 = К_п * W = 5 * 9.3 = 47 мс;

Принимаем интервал замедления 50 мс.

Таблица 3.5.3 – Основные параметры взрывных работ

Параметры	Значения
Высота уступа, м	24
Длина скважины, м	25
Диаметр скважины, м	0.287
Длина забойки, м	7
Линейная плотность, кг / м3	58.2
Линия сопротивления по подошве, м	9.3
Допустимая линия сопротивления по подошве,м	9.2
Удельный расход ВВ, кг / м3	0.5
Расстояние между рядами, м	9.3
Расстояние между скважинами, м	9.3
Длина заряда, м	18
Выход горной массы с 1 м, м3/ м.	83
Масса заряда в скважине, кг	1048
Расход ВВ на взрыв,кг	33536
Длина блока, м	74
Объем рыхления за один взрыв, м3	99060
Способ взрывания	порядное

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

Высота развала

Н_р = (0.8 –1.3) * Н = 0.8 * 24 = 19 м;

Ширина развала от первого ряда скважин

_____ ______

В₀ = К_в * К_ √ К_о * Н = 2.5 *1.6 √ 0.85 * 24 = 18 м

где К_в – коэффициент характеризующий взрываемость пород (порды средневзрываемые), К_в = 2.5;

К_ - коэффициент учитывающий угол наклона скважин, К_ = 1.6;

К_о – коэффициент дальности отброса взорваной породы, К_о = 0.85;

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

Сейсмически безопасные расстояния

где к₁ – коэффициент зависящий от типа зданий, к₁=1,5;

к_с –коэффициент зависящий от грунта, к_с=7;

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

Безопасные расстояния по действию ударной воздушной волны.

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

Безопасные расстояния по разлету кусков.

где f – коэффициент крепости, f = 4;

n _заб –коэффициент забойки, n_заб = 1.

Согласно ЕПБ безопасное расстояние округляется до 50, следовательно

Rc = 350 м.: Rн = 1600 м. и Rр = 250 м.

Определяем количество взрывов в году.

N_вз = V^г_взр / V_взр = 2100000 / 99060 = 21 раз

Расход детонирующего шнура

L_д = N_скв * (l_cкв + а + 1.5) = 32 * (25 + 9.3 + 1.5) =1150 м

Общее количество взрывников

где V^г_взр – годовой объем взрывания пород, V^г_взр = 2.1 млн. м³.

Необходимое количество буровых станков

N_ст = к_рез * V^г_взр / Q^бр_сез * Q_г.м. = 1.1 * 2100000 / 130000 * 83 = 1 станок;

где к_рез – коэффициент резерва, к_рез = 1.1

Q^бр_сез -сезонная норма выработки, Q^бр_сез = 130000 м;

Стоимость бурения торфов в год.

Таблица 3.5.4 – Стоимость 1 м³ при буровзрывных работах.

Показатели	Кол-во ед.	Стоимость ед. руб.	Сумма затрат, руб.
Затраты труда
Взрывники	5	130000	650000
Подсобные рабочие	2	114000	228000
Итого	-	-	878000
Итого по затратам труда с учетом прочих К = 1.05	-	-	921900
Материалы
Граммонит, кг	704256	32	24700000
Детонирующий шнур и шашки	-	-	4940000
Итого	-	-	29640000
Итого по материалам с учетом прочих К = 1.05	-	-	31122000
Механизмы
Буровой станок, п.м.	25000	28.7	717500
Итого по механизмам с учетом прочих К = 1.05	-	-	753375
Всего стоимость	-	-	31271375
Стоимость 1 м3	-	-	14.9

Размеры, устройство и эксплуатация карьерных дорог.

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

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

20 км/час .

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

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

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

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

Дороги со сроком службы до одного года устраиваются без покрытий.

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

Содержание дорог включает в себя следующие технологические операции:

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

- россыпь высевок с последующей планировкой;

- проведение мероприятий по борьбе с гололедом и пылеподавлению.

3.6 Обогащение песков

Обоснование выбора промывочной установки.

Уровень технологического извлечения золота из россыпи реки Хомолхо определяется вещественным составом кондиционного пласта, гранулометрическим составом содержащегося в песках золота, выбранными технологиями и техникой горных работ, обогащения полезного ископаемого.

Основные технологические характеристики кондиционного материала:

-валунистость свыше 200 мм до 10 %;

-глинистость незначительная 3-5 %;

-промывистость легко и средне промывистый материал.

Гранулометрический состав золота россыпи реки Хомолхо приведен в
таблице 3.6.1

Таблица 3.6. 1 - Результаты ситового анализа золота

Значения	Фракции, мм
Значения	-0.14	+0.14 -0.34	+0.34 -0.57	+0.57 -0.85	+0.85 -1.42	+ 1.42 -2.13	+2.13 -5.0	+5.0
Наличие золота, %	0.29	3.84	35.12	35.43	13.97	5.15	3.62	2.58

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

Результаты промывочного прибора подтвердили высокую эффективность бочечных приборов на обогащении песков, содержащих мелкое и тонкое золото, и была принята обогатительная установка на базе промывочного прибора ПКБШ-100 с дополнительными узлами извлечения мелкого золота, осуществляющая промывку песков по транспортной схеме.

Эксплуатацию промывочного прибора ПКБШ-100 планируется осуществлять с учетом наработок опытно-промышленных работ, а именно:

1 Снижена часовая производительность установки (со 100 м³ до 80 м³ ), поскольку проведенные наблюдения выявили взаимосвязь между уровнем технологических потерь золота и повышением нагрузки на узлы обогащении.

2 Исключена из технологического цикла операция обогащения материала +20 –50 мм на самородкоулавливающем шлюзе, в виду 100%-ной достаточности для извлечения золота россыпи шлюзов мелкого напои нения.

3 Исключена прямая разгрузка автосамосвалами БелАЗ-540А в бункер БПК -100 промприбора, поскольку неравномерность подачи материала в скруббер ГДБ -100 ведет к неполным дезинтеграции и грохочению материала.

Прибор ПКБШ-100, осуществляющий обогащение песков россыпи комплектуется следующими узлами:

1 Бункер питатель БПК-100

2 Скруббер ГДБ-100 (грохот-дезинтефатор)

3 Агрегат шлюзовой ШГМ -720

4 Шлюз доводочный

5 Отвалообразователь 03П-800

6.Агрегат насосный АН-12НДС, Д 1250-65

7.Узлы извлечения мелкого и тонкого золота

Расчет технологического извлечения золота

Технологическое извлечение золота принято 93,8%. Схема цепи аппаратов обогатительной установки приведена на рис 3.6.1, технологические характеристики прибора ПКБШ-100 и концентратора «Орокон» приведены в таблицах 3.6.5 и 3.6.6.

Технологическая схема обогащения песков россыпи реки Хомолхо предусматривает:

-подачу песков в скрубер бульдозером Т-170;

-дезинтеграцию и разделение в скрубере на классы +20 и -20мм, класс +20мм в отвал, а класс -20 мм на шлюзы мелкого накопления;

-обогащение материала –20 мм на шлюзах мелкого наполнения;

-грохочение хвостов продукта шлюзового обогащения на гидрогрохоте;

-концентрация золота на концентраторе «Орокон»;

-сокращение концентрата шлюзов мелкого наполнения на доводочном шлюзе;

-доводка концентрата доводочного шлюза на вашгерде;

-сбор и переработка на ШОУ хвостового продукта доводочного шлюза, вашгерда и концентрата « Орокон»

Из практики эксплуатации промывочных установок типа ПКБШ на промывке песков россыпи р.Хомолхо определено , что общие потери золота 6.2% распределяются следующим образом:

-потери с галей = 1%;

-потери с эфелями = 5%;

-потери при доводке = 0.2%

Таким образом баланс золота в технологическом процессе обогащения полезного ископаемого определяется в следующем виде:

входящее в технологию обогащения золото 100%; теряется в технологии обогащения 6.2%;

в том числе: в хвостах скрубера (в гале) 1%;

в хвостах ШМН + гидрогрохота 5%;

в узлах доводки концентрата 0.2%:

Суточная потребность обогатительной установке в технологической воде составит:

Q_сут = Q_в * Q^п/п _сут / Q^п/п_ч = 438 * 1560 / 80 = 8540м³ ;

где Q^п/п_ч - часовая производительность установки; Q^п/п_ч = 80 м³ / ч ;

Q^п/п _сут - суточная производительность установки; Q^п/п _сут = 1560 м³ / сут ;

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

Расход воды на доводке концентратов при двухразовом режиме съемок составит

Q ^д_в = 2 * ( Q_дш + Q_дв + Q_гр ) = 2 * ( 1.73+0.036 +2.114) = 7.76 м ³ /сутки ;

где Q _дш – вода на доводочном шлюзе, Q _дш = 1.73 м³ / ч ;

Q _дв – вода при доводке на вашгерде, Q _дв = 0.036 м³ / ч ;

Q _гр – вода на грохоте, Q _гр = 2.114 м³ / ч :

Расход технологической воды в сутки составит:

Q ^т_сут = Q_сут + Q ^д_в = 8540 + 7.76 = 8547.8 м³ /сутки

Прочие неучтенные расходы воды (5%):

Q ^т_{сут . неучт} = Q ^т_сут * 0.05 = 8547.8 * 0.05 = 427.4 м³ /сутки

Общий расход технологической воды составит:

Q^т_{сут .общ.} = Q ^т_сут + Q ^т_{сут . неучт.} = 8547.8 + 427.4 = 8975 м³ /сутки

Удельный расход технологической воды составит:

q_т = Q^т_{сут .общ.} / Q^п/п _сут = 8975 / 1560 = 5.75 м³/м³

Мероприятия по извлечению тонкого и мелкого золота.

Согласно гранулометрии золота россыпи реки Хомолхо, наличие золота фракции - 0,25 мм составляет 4.13%.

Золото месторождения классифицируется как мелкое и средней крупности, поэтому в процессе обогащения материала продуктивного пласта предусматривается реализовать следующие организационные и технические мероприятия по извлечению тонкого и мелкого золота:

1 Часовая производительность промустановки снижена со 100 м³ до 80 м³.

2 Доводка наиболее обогащенного концентрата ШМН осуществляется в доводочном пункте на вашгердном столе.

З В технологическую цепь обогащения включен концентратор «Орокон».

Концентрат "ОРОКОНа", хвосты доводочного шлюза (-4мм), хвосты вашгерда направляются на до извлечение комплексом извлечения тонкого и мелкого золота

Основные преимущества концентраторов «Орокон»:

1 Высокий уровень извлечения золота но сравнению с традиционными методами, как крупного, так и частиц с размером менее 0,2 мм, общий уровень извлечения которых составил 80 %.

2 Непрерывность эксплуатации.

3 Мобильность.

Устройство и принцип работы установки "ОРОКОНа".

Установка "ОРОКОН-ЗОМ" предназначена для извлечение мелких золотых частиц в размере 30-50 мкм. Установка обеспечивает высокий уровень извлечения золота по сравнению с традиционными методами, особенно это касается золотых частиц с размером менее 0,2 мм.

Принцип работы всех типов оборудования, используемых для гравиометрической сепарации, заключается в том, что более плотные у частицы (золото, касситерит и др.) перемещаются сквозь флюидизированный слой более мелких частиц до тех пор, пока не становится возможным их скапливание и последующее извлечение.

Применение центробежной силы увеличивает разницу в плотности между более плотными и менее плотными частицами, что приводит к значительному повышению эффективности гравитационной сепарации. Слой частиц, собирающихся между кольцами на внутренней поверхности конуса, поддерживается во флюидизированном состоянии постоянным воздействием рыхлителей. Такое флюидизирующее действие в совокупности с большими центробежными силами, действующими на более плотные частицы, делает возможным постоянный взаимообмен между более плотными и более легкими частицами, в результате чего более плотные частицы аккумулируются между кольцами рядом с поверхностью конуса. Поскольку конструкция установки представляет собой конус, пульпа подвергается воздействию более значительных гравитационных сил, достигаемых посредством все повышающихся периферических скоростей по мере того, как она подталкивается кверху и выталкивается наружу, так что более мелкие золотые частицы собираются на верхних кольцах, в то время как более крупные частицы задерживаются на нижних кольцах.

Данные, полученные в ходе испытаний, показывают, что может быть получен очень высокий процент извлечения более крупного золота-при снижении процента извлечения по мере того, как золото становится более мелким.

Установка устанавливается непосредственно на любую плоскую платформу, сделанную из деревянных балок, цемента и др., включая мобильные платформы. Минимальные размеры платформы должны быть 2500 х 2500 мм. Очень важно также, чтобы платформа была совершенно ровной для обеспечения нормальной работы установки.

Максимальная производительность установки зависит. от характеристик твердого вещества, однако обычно составляет 30-50 м³/час сухой твердой первоначальной породы. Перед подачей первоначальной породы в установку необходимо добавить воду для получения пульпы с весовым содержанием твердого вещества примерно 20-40 %.

Подача первоначального материала в установку может осуществляться самыми разнообразными методами в зависимости от имеющегося оборудования и от условий конкретной местности.

С целью контроля количества твердого вещества, поступающего в установку, желательно измерять его поток. Простым методом измерения этой величины является заполнение мерного коллектора этим потоком с параллельным измерением времени, за которое происходит заполнение. Умножив найденную таким образом скорость потока на массовую долю твердого вещества, можно вычислить скорость переработки твердого вещества за единицу времени.

Загрузка материала в установку осуществляется с помощью лотков, или системы труб непосредственно в центральную трубу конуса. Загруженный материал подвергается немедленному воздействию центробежных сил и образует с помощью рыхлителей активизированный слой внутри конуса, кольца же при этом выполняют ту же роль, что и желобки в обычной установке гравитационной сепарации шлюзового типа.

Более плотные частицы концентрируются в нижней части активизированного слоя, то есть вдоль внутренней поверхности конуса, в то время как менее плотные выносятся из его верхней части и аккумулируются в лотках, расположенных по краям. Остаток пульпы поступает в хвосты.

Непрерывная эксплуатация установки рассчитана на период, не превышающий трех дней (в зависимости от содержания полезного компонента и масштабов работ), после чего установка должна быть остановлена (строго по инструкциям), а концентрат удален. Большинство пользователей проводят эту процедуру ежедневно.

При разгрузке установки в среднем извлекается около 250 кг пульпы или 100 кг сухого концентрата. Поэтому необходима его конечная очистка с применением вибрационных столов, а также, амальгамации и цианирования.

Идеальная скорость вращения установки 70-90 об/мин. Чтобы убедиться, что достигнута требуемая скорость вращения, достаточно наблюдая за створками концентрационного отсека, находящегося в основании конуса, подсчитать количество оборотов в минуту.

Расчет качественно-количественой схемы обогащения

Расчет количественной схемы обогащения выполняется с учетом следующих исходных данных:

часовая производительность промприбора = 80 м³ / ч;

выход фракции + 20 мм = 47 % ;

выход концентрата со шлюзов ШГН = 30 л / м² ;

коэффициент грохочения = 0,5 ;

выход концентрата на доводочном шлюзе = 5 % ;

выход подрешетного материала – 4 мм = 22,5 % .

Таблица 3.6.2- Расчет количественной схемы обогащения

№ п/п	Операции, продукты обогащения	Выход твердого					Ж:Т	Расход воды,		Расход пульпы,
		м3 / ч			%			м3 / ч		%
1	2	3			4		5	6		7
1	Дезинтеграция и грохочение в скрубере
	Поступает :
1.1	Пески	80			100		0.2:1	16	96
1.2	Вода	-			-		-	336	336
	Итого:	80			100		4.4:1	352	432
	Выходит:
1.3	+ 20 мм в отвал	38			47		0.05:1	2	40
1.4	- 20 мм на ШГН	42			53		8.5:1	350	392
	Итого:	80			100		4.4:1	352	432
2	Обогащение на шлюзах мелкого накопления
	Поступает:
2.1	- 20 мм	42			53		8.5:1	350	392
2.2	Вода	-			-		-	62	62
	Итого:	42			53		10:1	412	454
	Выходит:
2.3	Хвосты в грохот	42			53		10:1	412	454
2.4	Шлюзовой концентрат	-			-		-	-	-
3	Грохочение на грохоте (Е=0,5)
	Поступает:
3.1	Хвосты ШГН	42			53		10:1	412	454
3.2	+ 10 мм в отвал	21			26.5		14:1	286	307
3.3	-10мм в “Орокон”	21			26.5		6:1	126	147
	Итого:	42			53		10:1	412	454
4	Обогащение в концентраторе “Орокон”
	Поступает:
4.1	Пульпа (- 10 мм)	21			26.5		6:1	126	147
4.2	Вода	-			-		-	24	24
	Итого:	21			26.5		7.5:1	150	171
	Выходит:
4.3	Хвосты в отвал	20,95			26.5		7.5:1	150	170.95
4.4	Концентрат на ШОУ	0,05			0		0	0	0.05
	Итого:	21			26.5		7.5:1	150	171
Таблица 3.6.3- Продолжение таблицы 3.6.2
1	2		3	4		5		6	7
5	Сокращение концентрата ШГН на доводочном шлюзе
	Поступает:
5.1	Концентрат шлюзов	0,18			100		0.4:1	0.07	0.25
5.2	Вода	-			-		-	1.73	1.73
	Итого:	0,18			100		10:1	1.8	1.98
	Выходит:
5.3	Хвосты на грохот 4 мм	0,17			94.4		10.6:1	1.796	1.966
5.4	Концентрат	0,1			5.6		0.4:1	0.004	0.014
	Итого:	0,18			100		10:1	1.8	1.98
6	Доводка на вашгерде
	Поступает:
6.1	Концентрат доводочного шлюза	0,01			5.6		0.4:1	0.004	0.014
6.2	Вода	-			-		-	0.036	0.036
	Итого:	0,01			5.6		0.4:1	0.04	0.05
	Выходит:
6.3	Золото в кассу	-			-		-	-	-
6.4	Шлихи на ШОУ	0,01			5.6		0.4:1	0.04	0.05
7	Грохочение хвостов доводочного шлюза на грохоте , d отв.= 4мм
	Поступает:
7.1	Хвосты доводочного шлюза	0,17			94.4		10.6:1	1.796	1.966
7.2	Вода	-			-		-	2.114	2.114
	Итого:	0,17			94.4		23:1	3.910	4.08
	Выходит:
7.3	+ 4 мм в отвал	0,13			71.9		42:1	3.894	4.024
7.4	- 4 мм на ШОУ	0,04			22.5		0.4:1	0.016	0.056
	Итого:	0,17			94.4		23:1	3.91	4.08

Таблица 3.6.4- Баланс технологической воды

Поступает в процесс			Выходит из процесса
№ п/п	Точка подачи	Расход,м3 /ч	№ п/п	Точка выхода	Расход,м3 /ч
1	С исходными песками	16	1	+ 20 мм в отвал	2
2	Дезинтеграция в скрубере	336	2	Хвосты ШГН и грохота	286
3	Обогащение на ШГН	62
4	Обогащение на “Ороконе”	24	3	Хвосты “Орокона”	150
	Итого:	438		Итого:	438

Таблица 3.6.5- Техническая характеристика промывочного прибора ПКБШ-100

Характеристика	Параметры
Техническая производительность, м3 /ч	100
Потребление воды (без ШГП), м3 / м3	7:1
Мощность (без транспортера и насоса), квт	96
Численность обслуживающего персонала в смену, чел.	3
Срок монтажа, суток	10
Максимальная крупность валунов, мм	600
Частота вращения скруббера , об / мин	16
Производительность насоса : подача, м3 /ч напор , м	500 65
Масса ,т	66

Таблица 3.6.6- Техническая характеристика установки “Орокон”

Характеристика	Параметры
Производительность твердого вещества в час, м3 /ч	30-50
Максимальная крупность материала	10
Отношение твердого к жидкому	1:3
Общий уровень извлечения частиц размером менее 0,2 мм, %	до 80
Частота вращения конуса , об / мин	80
Тип двигателя	4А132М4УЗ
Мощность двигателя, квт	11
Габаритные размеры, м	2.2; 2.3; 2.6
Масса ,кг	2800

Качественно – количественная схема обогащения промприбра

ПКБШ-100

3.7 Отвалообразование.

На промплощадке обогатительной установки пески складируются в рудном складе. Затем бульдозером на базе Т-170 равномерно подаются в бункер ПКБШ –100. Объем подачи песков - 1142400 м³. Галечный отвал продуктов обогащения песков формируется перегружателем 03П – 800, а затем разваловывается бульдозером на базе ДЭТ-1250 в выработанное пространство. Материал эфельного отвала складируется бульдозером на базе Т-170 в эфельный отвал-накопитель, после этого также разваловывается в выработанное пространство.

Общий объем галечного отвала из фракции +20мм

V_{+ 20} = А_г * W_{+ 20} * К ^г_кр =1142400 * 0,47 * 1,3 = 698006 м³

где W_{+ 20} - выход фракции гали + 20 мм, W_{+ 20} = 47 % ;

К^г_кр – коэффициент разрыхления гали, К ^г_кр= 1,3

Объем эфельного отвала

V_{- 20} = А_г * W_{- 20} * К ^эф_кр = 1142400 * 0,53 * 1,1 = 666019 м³

где W_{- 20} - выход фракции эфелей - 20 мм, W_{- 20} = 53 % ;

К ^эф_кр – коэффициент разрыхления эфелей, К ^эф_кр= 1,1

Общий объем отвала

V^о_общ = V_{+ 20} + V_{- 20} = 698006 + 666019 = 1364025 м³

Расчет необходимого количества бульдозеров на уборку гали и эфелей

Количества бульдозеров ДЭТ-250 на уборку гали

N ^г_б = V_{+ 20} / Q^г _б * N = 698006 / 258120 * 5 = 1 шт.

где Q^г _б - сезонная норма выработки бульдозера ДЭТ-250 на уборку гали, Q^г _б =258120 м³ (смотри пкнкт 3.1.2) ;

N - cрок отработки россыпи, N = 5 лет

Затраты на уборку гали в год.

Ц_уг = V¹₊₂₀ * Ц_дт = 139600 * 17 = 2373200 рублей;

где Ц_дт – стоимость затрат с1м³ для бульдозера ДЭТ-250, Ц_дт = 17 рублей (смотри таблицу 3.1.2.11);

V¹₊₂₀ – годовой объем гали, V¹₊₂₀ = 139600 м³

Количества бульдозеров Т-170 на уборку эфелей

N ^э_б = V_{- 20} / Q^э _б * N = 666019 / 180 * 5 = 1 шт.

где Q^э _б - сезонная норма выработки бульдозера Т-170 на уборку эфелей, Q^э _б =180тыс.м³ (смотри пункт 3.1.2) ;

Затраты на уборку эфелей в год.

Ц_уэ = V¹_-20 * Ц_т1 = 133200 * 14.9 = 1984680 рублей;

где Ц_д1 – стоимость затрат с 1м³ для бульдозера Т-170, Ц_д1 = 14.9 рублей (смотри таблицу 3.1.2.21);

V¹_-20 – годовой объем эфелей, V¹_-20 = 133200 м³

Общие затраты на отвалообразования.

Ц_гэ = Ц_уг + Ц_уэ = 2373200 + 1984680 = 4357880 рублей.

8. Водоснабжение горных работ.

В соответствии с требованиями правил охраны поверхностных вод от загрязнения и норм технологического проектирования при промывке золотосодержащих песков россыпи реки Хомолхо (Кадали-Макнтская терраса) принято оборотное водоснабжение промывочной установки ПКБШ -100.Для организации промывки песков принята система технологического водоснабжения внешнего типа с площадкой хвостового хозяйства на борту карьера.

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

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

Расчет вместимости илоотстойника выполнен по формуле:

W_ил = V_п * Л { Кр + ( D – D_0.05) * 10 ^{- 2} * Кн } + Q^п/п_ч * q_т * t =

= 1142400 * 0.0816[1.1 +(10.2 – 3.8) * 10 ^{– 2} * 1.1]+ 80 * 5.75 * 19.5 = 118074 м³

где V_п -планируемый объем промывки песков, V_п = 1142400 м³;

Л - коэффициент, учитывающий условия складирования при расположении всего объема хвостов промывки на борту карьера на ранее нарушенных площадях, Л = 0,0816

Л = Лэ * D * 10 = 0.8 * 10.2 * 10 = 0.0816;

где Лэ - коэффициент эфельности, принят на основании качественно-количественной схемы обогащения песков на промприборе ПКБШ- 100, Лэ = 0.8;

D, D_0.05 -массовая доля в промываемых золотосодержащих песках фракции размером 1мм и илисто-глинистых частиц размером менее 0.05 мм, принята на основании гранулометрического состава исходных песков,

D =10.2 % и D_0.05 = 3.8 % ;

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

К_Р - коэффициент разрыхления складируемых пород, К_Р = 1.1;

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

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

q_т = 5.75 м³ / м³ ;

t - продолжительность работы промприбора в сутки , t = 19.5 ч ;

Необходимая вместимость илоотстойника технологического водоснабжения составляет - 120 тыс.м ³.

Емкость илоотстойника образуется за счет выемки, достигаемой бульдозерными работами ( ДЭТ-250), с размещением породы в насыпь ( среднее расстояние транспортирования 90 м) , образующей на поверхности совместно с отвалами отработки прошлых лет водоудерживающую толщу значительной мощности. Объем работ по сооружению непосредственно емкости отстойника (водонакопителя) составляет 120 тыс.м³.

С целью ограничения территории размещения эфельного отвала в нижней чести площади складирования хвостов сооружается оградительная дамба.

Высота плотины выбирается из условий полного размещения необходимого объема илоотстойника с учетом полной длины осаждения частиц. Высота дамбы равняется 5 метров.

Ширина гребня плотины

___ ___

b_п = 1.65 * √ H = 1.65 * √ 5 = 4 м,

Ширина плотины по низу

В_п = b_п + m₁ * H + m₂ * H = 4 + 1 * 5 + 1 * 5 = 14 м,

где m₁, m₂ - заложение мокрого и сухого откоса плотины, m₁ = 1, m₂ =1;

Объем пород, укладываемые в тело плотины.

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

Определяем затраты на сооружения дамбы.

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

где Ц_дт – стоимость затрат с1м³ для бульдозера ДЭТ-250, Ц_дт = 17 рублей;

Для безопасной эксплуатации очистных сооружений карьера и предупреждения возможных аварийных ситуаций в период ливневых дождей, проектом предусмотрен значительный объем дополнительной вместимости отстойника, что гарантирует предотвращение аварийного сброса сточных вод с территории системы технологического водообеспечения карьера в результате ливней.

Основные параметры очистных сооружений обогатительной установки приведены в таблице 3.8.1

Таблица 3.8.1- Параметры очистных сооружений

Наименование показателя	Ед. изм	Значение
Объем промываемых песков	м3	1142400
Необходимый запас технологической воды	тыс.м3	9
Объем отвалов хвостов промывки : галя +20 мм эфеля - 20 мм	м3 м3	698006 666019
Вместимость илоотстойника	тыс.м3	112
Конструктивная глубина отстойника	м	5
Площадь зеркала воды отстойника	м2	14000
Объем строительных работ, всего	тыс м3	4.5

Расчет насосной установки.

Выбор насоса осуществляется за счет часовой производительности промприбора ( 438 м³/ ч смотри пункт 3.6) и величины напора.

Определяем величину необходимого напора насоса.

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

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

Н_н – высота нагнетания воды, Н_н = 35 м;

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

h_м – местные потери напора, h_м = 0.1;

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

h_ост – остаточный напор в конце пульповода, h_ост = 5 м.

При необходимом напоре 43 м и производительности промприбора 438 м³/ ч

выбираем насос типа Д 500 – 65.

Определяем диаметр трубопровода.

______________ _____________

Д = 1.128 √ Q^п/п_в / 3600 * V_в = 1.128 √ 438 / 3600 * 2 = 278 мм;

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

V_в – скорость воды в трубопроводе, V_в = 2 м/с.

Принимаем стандартное значение труб 299 мм.

3.9 Охрана природы.

3.9.1 Охрана водных ресурсов.

В соответствии с требованиями правил охраны поверхностных вод от загрязнения и норм технологического проектирования при промывке золотосодержащих песков россыпи реки Хомолхо (Кадали-Макнтская терраса) принято оборотное водоснабжение промывочной установки

ПКБШ -100.

Определяем расход сточных вод по формуле:

Q_сточ = N_сточ * А = 0.7 * 0.015 = 0.01 м³/с

где N_сточ – норматив по сбросу сточных вод, N_сточ = 0.7 м³/м³;

А – производительность карьера, А = 0.015 м³/с

Определяем мутность сточных вод.

С_сточ = ε * μ * А * ρ / Q_сточ= 0.01 * 0.02 * 0.017 * 2650000 / 0.01 = 901 г/м

где ε- доля частиц которые выносятся из водоема, ε = 0.01;

μ – коэффициент глинистости пород, μ = 0.02;

ρ- плотность взвесей, ρ = 2650000 г/м³.

Рассчитываем предельно допустимую концентрацию.

ПДК = [С_д * (Q_мин * d / Q_сточ)] + С_пр = [ 0.25 * ( 0.73 * 0.4 / 0.01) + 7] = 14.3 г/м³

где С_д – допустимое увеличение концентрации взвеси в реке, С_д = 0.25 г/м³;

Q_мин – минимальный расход воды, Q_мин = 0.73 м³/с;

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

d- коэффициент смещения сточных вод, d = 0.4;

d = 1 – В / 1 + ( В * Q_мин / Q_сточ) = 1 – 0.02 / 1 + ( 0.02 * 0.73 / 0.01) = 0.4

где В - коэффициент учитывающий условия смещения, В = 0.02;

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

а- коэффициент, учитывающий гидравлические условия смещения, а = 0.5;

________ ___________

а = Е * Y √ Е_д / Q_сточ = 1 * 1.3 √ 0.0016 / 0.01 = 0.5

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

Y – коэффициент извилистости реки, Y = 1.3;

Е_д – коэффициент турбулентной диффузии, Е_д = 0.0016;

Е_д = V_с * Н_с / 200 = 0.46 * 0.68 / 200 = 0.0016;

где V_с – скорость водного потока, V_с = 0.46 м/с;

Н_с – глубина водного потока, Н_с = 0.68 м.

Рассчитываем предельно допустимый сброс.

ПДС = ПДК * Q_сточ = 14.3 * 0.01 = 0.143 г/м³

Определяем долю частиц которую необходимо осадить.

Ч = С_сточ - ПДК / С_сточ = 901 – 14.3 / 901 = 98%

Размер частиц которую необходимо осадить при 98 % будет 0.005 мм.

Определяем длину осаждения частиц.

L_ос = V_с * Н_ос / U – U_вз = 0.0004 * 2.5 / 0.000008 - 0.00000001 = 125 м;

где V_с – скорость транзитного потока, V_с = 0.0003 м/с;

Н_ос – глубина транзитного потока, Н_ос = 2.5 м;

U- скорость осаждения частиц данного размера, U = 0.000008 м/с;

U_вз – взвешенное состояние движущих частиц, U_вз = 0.00000001

V_с = Q_сточ / К_тр * В_ос * Н_ос = 0.01 / 0.3 * 30 * 2.5 = 0.0004 м/с

где К_тр – коэффициент транзитности, К_тр = 0.3;

В_ос - ширина транзитного потока, В_ос = 30 м.

U_вз = 4 * n * V_с² / Н_ос^0.2 = 4 * 0.018 * 0.0004² / 2.5 ^0.2 = 0.00000001

где n – коэффициент шероховатости, n = 0.018.

Длина отстойника.

L_о = L_ос * К_з = 125 * 1.1 = 140 м.

где К_з – коэффициент запаса, К_з = 1.1

Илоостойник сооружается оградительными дамбами со следующими параметрами:

высота дамбы 5 м;

ширина гребня 4 м;

углы заложения откосов 45 градусов;

объем 120000 м³

3.9.2 Рекультивация нарушенных земель.

Целью горнотехнической рекультивации является создание рельефа поверхности, обеспечивающего использования рекультивированных земель по назначению. При разработке россыпей объектами рекультивации является дражные, полигоны, гидромеханизированные бульдозерно- скреперные и экскаваторные разрезы, отвалы вскрышных пород, гидроотвалы и илоотстойники.

На первом этапе (горнотехнической рекультивации) выполняется комплекс организационно- технических мероприятий, проводимых непосредственно горнодобывающими предприятиями в процессе эксплуатации месторождения. Сюда относятся работы по выполнению откосов старых выработок, планировка отвалов, нанесение плодородного слоя, а также мелиоративные и другие работы, необходимые для приведения нарушенных земель в состояние, пригодное для использования их по назначению. Второй этап (биологической рекультивации) выполняются агротехнические и мелиоративные работы по восстановлению плодородия нарушенных земель после завершения на них горнотехнической рекультивации и мероприятия по восстановлению этих земель под сельско и лесохозяйственное использование, а также по восстановлению в рыбохозяйственных целей водоемов, образовавшихся в горных выработках.

Рекультивация может осуществляться применением различной техники; бульдозеров, колесных скреперов, экскаваторов и средств гидромеханизации.

Рекультивация начинается с планировки хвостов промывки, а затем осуществляется планировка отвалов вскрышных пород.

Горнотехническое восстановление будет осуществляться под самозаростание что достаточно частичная планировка поверхности.

Основные требования горнотехнической рекультивации:

1 Плотик должен засыпан не менее чем на 1 метр.

2 Углы бортов карьера не должны превышать более чем на 23 градусов.

3 ииииииииииииииииииииииииииииииииииииииииииииииии

На рекультивацию используют бульдозер ДЭТ- 250 и необходимое количество будет составлять :

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

где

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

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

Q_б - сезонная норма выработки бульдозера Д-355А, Q_б = 360 м³ / час (смотри таблицу 3.4) .

Технологическая схема рекультивации изображена на рисунке 3.9

3 Горная часть

3.1 Исходные данные для проектирования

3.1.1 Выбор способа разработки.

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

Подземный способ:

Из всех способов разработки наиболее трудоемким, дорогостоящим является подземный. Подземный способ разработки целесообразно применять в следующих условиях, где четко выдержанный и выраженный пласт, глубина залегания более 15 м, высокое содержание золота 10-12г/м³.

Дражный способ:

Современные многоковшовые драги представляют собой относительно сложные и дорогостоящие комплексы с высокой степенью механизации и поточности технологических процессов и обеспечивают достижение наиболее высоких технико-экономических показателей по сравнению с другими способами разработки.

Многоковшовые драги целесообразно применять для разработки пород практически любой крепости и состава за исключением весьма валунистых и крепко сцементированных пород и вязких глин.

Наиболее рационально многоковшовые драги применять для разработки водоносных пойменных и больших ключевых россыпей с небольшим уклоном.

Дражный способ неэффективен по соображениям сравнительно большого уклона террасы, и 100%-ной пораженности массива многолетней мерзлотой и незначительного срока эксплуатации месторождения.

Гидравлический способ:

При гидравлическим способе применяются сравнительно простое оборудование (гидромониторы, насосы, землесосы, гидроэлеваторы, трубы) и

процесс обогащение песков существенно упрощается, так как на промывку поступает хорошо дезинтегрированные и размытые пески.

Так же характерен небольшой штат рабочих и относительно высокие технико- экономических показателей.

Эти особенности позволяют при благоприятных условиях залегания россыпи и наличии дешевой напорной воды обеспечить относительную низкую себестоимость металла.

К недостатком гидравлической разработки следует отнести значительный расход электроэнергии, ограниченность применения способа и сезонность работ.

Гидравлический способ целесообразно для разработки террасовых, увальных, верховых, ключевых и реже долинных россыпей с ограниченным притоком подземных и поверхностных вод. С увеличением притока разработка усложняется, а себестоимость добычи повышается. Себестоимость добычи при разработке пойменных россыпей увеличивается вследствие увеличения стоимости осушения и транспортирования, но сохраняют основные преимущества этого способа: небольшие капитальные вложения и простота оборудования. Запасы россыпей, которые можно разрабатывать гидравлическим способом, изменяются в широких пределах. Эти сроки зависят от капиталовложений, необходимых для разработки россыпи и наличие разведанных запасов вблизи прииска. Если необходимо строить линию электропередачи значительной протяженности и поселок; то следует выдерживать сроки существования разреза не менее 10-12 лет.

Гидравлический способ применять не целесообразно из-за 100%-ной мерзлоты, большой глубины россыпи и коротким сроком отработки.

Скреперно-бульдозерный способ:

Бульдозеры и скреперы имеют простую и надежную конструкцию, удобны в управлении, обслуживаются одним человеком и имеют высокую производительность при разработке легких, средней плотности и тяжелых разрыхленных пород.

Бульдозерно-скреперный способ разработки не требует больших капитальных затрат и характеризуется малым дельным расходом электроэнергии.

К достоинству следует отнести их высокую маневренность, возможной быстрой перебазировки с одного участка на другой.

Недостатки: заметное снижение производительности при повышении валунистости разрабатываемых пород и увеличенном расстоянии их транспортирования, зависимость работ от климатических условий и высокая трудоемкость ремонтных работ.

Бульдозерно-скреперный способ разработки применить невозможно из-за больной глубины россыпи (до 33 м) и большой длине транспортировки пород.

Экскаваторный способ:

При использовании одноковшовых экскаваторов разработка может производится как с применением транспорта, так и без него.

Для транспортирования песков к промывочным установкам, а торфов в отвал

в качестве транспортных средств используют автосамосвалы, ленточные конвейеры и гидравлический транспорт.

Экскаваторный способ обеспечивает возможность применения высокопроизводительных экскаваторов с небольшим радиусом разгрузки и рационального размещения отвалов торфов, а на стационарных промывочных установках можно использовать любое обогатительное оборудование. Однако перевозка песков и торфов требует больших затрат.

При бестранспортной технологии вскрышные работы выполняют драглайном, обеспечивает перевалку вскрышных пород в выработанное пространство.

При глубине россыпи до 33 м и шириной в среднем 308 м наиболее выгодно разрабатывать экскаваторным способом ,с применением транспортной или бестранспортной технологии, и с применением буровзрывных работ.

Для того чтобы определить какая схема наиболее выгодней нужно определить приведенные затраты по каждой схеме.

Транспортная технология вскрыши.

В основу вскрышных комплексов следует включить экскаватор ЭКГ- 5А, по

стоимости и по своим параметрам наиболее соответствует горнотехническим условиям эксплуатации месторождения.

Транспортирование торфов в отвал осуществляют автосамосвалы

Белаз –540 А (принят проектом).

Вскрыша торфов на верхнем горизонте массива многолетнемерзлых пород выполняется бульдозерно-рыхлительными агрегатами (ДЗ –141 ХЛ) Т - 500 (принят проектом).

Складирования пустой породы в отвал осуществляет бульдозер (Д – 572Т) ДЭТ-250 (принят проектом).

Бурение скважин осуществляется буровым станком 2СБШ-250МН

(принят проектом).

Приведенные затраты по первой схеме вскрышных работ.

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

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

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

К_i - капиталовложения, К_i = 112472 тыс.рублей;

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

= 112472 тыс. рублей;

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

К₂ – балансовая стоимость автосамосвала БелАЗ – 540А,

К₂ = 1078000 рублей;

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

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

N_э – количество экскаваторов, N_э = 1 штуки;

N_а – количество автосамосвалов, N_а = 10 штук;

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

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

Таблица 3.1.1.1- Балансовая стоимость автосамосвала БелАЗ – 540А

Наименования расходов	Процентное содержание	Единицы измерения	Цена
Закупочная цена	-	тыс.руб.	980
Транспортирования	10%	тыс.руб.	98
Всего	-	тыс.руб.	1078

Таблица3.1.1.2 - 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

Таблица 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

Таблица 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.

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

35942 тыс.руб;

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

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

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

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

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

Таблица 3.1.1.5 - Затраты на амортизацию горного оборудования.

Оборудование	Стоимость оборудования, тыс.руб.	Норма амортизации, %	Количество, шт.	Годовая сумма амортизации, тыс. руб.
Экскаватор ЭКГ-5А	11892	7.7	1	915
Автосамосвал БелАЗ – 540А	1078	16.7	10	1800
Бульдозер Т-500	10863	15	3	4888
Бульдозер ДЭТ- 250	8173	15	7	8580
Всего				14958

Таблица 3.1.1.6- Заработанная плата

Наименований профессий	разряд	Штат, чел.		Число смен работы в год одного рабочего	Тариф- ная ставка в день, руб	Годовой Фонд зар. платы, тыс.руб.	Основная зарплата, тыс.руб.			Дополнительная зарплата 10% тыс.руб.	Итого фонда зарплаты, тыс.руб.
		Яв.	Спис.				Премия, 50%	Северные надбавки, 1.2	Доплаты, 5%
Машинист 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:

Т_спис = Т_реж / Т_фак = 251 / 232 = 1.1

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

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

Т_пр – количество праздничных дней, Т_пр = 2 дня;

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

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

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

Т_в – количество выходных дней, Т_в = 14 дня;

Таблица 3.1.1.7- Затраты на электроэнергию.

Наименования затрат	Единицы измерения.	Расход энергии в год	Цена за единицу измерения, руб.	Годовые затраты, 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, W_о = 231000 кВт;

Расход энергии по двухставочному тарифу, W_д = 1600 кВт;

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

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

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

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

К_и - коэффициент использования, К_и = 0.8

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

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

Оборудование	Кол -во, шт.	Затраты рублей на 1000 км
		Диз. топливо	ГСМ	Материалы	Ремонт	Шины	Общие Затраты, тыс.руб.	Пробег автосамосвалов, тыс. км	Общая сумма затрат, тыс. руб.
Автосамосвал БелАЗ – 540А	10	3500	720	950	1380	2.16 * 40000	74	50	3700

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

Оборудование	Кол -во, шт.	Затраты на 1 машино – час
		Канаты	ГСМ	Материалы	Ремонт	Кабели	Общие Затраты на 1 машино - час.	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 -во, шт.	Затраты на 1 машино – час
		Диз. Топливо	ГСМ	Материалы	Ремонт		Общие Затраты, тыс.руб.	Количество часов работы в сезон, час.	Общая сумма затрат, тыс. руб.
Бульдозер Т- 500	3	67	18.5	10.8	51.7	148		3705	1650

Таблица 3.1.1.11 - Эксплуатационные затраты на бульдозер ДЭТ - 250.

Оборудование	Кол -во, шт.	Затраты на 1 машино – час
		Диз. Топливо	ГСМ	Материалы	Ремонт		Общие Затраты, тыс.руб.	Количество часов работы в сезон, час.	Общая сумма затрат, тыс. руб.
Бульдозер ДЭТ- 250	7	52	14.2	8.3	39.6	114.1		3705	2960

Сумма эксплуатационные затраты равняется

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

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

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

Бестранспортная технология вскрыши.

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

Бурение скважин осуществляется буровым станком СБШ-250 МН

(принят проектом).

Приведенные затраты по второй схеме вскрышных работ.

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

С_эш – эксплуатационная себестоимость экскаватора ЭШ 15/90А,

С_эш = 9940 тыс.руб.

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

Таблица 3.1.1.12 - Балансовая стоимость экскаватора ЭШ 15/90А

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

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

= 9940 тыс.руб.

Таблица 3.1.1.13 - Затраты на амортизацию горного оборудования.

Оборудование	Стоимость оборудования, тыс.руб.	Норма амортизации, %	Количество, шт.	Годовая сумма амортизации, тыс. руб.
Экскаватор ЭШ 15/90А	62476	4	1	2499

Таблица 3.1.1.14 - Заработанная плата

Наименований профессий	разряд	Штат, чел.		Число смен работы в год одного рабочего	Тариф- ная ставка, тыс.руб	Годовой Фонд зар. платы, тыс.руб.	Основная зарплата, тыс.руб.			Дополнительная зарплата 10% тыс.руб.	Итого фонда зарплаты, тыс.руб.
		Яв.	Спис.				Премия, 50%	Северные надбавки, 1.2	Доплаты, 5%
Машинист 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 за единицу измерения, руб.	Годовые затраты, 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, W_о = 2194500 кВт;

Расход энергии по двухставочному тарифу, W_д = 15200 кВт;

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

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

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

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

Оборудование	Кол -во, шт.	Затраты на 1 машино – час
		Канаты	ГСМ	Материалы	Ремонт	Кабели	Общие Затраты на 1 машино - час.	Количество часов работы в сезон, час.	Общая сумма затрат, тыс. руб.
Экскаватор ЭЩ 15/90	1	100	39	167	429	30	765	4620	3500

Прочие затраты

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

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

Добычные работы

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

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

Суточная производительность промприбора составляет 77 м³/ч.

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

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

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

(Т-170) (принят проектом).

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

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

3.1.2 Режим работы и производственная мощность предприятия.

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

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

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

-продолжительность буровых работ 290 суток;

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

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

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

Среднегодовая производительность карьера по вскрыше торфов составит:

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

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

Кв – 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 показателей	Ед. измер.	Месясы						Итого за сезон
			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	тыс.м3	9.8	42.7	43.7	43.7	40	25.3	205

Таблица 3.1.2.1-Расчет производительности промывочного прибора ПКБШ-100

Приведенные затраты для промывочного прибора ПКБШ-100.

З_пр = С_экс + Е_э * К = 1515407 + 0.16 * 743000 = 1634287 рублей;

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

С_экс – эксплуатационная себестоимость, С_экс = 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, руб.
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

С_экс = З_ам + З_п+ З_э + З_рм + З_пр = 74300 + 1122000 + 119784 + 61559 + 137764 =

= 1515407 рублей;

где З_ам - затраты на амортизацию горного оборудования, З_ам = 74300 рублей;

З_п - заработанная плата, З_п = 1122000 рублей;

З_э - затраты на электроэнергию, З_э = 119784 рублей;

З_вм – эксплуатационные затраты, З_вм = 61559 рублей;

З_пр - прочие затраты, З_пр = 137764 рублей;

З_ам = 10 % от стоимости пром.прибора = 743000 * 0.1 = 74300 рублей;

Таблица 3.1.2.3 - Заработанная плата

Наименований профессий	разряд	Штат, чел.		Число смен работы в год одного рабочего	Тариф- ная ставка в день, руб	Годовой Фонд зар. платы, тыс.руб.	Основная зарплата, тыс.руб.			Дополнительная зарплата 10% тыс.руб.	Итого фонда зарплаты, тыс.руб.
		Яв.	Спис.				Премия, 50%	Северные надбавки, 1.2	Доплаты, 5%
Машинист 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:

Т_спис = Т_реж / Т_фак = 140 / 125 = 1.1

где Т_реж = Т_см - Т_кл - Т_пр = 149 – 7 - 2 = 140 дней;

где Т_см – количество смен в сезоне, Т_см = 149 дней;

Т_пр - количество праздничных дней, Т_пр = 2 дней.

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

Т_фак = Т_см - Т_кл - Т_б -Т_в -Т_б = 149 – 7- 5 – 10 – 2 = 125 дней;

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

Т_в – количество выходных дней, Т_в = 10 дня;

Таблица 3.1.2.4 - Затраты на электроэнергию.

Наименования затрат	Единицы измерения.	Расход энергии в год	Цена за единицу измерения, руб.	Годовые затраты, 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, W_о = 121164 кВт;

Расход энергии по двухставочному тарифу, W_д = 921кВт;

W_о = N_уст * t_г * К * Ц_от * К_и = 230 * 2634 * 0.25 * 0.8 = 121164 кВт;

где N_уст – установленная мощность пром.прибора, N_уст = 230 кВт;

t_сез – число рабочих часов в сезон, t_сез = 2634 часов;

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

К_и - коэффициент использования, К_и = 0.8

W_д = N_уст * Т_мес * Ц_дт * К_и = 230 * 5 * 0.8 = 920 кВт;

где Т_мес - продолжительность сезона, Т_мес = 5 месяцев;

Таблица 3.1.2.5 - Эксплуатационные затраты на пром.прибор ПКБШ - 100.

Наименования расходов	Затраты на 1000 м3,%	Годовой объм работ, тыс. м3	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).

З_пр = (З_п + З_э + З_ам + З_вм) * 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 1 м3
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

Q^б_сез = Q^б_см * n_см * Т_сез = 956 * 2 * 135 = 258120 м³

где Т_сез – сезонный фонд работы бульдозера, Т_сез = 135 дней;

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

где Т_с - продолжительность сезона, Т_с = 149 дней;

Т_ппр – планово предупредительные работы, Т_ппр = 14 дней;

Сменная норма выработки

Q^б_см = 100 * (Т_см – Т_пз – Т_лн ) * К_i / (Т_о – Т_в ) * К_отд = 100 * (720 – 82 – 10) * 1.7 / (100 +2.43) * 1.09 = 956 м³

где Т_о – норматив основного времени на 100 м³ горной массы, Т_о = 100 минуты;

Т_в – норматив вспомогательного времени на 100 м³ горной массы, Т_в = 2.43 минут;

К_отд – коэффициент, учитывающий время на отдых машиниста бульдозера, К_отд = 1.09

К_i - поправочный коэффициент, К_i = 1.7;

К_i = К_см * К_кл * К_тп * К_вз * К_над * К_зп = 1.46 * 0.98 * 0.92 * 0.97 * 0.96 * 1.25 = = 1.7

где К_см – сменный коэффициент, К_см = 1.46;

К_кл – климатический коэффициент, К_кл = 0.98;

К_вз – взрывание в течении смены, К_вз = 0.97;

К_над – коэффициент надежности оборудования, К_над = 0.96;

К_пп – при повторной перевалки взорванных пород, К_пп = 1.25;

Приведенные затраты для бульдозера ДЭТ- 250.

З_пр = С_экс + Е_э * 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

С_экс = З_ам + З_п + З_вм + З_пр = 1225000 + 176000 + 300000 + 170100 =

= 1871100 рублей;

где З_ам - затраты на амортизацию горного оборудования, З_ам = 1225 рублей;

З_п - заработанная плата, З_п = 176000 рублей;

З_вм - эксплуатационные затраты, З_вм = 300000 рублей;

З_пр - прочие затраты, З_пр = 170100 рублей;

Таблица 3.1.2.8- Затраты на амортизацию горного оборудования.

Оборудование	Стоимость оборудования, тыс.руб.	Норма амортизации, %	Количество, шт.	Годовая сумма амортизации, тыс. руб.
Бульдозер ДЭТ- 250	8173	15	1	1225

Таблица 3.1.2.9 - Заработанная плата

Наименований профессий	разряд	Штат, чел.		Число смен работы в год одного рабочего	Тариф- ная ставка в день, руб	Годовой Фонд зар. платы, тыс.руб.	Основная зарплата, тыс.руб.			Дополнительная зарплата 10% тыс.руб.	Итого фонда зарплаты, тыс.руб.
		Яв.	Спис.				Премия, 50%	Северные надбавки, 1.2	Доплаты, 5%
Машинист ДЭТ - 250		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 -во, шт.	Затраты на 1 машино – час
		Диз. Топливо	ГСМ	Материалы	Ремонт		Общие Затраты, тыс.руб.	Количество часов работы в сезон, час.	Общая сумма затрат, тыс. руб.
Бульдозер ДЭТ- 250	1	52	14.2	8.3	39.6	114.1		2634	300

Прочие затраты

З_пр = (З_зп + З_ам + З_рм ) * 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 1 м3
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

Q^а_сез = Q^а_см * n_см * Т_сез = 580 * 2 * 135 = 156600 м³;

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

Т_сез – сезонный фонд работы автосамосвала, Т_сез = 135 дней

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

где Т_с - продолжительность сезона, Т_с = 149 дней;

Т_ппр – планово предупредительные работы, Т_ппр = 14 дней;

Сменная норма выработки

Q^а_см = (Т_см – Т_пз – Т_лн – Т_пр ) * V_а / Т_р = (720 –35 – 10 -10) * 12.5 / 14.4 = 580 м³

где Т_см – продолжительность смены, Т_см = 720 минут;

Т_пз – время выполнения подготовительно – заключительные операций,

Т_пз = 35 минут;

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

V_а – вместимость кузова автосамосвала при породе третей и четвертой категории трудности экскавации, V_а = 12.5 м³;

Т_пр – прочие простои, Т_пр = 10 минут;

Т_р – время одного рейса, Т_р = 14.4 минут;

Т_р = Т_ож + Т_уп + Т_дв + Т_ур + Т_раз + Т_пог = 1 + 0.5 + 7.9 + 0.3 + 0.8 + 3.9 =

=14.4 минут;

где Т_ож – время ожидания автосамосвала у экскаватора, Т_ож = 1.0 минута;

Т_уп – время установки автосамосвала под погрузку, Т_уп = 0.5 минут;

Т_дв - время движения на один рейс, Т_дв = 7.9 минут;

Т_ур – время установки автосамосвала под разгрузку, Т_ур = 0.3 минут;

Т_раз - время разгрузки, Т_раз = 0.8 минут;

Т_пог - время погрузки, Т_пог = 3.9 минут;

Т_пог = V_а * t_ц / Е * К_и * К_i * 60 = 12.5 * 27 / 1.5 * 0.7 * 1.35 *60 = 3.9 минут;

где t_ц – время цикла экскавации пород для третей и четвертой категории трудности, t_ц = 27 минут;

К_и – коэффициент использования вместимости ковша пород для третей и четвертой категории трудности, К_и = 0.7;

Е – вместимость ковша экскаватора КАТО – 1500GV, Е = 1.5 м³;

К_i – поправочные коэффициенты, К_i = 1.35;

К_i = К_см * К_кл * К_тмп * К_вз * К_пд * К_,без =

= 1.714 *0.98 * 0.95 * 0.97 * 0.97 * 0.9 = 1.35

где К_см – сменный коэффициент, К_см = 1.714;

К_кл – климатический коэффициент, К_кл = 0.98;

К_тмп- коэффициент на транспортировку мерзлых пород, К_тмп = 0.95;

К_вз – взрывание в течении смены, К_вз = 0.97;

К_пд – планировка дорог, К_пд = 0.97;

К_,без – при бездорожье, вызванном атмосферными осадками, К_,без = 0.9.

Приведенные затраты для автосамосвалами БелАЗ –540А.

З_пр = С_экс + Е_э * К_i = 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

С_экс = З_ам + З_п+ З_вм + З_пр = 180000 + 176000 + 370000 + 72600 = 798600 рублей;

где З_ам - затраты на амортизацию горного оборудования,

З_ам = 180000 рублей;

З_п - заработанная плата, З_п = 176000 рублей;

З_вм - эксплуатационные затраты, З_вм = 370000 рублей;

З_пр - прочие затраты, З_пр = 72600 рублей;

Таблица 3.1.2.13 - Затраты на амортизацию горного оборудования.

Оборудование	Стоимость оборудования, тыс.руб.	Норма амортизации, %	Количество, шт.	Годовая сумма амортизации, тыс. руб.
Автосамосвал БелАЗ – 540А	1078	16.7	1	180

Таблица 3.1.2.14 - Заработанная плата

Наименований профессий	разряд	Штат, чел.		Число смен работы в год одного рабочего	Тариф- ная ставка в день, руб	Годовой Фонд зар. платы, тыс.руб.	Основная зарплата, тыс.руб.			Дополнительная зарплата 10% тыс.руб.	Итого фонда зарплаты, тыс.руб.
		Яв.	Спис.				Премия, 50%	Северные надбавки, 1.2	Доплаты, 5%
Машинист 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 -во, шт.	Затраты рублей на 1000 км
		Диз. топливо	ГСМ	Материалы	Ремонт	Шины	Общие Затраты, тыс.руб.	Пробег автосамосвалов, тыс. км	Общая сумма затрат, тыс. руб.
Автосамосвал БелАЗ – 540А	1	3500	720	950	1380	2.16 * 40000	74	50	370

Прочие затраты

З_пр = (З_зп + З_ам + З_рм ) * 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 1 м3
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

Q^б_сез = Q^б_см * n_см * Т_сез = 668 * 2 * 135 = 180000 м³

где Т_сез – сезонный фонд работы бульдозера, Т_сез = 135 дней;

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

где Т_с - продолжительность сезона, Т_с = 149 дней;

Т_ппр – планово предупредительные работы, Т_ппр = 12 дней;

Сменная норма выработки

Q^б_см = 100 * (Т_см – Т_пз – Т_лн ) * К_i / (Т_о – Т_в ) * К_отд = 100 * (720 – 82 – 10) * 1.7 / (144 +2.43) * 1.09 = 668 м³

где Т_о – норматив основного времени на 100 м³ горной массы, Т_о = 144 минуты;

Т_в – норматив вспомогательного времени на 100 м³ горной массы, Т_в = 2.43 минут;

К_отд – коэффициент, учитывающий время на отдых машиниста бульдозера, К_отд = 1.09

К_i - поправочный коэффициент, К_i = 1.7;

К_i = К_см * К_кл * К_вз * К_над * К_зп = 1.46 * 0.98 * 0.97 * 0.96 * 1.25 = 1.7

где К_см – сменный коэффициент, К_см = 1.46;

К_кл – климатический коэффициент, К_кл = 0.98;

К_вз – взрывание в течении смены, К_вз = 0.97;

К_над – коэффициент надежности оборудования, К_над = 0.96;

К_пп – при повторной перевалки взорванных пород, К_пп = 1.25;

Приведенные затраты для бульдозера Т- 170.

З_пр = С_экс + Е_э * 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

С_экс = З_ам + З_п+ З_вм + З_пр = 618000 + 160000 + 222000 + 100000 =

= 1100000 рублей;

где З_ам - затраты на амортизацию горного оборудования, З_ам = 618 рублей;

З_п - заработанная плата, З_п = 160000 рублей;

З_вм - эксплуатационные затраты, З_вм = 222000 рублей;

З_пр - прочие затраты, З_пр = 100000 рублей;

Таблица 3.1.2.18 - Затраты на амортизацию горного оборудования.

Оборудование	Стоимость оборудования, тыс.руб.	Норма амортизации, %	Количество, шт.	Годовая сумма амортизации, тыс. руб.
Бульдозер Т- 170	5152	12	1	618

Таблица 3.1.2.19 - Эксплуатационные затраты на бульдозер Т - 170.

Оборудование	Кол -во, шт.	Затраты на 1 машино – час
		Диз. Топливо	ГСМ	Материалы	Ремонт		Общие Затраты, тыс.руб.	Количество часов работы в сезон, час.	Общая сумма затрат, тыс. руб.
Бульдозер Т- 170	1	39	9.8	6.1	29.7	84.6		2634	222

Таблица 3.1.2.20 - Заработанная плата

Наименований профессий	разряд	Штат, чел.		Число смен работы в год одного рабочего	Тариф- ная ставка в день, руб	Годовой Фонд зар. платы, тыс.руб.	Основная зарплата, тыс.руб.			Дополнительная зарплата 10% тыс.руб.	Итого фонда зарплаты, тыс.руб.
		Яв.	Спис.				Премия, 50%	Северные надбавки, 1.2	Доплаты, 5%
Машинист Т-170		2	2.2	149	250	82	41	98	4	23	248
Единый социальный фонд, 35.6%											88
всего											160

Прочие затраты

З_пр = (З_зп + З_ам + З_рм ) * 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 1 м3
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

Q^бр_сез = Q^бр_см * n_см * Т_сез = 280 * 2 * 230 = 130000 п.м.

где Т_сез – 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

Q^бр_cез = (Т_см – Т_пз – Т_лн – Т_пт ) * К_i / t_о + t_в =

= (720 – 25 – 10 – 10) * 1.2 / 1.52 + 1.35 = 280 п.м.

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;

К_i = К_см * К_кл * К_вз * К_над = 1.5 * 0.86 * 0.97 * 0.96 = 1.2;

где К_см – сменный коэффициент, К_см = 1.5;

К_кл – климатический коэффициент, К_кл = 0.86;

К_вз – взрывание в течении смены, К_вз = 0.97;

К_над – коэффициент надежности оборудования, К_над = 0.96;

Приведенные затраты для бурового станка СБШ – 250МН.

З_пр = С_экс + Е_э * 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

С_экс = З_ам + З_п + З_вм + З_пр+ З_э = 454000 +658000 + 745000 +369468 + 222647 =

= 2449115 рублей;

где З_ам - затраты на амортизацию горного оборудования,

З_ам = 454000 рублей;

З_п - заработанная плата, З_п = 658000 рублей;

З_вм - эксплуатационные затраты, З_вм = 745000 рублей;

З_э - затраты на электроэнергию, З_э = 369468 рублей;

З_пр - прочие затраты, З_пр = 222647 рублей;

Таблица 3.1.2.23 - Затраты на амортизацию горного оборудования.

Оборудование	Стоимость оборудования, тыс.руб.	Норма амортизации, %	Количество, шт.	Годовая сумма амортизации, тыс. руб.
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 на 1 машино - час.	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

Таблица 3.1.2.25 - Заработанная плата

Наименований профессий	разряд	Штат, чел.		Число смен работы в год одного рабочего	Тариф- ная ставка в день, руб	Годовой Фонд зар. платы, тыс.руб.	Основная зарплата, тыс.руб.			Дополнительная зарплата 10% тыс.руб.	Итого фонда зарплаты, тыс.руб.
		Яв.	Спис.				Премия, 50%	Северные надбавки, 1.2	Доплаты, 5%
Машинист 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 за единицу измерения, руб.	Годовые затраты, 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, W_о = 358800 кВт;

Расход энергии по двухставочному тарифу, W_д = 2880 кВт;

W_о = N_уст * t_г * К * Ц_от * К_и = 322 * 4485 * 0.25 * 0.8 = 358800 кВт;

где N_уст – установленная мощность бурового станка СБШ – 250МН,

N_уст = 322 кВт;

W_д = N_уст * Т_мес * Ц_дт * К_и = 322 * 9 * 0.8 = 2880 кВт;

Прочие затраты

З_пр = (З_зп + З_ам + З_рм + З_э) * 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 показателей	Ед. изм.	Месяцы						Итого за год
		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.

З_пр = С_экс + Е_э * 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

С_экс = З_ам + З_п + З_вм + З_пр = 230000 + 191000 + 192000 + 61000 =

= 674000 рублей;

где З_ам - затраты на амортизацию горного оборудования, З_ам = 230000 рублей;

З_п - заработанная плата, З_п = 191000 рублей;

З_вм - затраты на вспомогательные материалы, З_вм = 192000 рублей;

З_пр - прочие затраты, З_пр = 61000 рублей;

Таблица 3.1.2.30 - Заработанная плата

Наименований профессий	разряд	Штат, чел.		Число смен работы в год одного рабочего	Тариф- ная ставка в день, руб	Годовой Фонд зар. платы, тыс.руб.	Основная зарплата, тыс.руб.			Дополнительная зарплата 10% тыс.руб.	Итого фонда зарплаты, тыс.руб.
		Яв.	Спис.				Премия, 50%	Северные надбавки, 1.2	Доплаты, 5%
Машинист КАТО-1500GV		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 сумма амортизации, тыс. руб.
экскаватор КАТО-1500GV.	1920	12	1	230

Таблица 3.1.2.32 - Эксплуатационные затраты на экскаватор КАТО-1500GV.

Оборудование	Кол -во, шт.	Затраты на 1 машино – час
		Диз. Топливо	ГСМ	Материалы	Ремонт		Общие Затраты, тыс.руб.	Количество часов работы в сезон, час.	Общая сумма затрат, тыс. руб.
экскаватор КАТО-1500GV.	1	27	6.6	7.5	32	73.1		2634	192

Прочие затраты

З_пр = (З_зп + З_ам + З_рм ) * 10% = (230000 + 191000 + 192000) * 10% =

= 61000 рублей;

Таблица 3.1.2.33 – Калькуляция стоимости машино-смены экскаватора КАТО-1500GV.

Затраты	Ед. изм.	Стоимость
		Годовая	Сменная	На 1 м3
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 показателей	ед. изер.	Месяцы									Итого за год
		Март	Апр.	Май	Июнь	Июль	Авг.	Сен	Окт	Нояб.
Продолжитель- ность сезона	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	м3	6928	7207	7695	8825	8936	8936	8769	8049	7127	8052
Производитель-ность экскаватора по периодам	т.м3	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 1 м3
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

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

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

Т_сез – сезонный фонд работы бульдозера, Т_сез = 135 дней

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

где Т_с - продолжительность сезона, Т_с = 149 дней;

Т_ппр – планово предупредительные работы, Т_ппр = 14 дней;

Сменная норма выработки

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

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

где Т_см – продолжительность смены, Т_см = 720 минут;

Т_пз – время выполнения подготовительно – заключительные операций,

Т_пз = 55 минут;

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

Т_о – норматив основного времени на 100 м³ горной массы, Т_о = 55 минут;

Т_в – норматив вспомогательного времени на 100 м³ горной массы, Т_в = 1.86 минут;

К_отд – коэффициент, учитывающий время на отдых машиниста бульдозера, К_отд = 1.09

К_i - поправочный коэффициент, К_i = 0.7;

К_i = К_см * К_кл * К_тп * К_вз * К_зп = 1.46 * 0.98 * 0.92 * 0.97 * 0.5 = 0.7

где К_см – сменный коэффициент, К_см = 1.46;

К_кл – климатический коэффициент, К_кл = 0.98;

К_тп- коэффициент на транспортирования мерзлых пород, К_эмп = 0.92;

К_вз – взрывание в течении смены, К_вз = 0.97;

К_зп - при зачистке плотика, К_зп = 0.5;

Приведенные затраты для бульдозера Т- 500.

З_пр = С_экс + Е_э * К = 2432000 + 0.16 * 10862500 = 4170000 рублей;

Таблица 3.1.2.36 - Балансовая стоимость бульдозера Т- 500

Наименования расходов	Процентное Содержание	Единицы измерения	Цена
Закупочная цена	-	тыс.руб.	9875
Транспортирования	10%	тыс.руб.	987.5
Всего	-	тыс.руб.	10862.5

Эксплуатационная себестоимость

С_экс = З_ам + З_п + З_вм + З_пр = 1630000 + 191000 + 390000 + 221000 =

= 2432000 рублей;

где З_ам - затраты на амортизацию горного оборудования,

З_ам = 1630000 рублей;

З_п - заработанная плата, З_п = 191000 рублей;

З_вм - эксплуатационные затраты, З_вм = 390000 рублей;

З_пр - прочие затраты, З_пр = 221000 рублей;

Таблица 3.1.2.37 - Затраты на амортизацию горного оборудования.

Оборудование	Стоимость оборудования, тыс.руб.	Норма амортизации, %	Количество, шт.	Годовая сумма амортизации, тыс. руб.
Бульдозер Т-500	10863	15	1	1630

Таблица 3.1.2.38 - Эксплуатационные затраты на бульдозер Т - 500.

Оборудование	Кол -во, шт.	Затраты на 1 машино – час
		Диз. Топливо	ГСМ	Материалы	Ремонт		Общие Затраты, тыс.руб.	Количество часов работы в сезон, час.	Общая сумма затрат, тыс. руб.
Бульдозер Т- 500	1	67	18.5	10.8	51.7	148		2634	390

Таблица 3.1.2.39 - Заработанная плата

Наименований профессий	разряд	Штат, чел.		Число смен работы в год одного рабочего	Тариф- ная ставка в день, руб	Годовой Фонд зар. платы, тыс.руб.	Основная зарплата, тыс.руб.			Дополнительная зарплата 10% тыс.руб.	Итого фонда зарплаты, тыс.руб.
		Яв.	Спис.				Премия, 50%	Северные надбавки, 1.2	Доплаты, 5%
Машинист Т-500		2	2.2	149	300	98	49	117	5	27	296
Единый социальный фонд, 35.6%											105
всего											191

Прочие затраты

З_пр = (З_зп + З_ам + З_рм ) * 10% = (191000 + 1630000 + 390000) * 10% =

= 221000 рублей;

Таблица 3.1.2.40 – Калькуляция стоимости машино-смены бульдозера Т - 500

Затраты	Ед. изм.	Стоимость
		Годовая	Сменная	На 1 м3
Количество рабочих дней	-	135	-	-
Производительность	м3	210000	780	-
Продолжительность смены	час	-	12	-
Заработанная плата	руб.	191000	707	0.9
Материалы	руб.	390000	1445	1.8
Амортизация	руб.	1630000	6037	7.7
Текущий ремонт	руб.	2172500	8046	10.3
Цеховые расходы	руб.	438350	1623	2.2
Прочие расходы	руб.	964370	3572	4.6
Стоимость	руб.	5786220	21430	27.5
Стоимость машино-час	руб.	2198	2197

4. Горно – подготовительные работы

В состав горно-подготовительных работ входят:

• очистка полигона;

• подготовка пород к выемке;

• вскрышные работы;

• сооружение дорог;

• строительство гидротехнических сооружений

3.4.1 Очистка полигона

Очистка полигона от растительности включает в себя удаление с отрабатываемых площадей деревьев, пней, мелколесья, снега. Деревья имеющие диаметр более 12 см подлежат предварительному спиливанию и складированию на бортах полигона. В дальнейшем этот лес будет использоваться на хозяйственные нужды предприятия. Мощность почвенного слоя по месторождению составляет 5 см, что не позволяет его снять и складировать в отдельные отвалы. Площадь очистки полигона от мелколесья и кустарника составляет

V_оч = L_б * В_б * h_оч =1360 * 308 * 0.1 = 41888 м²

где L_б – длина блока, L_б = 1360 метров;

В_б – средняя ширина ,блока, В_б = 308 метров;

h_оч – мощность снимаемого слоя, h_оч = 0.1 метра.

Работы по очистке полигона предусматривается бульдозером ДЭТ-250

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

N^б_оч = V_оч / Q^б_см = 41888 / 98 = 427 машин-часов

где Q^б_ч- часовая норма выработки бульдозером ДЭТ-250, Q^б_см = 87 м³ / час (смотри пункт 3.1.2).

Общие затраты на очистку полигона

Ц_оч = V_оч * Ц_д = 41888 * 17 = 712000 рублей;

где Ц_д – стоимость затрат на 1м³ для бульдозера ДЭТ-250, Ц_д = 17 рублей.

3.4.2 Способы подготовки многолетнемерзлых пород к выемке

В настоящем проекте предусматривается три способа подготовки многолетнемерзлых пород к выемке:

• способ естественного оттаивания;

• механический способ рыхления;

• буровзрывной способ.

Подготовка многолетнемерзлых пород к выемке способом естественного оттаивания.

Естественное оттаивание мерзлых пород, основанное на регулировании теплового потока, выгодно отличается от других способов простотой организации работ, сравнительно малыми затратами и высокой интенсивность оттаивания.

В данном проекте этот способ не применяется из-за большой глубины россыпи.

Механический способ рыхление мерзлых пород можно применить только для

подготовки кондиционного пласта песков. Выемку осуществляют бульдозерно-рыхлительными агрегатами Т-500 на разработку всего объема песков, объем которого равен 1142400 м³.

Рыхление мерзлых пород ведется послойно взаимно перпендикулярными проходами (продольно-поперечное рыхление) на глубину 40см.

Рыхление многолетнемерзлых пород буровзрывным способом.

Подготовку массивов к выемке буровзрывным способом ведут на вскрыше торфов. Объем подготовки торфов к выемке буровзрывным способом в целом по россыпи составляет 10340080 м³, что соответствует 100% ному объему вскрыши. Разрушение массивов осуществляется массовыми взрывами скважинными зарядами.

Расчет параметров взрывных работ приведены в пункте 3.5.

3.5 Системы разработки

Высота вскрышного уступа определяется мощностью покрывающих пород.

Высота уступа по пескам определяется мощностью вынимаемого пласта.

Выбор системы разработки зависит от вида используемого оборудования, а для выбора оборудования определяются горно– геологические условия месторождения:

Средняя мощность песков, h_п = 2.72 м;

Средняя мощность торфов, H_т = 23.54 м;

Ширина заходки В_п = 40 м;

Годовая производительность карьера А =2050 тыс. м³.

При вскрышных работах используется экскаватор ЭШ 15 /90А.

Для ведения добычных работ принимается экскаватор Като – 1500GV.

Выбор экскаватора Като – 1500GV обосновывается тем, что производительность экскаватора равняется производительности промприбора (208000 м³ = 205000 м³).

Ширина заходки вскрышного уступа определяется параметрами вскрышного экскаватора. Для экскаватора ЭШ 15 / 90А она составляет 40 метров. Ширина

заходки добычного экскаватора Като –1500 определяется по формуле:

А_з = 1.5 * R_ч = 1.5 * 5.5 = 8.2 м:

где R_ч – радиус черпания на уровне стояния экскаватора Като – 1500,

R_ч = 5.5 м;

Угол откоса добычного уступа 70 градусов;

Угол откоса вскрышного уступа 60 градусов;

Угол откоса отвала 37 градусов;

Длина экскаваторного блока определяется длиной взрывного блока;

Скорость продвижения фронта горных работ определяется мощностью вскрышного уступа. С увеличением вскрышного уступа скорость продвижения фронта горных работ снижается.

Подготовку кондиционного пласта песков к выемке осуществляется бульдозерно – рыхлительными агрегатами Т – 500 на разработку всего объема песков, объем которого равен 1142400 м³.

Количество бульдозеров на рыхление

N ^р.п_б = V_п / (Q^р_б * N) = 1142400 / 210 * 5 = 1 шт.

где Q^р_б - сезонная норма выработки бульдозера Т-500 на рыхление, Q^р_б = 210 тыс.м³ (смотри пункт 3.1.2) ;

Затраты на рыхления песков в год.

Ц_р = V_д * Ц_т = 205000 * 27.5 = 5637500 рублей;

где Ц_т – стоимость затрат с1м³ для бульдозера Т-500, Ц_т = 27.5 рублей (смотри таблицу 3.1.2.40);

V_д – годовой объем добычи, V_д = 205000 м³

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

После предварительного рыхления производится погрузка песков в автосамосвалы экскаватором Като –1500.

Количество экскаваторов на погрузку песков

N_э = V_п / (Q_Э * N) = 1142400 / 208 * 5 = 1 шт.

где Q^р_б - сезонная норма выработки экскаватора Като - 1500, Q_э = 208 тыс.м³ (смотри пункт 3.1.2) ;

Затраты на погрузку песков экскаватором в год.

Ц_д = V_д * Ц_э = 205000 * 4.7 = 963500 рублей;

где Ц_э – стоимость затрат с1м³ для экскаватора Като - 1500, Ц_э = 4.7 рублей

(смотри таблицу 3.1.2.33).

Погрузка песков экскаватором осуществляется в автосамосвалы

БелАЗ – 540А и транспортируют на обогатительную установку. Среднее расстояние транспортировки составляет 1 км. Разгрузка осуществляется на промплощадке обогатительной установки.

Необходимое количество автосамосвалов на добычу

N_а = V_п /( Q_а * N) = 1142400 / (156600 * 5) = 2 шт.

где Q_а - сезонная норма выработки автосамосвала , Qа =156600 м³

(смотри пункт 3.1.2);

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

N = N_а / К_с = 2 / 0.8 = 3 штуки

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

Затраты на транспортирования песков автосамосвалами в год.

Ц_т = V_д * Ц_а = 205000 * 7.9 = 1619500 рублей;

где Ц_а –затраты транспортирования 1м³ для автосамосвалов БелАЗ – 540А,

Ц_а = 7.9 рублей (смотри таблицу 3.1.2.16);

После разгрузка автосамосвала на промплощадке обогатительной установки бульдозер Т –170 подает пески в бункер промприбора.

Необходимое количество бульдозеров на подачу песков в бункер промприбора.

N_п = V_п / (Q_бт * N) = 1142400 / 180000 * 5 = 1 шт.

где Q_бт - сезонная норма выработки бульдозера Т – 170, Q_бт = 180 тыс.м³ (смотри пункт 3.1.2) ;

Затраты на подачу песков в бункер промприбора в год.

Ц_п = V_д * Ц_бт = 205000 * 14.9 = 3054500 рублей;

где Ц_бт – стоимость затрат с1м³ на подачу песков бульдозером Т-170 в бункер промприбора, Ц_бт = 14.9 рублей (смотри таблицу 3.1.2.21);

Затраты на обогащения песков промприбором ПКБШ – 100 в год составляет

2013848 рублей (смотри таблицу 3.1.2.6).

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

Таблица 3.5.1 - Общие затраты на добычу и переработку песков.

Затраты	Оборудование	Объем, м3	Стоимость, руб.
Рыхление	Т- 500	205000	5637500
Погрузка	Като – 1500GV	205000	963500
Транспортирование	БелАЗ – 540А	205000	1619500
Подача в бункер	Т-170	205000	3054500
Обогащение	ПКБШ - 100	205000	2013848
Всего			13288848

Таблица 3.5.2 - Расчет объемов работ и количества горного оборудования по его видам

Операции технологического цикла	Используемая техника	Объем, м3	Количество, шт.
Вскрыша торфов	ЭШ 15 / 90А	10340080	1
складирование гали зфелей	ДЭТ- 250 Т-170	1364025 698006 666019	1 1
Механическое рыхление песков	Т-500	1142400	1
Погрузка песков	Като-1500	1142400	1
Подача песков бункер п/п	Т-170	1142400	1
Транспортировка пород песков	БелАЗ-540А	1142400	3
Промывка песков	ПКБШ-100	1142400	1
Бурения скважин	2СБШ-250МН	10340080	1
Всего бульдозеров экскаваторов автосамосвалов промприборов буровых станков	Т-170 ДЭТ- 250 ЭШ 15 / 90А Като-1500 БелАЗ-540А ПКБШ-100 2СБШ-250МН		2 1 1 1 3 1 1

Подготовку массивов к выемке буровзрывным способом ведут на вскрыше, объем которого составляет 10340080 м³.

Бурение производится наклонными скважинами, что позволяет перемещать в выработанное пространство значительную часть объема взорванной массы и обеспечивает лучшее и равномерное дробление породы. В качестве ВВ выбирается граммонит 79 / 21, как наиболее дешевый и достаточно эффективный для взрывания пород средней крепости. В качестве замедлителя выбираем РП – 8. Инициирования производится детонирующим шнуром ДШ.

Объем разового разрушения массива торфов определяется 10-ти суточным запасом взорванных торфов из расчета предупреждений повторной смерзаемости.

V_взр = 10 * t_cм * Q_ч = 10 * 19.5 * 508 = 99060 м³

где t_cм – продолжительность смены, t_cм = 19.5 часов;

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

Расчет параметров БВР

Определяется диаметр скважин

_____ ____

d = 125 ⁴√ V^г_взр = 125 ⁴√ 2.1 = 215 мм

где V^г_взр – годовой объем по вскрыше, V^г_взр = 2.1 млн.м³

При диаметре 215 мм принимаем буровой станок СБШ – 250МН с диаметром долота d = 243 мм. Производительность бурового станка определенны в пункте 3.1.2.

Определяем длину скважины

l_скв = Н / sin  = 24 / sin 75 = 25 м;

где Н – средняя высота уступа, Н = 24 м;

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

Определим диаметр скважины

d_с = d * к_рс = 0.243 * 1.18 = 0.287 м

где к_рс – коэффициент расширения скважин, к_рс = 1.18;

Длина забойки

l_заб = (25 – 30) * d_с = 25 * 0.287 = 7 м;

Определяем линейную плотность

р = (П / 4) * d²_ск * ∆ = (3.14 / 4 ) * 0.287² * 900 = 58.2 кг / м ;

где ∆- плотность ВВ, ∆= 900 кг / м³;

Определяем линию сопротивления по подошве

_____________________ __________________________

W = √ р * (l_скв - l_заб) / m * g * Н = √ 58.2 * ( 25 – 7) / ( 1 * 0,5 * 24) = 9.3 м ;

m – коэффициент сближения скважин, m = 1;

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

Допустимая линия сопротивления по подошве

W_доп = Н * (ctg  - ctg ) + С = 24 * (ctg 60 - ctg 75) + 2 = 9.2 м

где  - угол откоса вскрышного уступа,  = 60 градусов;

С – безопасное расстояния от верхней бровки уступа до первого ряда скважин, С = 2 м;

По условиям требований безопасного ведения буровзрывных работ W_доп

Расстояния между скважинами и рядами

а = в = W = 9.3м;

Длина заряда

l_з = l_скв - l_заб = 25 – 7 = 18 м ;

Определяем массу заряда в скважине

Q_з = р * l_з = 58.2 * 18 = 1048 кг;

Выход горной массы

Q_г.м.= (а * в * Н) / l_скв = ( 9.3 * 9.3 * 24) / 25 = 83 м³ / м.;

Определяем длину блока

L_бл = V_взр / [W + в ( n – 1) ] * Н = 99060 / [ 9.3 + 9.3 (4 – 1) ] * 24 = 74 м;

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

n = А / W = 40 / 9.3 = 4 шт;

где А – ширина заходки, А = 40 м;

Определяем количество скважин в ряду

n_р = L_бл / а = 74 / 9.3 = 8 шт;

Общее количество скважин в блоке

N_скв = n * n_р = 4 * 8 = 32 шт;

Общий расход ВВ на взрыв

Q_общ = Q_з * N_скв = 1048 * 32 = 33536 кг;

Интервал замедления

 = К_п * W = 5 * 9.3 = 47 мс;

Принимаем интервал замедления 50 мс.

Таблица 3.5.3 – Основные параметры взрывных работ

Параметры	Значения
Высота уступа, м	24
Длина скважины, м	25
Диаметр скважины, м	0.287
Длина забойки, м	7
Линейная плотность, кг / м3	58.2
Линия сопротивления по подошве, м	9.3
Допустимая линия сопротивления по подошве,м	9.2
Удельный расход ВВ, кг / м3	0.5
Расстояние между рядами, м	9.3
Расстояние между скважинами, м	9.3
Длина заряда, м	18
Выход горной массы с 1 м, м3/ м.	83
Масса заряда в скважине, кг	1048
Расход ВВ на взрыв,кг	33536
Длина блока, м	74
Объем рыхления за один взрыв, м3	99060
Способ взрывания	порядное

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

Высота развала

Н_р = (0.8 –1.3) * Н = 0.8 * 24 = 19 м;

Ширина развала от первого ряда скважин

_____ ______

В₀ = К_в * К_ √ К_о * Н = 2.5 *1.6 √ 0.85 * 24 = 18 м

где К_в – коэффициент характеризующий взрываемость пород (порды средневзрываемые), К_в = 2.5;

К_ - коэффициент учитывающий угол наклона скважин, К_ = 1.6;

К_о – коэффициент дальности отброса взорваной породы, К_о = 0.85;

Полная ширина развала пород

В_п = В₀ * К_о + (n – 1) * в = 18 * 0.85 + (4 – 1) * 9.3 = 43 м

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

Сейсмически безопасные расстояния

где к₁ – коэффициент зависящий от типа зданий, к₁=1,5;

к_с –коэффициент зависящий от грунта, к_с=7;

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

Безопасные расстояния по действию ударной воздушной волны.

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

Безопасные расстояния по разлету кусков.

где f – коэффициент крепости, f = 4;

n _заб –коэффициент забойки, n_заб = 1.

Согласно ЕПБ безопасное расстояние округляется до 50, следовательно

Rc = 350 м.: Rн = 1600 м. и Rр = 250 м.

Определяем количество взрывов в году.

N_вз = V^г_взр / V_взр = 2100000 / 99060 = 21 раз

Расход детонирующего шнура

L_д = N_скв * (l_cкв + а + 1.5) = 32 * (25 + 9.3 + 1.5) =1150 м

Общее количество взрывников

где V^г_взр – годовой объем взрывания пород, V^г_взр = 2.1 млн. м³.

Необходимое количество буровых станков

N_ст = к_рез * V^г_взр / Q^бр_сез * Q_г.м. = 1.1 * 2100000 / 130000 * 83 = 1 станок;

где к_рез – коэффициент резерва, к_рез = 1.1

Q^бр_сез -сезонная норма выработки, Q^бр_сез = 130000 м;

Стоимость бурения торфов в год.

Таблица 3.5.4 – Стоимость 1 м³ при буровзрывных работах.

Показатели	Кол-во ед.	Стоимость ед. руб.	Сумма затрат, руб.
Затраты труда
Взрывники	5	130000	650000
Подсобные рабочие	2	114000	228000
Итого	-	-	878000
Итого по затратам труда с учетом прочих К = 1.05	-	-	921900
Материалы
Граммонит, кг	704256	32	24700000
Детонирующий шнур и шашки	-	-	4940000
Итого	-	-	29640000
Итого по материалам с учетом прочих К = 1.05	-	-	31122000
Механизмы
Буровой станок, п.м.	25000	28.7	717500
Итого по механизмам с учетом прочих К = 1.05	-	-	753375
Всего стоимость	-	-	31271375
Стоимость 1 м3	-	-	14.9

Размеры, устройство и эксплуатация карьерных дорог.

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

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

20 км/час .

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

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

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

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

Дороги со сроком службы до одного года устраиваются без покрытий.

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

Содержание дорог включает в себя следующие технологические операции:

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

- россыпь высевок с последующей планировкой;

- проведение мероприятий по борьбе с гололедом и пылеподавлению.

3.6 Обогащение песков

Обоснование выбора промывочной установки.

Уровень технологического извлечения золота из россыпи реки Хомолхо определяется вещественным составом кондиционного пласта, гранулометрическим составом содержащегося в песках золота, выбранными технологиями и техникой горных работ, обогащения полезного ископаемого.

Основные технологические характеристики кондиционного материала:

-валунистость свыше 200 мм до 10 %;

-глинистость незначительная 3-5 %;

-промывистость легко и средне промывистый материал.

Гранулометрический состав золота россыпи реки Хомолхо приведен в
таблице 3.6.1

Таблица 3.6. 1 - Результаты ситового анализа золота

Значения	Фракции, мм
Значения	-0.14	+0.14 -0.34	+0.34 -0.57	+0.57 -0.85	+0.85 -1.42	+ 1.42 -2.13	+2.13 -5.0	+5.0
Наличие золота, %	0.29	3.84	35.12	35.43	13.97	5.15	3.62	2.58

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

Результаты промывочного прибора подтвердили высокую эффективность бочечных приборов на обогащении песков, содержащих мелкое и тонкое золото, и была принята обогатительная установка на базе промывочного прибора ПКБШ-100 с дополнительными узлами извлечения мелкого золота, осуществляющая промывку песков по транспортной схеме.

Эксплуатацию промывочного прибора ПКБШ-100 планируется осуществлять с учетом наработок опытно-промышленных работ, а именно:

1 Снижена часовая производительность установки (со 100 м³ до 80 м³ ), поскольку проведенные наблюдения выявили взаимосвязь между уровнем технологических потерь золота и повышением нагрузки на узлы обогащении.

2 Исключена из технологического цикла операция обогащения материала +20 –50 мм на самородкоулавливающем шлюзе, в виду 100%-ной достаточности для извлечения золота россыпи шлюзов мелкого напои нения.

3 Исключена прямая разгрузка автосамосвалами БелАЗ-540А в бункер БПК -100 промприбора, поскольку неравномерность подачи материала в скруббер ГДБ -100 ведет к неполным дезинтеграции и грохочению материала.

Прибор ПКБШ-100, осуществляющий обогащение песков россыпи комплектуется следующими узлами:

1 Бункер питатель БПК-100

2 Скруббер ГДБ-100 (грохот-дезинтефатор)

3 Агрегат шлюзовой ШГМ -720

4 Шлюз доводочный

5 Отвалообразователь 03П-800

6.Агрегат насосный АН-12НДС, Д 1250-65

7.Узлы извлечения мелкого и тонкого золота

Расчет технологического извлечения золота

Технологическое извлечение золота принято 93,8%. Схема цепи аппаратов обогатительной установки приведена на рис 3.6.1, технологические характеристики прибора ПКБШ-100 и концентратора «Орокон» приведены в таблицах 3.6.5 и 3.6.6.

Технологическая схема обогащения песков россыпи реки Хомолхо предусматривает:

-подачу песков в скрубер бульдозером Т-170;

-дезинтеграцию и разделение в скрубере на классы +20 и -20мм, класс +20мм в отвал, а класс -20 мм на шлюзы мелкого накопления;

-обогащение материала –20 мм на шлюзах мелкого наполнения;

-грохочение хвостов продукта шлюзового обогащения на гидрогрохоте;

-концентрация золота на концентраторе «Орокон»;

-сокращение концентрата шлюзов мелкого наполнения на доводочном шлюзе;

-доводка концентрата доводочного шлюза на вашгерде;

-сбор и переработка на ШОУ хвостового продукта доводочного шлюза, вашгерда и концентрата « Орокон»

Из практики эксплуатации промывочных установок типа ПКБШ на промывке песков россыпи р.Хомолхо определено , что общие потери золота 6.2% распределяются следующим образом:

-потери с галей = 1%;

-потери с эфелями = 5%;

-потери при доводке = 0.2%

Таким образом баланс золота в технологическом процессе обогащения полезного ископаемого определяется в следующем виде:

входящее в технологию обогащения золото 100%; теряется в технологии обогащения 6.2%;

в том числе: в хвостах скрубера (в гале) 1%;

в хвостах ШМН + гидрогрохота 5%;

в узлах доводки концентрата 0.2%:

Суточная потребность обогатительной установке в технологической воде составит:

Q_сут = Q_в * Q^п/п _сут / Q^п/п_ч = 438 * 1560 / 80 = 8540м³ ;

где Q^п/п_ч - часовая производительность установки; Q^п/п_ч = 80 м³ / ч ;

Q^п/п _сут - суточная производительность установки; Q^п/п _сут = 1560 м³ / сут ;

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

Расход воды на доводке концентратов при двухразовом режиме съемок составит

Q ^д_в = 2 * ( Q_дш + Q_дв + Q_гр ) = 2 * ( 1.73+0.036 +2.114) = 7.76 м ³ /сутки ;

где Q _дш – вода на доводочном шлюзе, Q _дш = 1.73 м³ / ч ;

Q _дв – вода при доводке на вашгерде, Q _дв = 0.036 м³ / ч ;

Q _гр – вода на грохоте, Q _гр = 2.114 м³ / ч :

Расход технологической воды в сутки составит:

Q ^т_сут = Q_сут + Q ^д_в = 8540 + 7.76 = 8547.8 м³ /сутки

Прочие неучтенные расходы воды (5%):

Q ^т_{сут . неучт} = Q ^т_сут * 0.05 = 8547.8 * 0.05 = 427.4 м³ /сутки

Общий расход технологической воды составит:

Q^т_{сут .общ.} = Q ^т_сут + Q ^т_{сут . неучт.} = 8547.8 + 427.4 = 8975 м³ /сутки

Удельный расход технологической воды составит:

q_т = Q^т_{сут .общ.} / Q^п/п _сут = 8975 / 1560 = 5.75 м³/м³

Мероприятия по извлечению тонкого и мелкого золота.

Согласно гранулометрии золота россыпи реки Хомолхо, наличие золота фракции - 0,25 мм составляет 4.13%.

Золото месторождения классифицируется как мелкое и средней крупности, поэтому в процессе обогащения материала продуктивного пласта предусматривается реализовать следующие организационные и технические мероприятия по извлечению тонкого и мелкого золота:

1 Часовая производительность промустановки снижена со 100 м³ до 80 м³.

2 Доводка наиболее обогащенного концентрата ШМН осуществляется в доводочном пункте на вашгердном столе.

З В технологическую цепь обогащения включен концентратор «Орокон».

Концентрат "ОРОКОНа", хвосты доводочного шлюза (-4мм), хвосты вашгерда направляются на до извлечение комплексом извлечения тонкого и мелкого золота

Основные преимущества концентраторов «Орокон»:

1 Высокий уровень извлечения золота но сравнению с традиционными методами, как крупного, так и частиц с размером менее 0,2 мм, общий уровень извлечения которых составил 80 %.

2 Непрерывность эксплуатации.

3 Мобильность.

Устройство и принцип работы установки "ОРОКОНа".

Установка "ОРОКОН-ЗОМ" предназначена для извлечение мелких золотых частиц в размере 30-50 мкм. Установка обеспечивает высокий уровень извлечения золота по сравнению с традиционными методами, особенно это касается золотых частиц с размером менее 0,2 мм.

Принцип работы всех типов оборудования, используемых для гравиометрической сепарации, заключается в том, что более плотные у частицы (золото, касситерит и др.) перемещаются сквозь флюидизированный слой более мелких частиц до тех пор, пока не становится возможным их скапливание и последующее извлечение.

Применение центробежной силы увеличивает разницу в плотности между более плотными и менее плотными частицами, что приводит к значительному повышению эффективности гравитационной сепарации. Слой частиц, собирающихся между кольцами на внутренней поверхности конуса, поддерживается во флюидизированном состоянии постоянным воздействием рыхлителей. Такое флюидизирующее действие в совокупности с большими центробежными силами, действующими на более плотные частицы, делает возможным постоянный взаимообмен между более плотными и более легкими частицами, в результате чего более плотные частицы аккумулируются между кольцами рядом с поверхностью конуса. Поскольку конструкция установки представляет собой конус, пульпа подвергается воздействию более значительных гравитационных сил, достигаемых посредством все повышающихся периферических скоростей по мере того, как она подталкивается кверху и выталкивается наружу, так что более мелкие золотые частицы собираются на верхних кольцах, в то время как более крупные частицы задерживаются на нижних кольцах.

Данные, полученные в ходе испытаний, показывают, что может быть получен очень высокий процент извлечения более крупного золота-при снижении процента извлечения по мере того, как золото становится более мелким.

Установка устанавливается непосредственно на любую плоскую платформу, сделанную из деревянных балок, цемента и др., включая мобильные платформы. Минимальные размеры платформы должны быть 2500 х 2500 мм. Очень важно также, чтобы платформа была совершенно ровной для обеспечения нормальной работы установки.

Максимальная производительность установки зависит. от характеристик твердого вещества, однако обычно составляет 30-50 м³/час сухой твердой первоначальной породы. Перед подачей первоначальной породы в установку необходимо добавить воду для получения пульпы с весовым содержанием твердого вещества примерно 20-40 %.

Подача первоначального материала в установку может осуществляться самыми разнообразными методами в зависимости от имеющегося оборудования и от условий конкретной местности.

С целью контроля количества твердого вещества, поступающего в установку, желательно измерять его поток. Простым методом измерения этой величины является заполнение мерного коллектора этим потоком с параллельным измерением времени, за которое происходит заполнение. Умножив найденную таким образом скорость потока на массовую долю твердого вещества, можно вычислить скорость переработки твердого вещества за единицу времени.

Загрузка материала в установку осуществляется с помощью лотков, или системы труб непосредственно в центральную трубу конуса. Загруженный материал подвергается немедленному воздействию центробежных сил и образует с помощью рыхлителей активизированный слой внутри конуса, кольца же при этом выполняют ту же роль, что и желобки в обычной установке гравитационной сепарации шлюзового типа.

Более плотные частицы концентрируются в нижней части активизированного слоя, то есть вдоль внутренней поверхности конуса, в то время как менее плотные выносятся из его верхней части и аккумулируются в лотках, расположенных по краям. Остаток пульпы поступает в хвосты.

Непрерывная эксплуатация установки рассчитана на период, не превышающий трех дней (в зависимости от содержания полезного компонента и масштабов работ), после чего установка должна быть остановлена (строго по инструкциям), а концентрат удален. Большинство пользователей проводят эту процедуру ежедневно.

При разгрузке установки в среднем извлекается около 250 кг пульпы или 100 кг сухого концентрата. Поэтому необходима его конечная очистка с применением вибрационных столов, а также, амальгамации и цианирования.

Идеальная скорость вращения установки 70-90 об/мин. Чтобы убедиться, что достигнута требуемая скорость вращения, достаточно наблюдая за створками концентрационного отсека, находящегося в основании конуса, подсчитать количество оборотов в минуту.

Расчет качественно-количественой схемы обогащения

Расчет количественной схемы обогащения выполняется с учетом следующих исходных данных:

часовая производительность промприбора = 80 м³ / ч;

выход фракции + 20 мм = 47 % ;

выход концентрата со шлюзов ШГН = 30 л / м² ;

коэффициент грохочения = 0,5 ;

выход концентрата на доводочном шлюзе = 5 % ;

выход подрешетного материала – 4 мм = 22,5 % .

Таблица 3.6.2- Расчет количественной схемы обогащения

№ п/п	Операции, продукты обогащения	Выход твердого					Ж:Т	Расход воды,		Расход пульпы,
		м3 / ч			%			м3 / ч		%
1	2	3			4		5	6		7
1	Дезинтеграция и грохочение в скрубере
	Поступает :
1.1	Пески	80			100		0.2:1	16	96
1.2	Вода	-			-		-	336	336
	Итого:	80			100		4.4:1	352	432
	Выходит:
1.3	+ 20 мм в отвал	38			47		0.05:1	2	40
1.4	- 20 мм на ШГН	42			53		8.5:1	350	392
	Итого:	80			100		4.4:1	352	432
2	Обогащение на шлюзах мелкого накопления
	Поступает:
2.1	- 20 мм	42			53		8.5:1	350	392
2.2	Вода	-			-		-	62	62
	Итого:	42			53		10:1	412	454
	Выходит:
2.3	Хвосты в грохот	42			53		10:1	412	454
2.4	Шлюзовой концентрат	-			-		-	-	-
3	Грохочение на грохоте (Е=0,5)
	Поступает:
3.1	Хвосты ШГН	42			53		10:1	412	454
3.2	+ 10 мм в отвал	21			26.5		14:1	286	307
3.3	-10мм в “Орокон”	21			26.5		6:1	126	147
	Итого:	42			53		10:1	412	454
4	Обогащение в концентраторе “Орокон”
	Поступает:
4.1	Пульпа (- 10 мм)	21			26.5		6:1	126	147
4.2	Вода	-			-		-	24	24
	Итого:	21			26.5		7.5:1	150	171
	Выходит:
4.3	Хвосты в отвал	20,95			26.5		7.5:1	150	170.95
4.4	Концентрат на ШОУ	0,05			0		0	0	0.05
	Итого:	21			26.5		7.5:1	150	171
Таблица 3.6.3- Продолжение таблицы 3.6.2
1	2		3	4		5		6	7
5	Сокращение концентрата ШГН на доводочном шлюзе
	Поступает:
5.1	Концентрат шлюзов	0,18			100		0.4:1	0.07	0.25
5.2	Вода	-			-		-	1.73	1.73
	Итого:	0,18			100		10:1	1.8	1.98
	Выходит:
5.3	Хвосты на грохот 4 мм	0,17			94.4		10.6:1	1.796	1.966
5.4	Концентрат	0,1			5.6		0.4:1	0.004	0.014
	Итого:	0,18			100		10:1	1.8	1.98
6	Доводка на вашгерде
	Поступает:
6.1	Концентрат доводочного шлюза	0,01			5.6		0.4:1	0.004	0.014
6.2	Вода	-			-		-	0.036	0.036
	Итого:	0,01			5.6		0.4:1	0.04	0.05
	Выходит:
6.3	Золото в кассу	-			-		-	-	-
6.4	Шлихи на ШОУ	0,01			5.6		0.4:1	0.04	0.05
7	Грохочение хвостов доводочного шлюза на грохоте , d отв.= 4мм
	Поступает:
7.1	Хвосты доводочного шлюза	0,17			94.4		10.6:1	1.796	1.966
7.2	Вода	-			-		-	2.114	2.114
	Итого:	0,17			94.4		23:1	3.910	4.08
	Выходит:
7.3	+ 4 мм в отвал	0,13			71.9		42:1	3.894	4.024
7.4	- 4 мм на ШОУ	0,04			22.5		0.4:1	0.016	0.056
	Итого:	0,17			94.4		23:1	3.91	4.08

Таблица 3.6.4- Баланс технологической воды

Поступает в процесс			Выходит из процесса
№ п/п	Точка подачи	Расход,м3 /ч	№ п/п	Точка выхода	Расход,м3 /ч
1	С исходными песками	16	1	+ 20 мм в отвал	2
2	Дезинтеграция в скрубере	336	2	Хвосты ШГН и грохота	286
3	Обогащение на ШГН	62
4	Обогащение на “Ороконе”	24	3	Хвосты “Орокона”	150
	Итого:	438		Итого:	438

Таблица 3.6.5- Техническая характеристика промывочного прибора ПКБШ-100

Характеристика	Параметры
Техническая производительность, м3 /ч	100
Потребление воды (без ШГП), м3 / м3	7:1
Мощность (без транспортера и насоса), квт	96
Численность обслуживающего персонала в смену, чел.	3
Срок монтажа, суток	10
Максимальная крупность валунов, мм	600
Частота вращения скруббера , об / мин	16
Производительность насоса : подача, м3 /ч напор , м	500 65
Масса ,т	66

Таблица 3.6.6- Техническая характеристика установки “Орокон”

Характеристика	Параметры
Производительность твердого вещества в час, м3 /ч	30-50
Максимальная крупность материала	10
Отношение твердого к жидкому	1:3
Общий уровень извлечения частиц размером менее 0,2 мм, %	до 80
Частота вращения конуса , об / мин	80
Тип двигателя	4А132М4УЗ
Мощность двигателя, квт	11
Габаритные размеры, м	2.2; 2.3; 2.6
Масса ,кг	2800

Качественно – количественная схема обогащения промприбра

ПКБШ-100

3.7 Отвалообразование.

На промплощадке обогатительной установки пески складируются в рудном складе. Затем бульдозером на базе Т-170 равномерно подаются в бункер ПКБШ –100. Объем подачи песков - 1142400 м³. Галечный отвал продуктов обогащения песков формируется перегружателем 03П – 800, а затем разваловывается бульдозером на базе ДЭТ-1250 в выработанное пространство. Материал эфельного отвала складируется бульдозером на базе Т-170 в эфельный отвал-накопитель, после этого также разваловывается в выработанное пространство.

Общий объем галечного отвала из фракции +20мм

V_{+ 20} = А_г * W_{+ 20} * К ^г_кр =1142400 * 0,47 * 1,3 = 698006 м³

где W_{+ 20} - выход фракции гали + 20 мм, W_{+ 20} = 47 % ;

К^г_кр – коэффициент разрыхления гали, К ^г_кр= 1,3

Объем эфельного отвала

V_{- 20} = А_г * W_{- 20} * К ^эф_кр = 1142400 * 0,53 * 1,1 = 666019 м³

где W_{- 20} - выход фракции эфелей - 20 мм, W_{- 20} = 53 % ;

К ^эф_кр – коэффициент разрыхления эфелей, К ^эф_кр= 1,1

Общий объем отвала

V^о_общ = V_{+ 20} + V_{- 20} = 698006 + 666019 = 1364025 м³

Расчет необходимого количества бульдозеров на уборку гали и эфелей

Количества бульдозеров ДЭТ-250 на уборку гали

N ^г_б = V_{+ 20} / Q^г _б * N = 698006 / 258120 * 5 = 1 шт.

где Q^г _б - сезонная норма выработки бульдозера ДЭТ-250 на уборку гали, Q^г _б =258120 м³ (смотри пкнкт 3.1.2) ;

N - cрок отработки россыпи, N = 5 лет

Затраты на уборку гали в год.

Ц_уг = V¹₊₂₀ * Ц_дт = 139600 * 17 = 2373200 рублей;

где Ц_дт – стоимость затрат с1м³ для бульдозера ДЭТ-250, Ц_дт = 17 рублей (смотри таблицу 3.1.2.11);

V¹₊₂₀ – годовой объем гали, V¹₊₂₀ = 139600 м³

Количества бульдозеров Т-170 на уборку эфелей

N ^э_б = V_{- 20} / Q^э _б * N = 666019 / 180 * 5 = 1 шт.

где Q^э _б - сезонная норма выработки бульдозера Т-170 на уборку эфелей, Q^э _б =180тыс.м³ (смотри пункт 3.1.2) ;

Затраты на уборку эфелей в год.

Ц_уэ = V¹_-20 * Ц_т1 = 133200 * 14.9 = 1984680 рублей;

где Ц_д1 – стоимость затрат с 1м³ для бульдозера Т-170, Ц_д1 = 14.9 рублей (смотри таблицу 3.1.2.21);

V¹_-20 – годовой объем эфелей, V¹_-20 = 133200 м³

Общие затраты на отвалообразования.

Ц_гэ = Ц_уг + Ц_уэ = 2373200 + 1984680 = 4357880 рублей.

8. Водоснабжение горных работ.

В соответствии с требованиями правил охраны поверхностных вод от загрязнения и норм технологического проектирования при промывке золотосодержащих песков россыпи реки Хомолхо (Кадали-Макнтская терраса) принято оборотное водоснабжение промывочной установки ПКБШ -100.Для организации промывки песков принята система технологического водоснабжения внешнего типа с площадкой хвостового хозяйства на борту карьера.

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

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

Расчет вместимости илоотстойника выполнен по формуле:

W_ил = V_п * Л { Кр + ( D – D_0.05) * 10 ^{- 2} * Кн } + Q^п/п_ч * q_т * t =

= 1142400 * 0.0816[1.1 +(10.2 – 3.8) * 10 ^{– 2} * 1.1]+ 80 * 5.75 * 19.5 = 118074 м³

где V_п -планируемый объем промывки песков, V_п = 1142400 м³;

Л - коэффициент, учитывающий условия складирования при расположении всего объема хвостов промывки на борту карьера на ранее нарушенных площадях, Л = 0,0816

Л = Лэ * D * 10 = 0.8 * 10.2 * 10 = 0.0816;

где Лэ - коэффициент эфельности, принят на основании качественно-количественной схемы обогащения песков на промприборе ПКБШ- 100, Лэ = 0.8;

D, D_0.05 -массовая доля в промываемых золотосодержащих песках фракции размером 1мм и илисто-глинистых частиц размером менее 0.05 мм, принята на основании гранулометрического состава исходных песков,

D =10.2 % и D_0.05 = 3.8 % ;

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

К_Р - коэффициент разрыхления складируемых пород, К_Р = 1.1;

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

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

q_т = 5.75 м³ / м³ ;

t - продолжительность работы промприбора в сутки , t = 19.5 ч ;

Необходимая вместимость илоотстойника технологического водоснабжения составляет - 120 тыс.м ³.

Емкость илоотстойника образуется за счет выемки, достигаемой бульдозерными работами ( ДЭТ-250), с размещением породы в насыпь ( среднее расстояние транспортирования 90 м) , образующей на поверхности совместно с отвалами отработки прошлых лет водоудерживающую толщу значительной мощности. Объем работ по сооружению непосредственно емкости отстойника (водонакопителя) составляет 120 тыс.м³.

С целью ограничения территории размещения эфельного отвала в нижней чести площади складирования хвостов сооружается оградительная дамба.

Высота плотины выбирается из условий полного размещения необходимого объема илоотстойника с учетом полной длины осаждения частиц. Высота дамбы равняется 5 метров.

Ширина гребня плотины

___ ___

b_п = 1.65 * √ H = 1.65 * √ 5 = 4 м,

Ширина плотины по низу

В_п = b_п + m₁ * H + m₂ * H = 4 + 1 * 5 + 1 * 5 = 14 м,

где m₁, m₂ - заложение мокрого и сухого откоса плотины, m₁ = 1, m₂ =1;

Объем пород, укладываемые в тело плотины.

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

Определяем затраты на сооружения дамбы.

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

где Ц_дт – стоимость затрат с1м³ для бульдозера ДЭТ-250, Ц_дт = 17 рублей;

Для безопасной эксплуатации очистных сооружений карьера и предупреждения возможных аварийных ситуаций в период ливневых дождей, проектом предусмотрен значительный объем дополнительной вместимости отстойника, что гарантирует предотвращение аварийного сброса сточных вод с территории системы технологического водообеспечения карьера в результате ливней.

Основные параметры очистных сооружений обогатительной установки приведены в таблице 3.8.1

Таблица 3.8.1- Параметры очистных сооружений

Наименование показателя	Ед. изм	Значение
Объем промываемых песков	м3	1142400
Необходимый запас технологической воды	тыс.м3	9
Объем отвалов хвостов промывки : галя +20 мм эфеля - 20 мм	м3 м3	698006 666019
Вместимость илоотстойника	тыс.м3	112
Конструктивная глубина отстойника	м	5
Площадь зеркала воды отстойника	тыс.м2	14
Объем строительных работ, всего	тыс м3	4.5

Расчет насосной установки.

Выбор насоса осуществляется за счет часовой производительности промприбора ( 438 м³/ ч смотри пункт 3.6) и величины напора.

Определяем величину необходимого напора насоса.

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

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

Н_н – высота нагнетания воды, Н_н = 35 м;

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

h_м – местные потери напора, h_м = 0.1;

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

h_ост – остаточный напор в конце пульповода, h_ост = 5 м.

При необходимом напоре 43 м и производительности промприбора 438 м³/ ч

выбираем насос типа Д 500 – 65.

Определяем диаметр трубопровода.

______________ _____________

Д = 1.128 √ Q^п/п_в / 3600 * V_в = 1.128 √ 438 / 3600 * 2 = 278 мм;

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

V_в – скорость воды в трубопроводе, V_в = 2 м/с.

Принимаем стандартное значение труб 299 мм.

3.10 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:

Q_сточ = N_сточ * А = 0.7 * 0.015 = 0.01 м³/с

где N_сточ – норматив по сбросу сточных вод, N_сточ = 0.7 м³/м³;

А – производительность карьера, А = 0.015 м³/с

Определяем мутность сточных вод.

С_сточ = ε * μ * А * ρ / Q_сточ= 0.01 * 0.02 * 0.017 * 2650000 / 0.01 = 901 г/м

где ε- доля частиц которые выносятся из водоема, ε = 0.01;

μ – коэффициент глинистости пород, μ = 0.02;

ρ- плотность взвесей, ρ = 2650000 г/м³.

Рассчитываем предельно допустимую концентрацию.

ПДК = [С_д * (Q_мин * d / Q_сточ)] + С_пр = [ 0.25 * ( 0.73 * 0.4 / 0.01) + 7] = 14.3 г/м³

где С_д – допустимое увеличение концентрации взвеси в реке, С_д = 0.25 г/м³;

Q_мин – минимальный расход воды, Q_мин = 0.73 м³/с;

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

d- коэффициент смещения сточных вод, d = 0.4;

d = 1 – В / 1 + ( В * Q_мин / Q_сточ) = 1 – 0.02 / 1 + ( 0.02 * 0.73 / 0.01) = 0.4

где В - коэффициент учитывающий условия смещения, В = 0.02;

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

а- коэффициент, учитывающий гидравлические условия смещения, а = 0.5;

________ ___________

а = Е * Y √ Е_д / Q_сточ = 1 * 1.3 √ 0.0016 / 0.01 = 0.5

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

Y – коэффициент извилистости реки, Y = 1.3;

Е_д – коэффициент турбулентной диффузии, Е_д = 0.0016;

Е_д = V_с * Н_с / 200 = 0.46 * 0.68 / 200 = 0.0016;

где V_с – скорость водного потока, V_с = 0.46 м/с;

Н_с – глубина водного потока, Н_с = 0.68 м.

Рассчитываем предельно допустимый сброс.

ПДС = ПДК * Q_сточ = 14.3 * 0.01 = 0.143 г/м³

Определяем долю частиц которую необходимо осадить.

Ч = С_сточ - ПДК / С_сточ = 901 – 14.3 / 901 = 98%

Размер частиц которую необходимо осадить при 98 % будет 0.005 мм.

Определяем длину осаждения частиц.

L_ос = V_с * Н_ос / U – U_вз = 0.0004 * 2.5 / 0.000008 - 0.00000001 = 125 м;

где V_с – скорость транзитного потока, V_с = 0.0003 м/с;

Н_ос – глубина транзитного потока, Н_ос = 2.5 м;

U- скорость осаждения частиц данного размера, U = 0.000008 м/с;

U_вз – взвешенное состояние движущих частиц, U_вз = 0.00000001

V_с = Q_сточ / К_тр * В_ос * Н_ос = 0.01 / 0.3 * 30 * 2.5 = 0.0004 м/с

где К_тр – коэффициент транзитности, К_тр = 0.3;

В_ос - ширина транзитного потока, В_ос = 30 м.

U_вз = 4 * n * V_с² / Н_ос^0.2 = 4 * 0.018 * 0.0004² / 2.5 ^0.2 = 0.00000001

где n – коэффициент шероховатости, n = 0.018.

Длина отстойника.

L_о = L_ос * К_з = 125 * 1.1 = 140 м.

где К_з – коэффициент запаса, К_з = 1.1

Илоостойник сооружается оградительными дамбами со следующими параметрами:

высота дамбы 5 м;

ширина гребня 4 м;

углы заложения откосов 45 градусов;

объем 120000 м³

3.10.2 Рекультивация нарушенных земель.

4 Энергоснабжение.

4.1 Расчет электроснабжения участка горных работ.

Таблица 4.1 - Расчет потребности мощности и расхода электроэнергии.

Потребители	Кол.. пот.	Рпом, кв.	Кс	cos y	tg 	Ррасч, кв.	Qрасч, кв	Время работы в году, час.	Ки	Расход эл.энергии в год, тыс квт.
Энергопотребители с напряжением 6 квт
Экскаватор ЭШ 15 / 90А	1	1900	0.5	-0.85	-0.62	950	- 590	4117	0.8		6257
ТСН	2	560	0.5	0.7	1	280	280	4117	0.8		1844
Энергопотребители с напряжением 0.4 квт
Промприбор ПКБШ-100	1	96	0.8	0.8	0.75	77	58	2634	0.8		202
Гидрогрохот	1	15	0.8	0.8	0.75	12	9	2634	0.8		32
Концентратор	1	11	0.8	0.8	0.75	9	7	2634	0.8		23
Насос	1	160	0.8	0.8	0.75	128	96	2634	0.8		337
Насос подпитки	1	6	0.7	0.7	1	4	3	270	0.4		1
Буровой станок СБШ-250	1	322	0.6	0.7	1	193	197	4485	0.8		1155
Пункт ППР	1	500	0.3	0.65	1.17	150	176	4485	0.4		897
Итого: 6 кв		2460				1230	- 310				8101
Итого: 0.4 кв		1110				573	543				2647
Всего		3570				1803	233				10748

Расчет электрических нагрузок и определение мощности трансформаторных подстанций.

Расчетная активная нагрузка.

Р_расч = Р_пом * К_с , кВт

где К_с – коэффициент спроса электрооборудования;

Р_пом – активная номинальная мощность двигателей главных преобразовательных агрегатов, квт.

Расчетная реактивная нагрузка.

Q_расч = Р_расч * tg , кВар,

где tg  – коэффициент мощности однородных приемников.

Полная расчетная нагрузка.

___________________ _______________

S_расч = К_р √ ( ∑ Р_расч)² + ( ∑ Q_расч)² = 0.9√ (1803)² + (236)² = 1820 кВа,

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 * 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.

__

I_расч = S_расч / √ 3 * U_ном = 1820 / 1.7 * 35 = 30 А;

где U_ном – номинальное напряжение сети, U_ном = 35 кВ.

Определение сечения провода по экономической плотности тока.

S = I_расч / 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.

I_доп = 210А > 37А.

Проверка линии на потерю напряжения.

Потеря напряжения в трехфазной сети определяется.

__

∆U = √ 3 * I_расч * L * (r_o cos + x_o sin) * 100 / U_ном =

= 1.7 * 30 * 40 * (0.46 * 0.7 + 0.44 * 0.37) * 100 / 35000 = 2.8%,

где L – длина линии, 40 км;

r_o, x_o – активное и индуктивное сопротивление 1 км. линии, r_o = 0.46, x_o= 0.44;

Потери напряжения в проводах допускается не выше 10%.

Расчет линий ведущих к электроприемнику с напряжением 6 кВт.

Расчетный ток нагрузки.

__

I_расч = Р_расч / √ 3 * U_ном * 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. I_доп = 320А > 266А.

Проверка линии на потерю напряжения линии передач 6 кВ.

__

∆U = √ 3 * I_расч * L * (r_o cos + x_o sin) * 100 / U_ном =

= 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.

__

I_расч = Р_расч / √ 3 * U_ном * cos * η = 1230 / 1.7 * 6 * 0.7 * 0.95 = 178 А;

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.

__

∆U = √ 3 * I_расч * L * (r_o cos + x_o sin) * 100 / U_ном =

= 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.

__

I_расч = Р_расч / √ 3 * U_ном * cos * η = 193 / 1.7 * 0.4 * 0.7 * 0.95 = 426 А

Выбирается марка кабеля I_доп = > 426 А.

Проверка линии на потерю напряжения линии передач 0.4 кВ.

__

∆U = √ 3 * I_расч * L * (r_o cos + x_o sin) * 100 / U_ном =

= 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.

__

I_расч = Р_расч / √ 3 * U_ном * cos * η = 174 / 1.7 * 0.4 * 0.75 * 0.95 = 352 А

Выбирается марка провода А – 120. I_доп = 375 > 352 А.

Проверка линии на потерю напряжения линии передач 0.4 кВ.

__

∆U = √ 3 * I_расч * L * (r_o cos + x_o sin) * 100 / U_ном =

= 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.

I_зз = U_ном (35 * L_к + L_в) / 350 = 6 ( 35 * 0.8 + 2) / 350 = 0.5 А.

где L_к – длина кабеля, L_к = 0.8 км;

L_в - длина воздушных линий, L_в = 2 км;

Общее сопротивление в сети заземления

Принимаем заземляющий провод АС50 , r₀ = 0.65 Ом / км .

Сопротивление заземляющей жилы кабеля КГЭ370+110+16 экскаватора ЭШ 15/90А.

R_з.ж.к.= r­₀ · l = 0.4 · 0.8 = 0.32 Ом

Сопротивление магистрального заземляющего провода от заземляющего контура до ПКТП.

R_з.пр.= r₀ · l = 0.65 · 2 = 1.3 Ом

Суммарное сопротивление жилы кабеля и заземляющего провода.

 R= R_з.ж.к. +R_з.пр. = 0.32 + 1.3 = 1.62 Ом

Сопротивление заземляющего контура, исходя из сопротивления заземления R= 4 Ом

R_з.к.= 4  R= 4  1.62 = 2.38 Ом

Заземляющий контур выполняем из стальных прутков. Верхний конец уголка заглублен на 0.7 метра. d_у = 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 = r_э / R_зк. = 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, r_н = 4.3 · 50 / 125= 1.72 Ом

В зимний период сопротивление полосы: r_nз= r_п · k_max = 1.72 · 6 = 10.32 Ом

где: k_max  коэффициент, учитывающий промерзание грунта.

Сопротивление заземляющего контура с учетом полосы.

Ом

Cопротивление заземления у наиболее удаленного механизма.

R= R_зк­ + R_з.пр. +R_з.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 Е_min=0,5 лк. Расчет ведется методом наложения изолюкс на район ведения горных работ.

Определить суммарный световой поток:

∑F = ∑F_мин * S_ос * к_з * к_п = 0.5 * 20000 * 1.4 * 1.5 = 21000 лм

где ∑F_мин – требуемая освещенность для отдельных участков, ∑F_мин = 0.5 лк;

S_ос – площадь освещаемого участка, S_ос = 20000 м²;

к_з – коэффициент запаса, к_з = 1.4;

к_п – коэффициент, учитывающий потери света, к_п = 1.5;

Освещение осуществляется светильниками типа ПЗС – 45 с мощностью лампы 1000Вт.

Определяем требуемое количество прожекторов:

N_пр = ∑F / F_л * η_пр = 21000/ 21000 * 0.35 = 3 шт

где F_л – световой поток лампы прожектора, F_л = 21000 лм;

η_пр - к.п.д. прожектора, η_пр = 0.35.

Высота установки прожектора:

h_пр² = I_мах / 300 = 140000 / 300 = 22 м

где I_мах – максимальная сила света прожектора, I_мах = 140000 кд.

Необходимая мощность трансформатора:

S_тр = F_л * 10^-3 / η_с * η_ос * cos θ_ос = 21 / 0.95 * 1 * 1 = 22 кВа

где η_с – к.п.д. осветительной сети, η_ос = 0.95;

η_ос – к.п.д. светильников, η_ос = 1

cos θ_ос – коэффициент мощности ламп, cos θ_ос = 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 = F_л / 1.7 * U * cos θ_ос * _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 I_доп.> I_н.л ,

где I_дл.доп  длительно допустимый ток, А;

I_н.л  номинальный ток лампы, А;

Выбираем кабель КРСПН - 310 + 16 с I_доп.= 60 > I_н.л = 56, что требуется по условию.

4.4 Электровооруженность труда.

Характеризуется соотношением между затратами труда и электроэнергией израсходованной в производственном процессе.

Э_э = Э_а / n_сп * t_см * n_дн = 10748000 /

где Э_а – расход электроэнергии за год, Э_а =

n_сп – списочный состав рабочих, n_сп =

t_см - продолжительность рабочей смены, t_см = 19.5 ч.;

n_дн – количество рабочих дней в году, n_дн =

Удельный расход электроэнергии.

Э_у = Э_а / V_п = 10748000 / 1142400 = 9.4 Вт/м³

где V_п – объем песков в год, V_п = 1142400 м³

Средневзвешенное значения коэффициента мощности.

_________

cos = Э_аэ / √ Э_аэ² + Э_р² =

где Э_р – показания счетчика реактивной энергии за год, Э_р =

Э_аэ - количество активной энергии, потребляемой приемниками за год, Э_аэ =

Таблица 6.6 Расчет капитальных затрат на приобретение оборудования.

Наименование оборудования	Ко л-во единиц	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 расхода тыс. руб./1 км	Общая длина линий, км	Стоимость материала, тыс. руб.	Количество линий, 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 за единицу тыс. руб.	Сумма затрат 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 единицу продукции руб./м3
Вспомогательные материалы
Расходы на оплату труда
Отчисления на социальные нужды
Потери электроэнергии
Амортизация
Итого

Таблица 4.3 – Расчет заработанной платы.

Наименований профессий	разряд	Штат, чел.		Число смен работы в год одного рабочего	Тариф- ная ставка в день, руб	Годовой Фонд зар. платы, тыс.руб.	Основная зарплата, тыс.руб.			Дополнительная зарплата 10% тыс.руб.	Итого фонда зарплаты, тыс.руб.
		Яв.	Спис.				Премия, 50%	Северные надбавки, 1.2	Доплаты, 5%
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.

∆U_п = U_о - ∆U_р / 1 + [(x_вн * К_п * S_ном * 10) / U²_ном ] = 6000 – 1110 / 1 +

где U_о – напряжение трансформаторной подстанции, U_о = 6000 В;

∆U_р – потеря напряжения от прочей нагрузки, ∆U_р = 1110 В;

К_п - пусковой коэффициент для экскаватора, К_п = 1.6;

S_ном – номинальная мощность пускаемого двигателя, S_ном = 1900 кв;

x_вн – внешнее индуктивное сопротивления участка сети от трансформатора до пускаемого двигателя, Ом;

x_вн = x_тр + x_вл + x _кл =

где x_тр – индуктивное сопротивление трансформатора;

x_вл , x _кл - индуктивное сопротивление воздушных и кабельных линий.

x_тр = 10 * U_кз * U_хх² / S_тр.ном = 10 * 6.5 * 6.3² / 35000 =

где U_кз – напряжения коротко замыкания трансформатора, U_кз = 6.5 В;

U_хх – напряжение холостого хода вторичной обмотки трансформатора,

U_хх = 6.3 В;

Уровень напряжения на зажимах двигателя в момент его пуска должен удовлетворять условию. ∆U_п >= 0.75 U_ном

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:

1. предварительное орошение взрывного блока;

2. предварительное увлажнение взрываемого блока;

3. 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.

G_п = 0.785 * d² * V_б * ρ * в * К_п (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;

V_б – скорость бурения, V_б = 9 м/ч;

ρ – плотность буримых пород, ρ = 1.9 т/м³;

в – содержание пылевой фракции в буримой мелочи, в = 0.1 дол. ед.

К_п - доля пыли приходящая в аэрозоль, К_п = 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

G^п_в = К *g_уд * 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;

g_уд - удельное выделение вредных веществ при взрыве 1 т. ВВ, g_уд = 0.067

А - количество взорванного ВВ, А = 33.5 тонн.

Для оксида азота

G^г_в = 1 * 0.0025 * 33.5 (1 – 0.7) * 10⁶ / 900 = 28 г/с;

Для оксида углерода

G^г_в = 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:

G^п_п = К₀ * К₁ * К₂ * К₃ * П_э * 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;

П_э - количество перерабатываемой экскаватором породы, П_э = 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.

К_i = в * V * g_i / 3600 ;

где в - контрольный расход топлива на 1 час работы, кг;

V - cредняя скорость движения той или иной техники, км/ч;

g_i - удельные выбросы загрязняющих веществ, г/кг.

Таблица 5.1 – Количество выделяемых в атмосферу карьера загрязняющих веществ, г/с.

Загрязняющие вещества	Удельные выбросы, г/кг	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 n_i * К_i * G_i =

= 1 * 0.11 + 1 * 216 + 1 * 22 +3 * 33 +3 * 0.86 +1 * 0.71 + 1 * 1.5 = 342 г/с

n_i - число расположенных в проветриваемой зоне однотипных источников;

G_i - интенсивность выделения данной вредности однотипными источниками;

К_i-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

С_р = (33.3 * G_общ / x_ср * U_р * L₁) + C₀ =

где G_общ – суммарная интенсивность поступления вредностей в рециркуляционную зону от источника, находящихся в ней и на подветренном борту, проветриваемом по схеме, G_общ = г/с;

x_ср – расстояние от границы до зоны рециркуляции в направлении движении ветра от точки, в которой определяется концентрации вредностей, x_ср = м;

L₁ – длина зоны рециркуляции в направлении, перпендикулярном движению ветра, L₁ = м;

C₀ – концентрация загрязненных веществ в воздухе, поступающих в карьер, C₀ = г/м³

U_р – расчетная скорость, U_р = м/с;

U_р = (1 – р) * U_о =

где р – степень ослабления скорости ветра, зависит от степени закрытости горизонта внешними неровностями рельефа, р = ;

U_о – характер скорости ветра для рассматриваемого района, U_р = м/с;

За пределами

С = (15 * G_общ / x_ср * U_р * 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	Като – 1500GV	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

Профессии и должности работников	Показатели тяжести труда		Класс тяжести труда
	Наименование	Допустимые значения
Начальник участка, механик карьера, горный мастер, геолог, маркшейдер.	Рабочая поза, %/см: сидя стоя 2. Перемещения в пространстве: по горизонтали - по вертикали	не нормируется до 60% до 8 км до 4 км	2
Машинист экскаватора, бурстанка, промприбора, бульдозера, водитель БелАЗа.	1. Стереотипное рабочее движения, количество в смену: - при работе с преимущественным участием рук и плечевого пояса. 2. Рабочая поза,%/см - сидя - фиксированная	до 20000 не нормируется до 25%	3.1
Помощник машиниста экскаватора, бурстанка, промприбора, Доводчик.	1. Масса поднимаемого и переносимого груза вручную, кг: - подъем и перемещения тяжести при чередовании с другой работай. - подъем и перемещения тяжести постоянно в течении смены 2. Наклоны корпуса, колич./ см: - наклоны корпуса вынужденное более 30 град.	до 30 до 15 51 - 100	3.1
Слесарь, дежурный слесарь, взрывник.	1. Масса поднимаемого и переносимого груза вручную, кг: - подъем и перемещения тяжести при чередовании с другой работай. - подъем и перемещения тяжести постоянно в течении смены 2. Наклоны корпуса, колич./ см: - наклоны корпуса вынужденное более 30 град.	до 30 до 15 51 - 100	3.2

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		Класс тяжести труда
	Наименование	Допустимые значения
Начальник участка, механик карьера, горный мастер, геолог, маркшейдер.	1. Содержание работы 2. Восприятия сигналов ( информации) и их охрана 3. Степень сложности задания. 4. Степень ответственности. Значительность ошибок. 5. Степень риска для собственной жизни. 6. Степень риска за безопасность других лиц. 7. Фактическая продолжительность рабочего дня, час. 8. Сменность работы.	Решения сложных задач по известным алгоритмам, работа по серии инструкции. Восприятия сигналов с последующим со постановления фактических значений параметров с их номинальными значениями. Заключительная оценка. Обработка проверка и контроль за выполнением задания. Несет ответственность за функциональное качество основной работы. Влечет за собой исправления за счет дополнительных усилий всего коллектива. Исключена. Вероятно. 10 - 12 Двухсменная (работа в ночную смену).	3.2

Таблица 5.7.1.4 – Продолжении таблицы 5.7.1.3

Профессии и должности работников	Показатели напряженности труда		Класс тяжести труда
	Наименование	Допустимые значения
Машинист экскаватора, бурстанка, промприбора, бульдозера, водитель БелАЗа.	1. Содержание работы 2. Восприятия сигналов ( информации) и их охрана 3. Степень сложности задания. 4. Характер выполнения работы. 5. Длительность сосредоточенного наблюдения. 6. Плотность сигналов(световых, звуковых) и сообщений в среднем за час работы. 7.Число объектов одновременного наблюдения. 8. Степень ответственности. Значительность ошибки. 9. Фактическая продолжительность рабочего дня, час. 10. Сменность работы.	Решения сложных задач по известным алгоритмам, работа по серии инструкции. Восприятия сигналов с последующим корректировкой действий. Обработка, выполнения задания и его проверка. Работа по установленному графику с возможной коррекцией по ходу деятельности. 26 – 50%. 76 -175. 6 - 10 Несет ответственность за функциональное качество вспомогательных работ. Влечет за собой дополнительные усилия со стороны вышестоящего руководства. 10 - 12 Двухсменная (работа в ночную смену).	2

Таблица 5.7.1.5 – Продолжении таблицы 5.7.1.4

Помощник машиниста экскаватора, бурстанка, промприбора, доводчик, взрывник, слесарь, дежурный слесарь

1. Содержание работы 2. Восприятия сигналов ( информации) и их охрана 3. Степень риска для собственной жизни. 4. Степень риска за безопасность других лиц. 5. Число элементов(приемов) необходимо для реализации простого задания. 6. Фактическая продолжительность рабочего дня, час. 10. Сменность работы

Решения сложных задач по известным алгоритмам, работа по серии инструкции. Восприятия сигналов с последующим корректировкой действий. Вероятно. Вероятно. 9 - 6 10 - 12 Двухсменная (работа в ночную смену).

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	Характерные нарушения работников, Определяющие фактор.	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	Пребывания в близи экскаватора при его работе.	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	Вредные, опасные вещества и производственные факторы. Характер проводимых работ	Периодичность осмотра		Медицинские противопоказания
		В лечебно-проф.учр.	В центре профпа-тол.
Начальник участка, механик карьера, горный мастер, геолог, маркшейдер.	Повышенная температура воздуха: до 4 град. выше верхней границы допустимой.	1 раз в конце первого года, затем 1 раз в 2 года.	1 раз в 5 лет.	1 Хроническое рецидивирующие заболевания кожи. 2 Выражения вегетативного сосудистая дистония.
Машинист экскаватора, бурстанка, промприбора, бульдозера, водитель БелАЗа.	Локальная вибрация при нормативных уровнях и превышения ПДУ Производственный шум при превышении ПДУ 80 дБА: - от 81 до 99 дБА - от 100 дБа и выше Работы связанные с: региональными мышечными напряжениями преимущественно мышц рук и плечевого пояса.	1 раз в год 1 раз в 2 года 1раз в год 1 раз в год	1 раз в 3 года 1 раз в 5лет 1раз в 3 года 1раз в 3 года	1 Облитерирующие заболевания артерий, периферический ангиоспазм. 2 Хронические заболевания нервной системы. 3 Высокая и осложненная близорукость. 1 Стойкие понижения слуха, любые этилогии. 2 Отосклероз. 3 Нарушении вестибулярного аппарата. 1 Хроническое заболевания нервной системы. 2 Облитерирующие заболевания артерий, периферический ангиоспазм. 3 Выражения варикозное расширения вен нижних конечностей, геморрой. 4 Болезни сердца.
Помощник машиниста экскаватора, бурстанка, промприбора, доводчик, взрывник, слесарь, дежурный слесарь	Пониженная температура воздуха: на открытой территории при средней температуре в зимнее время –20 град.	1 раз в год	1 раз в 3 года	1 Хроническое заболевания нервной системы. 2 Облитерирующие заболевания артерий, периферический ангиоспазм. 3 Выражения варикозное расширения вен нижних конечностей, геморрой. 4 Болезни сердца.

Таблица 5.7.2.2 – Продолжении таблицы 5.7.2.1

Профессии	Вредные, опасные вещества и производственные факторы. Характер проводимых работ	Периодичность осмотра		Медицинские противопоказания
		В лечебно-проф.учр.	В центре профпа-тол.
Помощник машиниста экскаватора, бурстанка, промприбора, доводчик, взрывник, слесарь, дежурный слесарь	Физические перегрузки: - подъем и перемещения тяжести (постоянно более двух раз в час) Работы связанные с: вынужденные наклоны корпуса ( 30 град. по вертикали).	1 раз в год	1 раз в 3 года	1 Хроническое заболевания нервной системы. 2 Облитерирующие заболевания артерий, периферический ангиоспазм. 3 Выражения варикозное расширения вен нижних конечностей, геморрой. 4 Болезни сердца.

Обеспечения работающих средствами индивидуальной защиты.

Таблица 5.7.2.3 - Обеспеченность работающих средствами индивидуальной защиты

Профессии и должности работников	Наименования средств индивидуальной защиты.	Нормы выдачи на год
Начальник участка, механик карьера, горный мастер, геолог, маркшейдер.	Костюм хлопчатобумажный Сапоги резиновые Рукавицы комбинированные Портянки суконные Куртка на утепленной прокладке Брюки на утепленной прокладке Валенки	1 1 пара 3 пары 2 пары по поясам по поясам по поясам
Машинист экскаватора, бурстанка, промприбора, бульдозера, водитель БелАЗа	Костюм хлопчатобумажный Сапоги резиновые Рукавицы комбинированные Портянки суконные Куртка на утепленной прокладке Брюки на утепленной прокладке Валенки	1 1 пара 4 пары 2 пары по поясам по поясам по поясам
Помощник машиниста экскаватора, бурстанка, промприбора,	Костюм хлопчатобумажный Сапоги резиновые Рукавицы комбинированные Портянки суконные Куртка на утепленной прокладке Брюки на утепленной прокладке Валенки	1 1 пара 4 пары 2 пары по поясам по поясам по поясам

Таблица 5.7.2.4 – Продолжении таблицы 5.7.2.3

Профессии и должности работников	Наименования средств индивидуальной защиты.	Нормы выдачи на год
Слесарь, дежурный слесарь, взрывники.	Костюм брезентовый Сапоги резиновые Рукавицы брезентовые Портянки суконные Куртка на утепленной прокладке Брюки на утепленной прокладке Валенки	1 1 пара 6 пары 2 пары по поясам по поясам по поясам
Доводчик	Костюм прорези новый Сапоги резиновые Рукавицы комбинированные Портянки суконные Перчатки резиновые Куртка на утепленной прокладке Брюки на утепленной прокладке	1 1 пара 6 пары 2 пары до износа по поясам по поясам

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 пределами
радиуса действия ковша и становиться код погрузку только после
разрешающего 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	м3/ с	18.3 / 0.73
Температура воздуха, макс. мин./средн.	град	+ 35 – 55 / - 6
Проба золота		845
Крупность золота		мелкое

1 Общая 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 Бодай