Реферат: Проект вскрытия и разработки россыпного месторождения рч. Вача

ПОЯСНИТЕЛЬНАЯ ЗАПИСКА

К ДИПЛОМНОЙ РАБОТЕ

____________________________ПЗ обозначение документа

Иркутск 2003

ИРКУТСКИЙ ГОСУДАРСТВЕННЫЙ ТЕХНИЧЕСКИЙ УНИВЕРСИТЕТ

Горный факультет, кафедра открытых горных работ

УТВЕРЖДАЮ

Декан Б. Л. Тальгамер

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

1 Тема проекта___________________________________________________

Утвержден приказом по университету от _______________№________

2 Срок представления студентом законченного проекта в ГАК___________
____________________________________________________________________________
____________________________________________________________________________
________

3 Исходные данные_______________________________________________
____________________________________________________________________________
____________________________________________________________________________
____________________________________________________________________________
____________________________________________________________________________
____________________________________________________________________________
____________________________________________________________________________
_______________________

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

5 Перечень графического материала (с указанием обязательных чертежей)_
____________________________________________________________________________
____________________________________________________________________________
____________________________________________________________________________
____________________________________________________________________________
____________________________________________________________________________
____________________________________________________________________________
_____________

6 Дополнительные задания и указания______________________________
____________________________________________________________________________
____________________________________________________________________________
____________________________________________________________________________
____________________________________________________________________________
________________

7 консультанты по проекту с указанием вопросов, подлежащих решению___
____________________________________________________________________________
____________________________________________________________________________
____________________________________________________________________________
____________________________________________________________________________
____________________________________________________________________________
____________________________________________________________________________
________________________

Введение

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

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

Главной статьей потребления осталась ювелирная отрасль.

Таблица 1 - Структура потребления золота в 1994 - 1996 гг., тонны.
| |1994 г |1995 г |1996 г |
|Промышленное потребление, в т.ч.: |3071 |3257 |3290 |
|ювелирной отраслью; |2604 |2749 |2807 |
|электронной отраслью; |192 |209 |207 |
|на чеканку монет; |75 |26 |60 |
|прочими отраслями; |200 |213 |216 |
|Тезаврация |238 |299 |182 |
|Кредиты в золоте |52 |23 |5 |
|Инвестиции в золото |- |44 |- |
|Итого: |3361 |3623 |3477 |

На прилегающих к проектируемому участку россыпи добычу золота производили драги №№ 114 и l17 прииска «Светлый».

Гидромеханизированным способом россыпь разрабатывалась артелями старателей «Тайга», «Витим», «Лена», «Таёжная» и др.

Таким образом, россыпь значительно поражена ранее проведёнными горными работами. Артель старателей «Вачинское» начала разработку месторождения р.
Вача в 1999 году по ранее разработанным проектам. Выполненным Новосибирским филиалом института ЦИПИГОРЦВЕТМЕТ (Ленским ОКП) - заказы №1552 и дополнением к проекту, выполненным артелью старателей «Таёжная».

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

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

Задачами дипломного проектирования являются:

. анализ условий залегания месторождения «Вача»;

. обоснование эффективного способа и технологии разработки;

. определение соответствующих элементов системы разработки; путем технико-экономического сравнения конкурирующих вариантов обогащения песков обосновать эффективный способ и схему обогащения.

1 Общая часть

1.1 Общие сведения о районе и месторождении

Проектируемый участок россыпного золота расположен в Бодайбинском районе в среднем течении р. Вача (при устье рч. Ныгри), принадлежащей к бассейну р. Жуя.

В непосредственной близости от россыпи, в 6- км, построен базовый поселок, участка «Вача».

В административном отношении месторождение расположено на территории, подконтрольной Кропоткинской администрации, Бодайбинского района Иркутской области с центром в пос. Кропоткин, который расположен в 6 км от проектируемого участка россыпи.

В свою очередь, пос. Кропоткин отстоит от г. Бодайбо на расстоянии 140 км, связанного улучшенной грунтовой автомобильной дорогой
III класса.

Транспортировка грузов артелью осуществляется круглогодично автотранспортом от железнодорожной станции Таксимо (220 км.).

Действующий аэропорт г. Бодайбо принимает пассажирский и грузовой транспорт самолетами АН-24, АН-26.

Снабжение продовольствием, запчастями, материалами и оборудованием осуществляется собственным завозом, снабженческой службой артели из центральных районов России.

[pic]

Рисунок 1.1 – Географическое расположение пос. Кропоткин

1.2 Климат района

Район работ расположен в южной части Витимо-Патомского нагорья, его координаты 4є 22 - 58є 24 северной широты, 115є 15 - 115є 20 - восточной долготы.

Рельеф района представляет невысокую горную страну, довольно густо расчлененную речной сетью.

Абсолютные отметки водоразделов колеблются в пределах от 600 до
1400 м. с суровой, продолжительной зимой и теплым, обильным осадками, летом.

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

Ниже приводятся среднемесячные и среднегодовые температуры воздуха за многолетний период (в градусах Цельсия).

Таблица 1.1 - Среднемесячные и среднегодовые температуры воздуха за

многолетний период, єС.
|р. Вача |Выше устья |675 |8,6 |183 |
| |рч. Угахан | | | |

2 Геологическая часть

2.1 Геологическая характеристика района месторождения

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

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

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

Анангрской свиты погребённый рельеф долины более резкий, и характеризуется наличием узких удлинённых выровненных поверхностей, разделённых глубоко врезанными узкими бороздами. В области распространения углисто-кварцевых алевролитов, кварцитовидных песчаников Ваченской свиты, рельеф характеризуется наличием широких волнистых поверхностей с возвышенностями.

По генезису четвертичные отложения заполняющие долину р. Вача на участке россыпи подразделяются на: аллювии, элювиально-пролювиальные, ледниковые, озёрно-ледниковые водно-ледниковые и делювиальные образования.

В центральной части россыпи, т.е. в пределах развития современной поймы и надпойменных террac рыхлые отложения имеют мощность от 8 до 20 м., в бортовых частях россыпи (в аккумулятивных увалах) мощность отложений увеличивается до 20-35 м. и более. Увалы сложены разнообразной серией ледниковых отложений, среди которых наибольшее распространение и мощность имеют озёрно-ледниковые илы.

Наиболее существенные черты литологии отложений, слагающих промышленную часть россыпи таковы:

1 Древний элювии. К наиболее древним отложениям в долине р. Вача относится глинистый и щебнисто-глинистый элювии зеленовато-серых песчаников и сланцев Анангрской свиты. Элювий представлен, преимущественно, яркими жёлто-бурыми глинами к низу постепенно переходящими в разрушенный щебень коренных пород.

2 Древний аллювий. Является основным золотоносным горизонтом месторождения. Золотоносный аллювий представлен гравийно-песчаным слабо иловатыми галечниками серого, реже буроватого цвета с набольшим количеством валунов. Каменистость в них достигает 85-90%.

3 Отложения ледникового времени. Представлены мореной, озёрно- ледниковыми илами и илистыми песками. Эти отложения, как правило, не золотоносны, залегают в бортах долины и имеют большие мощности. Морена в долине р. Вача представлена зеленовато-серыми, карбонатными илисто- валунными отложениями, состоящими из пылеватой глины и большого количества обломочного материала неокатанного (30-35%) и сглаженного ледником(40-70%), часто с ледниковой штриховкой.

Размер крупного обломочного материала в морене очень разнообразный, встречаются o6ломки и галька в несколько сантиметров и валуны от 20 см. до 1 м. Наряду с угловатым остроребристым щебнем песчаника, сланцев и других пород встречаются хорошо окатанные, шариковой формы гальки гранита. Процент каменистости в морене в среднем равен 6%, коэффициент окатоности 8-12%.

4 Верхнечетвертичные отложения. Представлены водно-ледниковыми гравийными галечниками, глинистыми галечниками с валунами и валунниками и аллювием надпойменных террас.

В основании отложений верхнечетвертичного времени имеются многочисленные золотые пропластки.

Главным золотоносным горизонтом месторождения являются галечники древнего аллювия, вторым по промышленной значимости золотоносные пропластки в галечниках верхнечетвертичного периода. Почти на всем протяжении россыпи галечники древние и более молодые четко разграничены.

Среднее содержание золота в пласте изменяется от десятых долей грамма до 3 г/мі.

Таблица 2.1 - Гранулометрический состав рыхлых отложений.
|Размер фракции, мм |Выход фракции, % |
|+200 |8,7 |
|-200+100 |1,9 |
|-100+50 |7,7 |
|-50+20 |16,3 |
|-20+10 |21,2 |
|-10+5 |19,0 |
|-5+2 |12,0 |
|-2+1 |4,7 |
|-1+0,05 |4,2 |
|-0,05+0,01 |2,6 |
|-0,01 |1,7 |
|Итого |100 |

В среднем по всему полигона процент валунистости равен 8,7 %.
Таблица 2.2 –Горнотехнические условия эксплуатации месторождения.
|Наименование параметров |Объемы, |
| |параметры |
|Длина отрабатываемого участка (блоков), м. |2806 |
|Ширена блоков, м: | |
|от |50,5 |
|до |184 |
|средняя |122 |
|Площадь блоков тыс. м2. |360,7 |
|Мощность вскрыши, м: | |
|от |4,3 |
|до |30,7 |
|средняя |20,9 |
|Мощность песков, м: | |
|от |1,1 |
|до |2,3 |
|средняя |1,62 |
|Категория пород | |
|по СНИП |IV гр. |
|по взрываемости |V гр. |
|по Протодьяконову |VIII гр. |
|Мерзлота, %. |93 |
|Льдистость, %. |20 |
|Валунистость, %. |8,7 |
|Промывистость песков |хорошая |
|Уклон плотика |0,0078 |
|Коэффициент хим. чистоты золота |0,920 |
|Коэффициент разрыхления торфов и песков |1,25 |
|Влажность грунтов, %. |30 |
|Преобладающее направление и скорость ветров, м/с. |СЗ-З 3,0 |

2.2 Мерзлотная обстановка

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

2.3 Полезные ископаемые

Промывистость золотоносного материала хорошая. Выход черного шлиха при промывке пород определяется в 206 г. с 1 мі. Кроме золота шлихи не содержат других промышленно ценных минералов.

В общей массе золото желтое, часто встречаются золотины с бурым железистым налетом. Отдельные, наиболее крупные золотины, мало окатанные, имеют более светлый вид с зеленоватым оттенком.

Формы золотин плоская, пластины преимущественно тонкие, редко вытянутые в одном направлении. Утолщенные пластины встречаются редко.
Окатанность золотин хорошая, лишь редкие, имеющие свежий вид, крупные имеют слабую окатанность. Из включений встречаются только мелкие зерна кварца.
Таблица 2.3 – Ситовая характеристика золота.
|Размер фракции, мм. |Выход фракции, % |Накопленный, % |
|-0,25 |4,3 |4,3 |
|+0,25-0,50 |14,7 |19,0 |
|+0,5-1,0 |10,7 |29,7 |
|+1,0-3,0 |56,2 |85,9 |
|+3,0-5,0 |10,2 |96,1 |
|+5,0-7,0 |2,8 |98,9 |
|+7,0 |1,1 |100 |
| |100,0 | |

Проба золота – 920.

2.4 Подсчет запасов

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

Подсчет запасов проводился по блоку № 36 (буровые линии 18 и 18а).
Таблица 2.4 - Подсчет запасов

Таблица 2.6 – Содержание ценного компонента в скважине №18 а
|Условна|Номера скважин |Средняя |
|я | |по под |
|высотна| |пласту, |
|я | |гр/м3. |
|отметка| | |
|, м. | | |
| | | | | | | | |
| |9 |10 |11 |12 |13 |14 | |
|3,2 |- |- |0,330 |- |0,750 |- |0,138 |
|2,8 |- |- |ЗН |0,250 |2,280 |0,833 |0,227 |
|2,4 |- |- |20,000 |0,400 |ЗН |ЗН |3,400 |
|2,0 |- |0,166 |3,400 |0,200 |0,200 |ЗН |0,594 |
|1,6 |- |ЗН |5,600 |- |1,100 |0,417 |1,186 |
|1,2 |5,083 |ЗН |- |- |1,800 |- |0,847 |
|0,8 |- |0,250 |- |- |- |- |0,042 |
|0,4 |3,2 |- |- |- |- |- |0,530 |
|0 |1,6 |- |- |- |- |- |0,267 |
|Средняя по разведочной линии |0,774 |

1 Устанавливаем последовательность разностей отметок разведочных линий в кровле пласта
?1к=Нк39-Нк40=615,4-615,8=0,4 м; ?2к=Нк40-Нк41=615,8-616=0,2 м;
?3к=Нк41-Нк42=616-616,6=0,6 м; ?4к=Нк42-Нк43а=616,6-616,4=0,2 м;
?5к=Нк43а-Нк44а=616,4-616,2=0,2 м; ?6к=Нк44а-Нк45=616,2-616=0,2 м;
?7к=Нк45-Нк46=616-616,2=0,2 м; ?8к=Нк46-Нк39=616,8-615,4=1,4 м. где Нк39 – Нк46 – высотная отметка по кровле соответствующей

скважины.

2 Устанавливаем последовательность разностей отметок разведочных линий в почве пласта
?1п=Нп39-Нп40=613,4-61,4=0,6 м; ?2п=Нп40-Нп41=614-614,4=0,4 м;
?3п=Нп41-Нп42=614,4-614,4=0 м; ?4п=Нп42-Нп43а=614,4-616,8=2,4 м;
?5п=Нп43а-Нп44а=616,8-614=2,8 м; ?6п=Нп44а-Нп45=614-615,2=1,2 м;
?7п=Нп45-Нп46=615,2-614,8=0,4 м; ?8п=Нп46-Нп39=614,8-613,4=1,4 м.

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

3 Определяем стандартную случайную изменчивость в кровле пласта

[pic]; (2.16)

где п – количество разностей, п=8

4 Определяем стандартную случайную изменчивость в почве пласта

[pic]; (2.17)

5 Определяем стандартную случайную изменчивость относительно поверхности после вскрыши.

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

6 Определяем стандартную случайную изменчивость относительно поверхности после добычи

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

Далее ведем расчет со стандартной изменчивостью равной ?слВ=0,35 и
?слД=0,35, то есть, производим вычисление для шагающего экскаватора.

7 Определяем стандартную случайную изменчивость контура выемки пласта кровли:

[pic] ; (2.18) где i – интервал опробования i=0,4 м.

8 Определяем стандартную случайную изменчивость контура выемки пласта почвы:

[pic]; (2.19)

9 Определяем ширину зоны контакта кровли пласта:

[pic]; (2.20)

10 Определяем ширину зоны контакта кровли пласта:

[pic];

(2.21)

11 Определяем показатель рациональной выемки пород пласта:

[pic] ; (2.22)

12 Определяем среднее содержание:

[pic] (2.24)

где j – количество содержаний, j = 9.

14 Определяем рациональную мощность предохранительной рубашки:

[pic] м; (2.25)

15 Определяем рациональную глубину задирки плотика:

[pic] м; (2.26)

16 Определяем слой потерь полезного ископаемого в почве пласта:

[pic] м; (2.27)

17 Определяем слой потерь полезного ископаемого в кровле пласта:

[pic] м; (2.28)

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

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

3.3.3 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:

[pic] (3.24)

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

Rа – наименьший радиус поворота автосамосвала БелАЗ - 540, Rа= 12 м; е – зазор между автосамосвалом и траншеей, е = 1 м .

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

Результаты расчетов сводим в табл. 3.3.
Таблица 3.3 – Расчет параметров разрезных траншей
|№ |Ширина |Среднее |Длина |Объем траншей, м3 |
|траншеи |траншеи |сечение |траншеи| |
| |по низу |траншеи, м2 |, | |
| | | |м | |
| |На |На |На |На | |На вскрыши |На добычи|
| |вскрыш|добычи|вскрыш|добыч| | | |
| |и | |и |и | | | |
|1 |107 |104 |2601 |315 |1020 |2653020 |321408 |
|2 |40 |37 |1224 |152 |410 |501840 |62208 |
|3 |85 |82 |2142 |259 |1640 |3512880 |425088 |
|4 |41 |38 |1232 |142 |1580 |1947960 |228096 |
|Среднее |136 |130 |1800 |217 | | | |
|Сумма | | | | |4650 |8525700 |1036800 |

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

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

4. График горно–строительных работ.

Для построения графика необходимо определить сроки проходки траншеи.

Время проходки капитальной траншеи:

ТК = VК / Qэшсут = 139236 / 7687 = 17 дней;

(3.25)

где QЭШСУТ – суточная производительность экскаватора ЭШ 15 /90А,
QЭШСУТ = 7687 м3 , (см. табл. 3.12).

VК – объем капитальной траншеи, VК = 139236 м3;

Время проходки разрезной траншеи №1:

[pic] (3.26)

где VР1 – объем вскрышной разрезной траншеи, VР1 = 2653020 м3;

Время проходки разрезной траншеи №2:

[pic] (3.27)

где VР2 – объем вскрышной разрезной траншеи, VР2 = 501840 м3.

Время проходки разрезной траншеи №3:

[pic] (3.28)

где VР3 – объем вскрышной разрезной траншеи, VР3 = 3512880 м3.

Время проходки разрезной траншеи №4:

[pic] (3.29)

где VР4 – объем вскрышной разрезной траншеи, VР4 = 1947960 м3;

Время проходки добычной разрезной траншеи №1:

[pic] (3.30)

где VРП 1 – объем добычной разрезной траншеи, VРП 1 = 321408 м3;

QКСУТ – суточная производительность экскаватора Като – 1500 GV,
QКСУТ = 1404 м3.

Время проходки добычной разрезной траншеи №2:

[pic] (3.31)

где VРП 2 – объем добычной разрезной траншеи, VРП 2 = 62208 м3.

Время проходки добычной разрезной траншеи 3:

[pic] (3.32)

где VРП31 – объем добычной разрезной траншеи, VРП 3 = 425088 м3.

Время проходки добычной разрезной траншеи №4:

[pic] (3.33)

где VРП 1 – объем добычной разрезной траншеи, VРП 1 = 228096 м3.

Затраты на проходку вскрышных разрезных траншей:

[pic] (3.34)

Затраты на проходку добычных разрезных траншей:

[pic] (3.35)

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

Таблица 3.4 – График горно-строительных работ
|Вид работ |Время выполнения работ. | |
| |1 год |2 год |
| |Месяца |Месяца |
|3 год |4 год |5 год | |
|Месяцы |Месяцы |Месяцы | |
|Подготовка территории |1019361 |4,9 |
|строительства | | |
|Затраты на горные работы |9531730 |46 |
|Затраты на электромеханическое |65993400 |318 |
|оборудование и монтаж | | |
|Затраты на транспорт |5154000 |24,9 |
|Затраты на приспособления, |403396 |1,9 |
|инструменты, инвентарь. | | |
|Благоустройство промышленной |8108253 |39,1 |
|площадки | | |
|Временные здания и сооружения |3478440 |16,8 |
|Прочие работы и затраты |9266922 |44,7 |
|Итого |102955502 |496 |
|Содержания дирекции |617733 |3 |
|Затраты на подготовку кадров |120000 |0,6 |
|Стоимость изыскательных и |1036932 |5 |
|проектных работ | | |
|Итого |1774665 |8,6 |
|Всего |104730167 |505 |
|Непредвиденные работы и затраты |10473017 |50,5 |
|Всего по смете |115203184 |555,6 |

4. Горно–подготовительные работы

В состав горно-подготовительных работ входят:

- очистка полигона;

- подготовка пород к выемке;

- вскрышные работы;

- сооружение дорог;

- строительство гидротехнических сооружений.

1. Очистка полигона

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

[pic]; (3.36)

где LБ – длина блока, LБ = 2806 м;

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

HОЧ– мощность снимаемого слоя, hОЧ = 0,1 м.

Работы по очистке полигона предусматривается бульдозером D 355 А

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

[pic] (3.37)

где QБЧ- часовая норма выработки бульдозером D 355 А, QБЧ = 73,2 м3 / час
(см. таб. 3.2).

Общие затраты на очистку полигона:

[pic] (3.38)

где ЦD355A – стоимость затрат на 1м3 для бульдозера D 355 А (см. табл.
3.32), ЦD355A = 14,5 рублей.

3.4.2 Способы подготовки многолетнемерзлых пород к выемке

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

Подготовка многолетнемерзлых пород к выемке способом естественного оттаивания.

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

Механический способ рыхление мерзлых пород можно применить только для подготовки кондиционного пласта песков. Выемку осуществляют бульдозерно- рыхлительными агрегатами D 355 А на разработку всего объема песков, объем которого равен 1036800 м3.

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

Рыхление многолетнемерзлых пород буровзрывным способом.

Подготовку массивов к выемке буровзрывным способом ведут на вскрыше торфов. Объем подготовки торфов к выемке буровзрывным способом в целом по россыпи составляет 8525700 м3, что соответствует 100% ному объему вскрыши.
Разрушение массивов осуществляется массовыми взрывами скважинными зарядами.

Расчет параметров взрывных работ приведены в пункте 3.5.

3.4.3 Вскрышные работы.

Для доступа к полезному ископаемому и выемке вскрышных пород принимаем по проекту экскаватор ЭШ 15/90 А.

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

производстве вскрышных работ

| |ед.| |Итог|
|Наименование |изе|Месяцы |о за|
|показателей |р. | |год |
| | | | |
|Закупочная цена |- |39375 |
|Стоимость деревянной тары |2,3% |928,3 |
|Транспортировка |10% |4036 |
|Итого |- |57835 |
|Заготовительные – складские расходы |1,2% |694 |
|Итого |- |58529 |
|Расходы на комплектацию оборудования |0,7% |410 |
|Итого |- |58939 |
|Монтаж |6% |3536,3 |
|Всего |- |62476 |

Таблица 3.9 – Заработная плата рабочих
|Плата по одноставочному |2194500 |0,224 |490000 |
|тарифу | | | |
|Плата по двухставочному |15200 |79 |1200000 |
|тарифу | | | |
|Неучтенные затраты 20% | | |338000 |
|Всего | | |2028000 |

Таблица 3.11– Эксплуатационные затраты на ЭШ 15/90 А
| |Общие |Количес|Общая |
|Затраты на 1 машино – час, |затраты|тво |сумма |
|руб. |на 1 |часов |затрат|
| |машино |работы |, |
| |– час, |в |тыс. |
| |руб. |сезон, |руб. |
| | |час. | |
| |ГСМ |Материалы|Ремонт |Кабели | | | |
| | | | | | | | |
|Канаты | | | | | | | |
| 100 |3,9 |130 |293 |30 |556,9 |4264 |2374,6|

Таблица 3.12 – Калькуляция стоимости машино-смены экскаватора

ЭШ 15 / 90.
|Затраты |Стоимость |
| |Годовая |Сменная |На 1 м3 |
|Количество рабочих дней |260 |- |- |
|Производительность, м3 |1998600 |3843,5 |- |
|Продолжительность смены, час |- |12 |- |
|Заработанная плата, руб. |1009000 |1940,4 |0,5 |
|Материалы, руб. |2374600 |45143,5 |11,7 |
|Амортизация, руб. |2499000 |4805,8 |1,3 |
|Электроэнергия, руб. |1249500 |2402,9 |0,6 |
|Текущий ремонт, руб. |1249500 |2402,9 |0,6 |
|Цеховые расходы, руб. |1676320 |3218 |1,0 |
|Прочие расходы, руб. |1005792 |1934,2 |0,5 |
|Стоимость, руб. |11063712 |21276,4 |5,5 |
|Стоимость машино – час, руб. |1773 |1773 |- |

Скорость подвигания вскрышных работ:

[pic] (3.39)

где QЭШ – производительность экскаватора ЭШ 15/90А, Qэш = 1998600 м3
(смотри таблицу 3.6);

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

АТ – ширина заходки, Ав = 46 м.

Скорость подвигания добычных работ:

[pic] (3.40)

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

НП – средняя мощность песков, НП = 3;

АД – ширина заходки, АД = 40 м.

Технология ведения работ.

Экскаватор ЭШ 15/90А работает в условиях бестранспортной системы разработки, по простой схеме. Экскаватор размещается на развале горных пород после взрыва, а затем отрабатывает нижним черпанием в выработанное пространство во внутренний отвал.

Добыча песков осуществляется экскаватором Като – 1500GV. Пески предварительно рыхлят бульдозером

D 355 A, а после этого отрабатывается поперечными заходами.

Автосамосвалы подаются под погрузку по кольцевой схеме.

Годовые затраты на вскрышные работы:

Элементы системы разработки.

Угол откоса вскрышного уступа, ?В = 70 град;

Угол откоса добычного уступа, ?Д = 70 град;

Угол откоса отвала, ? = 35 град;

Ширина вскрышной заходки, АВ = 46 м;

Ширина добычной заходки, АД = 40 м;

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

Средняя мощность добычного уступа, НП = 3 м;

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

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

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

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

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

3.5 Очистные работы и системы разработки

3.5.1 Выбор добычного оборудования

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

Для сравнения выбраны два вида очистных работ:

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

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

Таблица 3.15 - Расчет производительности экскаватора КАТО-1500GV на

производстве добычных работ

| |ед| |Итого |
| |. |Месяцы |за год |
|Наименование |из| | |
|показателей |ме| | |
| |р.| | |
| | | | |
| | | | |
| | | | |
|Закупочная цена, тыс. р. |- |1750 |
|Транспортировка, тыс. р. |10% |170 |
|Всего, тыс. р. |- |1920 |

Таблица 3.18 – Заработная плата рабочих
|Диз. топливо|ГСМ |Материалы |Ремонт | | | |
|270 |6,6 |7,5 |35,9 |320 |3198 |1023,4 |

Таблица 3.20 – Калькуляция стоимости машино-смены экскаватора КАТО-

1500GV.

|Затраты |Стоимость |
| |Годовая |Сменная |На 1 м3 |
|Количество рабочих дней- |164 |- |- |
|Производительность, м3 |213000 |649,4 |- |
|Продолжительность смены, час |- |12 |- |
|Заработанная плата, руб. |205500 |626,5 |1,0 |
|Материалы , руб. |1023400 |3120 |4,8 |
|Амортизация , руб. |230000 |701,2 |1,1 |
|Текущий ремонт, руб. |115000 |350,6 |0,6 |
|Цеховые расходы, руб. |314780 |959,7 |1,5 |
|Прочие расходы, руб. |188868 |575,8 |0,9 |
|Стоимость, руб. |2077548 |634 |9,7 |
|Стоимость машино-час, руб. |527,8 |527,8 |- |

Таблица 3.21 - Расчет производительности погрузчика К-703
|Закупочная цена, тыс.руб. |- |250 |
|Транспортирования, тыс.руб. |10% |25 |
|Всего, тыс.руб. |- |275 |

Таблица 3.24 – Заработная плата
| | |Годовая |Сменная |На 1 м3 |
|Количество рабочих дней |- |160 |- |- |
|Производительность |м3 |120000 |375 |- |
|Продолжительность смены |час |- |12 |- |
|Заработанная плата |руб. |205700 |642,8 |1,7 |
|Материалы |руб. |1519000 |4746,8 |12,6 |
|Амортизация |руб. |316200 |988,1 |2,6 |
|Текущий ремонт |руб. |158100 |494 |1,3 |
|Цеховые расходы |руб. |439800 |1374,4 |3,7 |
|Прочие расходы |руб. |263880 |824,6 |2,2 |
|Стоимость |руб. |2902600 |9070,6 |24,2 |
|Стоимость машино-час |руб. |930 |930 |- |

Определяем количество погрузчиков К-703:

[pic] (3.41)

где QП – сезонная норма выработки погрузчика К-703, QП = 120000м3.

Определяем затраты на погрузку песков в автотранспорт:

[pic] (3.42)

где ЦК703 – стоимость затрат на 1 м3 для погрузчика К-703, ЦК703=24,2 руб.

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

[pic] (3.43)

3.5.2 Выбор способа разработки

Высота вскрышного уступа определяется мощностью покрывающих пород.

Высота уступа по пескам определяется мощностью вынимаемого пласта.

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

Средняя мощность песков с учетом предахранительной рубашки и задирки, hП = 3 м;

Средняя мощность торфов, HТ = 20,4 м;

Ширина заходки ВЗ = 40 м;

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

При вскрышных работах используется экскаватор ЭШ 15 /90А.

Для ведения добычных работ принимается экскаватор Като – 1500GV.

Выбор экскаватора Като – 1500GV обосновывается тем, что производительность экскаватора равняется удвоенной производительности промприбора, т. к. принемаеться два промприбора (213000 м3 > 210000 м3).

Ширина заходки вскрышного уступа определяется параметрами вскрышного экскаватора. Для экскаватора ЭШ 15 / 90А она составляет 40 метров. Ширина заходки добычного экскаватора Като –1500 определяется по формуле:

[pic]; (3.44)

где RЧ – радиус черпания на уровне стояния экскаватора Като – 1500,
RЧ = 5,5 м;

Угол откоса добычного уступа 70 градусов;

Угол откоса вскрышного уступа 70 градусов;

Угол откоса отвала 35 градусов;

Длина экскаваторного блока определяется длиной взрывного блока;

Скорость подвигания фронта горных работ определяется мощностью вскрышного уступа.

Подготовку кондиционного пласта песков к выемке осуществляется бульдозерно – рыхлительными агрегатами D 355 А на разработку всего объема песков, объем которого равен 1036800 м3.
Таблица 3.27 - Расчет производительности бульдозера D 355 А
|Транспортировка, тыс. р. |10% |300 |
|Всего, тыс. р. | - |3300 |
|Закупочная цена, тыс. р. |- |3000 |

Таблица 3.30 – Заработная плата рабочих
|Диз. |ГСМ |Материа|Ремонт | | | |
|топливо | |лы | | | | |
|350 |14,2 |8,3 |62,2 |434,7 |3978 |1729,2 |

Таблица 3.32 – Калькуляция стоимости машино-смены бульдозера D 355 A
|Затраты |Стоимость |
| |Годовая |Сменная |На 1 м3 |
|Количество рабочих дней |204 |- |- |
|Производительность, м3 |227500 |557,6 |- |
|Продолжительность смены, час |- |12 |- |
|Заработанная плата, руб. |26230 |64,3 |0,1 |
|Материалы, руб. |1729200 |4238,2 |7,6 |
|Амортизация, руб. |495000 |1213,2 |2,2 |
|Текущий ремонт, руб. |247500 |606,6 |1,1 |
|Цеховые расходы, руб. |499586 |1224,5 |2,2 |
|Прочие расходы, руб. |299749,8 |734,7 |1,3 |
|Стоимость , руб. |3297247,8 |8081,5 |14,5 |
|Стоимость машино-час, руб. |828,9 |828,9 |- |

Количество бульдозеров на рыхление

[pic]; (3.45)

где QРБ - сезонная норма выработки бульдозера D 355 А на рыхление,

QРБ = 230 тыс.м3 (см. табл. 3.27) ;

Затраты на рыхления песков в год:

[pic] (3.46)

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

VД – годовой объем добычи, VД = 210000 м3 .

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

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

Количество бульдозеров для окучивания песков:

[pic] (3.47)

где QОБ - сезонная норма выработки бульдозера D 355 А на рыхление,

QОБ = 230 тыс.м3 (см. табл. 3.2)

Затраты на окучивание песков в год.

[pic] (3.48)

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

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

Количество экскаваторов на погрузку песков

[pic]; (3.49)

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

Затраты на погрузку песков экскаватором в год:

[pic] (3.50)

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

Погрузка песков экскаватором осуществляется в автосамосвалы

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

Таблица 3.33 - Расчет производительности карьерного автосамосвала Белаз
–540А

| Автосамосвал | | | | |
|БелАЗ – 540А |1078 |16,7 |1 |180 |

Таблица 3.36 – Заработная плата рабочих
|Диз. |ГСМ |Материалы|Ремонт |Шины | | | |
|топливо | | | | | | | |
|350 |72 |9,5 |26,2 |34,9 |492,6 |3434|1691,6|

Таблица 3.38 – Калькуляция стоимости машино-смены автосамосвала

БелАЗ – 540А
|Затраты |Стоимость |
| |Годовая |Сменная |На 1 м3 |
|Количество рабочих дней- |174 |- |- |
|Производительность, м3 |150000 |431 |- |
|Продолжительность смены, час |- |12 |- |
|Заработанная плата, руб. |199100 |572,1 |1,3 |
|Материалы, руб. |1691600 |4860,9 |11,2 |
|Амортизация, руб. |180000 |517,3 |1,2 |
|Текущий ремонт, руб. |90000 |258,6 |0,6 |
|Цеховые расходы, руб. |432140 |1241,8 |2,9 |
|Прочие расходы, руб. |259284 |745,1 |1,7 |
|Стоимость, руб. |2852124 |8195,8 |19 |
|Стоимость машино-час, руб. |830,6 |830,6 |- |

Необходимое количество автосамосвалов на добычу:

[pic]; (3.51)

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

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

[pic];

(3.52)

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

Затраты на транспортирования песков автосамосвалами в год:

[pic] (3.53)

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

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

Таблица 3.39 – Расчет производительности бульдозера Т – 170
|Закупочная цена, тыс. р. |- |275 |
|Транспортировка, тыс. р. |10% |27 |
|Всего, тыс. р. |- |302 |

Таблица 3.42 – Заработная плата рабочих
|Диз. |ГСМ |Материа|Ремонт | | | |
|топливо | |лы | | | | |
|175 |9,8 |6,1 |5,3 |196,2 |3413 |669,6 |

Таблица 3.44 – Калькуляция стоимости машино-смены бульдозера Т - 170
|Затраты |Стоимость |
| |Годовая |Сменная |На 1 м3 |
|Количество рабочих дней |175 |- |- |
|Производительность, м3 |130000 |371,4 |- |
|Продолжительность смены, час |- |12 |- |
|Заработанная плата, руб. |185500 |530 |1,4 |
|Материалы, руб. |669600 |1913,1 |5,2 |
|Амортизация, руб. |36200 |103,4 |0,3 |
|Текущий ремонт, руб. |18100 |51,7 |0,2 |
|Цеховые расходы, руб. |181880 |519,7 |1,4 |
|Прочие расходы, руб. |109120 |311,8 |0,9 |
|Стоимость, руб. |1200320 |3429,5 |9,3 |
|Стоимость машино-час, руб. |351,7 |351,7 |- |

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

[pic]; (3.54)

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

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

Затраты на подачу песков в бункер промприбора в год:

[pic] (3.55)

где ЦТ170 – стоимость затрат с1м3 на подачу песков бульдозером Т-170 на промывочный стол промприбора, ЦТ170 = 9,3 рублей (смотри таблицу 3.44);

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

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

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

|Затраты |Оборудование |Объем, м3 |Стоимость, р. |
|Рыхление |D 355 A |210000 |3045000 |
|окучивание | | | |
| | |210000 |3045000 |
|Погрузка |Като – 1500GV |210000 |2037000 |
|Транспортирование |БелАЗ – 540А |210000 |3990000 |
|Подача на |Т-170 |210000 |1953000 |
|промывочный стол | | | |
|Обогащение |ПГШ-II-50 |210000 |3740962 |
|Всего | | |14765962 |

Таблица 3.46 - Расчет объемов работ и количества горного оборудования

| |Используемая |Объем, |Количество, |
|Операции |техника |м3 |шт. |
|технологического | | | |
|цикла | | | |
|Вскрыша торфов |ЭШ 15 / 90 А |8525700 |1 |
|складирование | | | |
|гали |Т-170 |142871 |1 |
|зфелей | |1019589 | |
|Механическое рыхление|D 355 A |1036800 |1 |
|песков | | | |
|Погрузка песков |Като-1500 |1036800 |1 |
|Подача песков на |Т-170 |1036800 |2 |
|промывочный стол | | | |
|Транспортировка |БелАЗ-540А |1036800 |3 |
|песков | | | |
|Промывка песков |ПГШ-II-50 |1036800 |1 |
|Бурение скважин |2СБШ-250МН |323313 |1 |
|Всего | | | |
|бульдозеров |Т-170 | |2 |
| |D 355 A | |2 |
|экскаваторов |ЭШ 15 / 90А | |1 |
| |Като-1500 | |1 |
|автосамосвалов |БелАЗ-540А | |3 |
|промприборов |ПГШ-II-50 | |2 |
|буровых станков |СБШ-250МН | |1 |

Разрез рыхлых отложений представлен моренно-илисто-глинистыми, ледниковыми отложениями.

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

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

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

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

Для бурения скважин применяется буровой станок СБШ-250МН.

Сезонная норма выработки бурового станка СБШ – 250 МН

[pic] (3.56)

где ТСЕЗз – сезонный фонд работы бурового станка, ТСЕЗ = 230 дней

ТСЕЗ = ТС - ТППР - ТПР = 290 – 56 – 4 = 230 дней; где ТС - продолжительность сезона, ТС = 290 дней;

ТППР – планово предупредительные работы, ТППР = 56 дней;[pic]

ТПР – количество праздничных дней, ТПР = 4 дня;[pic]

Сменная норма выработки

[pic] (3.57) где ТСМ – продолжительность смены, ТСМ = 720 минут;

ТПЗ – время выполнения подготовительно – заключительные операций,
ТПЗ = 25 минут;

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

ТПТ – продолжительность перерывов в работе по технологическим и организационным причинам, ТПТ = 10 минут; tО - время на выполнение основных операций, приходящееся на 1 метр скважины, tО = 1,35 минут; tВ - время на выполнение вспомогательных операций, приходящееся на 1 метр скважины, tВ = 1,52 минут;

Кi - поправочный коэффициент, Кi = 1.2;

[pic] (3.58)

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

КНЛ – климатический коэффициент, КНЛ = 0,86;

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

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

Таблица 3.47- Балансовая стоимость СБШ 250 МН
|Наименования расходов |Процентное |Цена |
| |содержание | |
|Закупочная цена |- |2750 |
|Транспортирования |10% |275 |
|Всего |- |3025 |

Таблица 3.49 – Заработная плата рабочих
|Плата по одноставочному |358800 |0,224 |80370 |
|тарифу | | | |
|Плата по двухставочному |2880 |79 |227520 |
|тарифу | | | |
|Неучтенные затраты 20% | | |61578 |
|Всего | | |369468 |

Таблица 3.51 – Эксплуатационные затраты на СБШ 250 МН
| |Общие |Количес|Общая |
|Затраты на 1 машино – час, |затраты |тво |сумма |
|руб. |на 1 |часов |затрат, |
| |машино –|работы |тыс. |
| |час, |в |руб. |
| |руб. |сезон, | |
| | |час. | |
|Канаты |ГСМ |Материал|Ремонт |Кабели | | | |
| | |ы | | | | | |
|0,6 |12 |6 |53,5 |1,8 |73,9 |5655 |417,9 |

Таблица 3.52 – Калькуляция стоимости машино-смены бурового станка

СБШ – 250 МН
|Затраты |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. |417900 | | |
|Амортизация, руб. |605000 |987 |3,4 |
|Электроэнергия, руб. |369468 |803 |2,8 |
|Текущий ремонт, руб. |302500 |351,8 |1,3 |
|Цеховые расходы, руб. |470573,6 |1023 |3,7 |
|Прочие расходы, руб. |282344,2 |613,8 |2,2 |
|Стоимость, руб. |3105785,8 |675,7 |24,1 |
|Стоимость машино-час, руб. |562,6 |562,6 |- |

Направление скважин - наклонное.

Расположение скважин в плане - шахматное или прямоугольное.

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

Тип взрывчатых веществ:

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

3 Гранулит - АС-4; 4 Игданит.
Таблица 3.53 - Характеристика применяемых взрывчатых веществ.
|Взрывчатые |Кислородный |Теплота |Объем |Скорость |Плотность |
|вещества |баланс |взрыва |газов |детонации |г/см3 |
| | |кдж/кг |л/кг |км/сек | |
|Аммонит |- 0,53 |4316 |895 |3,6 - 4,8 |1,0 - 1,2 |
|6 ЖВ | | | | | |
|Граммонит |+0,02 |4285 |895 |3,2 - 4,2 |0,9 - 0,95|
|79/21 | | | | | |
|Гранулит |0,41 |4522 |907 |2,6 - 3,2 |0,8 - 0,85|
|АС-4 | | | | | |
|Игданит |0.35 |4365 |946 |2.3 - 2.9 |0.86 - 0.9|

Средства взрывания:

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

2 Огнепроводный шнур - ОШ-А , ОШ-П;

3 Электродетонаторы - ЭД-29 , ЭДКЗ;

4 Капсюли - детонаторы - КД-8;

5 Пиротехническое реле - КЗДШ-89.

Подготовку массивов к выемке буровзрывным способом ведут на вскрыше, объем которого составляет 8525700 м3.

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

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

[pic] (3.59)

где tcм – продолжительность работы в сутки, tcм = 19.5 часов;

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

Расчет параметров БВР

Определяется диаметр скважин:

[pic]; (3.60)

где VГВЗР – годовой объем по вскрыше, VГВЗР = 1.998 млн.м3

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

Определяем длину скважины:

LСКВ = Н / sin ( = 20,3 / sin 75 = 21 м;

(3.61)

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

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

Определим диаметр скважины

[pic]; (3.62) где kРС – коэффициент расширения скважин, kС =1,18;

Определяем длину забойки:

[pic]; (3.63)

Определяем линейную плотность:

[pic]; (3.64)

где ? - плотность ВВ, ?= 900 кг / м2.

Определяем линию сопротивления по подошве:

[pic] м; (3.65)

где m – коэффициент сближения скважин, m = 1; g- расчетный удельный расход ВВ, g = 0.5 кг / м3 ;

Допустимая линия сопротивления по подошве:

[pic][pic][pic]; (3.66)

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

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

По условиям требований безопасного ведения буровзрывных работ WДОП= 0,75? Sрасч ,

S НОМ,ТР >= 0,75 ?2532 = 1899 кВт.

Исходя из расчетных данных принимается двухтрансформаторная подстанция с трансформатором типа ТМ – 2500 / 35.

Расчет воздушных линий и кабельных сечений на участке.

Выбор сечения проводов и кабелей по нагреву токами и сравнения расчетного тока с допустимыми токами.

Расчетный ток нагрузки для определения сечения проводов питающих подстанцию.

[pic] (4.4)

где Uном – номинальное напряжение сети, Uном = 35 кВ.

Определение сечения провода по экономической плотности тока.

[pic] (4.5)

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

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

IДОП= 210А > 32А.

Проверка линии на потерю напряжения.

Потеря напряжения в трехфазной сети определяется:

[pic] (4.6)

где L – длина линии, 40 км; ro, xo – активное и индуктивное сопротивление 1 км. линии, ro = 0,46, xo= 0,4.

Потери напряжения в проводах допускается не выше 10%.

Расчет линий ведущих к электроприемнику с напряжением 6 кВт.

Расчетный ток нагрузки:

[pic] (4.7)

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

? – кпд сети, ? = 0,95.

Выбирается марка провода А – 95. IДОП = 320А > 274А.

Проверка линии на потерю напряжения линии передач 6 кВ:

[pic] (4.8)

Потери напряжения в проводах допускается не выше 5%.

Расчет линий ведущих к экскаватору ЭШ 15 / 90.

Расчетный ток нагрузки:

[pic] (4.9)

Выбирается марка кабеля КГЭ 3(70 +1(10+1(10( IДОП=180 А.

IДОП = 180А > 178 А.

Проверка линии на потерю напряжения линии передач 6 кВ.

[pic] (4.10)

Потери напряжения в проводах допускается не выше 5 %.

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

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

Расчетный ток нагрузки:

[pic] (4.11)

IДОП = 460 > 426 А.

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

[pic] (4.12)

Потери напряжения в проводах допускается не выше 5 %.

Расчет линий ведущих к промприбору ПГШ-II-50 от ПКТП – 400.

Расчетный ток нагрузки:

[pic] (4.13)

Выбирается марка провода А – 120. IДОП = 375 > 352 А.

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

[pic] (4.14)

Потери напряжения в проводах допускается не выше 5 %.

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.

[pic] (4.15)

где UО – напряжение трансформаторной подстанции, UО = 6000 В;

?UР – потеря напряжения от прочей нагрузки, ?UР = 1110 В;

КП - пусковой коэффициент для экскаватора, КП = 1,6;

SНОМ – номинальная мощность пускаемого двигателя, SНОМ = 1900 кв;

XВН – внешнее индуктивное сопротивления участка сети от трансформатора до пускаемого двигателя, Ом; xВН = xТР + xВЛ + x КД = 0,03+1,2+0,064=0,3 Ом;

(4.16) xвн = xтр + xвл + x кл = 0.03 + 1.2 + 0.064 = 0.3 Ом;

где xТР – индуктивное сопротивление трансформатора, хТР=0,07 Ом; xВЛ, x КД - индуктивное сопротивление воздушных и кабельных линий;

хТР = 10 ? UКЗ ?Uхх2 / SТРНОМ = 10 ? 6,5 ? 6,32 / 35000 = 0,03 Ом;

(4.17)

хВЛ = 0,4 * lВЛ = 0,4 * 3 = 1.2 Ом;

(4.18)

хКЛ = 0,4 * lКЛ = 0,4 * 0,8 = 0.064 Ом;

(4.19)

где UКЗ – напряжения коротко замыкания трансформатора, UКЗ = 6,5 В;

UХХ– напряжение холостого хода вторичной обмотки трансформатора,

UХХ = 6,3 В; lВЛ,, lКЛ – длина воздушных и кабельных линий, lВЛ = 3 км, lКЛ =
0,8 км;

Уровень напряжения на зажимах двигателя в момент его пуска должен удовлетворять условию. ?UП >= 0,75 UНОМ, 5292 В >= 3969 В условие выполняется.

ЯКНО

КГЭ 3 ? 50 + 1 ?10 ЭШ 15 / 90А

АС - 50 6 кВ

ПКТП – 400

СБШ - 250
35 кВ А – 95

КГЭ 3 ? 70 + 1 ? 10

6 кВ 0,4 кВ

ПКТП - 400

ПГШ-II-50

А-120

0,4 кВ

Рисунок 4.1 – Схема электроснабжения карьера.

4.2 Освещение карьера

Освещение экскаваторных забоев, мест работ бульдозеров предусматривается с применением прожекторов и фар, установленных на механизмах. Согласно требованию ЕПБ проектом принято общее освещение района ведения горных работ с минимальной освещенностью Еmin=0,5 лк. Расчет ведется методом наложения изолюкс на район ведения горных работ.

Определить суммарный световой поток:

[pic] (4.20)

где SFМИН – требуемая освещенность для отдельных участков, SFМИН= 0,5 лк;

SОС – площадь освещаемого участка, SОС = 20000 м2; kЗ – коэффициент запаса, kЗ = 1,4; kП – коэффициент, учитывающий потери света, kП = 1,5.

Освещение осуществляется светильниками типа ПЗС – 45 с мощностью лампы
1000Вт.

Определяем требуемое количество прожекторов:

[pic] (4.21)

где FЛ – световой поток лампы прожектора, FЛ= 21000 лм;

?ПР - к.п.д. прожектора, ?ПР = 0,35.

Высота установки прожектора:

hПР2 = IМАХ / 300 = 140000 / 300 = 22 м;

(4.22)

где IМАХ – максимальная сила света прожектора, IМАХ = 140000 кд.

Необходимая мощность трансформатора:

[pic] (4.23)

где ?С – к.п.д. осветительной сети, ?С = 0,95;

?ОС – к.п.д. светильников, ?ОС = 1; cos ?ОС – коэффициент мощности ламп, cos ?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.

4.3 Заземление

Расчет заземления с ЕПБ сопротивление в любой точке общего заземлительного устройства на открытых горных работах не должно превышать 4
Ом.

Заземлительное устройства состоит из центрального и местного заземляющего устройства.

Местное заземляющее устройство делается у ПКТП, а центральное у ГПП барьера.

Общее сопротивление заземления определяется:

RЗ = RУЗК + RМЛ + RПЛ + RКЛ

Реферат: Проект вскрытия и разработки россыпного месторождения рч. Вача

Похожие работы: