Проект вскрытия и разработки Кадали-Макитской террасы

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

-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

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.

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

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=(V_>1>+V_>2>)*L_>БЛ>/2=(569,45+837,78)*260 / 2=182940 м³,

где V_>1>-линейный запас песков по первой буровой линии,V_>1>=569.45 м²,

V_>2>-линейный запас песков по второй буровой линии,V_>2>=837,78 м²,

L_>БЛ>- длина блока,L_>БЛ>=260 м.

Средняя мощность песков в блоке

m_>ср,п>=(V_>1>+V_>2>)/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>=(V_>3>+V_>4>)*L_>БЛ>/2=(8669,2+8372,1)*260 / 2=2215369 м³,

где V_>3>-линейный запас торфов по первой буровой линии,V_>1>=8669,2 м²,

V_>4>-линейный запас торфов по второй буровой линии,V_>2>=8372,1 м²,

Средняя мощность торфов в блоке

m_>ср,т>=(V_>3>+V_>4>)/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, V_>2>=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>_>>= (К_>1>* N_>э>) + (К_>2>* N_>а>)_>>+ (К_>3>* N_>б>) +(_>>К_>4>* N_>бо> )= (11892000 * 1) + (1078000 * 10 ) + (10863000 * 3 ) + ( 8173000 * 7 ) =

= 112472 тыс. рублей;

где К_>1>– балансовая стоимость экскаватора ЭКГ-5А, К_>1>= 11891500 рублей;

К_>2>– балансовая стоимость автосамосвала БелАЗ – 540А,

К_>2>= 1078000 рублей;

К_>3>- балансовая стоимость бульдозера Т- 500, К_>3>= 10862500 рублей;

К_>4>- балансовая стоимость бульдозера ДЭТ - 250, К_>4>= 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

3500

720

950

1380

2.16 * 40000

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

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

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

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

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

100

167

429

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.м³годовая 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

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

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

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

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

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

3500

720

950

1380

2.16 * 40000

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

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

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

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

0.7

64.5

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

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.

6.6

7.5

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

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

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.

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_>с>² / 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_>тр>² [(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, В_>д>	м	20	20
Ширина по верху	м	33	60
Глубина траншеи, H_>тр>	м	6.5	19.7
Угол откоса борта, β	град.	45	45
Длина траншеи, L_>тр>	м	93	281
Объем траншеи, V_>тр>	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, В_>д>	м	46	40
Угол откоса борта, β	град.	60	60
Длина траншеи, L_>тр>	м	1360	1360
Объем траншеи, V_>тр>	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

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_>c>_>м> * Q_>ч>= 10 * 19.5 * 508 = 99060 м³

где t_>c>_>м> – продолжительность смены, t_>c>_>м>= 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><W, следовательно условие выполняется.

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

_____ ______

В_>0> = 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 к_>1>– коэффициент зависящий от типа зданий, к_>1>=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_>c>_>кв>+ 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 м³до 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 м³до 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

гдеW_>+
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.

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> + m_>1> * H + m_>2> * H = 4 + 1 * 5 + 1 * 5 = 14 м,

где m_>1>, m_>2> - заложение мокрого и сухого откоса плотины, m_>1>= 1, m_>2> =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.

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_>с>² / 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.

Подземный способ:

Дражный способ:

Гидравлический способ:

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

Скреперно-бульдозерный способ:

Экскаваторный способ:

Для транспортирования песков к промывочным установкам, а торфов в отвал

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

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

Транспортирование торфов в отвал осуществляют автосамосвалы

Белаз –540 А (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>_>>= (К_>1>* N_>э>) + (К_>2>* N_>а>)_>>+ (К_>3>* N_>б>) +(_>>К_>4>* N_>бо> )= (11892000 * 1) + (1078000 * 10 ) + (10863000 * 3 ) + ( 8173000 * 7 ) =

= 112472 тыс. рублей;

где К_>1>– балансовая стоимость экскаватора ЭКГ-5А, К_>1>= 11891500 рублей;

К_>2>– балансовая стоимость автосамосвала БелАЗ – 540А,

К_>2>= 1078000 рублей;

К_>3>- балансовая стоимость бульдозера Т- 500, К_>3>= 10862500 рублей;

К_>4>- балансовая стоимость бульдозера ДЭТ - 250, К_>4>= 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

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

3500

720

950

1380

2.16 * 40000

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

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

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

14.2

8.3

39.6

114.1

3705

2960

Сумма эксплуатационные затраты равняется

З_>эк>= 3700 + 2896 + 1650 + 2960 = 11206 тыс.руб.

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

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

100

167

429

765

4620

3500

Прочие затраты

З_>пр>= (З_>п>+ З_>э>+ З_>ам>+ З_>эк>)_>> * 10% = (1009 + 2028 + 2499 + 3500) = 904 тыс.руб.

Добычные работы

Суточная производительность промприбора составляет 77 м³/ч.

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

(Т-170) (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”:

-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.

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:

№ 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

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

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

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

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

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;

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;

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

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

3500

720

950

1380

2.16 * 40000

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

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

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

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

0.7

64.5

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

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.

6.6

7.5

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

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

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

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

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.

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

Механический способ рыхление мерзлых пород можно применить только для

Рыхление многолетнемерзлых пород буровзрывным способом.

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.

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;

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

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

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);

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);

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;

Затраты на обогащения песков промприбором ПКБШ – 100 в год составляет

2013848 рублей (смотри таблицу 3.1.2.6).

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.

V_>взр> = 10 * t_>c>_>м> * Q_>ч>= 10 * 19.5 * 508 = 99060 м³

где t_>c>_>м> – продолжительность смены, t_>c>_>м>= 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

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><W, следовательно условие выполняется.

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

Высота развала

Н_>р> = (0.8 –1.3) * Н = 0.8 * 24 = 19 м;

Ширина развала от первого ряда скважин

_____ ______

В_>0> = 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> = В_>0>* К_>о>+ (n_>>– 1) * в = 18 * 0.85 + (4 – 1) * 9.3 = 43 м

Сейсмически безопасные расстояния

где к_>1>– коэффициент зависящий от типа зданий, к_>1>=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_>c>_>кв>+ 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