Разработка месторождения цеолитовых туфов "Хонгуруу" Сунтарского улуса

ФЕДЕРАЛЬНОЕ ГОСУДАРСТВЕННОЕ АВТОНОМНОЕ ОБРАЗОВАТЕЛЬНОЕ УЧРЕЖДЕНИЕ

ВЫСШЕГО ПРОФЕСИОНАЛЬНОГО ОБРАЗОВАНИЯ

СЕВЕРО-ВОСТОЧНЫЙ ФЕДЕРАЛЬНЫЙ УНИВЕРСИТЕТ имени М.К. АММОСОВА

ИНСТИТУТ НЕПРЕРЫВНОГО ПРОФЕССИОНАЛЬНОГО ОБРАЗОВАНИЯ

ВЫПУСКНАЯ КВАЛИФИКАЦИОННАЯ РАБОТА

«РАЗРАБОТКА МЕСТОРОЖДЕНИЯ ЦЕОЛИТОВЫХ ТУФОВ

«ХОНГУРУУ» СУНТАРСКОГО УЛУСА»

Слушатель курсов ПП «ОГР»:

Михайлов Гаврил Николаевич

Научный руководитель:

К.т.н., профессор Заровняев Б.Н.

Якутск

2015

• ОГЛАВЛЕНИЕ
• ВВЕДЕНИЕ
• 1. Геологическое строение карьерного поля
• 1.1 Общие сведения и природные условия
• 1.2 Стратиграфия
• 1.3 Туфогенные и туфогенно-терригенные породы, условия залегания и их морфология
• 1.4 Оценка сложности геологического строения карьерного поля
• 1.6 Промышленные запасы цеолитов в границах отработки по проекту
• 1.7 Подсчет запасов
• 1.8 Оконтуривание пластов цеолитовых пород
• 1.9 Выделение подсчетных блоков
• 1.10 Эксплуатационные запасы карьера
• 2. Горно-технологическая часть
• 2.1 Выбор способа разработки
• 2.2 Производительность карьера и общая организация работ
• 2.3 Вскрытие месторождения
• 2.3.1 Определение главных параметров карьера
• 2.4 Горно-капитальные работы
• 2.5 Вскрышные работы
• 2.6 Добычные работы
• 2.7 Буровзрывные работы
• 2.8 Электроснабжение
• 2.9 Охрана недр
• 2.10 Охрана окружающей среды
• 2.11 Охрана труда и техника безопасности
• 3. Экономическая часть
• Заключение
• Использованная литература
• ВВЕДЕНИЕ
• месторождение цеолитовый туф буровзрывной
• Месторождение цеолитовых туфов Хонгуруу открыто в 1978 г. геологами Института геологии ЯФ СО АН СССР. В 1983-85 гг. на месторождении проведены поисково-оценочные работы Ленской геологоразведочной экспедицией ПГО “Якутскгеология”.
• В 1987-1990 гг. силами той же Ленской экспедиции выполнена предварительная разведка. Основной задачей работ было изучение в опытно-промышленных условиях технологических свойств цеолитов с целью определения экономического эффекта их использования в различных отраслях народного хозяйства. Технологические свойства цеолитовых туфов Хонгуруу по различным направлениям их применения изучались во многих НИИ. Согласно полученным результатам химического, минералогического состава, физико-химические, физико-механические и технологические свойства цеолитовых туфов соответствует требованиям:
• - газовой и нефтяной промышленности для осушки газов и жидкостей;
• - жилищно-коммунального хозяйства для очистки сточных вод;
• - сельского хозяйства для изготовления тепличных субстратов и минералогических удобрений;
• - строительной промышленности для бетонов, растворов и закладочных смесей.
• Тем самым проектируемый карьер по добыче цеолитовых туфов является начальной стадией промышленного освоения месторождения Хонгуруу. В данное время по техническому проекту принятая годовая производительность карьера 15 тыс. т. цеолитовых туфов, но со следующего года потребность в цеолитах увеличивается до 37 тыс. т. в год. Основным заказчиком является АК «АЛРОСА» (ПАО).
• Выпускная работа составлена в соответствии с существующими нормативными документами.
• В данной работе рассмотрены схемы отработки месторождения, общая организация и направление работ, охрана недр и природной среды.
• Схема отработки полигонов определена проектом и привязана к требуемому объему добычи цеолитов с учетом имеющегося оборудования у предприятия.

1. ГЕОЛОГИЧЕСКОЕ СТРОЕНИЕ КАРЬЕРНОГО ПОЛЯ

1.1 Общие сведения и природные условия

Месторождение цеолитовых туфов Хонгуруу входит в Кемпендяйский цеолитоносный район, расположенный в Центрально-Якутской низменности на Лено-Вилюйской пологоволнистой равнине в междуречье рр. Кемпендяй, Сорос и Улахан-Уоттах.

В административном отношении площадь месторождения входит в состав Сунтарского улуса Республики Саха (Якутия).

В экономическом отношении район месторождения относится к Западному району развивающейся добывающей и обрабатывающей промышленности, мясо-молочного скотоводства, мясного, табунного коневодства, звероводства, пушного промысла.

Климат района резко континентальный. Среднегодовая температура составляет -8,8С; среднемесячная: января- -32,2С, июля - +17,2С. Среднегодовое количество осадков составляет 250 мм. Большая часть их приходится на летний и осенний периоды. Снежный покров держится с октября по май. Ледостав в реках наступает в середине октября, вскрытие рек происходит в середине мая. Срок действия автозимника - четыре месяца(со второй половины декабря по первую половину апреля). Навигация на реке Вилюй кратковременная (не более 1-1,5 месяцев).

В районе развита многолетняя мерзлота, достигающая до 250 м. Мощность слоя сезонного протаивания 0,5-1 м в глинистых грунтах и до 3-х м в песчаных.

Залесенность района значительная - 75-80 % площади(лиственница, сосна, береза). Долины рек заболоченные, труднопроходимые. Почвы мерзлотные, таежные оподзоленные.

Население по национальному составу представлено якутами, русскими и другими. Ближайший населенный пункт - п. Кемпендяй находится в 30 км от месторождения (по автозимнику). Расстояние от месторождения до ближайшего аэропорта и речной пристани с.Сунтар - 91 км.

В ближайшем нас. пункте п.Кемпендяй расположено старейшее промышленное предприятие - Кемпендяйский сользавод с годовой производительностью добычи соли - 4000 т. Электроэнергией поселок обеспечиваетсяот собственной дизельной электростанции мощностью 100 квт. В настоящее время завершается проведение в поселок высоковольтной ЛЭП.

Месторождение цеолитовых туфов Хонгуруу располагается на бывших землях совхоза Тойбохойский и Сунтарского лесхоза. Лиственичный и сосновый леса пргодны в строительстве жилых и производственных зданий.

Природные цеолиты являются новым видом минерального сырья, которые в настоящее время находят широкое применение во многих областях промышленности, сельского хозяйства и охране окружающей Среды.

Кроме природных цеолитов в районе работ разведано Кемпендяйское месторождение бурых углей с общими запасами более 130 млн. тонн, расположенное в 7 км от п. Кемпендяй на юго-запад. Кроме углей отмечены многочисленные проявления гореликов, каменной соли, гипса и строительных материалов (глин, песков, песчано-гравийных смесей). В районе п.Кемпендяй существуют источники минеральных вод, используемые санаторием-профилакторием для бальнеологических целей.

В районе работ отмечается повсеместная зараженность мелким золотом аллювиальных отложений рек Кюндяй, Кемпендяй, Ботомою, Табасанда, Намака и их притоков.

Месторождение цеолитовых туфов Хонгуруу приурочено к юго-восточному крылу Таас-Туусской антиклинали. Отложения имеют северо-восточное простирание и моноклинально погружаются на юго-восток под углом 25-45 .

По данным проведенных работ, месторождение цеолитовых туфов Хонгуруу характеризуется довольно расчлененным рельефом и относительно простыми горно-геологическими условиями.

Месторождение расположено в районе рапространения многолетней мерзлоты. Сезонная глубина оттайки составляет 0,5-2,5 м. Вблизи расположения месторождения геодинамические процессы не установлены.

Цеолитовые туфы и вмещающие их породы отличаются выдержанностью пластов и их моноклинальным погружением на юго-восток под углом 17-47, в среднем - 35. Мощность цеолитовых пластов меняется в пределах 7,6-13.0 м (I пласт), 5,1-11,0 м (II пласт), 6,3-18,8 м (III пласт), 4,0-6,7 м (IV пласт).

Вмещающие породы представлены песчаниками, туфопесчаниками, известняками мергелями, доломитами, алевролитами и охарактеризованы как полускальные.

Месторождение изучено до абсолютного уровня 200 м и присутствие грунтовых вод не обнаружено. Максимальная высота равна 360 м, а уровень руч. Курунг-Юрях составляет 230 м.

Все четыре пласта выходят на дневную поверхность или перекрыты маломощными рыхлыми отложениями. Месторождение можно отнести к месторождениям с простыми горно-техническими условиями разработки.

На основании рекомендаций, изложенных в геологическом отчете по результатам детальной разведки месторождения цеолитовых туфов Хонгуруу (г. Мирный, 1993 г., АК «Алмазы России-Саха», Ботуобинская экспедиция), Месторождение по своим горно-техническим условиям соответствует для открытой разработки.

Детальная информация о геологической, гидрогеологической и инженерно- геологической характеристики месторождения приведены в различных отчетах организаций проводивших исследования.

Принятый проектом к разработке I пласт вскрывается на вершине северного отрога хребта Хонгуруу и прослежен на расстоянии 8 км. Пласт изучен на глубину 100 м по падению. Мощность пласта колеблется от 7,6 до 13,0 м и в среднем составляет 10,9 м. Содержание цеолитов колеблется от 68% до 93% и в среднем - 82%. Объемный вес цеолитовых туфов - 1,87 т/м³. Угол падения пласта меняется от 20 до 38, составляя в среднем 33.

Цеолитовые туфы залегают на красноцветных глинистых доломитах и перекрываются туфопесчаниками, перекрытыми известняковистыми пестроцветными песчаниками.

1.2 Стратиграфия

В геологическом строении месторождения принимают участие вулканогенно-осадочные отложения намдырской свиты верхнего девона, курунгюряхской свиты нижнего карбона и четвертичные отложения.

Намдырская свита (D₃nd) представлена пестроцветными вулканогенно-терригенно-карбонатными породами: витрокластическими, кристалловитрокластическими липаритовыми дацито-липаритовыми туфами, туфопесчаниками, алевролитами, полимиктовыми песчаниками, аргиллитами, мергелями и известняками. Свита подстилается пластом каменной соли кыгылтуусской свиты и согласно покрывается сероцветными образованиями нижнего карбона.

Сводный разрез вскрытой части намдырской свиты, составленной по разведочной линии XY, выглядит следующим образом (снизу вверх):

- песчаники известковистые, буровато-красные, тонкозернистые, слоистые - 8,3 м;

- туфы кислого состава, цеолитизированные, светло-голубые, зеленовато- серые, неравномернозернистые, в верхней части более крупнозернистые, слоистые и полосчатые (пласт I) - 10,9 - 11,2 м;

- туфопесчаники зеленовато-серые, мелкозернистые слоистые, с мелкими прослоями красновато-бурых песчаников - 5,8 м;

- переслаивание песчаников красновато-коричневых, известковистых, мелкозернистых, слоистых со светло-серыми, известковистыми тонкозернистыми неравномерно слоистыми алевролитами - 40 м;

- песчаники красновато-коричневые, известковистые, мелкозернистые массивные - 22 м;

- песчаники желто-серые, зеленовато-серые, мелкозернистые, слоистые - 44 м;

- туфопесчаники зеленовато-серые, мелко-среднезернистые, слоистые - 1,5 - 2,2 м;

- туфы кислого состава голубовато-зеленые, тонкозернистые, тонкослоистые (пласт II) - 1,8 - 6,8 м;

- туфопесчаники зеленовато-серые, мелкозернистые массивные, местами слоистые - 3,0 м;

- алевролиты красновато-коричневые, вишнево-бурые, плотные, тонкослоистые - 4,5 м;

- песчаники желтовато-серые, зеленовато-серые, мелкозернистые, слоистые - 2,5 м;

- алевролиты мелкозернистые зеленовато-серые, мелкозернистые тонкослоистые с прослоями буровато-красных алевролитов - 15 м;

- туфопесчаники зеленовато-серые, тонкозернистые, неяснослоистые, наблюдаются рассеянные рудные минералы черного цвета и включения слюды - 7,0 - 8,0 м;

- алевролиты известковистые красновато-коричневые, плотные, тонкозернистые, слоистые - 2,2 м.

Мощность вскрытой части намдырской свиты в разрезе составляет 174 м.

В разрезе свиты выделяются два пласта цеолитовых туфов: первый пласт мощностью до 11,2 м, а второй пласт мощностью до 6,8 м.

Основную часть свиты слагают терригенные породы.

Курунгюряхская свита (С₁ сг) согласно залегает на пестроцветных образованиях верхнего девона. Сводный разрез свиты по разведочной линии XY, выглядит следующим образом (снизу вверх):

- доломиты серые, тонкозернистые неравномернослоистые с прослоями черного мергеля - 8,2 м;

- песчаники серые, светло-серые, ожелезненные, мелкозернистые, массивные - 6,4 м;

- переслаивание серых известняков с мергелями черного цвета - 20,7 м;

- туфы кислого состава, цеолитизированные зеленые, голубовато-зеленые, тонкозернистые неравномернослоистые со включениями рудных минералов черного цвета (пласт III) - 5,6 - 8,0 м;

- туфопесчаники зеленовато-серые, мелкозернистые, неравномернослоистые с прослоями до 20 см цеолитовых туфов - 13.7 - 15,5 м;

- песчаники серые, темно-серые, полевошпатовые, мелкозернистые, слабоизвестковистые - 4,0 м;

- известняки серые, светло-серые, плотные, с прослоями черного мергеля - 52,0 м;

- туфы кислого состава, цеолитизированные зеленые, голубовато-зеленые, тонкозернистые неравномернослоистые (пласт IV) - 4,6 - 7,0 м;

- мергели черного цвета с прослоями серых известняков - 8,5 - 11,2 м;

- туфы кислого состава, цеолитизированные - 4,4 - 5,0 м;

- песчаники известковистые, зеленовато-желтые, мелкозернистые - 2,7 м;

- алевролиты темно-зеленые, тонкозернистые переслаиваются со светло-серыми известняками - 17,0 м;

- мергели темно-серые, до черного, тонкослоистые, с прослоями до 20 см серых известняков - 13,5 м.

Мощность изученной части курунгюряхской свиты в разрезе составляет 166,3 м.

В разрезе свиты выделяются третий и четвертый пласты цеолитовых туфов: третий пласт мощностью до 8,0 м, а четвертый пласт мощностью до 7,0 м. Основную часть свиты слагают карбонатные породы.

Четвертичные отложения (Q_IV) представлены современными аллювиальными отложениями руч. Курунг-Юрях, и делювиальными образованиями в виде обломков местных пород, сцементированных глинистым материалом. Мощность аллювиальных отложений не установлена, мощность делювия - до 11,5 м (скв. 994).

1.3 Туфогенные и туфогенно-терригенные породы, условия залегания и их морфология

Туфогенные и туфогенно-терригенные породы слагают незначительную часть изученного разреза и представлены туфами липаритового и липарито-дацито-вого состава и туфопесчаниками с обломками кислой и основной пирокластики.

Макроскопически туфы представляют собой плитчатые крепкие породы с неровным и раковистым изломом, серовато-голубой, зеленовато-голубой окраски. Текстуры пород массивные и слоистые. Нередко встречаются пятнистые и крапчатые разности. Под микроскопом цеолитовые породы представлены витрокластическими и кристалловитрокластическими туфами, почти нацело замещенными минералами клиноптилолитгейлондитового ряда. Эти минералы представлены скрытокристаллическим, почти изотропным агрегатом.

Среди основной цеолитовой массы отчетливо вырисовываются реликты вулканического стекла размером 0,02-0,32 мм. Вулканическое стекло наименьших размеров приурочено к витрокластическим туфам, наибольших - к кристалловитрокластическим.

Редко туфы хлоритизированы или замещены глинистым веществом. Глинистые минералы представлены монтмориллонитом и гидрослюдой. В виде включений неправильной лапчатой формы в кристалловитрокластических туфах встречаются карбонаты.

Кристаллокластический материал (2-25 %) представлен кварцем, полевыми шпатами, обломками кремнистых пород и пластинами биотита. Вверх по разрезу пластов наблюдается увеличение содержания кристаллокластического материала и его размерности от пелитовой до алевритовой, где цеолитовые туфы постепенно переходят в туфопесчаники.

Туфопесчаники в отличие от туфов, более крупнозернистые, буровато-зеленого, желтовато-зеленого цвета с голубым оттенком, массивной, реже полосчатой текстуры.

Содержание цеолитовой составляющей в туфопесчаниках колеблется от первых десятков до 70 %. Туфопесчаники с содержанием цеолитов более 55 % входят в полезный пласт. Туфопесчаники согласно залегают на цеолитовых туфах и имеют мощность от 2-3 м до 13-15 м.

Всего по месторождению Хонгуруу выделяются четыре основных пласта цеолитовых туфов, мощностью более 3 м и с содержанием цеолитовой составляющей более 55 %. Пласты имеют северо-восточное простирание по аз. 30-40 с углом падения 25-45 и прослежены на расстоянии не менее 6-8 км. По результатам поисково-оценочных работ подсчитаны запасы цеолитового сырья в объеме 51 млн. тонн по категориям С₁+С₂.

1.4 Оценка сложности геологического строения карьерного поля

Пласты цеолитовых туфов характеризуются четкой литологической границей со вмещаюшими породами по подошве пласта, и нечеткой границей по кровле (постепенный переход туфопесчаников во вмещающие породы), осутствием прослоев пустых и некондиционных пород, небольшой изменчивостью содержания цеолитовых минералов, мощности и угла падения пластов.

1.5 Границы и запасы карьерного поля

Экспертный анализ факторов и предложенных решений с участием проектной организации ООО НТЦ «Геопроект» и специалистов ООО «Сунтарцеолит» определил порядок отработки запасов участка «Хонгуруу» в границах разведочных линий с учетом разноса бортов проектируемого карьера, разделения на очередности по глубине вскрытия и необходимости расширения по площади границ участка, определенных лицензией на недропользование ЯКУ № 02226 ПЭ от 02. 02. 05 г., в соответствии с пунктом 6 «Технического задания на выполнение проекта отработки ».

Технические границы отработки по каждому из пластов, вовлекаемых в работу настоящим проектом, показаны на соответствующих графических приложениях.

За выемочную единицу проектом определено считать часть подсчетного геологического блока в пределах годовой выемки пласта.

Геологические запасы цеолитов, вовлекаемые настоящим проектом в отработку, подсчитаны на основании отчета «Поисково - оценочные работы с детализацией локальных участков для открытой разработки на участке Хонгуринского месторождения Сунтарского района, геологический отчет о детальной разведке месторождения Хонгуруу, проведенной в 1994 г.

Подсчет запасов по месторождению Хонгуруу произведен по временным кондициям. Согласно протокола на месторождении Хонгуруу распространены следующие кондиции:

- минимальная мощность пласта цеолита - 2м на внешние контура и 1,5м в откосах карьера;

- максимальный линейный коэффициент вскрыши 7.

На всей площади Хонгуринского месторождения по результатам поисково-оценочных работ определены запасы категории 1В в количестве 39 тыс.т., 2В в количестве 206,05 тыс.т.и прогнозные ресурсы 3В в количестве 130,80 тыс.т.

Запасы в блоках подсчитывались по формуле:

P=S*m*d^r

где: P - запасы в блоке, тыс.т.;

S - истинная площадь блока, тыс.м.²;

m - средняя подсчетная мощность в блоке, м;

d^{r -} кажущаяся плотность в т/м³ для каждого блока.

В результате произведен подсчет запасов месторождения «Хонгуруу» по состоянию на 01. 01. 2010 г. Все запасы отнесены к марке В. Общие балансовые запасы цеолитов составляют 375,85 тыс.т. Таблица подсчета запасов приведена в приложении к проекту отработки.

1.6 Промышленные запасы цеолитов в границах отработки по проекту

Расчет промышленных запасов произведен в соответствии с «Инструкцией по расчету промышленных запасов, определению и учету потерь цеолитов (сланца) в недрах при добыче, 1996г., раздельно по целевому пласту, по выемочным единицам - блокам подсчета запасов, горизонтам и годам отработки.

Эксплуатационные потери определены косвенным методом в кровле, почве цеолитового пласта, при транспортировке и погрузке.

Эксплуатационные потери цеолитов согласно принятой схеме отработки цеолитового пласта складываются из потерь по мощности, к которым относятся:

1. потери цеолита в кровле пласта оставляемые в срезаемом слое при вскрышных работах и бульдозерной зачистке - 0,1м;

2. потери цеолита в почве пласта, срезаемого бульдозером при зачистке - 0,1м;

3. при погрузке цеолита и транспортировке автосамосвалами - 0,5 %.

Потери цеолита в кровле и почве обусловлены мощностью зачищаемого (оставляемого) слоя и определяются по формуле :

П_(к) = S*m*d, тонн,

где:

S - отрабатываемая площадь пласта, м²;

м - мощность слоя потерь в почве и кровле пласта, м;

d - объемный вес цеолита. т/м³.

На рисунке 1.1 приводится схема отработки пластов простого строения с указанием мест образования потерь.

Рисунок 1.1 Схема отработки пластов простого строения.

Изученность блоков по всем четырем пластам соответствует требованиям “Классификации запасов...”, выделенным категориям, и являются достаточными для обоснования достоверности результатов подсчета запасов. На основании имеющихся запасов по подсчету каждого из четырех пластов цеолитовых туфов месторождение можно разрабатывать с целью их добычи. Наиболее изученным и выдержанным по мощности является I-й пласт - Хонгурин-1.

При выборе места заложения карьера данный факт является наиболее преобладающим. Наряду с этим в пользу начала промышленного освоения месторождения с пласта-I является и то, что для разработки данного пласта существует карьер СП ”Сунтарцеолит”.

При равных других по значимости факторах, определяющих место заложения карьера по пластам, проектом принимается разработка карьера по пласту-I (Хонгурин-1) на базе существующего карьера СП ”Сунтарцеолит”.

С целью маневрирования объемами добычи цеолитового сырья в целом по проектируемому карьеру, в зависимости от заявок потребителей, проектом принимается согласно “Задания на проектирование”, годовая производительность - 15000 тонн цеолитового сырья.

Разработка месторождения производится с карьера, расположенного в юго-западной части пласта-I.

1.7 Подсчет запасов

Технико-экономическим докладом “По определению кондиций для месторождения цеолитов Хонгуруу”, составленным Отделом геолого-экономической оценки минерального сырья ПГО ”Якутскгеология” и утвержденным НТС ПГО (протокол № 249), установлены следующие кондиционные лимиты для подсчета запасов:

1. Минимальное содержание цеолитов по пластопересечению - 55 %;

2. Минимальная мощность пластов, включаемых в подсчет запасов:

- 3,0 м при содержании цеолитов по пластопересечению не менее 57,8 %;

- 3.7 м при содержании цеолитов по пластопересечению 55 %;

3. Контурный коэффициент вскрыши - 7 м³/м³.

По завершению полевых работ по детальной разведке, ЦЭМС республиканского геологического центра составлено “Технико-экономическое обоснование постоянных кондиций по месторождению цеолитов Хонгуруу”.

В протоколе № 43 НТС РГЦ от 15 апреля 1993 г. отмечается: по результатам полевых работ, лабораторных исследований рядовых и групповых проб установлено, что основные горно-геологические условия месторождения (углы падения пластов, мощность полезного ископаемого, устойчивость бортов карьера), качественные показатели полезного ископаемого (содержание цеолитовой составляющей, физико-химические свойства цеолитов), их запасы существенно не отличаются от установленных на стадии предварительной разведки месторождения и принятых в ТЭД-е временных кондиций. Составление ТЭО постоянных кондиций ограничилось оценкой месторождения по современному состоянию экономики.

Простое геологическое строение, выдержанность пластов по мощности, простиранию и падению, незначительное колебание цеолитовой составляющей по месторождению, линейно-вытянутая форма пластов, расположение скважин колонкового бурения на разведочной линии по определенной сети и разработка месторождения открытым способом позволяют провести подсчет запасов методом геологических блоков.

Геологические блоки расположены между соседними разведочными линиями, что позволяет подсчитать запасы блока по усредненным результатам двух разрезов и облегчает классификацию запасов по степени разведанности.

На геологических разрезах, исходя из горно-технических условий (граничный коэффициент вскрыши, углы откоса бортов карьера) были отстроены поперечные сечения проектируемых карьеров. Геологические разрезы построены в масштабе 1:1000.

Размещение разведвыработок, выходы цеолитовых пластов и их данных, блокировка запасов вынесены на геологическом плане, отрисованном на топографической основе в масштабе 1:2000.

По отрисованным на плане выходам цеолитовых пород построены продольные проекции пластов на вертикальную плоскость в глубину до уровня 230 м отметки уреза воды руч. Курунг-Юрях. Отметки дна карьера перенесены на продольный разрез, что позволило отстроить продольные профили карьера по пласту на вертикальную проекцию.

Справка подсчета запасов приведена в таблице 1.1.

Таблица 1.1

1.8 Оконтуривание пластов цеолитовых пород

Площадь подсчета запасов оконтурена с северо-западной стороны месторождения подошвой первого пласта, с юго-восточной стороны - линией пересечения кровли четвертого пласта с нижней границей проектируемого карьера. Крайние блоки ограничены естественными понижениями рельефа, с юго-западной стороны - тыловым швом долины руч. Курунг-Юрях, с северо-восточной - глубоким распадком, расположенным за разведлинией XVII.

Пласты сложены в нижней части собственно цеолитовыми туфами и залегающими на них туфопесчаниками, постепенно переходящими во вмещающие породы. Нижняя граница пластов проводится по подошве цеолитовых туфов и подтверждается данными опробования, верхняя граница проводится: при осутствии туфопесчаников - по кровле цеолитовых туфов, при присутствии туфопесчаников - только по данным опробования, при этом минимальное бортовое содержание цеолитов берется равным минимальному содержанию по пластопересечению - 55%.

Мощность полезных пластов, установленная по всем пластопересечениям выше установленного кондиционного лимита - 3,0 м. Нижний контур подсчета запасов проходит по абсолютному уровню 230 м - уровень руч. Курунг-Юрях, при этом нижний контур прмышленных запасов ограничен глубиной отработки. Ниже глубины отработки до уровня 230 м подсчитаны прогнозные ресурсы категории Р₁.

1.9 Выделение подсчетных блоков

При подсчете запасов методом геологических блоков “... вся залежь полезного ископаемого может быть разделена на любое число блоков любых размеров и формы” (Борзунов В.М., 1962 г.)

Авторами блокировка и классификация запасов проводилась исходя из следующих критериев:

- степень изученности;

- тип сырья.

При этом боковые контуры блоков опирались на две соседние разведлинии, кроме крайних блоков, полученных путем экстраполяции.

По степени изученности блоки I пласта - 1,2,3,9; соответствуют требованиям “Классификации запасов месторождений и прогнозных ресурсов твердых полезных ископаемых” и “Временных методических рекомендаций...” к категории запасов В. Остальные блоки разведанных запасов изучены с полнотой, позволяющей отнести их к категории С₁.

Запасы, расположенные ниже контура проектируемых карьеров, рассчитанные путем экстраполяции разведданных до уровня 230 м, отнесены к прогнозным ресурсам Р₁.

По месторождению выделено 2 типа сырья: клиноптилолит гейландитовый (КЛГ) и гейландитовый (Г). Запасы, расположенные на северо-восточном фланге - блоки 8С₁, 9В, 10С₁, 19В, 20С₁, 29В, 30С₁, 31С₁, 39В, 40С₁, 41С₁ - представлены типом Г, остальные блоки - типом КГЛ.

Всего на месторождении выделен 41 блок промышленных запасов по категории В+С₁ (14 блоков - В; 27 блоков - С₁), и 8 блоков прогнозных ресурсов Р₁.

1.10 Эксплуатационные запасы карьера

Эксплуатационные запасы проектируемых карьеров согласно принятых условий добычи цеолитовых туфов в 15000 т в год, определены исходя из общих геологических запасов по категории В.

Карьер разрабатывает сев.-зап. часть пласта-1 с сырьем типа КЛГ.

При подсчёте запасов цеолитовых пород, определение средних значений мощности полезного пласта, содержание цеолитовой составляющей и площади блоков необходимые для проектируемого карьера, использованы расчёты приводимые в “Отчёте по результатам детальной разведки месторождения “Хонгуруу”, Книга 1, г. Мирный, 1993 г.

При подсчёте эксплуатационных запасов в проектируемом контуре карьера неучтены потери при транспорировке с карьера до промплощадки подготовки и затаривания.

В общем случае эксплуатационные потери при производстве транспортных работ принимаются в соответствии с “Всесоюзными нормами технологического проектирования предприятий нерудных строительных материалов (ОНТП-185)” и “Отраслевой инструкцией по определению и учету потерь нерудных строительных материалов при добыче” (ВНИИРуд, 1974 г.) и составляют 4 % от геологических запасов (при годовой добыче в 15000 т). Однако метод оконтуривания цеолитовых пород по минимальному содержанию цеолитовых туфов по пластопересечению - 55 % позволяет в выбранном контуре пренебречь объемом потерь при подсчете эксплуатационных запасов карьера.

Нормативы потерь ежегодно уточнять, а фактические превышение нормативных потерь обосновать расчетами.

2. ГОРНО-ТЕХНОЛОГИЧЕСКАЯ ЧАСТЬ

2.1 Выбор способа разработки

Учитывая простое строение месторождения, применяемый комплекс технологического оборудования для ведения горных работ проектом принимается сплошная, послойная, однобортовая, продольная система разработки.

Порядок ведения вскрышных работ и подготовки цеолитового сырья по карьеру определен календарным графиком ведения горных работ.

Организация вскрышных работ - одним блоком с одним выездом. Разработка карьеров в целом разбита на этапы. Каждый из этапов развития горных работ на карьере принят по признаку порядка и размещения пород вскрыши в отвалы.

С учетом принятого порядка и технологии ведения горных работ, проектом принято 20 тыс. м³

Подготовка пород вскрыши - послойное механическое рыхление тяжелым навесным рыхлительным агрегатом, установленным на базе промышленного трактора Т-35.01. После рыхления породы перемещаются в отвалы. При транспортной схеме вскрышных работ породы вскрыши окучиваются бульдозером в бурты для погрузки автопогрузчиком в автосамосвалы.

Обоснование принимаемого способа разработки и подсчет эксплуатационных запасов

1. Высота уступа, незначительные размеры карьера и принятая технология ведения горных работ позволяет разработку карьера до проектных отметок без разделения на уступы на всю глубину. Физико-механические свойства пород обуславливают угол откоса рабочего борта в 65

2. Ширина рабочей площадки для размещения и работы технологического оборудования равна в среднем: 28,0 м. Минимальная - 13,3 м.

3. Фронт работ:

а) Вскрышной. В процессе разработки карьера согласно принятой системы отработки и горно-транспортного оборудования вскрыша ведется послойно по предельным контурам карьера.

б) Добычной. В силу принятой технологии и системы разработки добычной фронт ограничен предельными размерами пласта: вкрест простирания мощности пласта, предельными размерами карьера по простиранию пласта.

4. Годовой уход в глубину:

П_г = Q/(L_п В) , м

где: Q - производительность карьера в год, м³;

L_п - длина карьера по простиранию, м;

В - ширина карьера вкрест простирания, м.

Данный элемент системы разработки для проектируемого карьера определяется объемом подготовленных к выемке запасов полезного ископаемого и является средним.

П_г = 8022 / (280 23,6) = 1,2 м

Годовой уход в глубину планировать и уточнять ежегодно годовым планом развития горных работ.

2.2 Производительность карьера и общая организация работ

Согласно принятым проектным решениям, годовой объем вскрыши составит не менее 20 тыс.м³ и добычи цеолитовых туфов 8022 тыс.м³ отработка будет вестись в течение 15 лет. Режим работы карьера круглогодичный, 1 смена в сутки по 8 часов при 40-часовой рабочей неделе.

Подготовленная к добычной выемке площадь цеолитовых туфов предварительно взрыхляется вышеописанным методом бульдозером - рыхлителем и окучивается в бурты. После окучивания цеолитовые туфы транспортируются автосамосвалом на промплощадку карьера, где производится отбор и затаривание сырья.

Годовой объем добычи цеолитов по карьеру составляет 15000 т в год, что при объемном весе 1,87 т/м³ составит 8022 м³. Объем добычи по типам сырья полностью зависит от заявок потребителей, поэтому проект не предусматривает четкую привязку объема добычи цеолитов с карьера по годам, а ограничивается только подготовленными к выемке запасами.

Применяемый комплекс технологического оборудования для горно-подготовительных и вскрышных работ применяется и для добычных работ. Технические характеристики и расчет производительности оборудования приведен в главе 2.5 данного проекта.

Вскрышные работы ведутся с двухгодовым опережением годовой производительности предприятия. При этом обязательным условием для карьера является наличие подготовленного к добыче цеолитового сырья в объеме 15000 т.

Ширина рабочей площадки (РП) равна:

- при вскрышных работах внешняя граница соответствует проектной границе контуров карьера.

Максимальная ширина РП: - 48,0 м

Минимальная ширина РП на проектной глубине- 8,1 м

Добычные работы ведутся послойно по мере подготовки 15000 т сырья.

Годовая углубка карьера равна (в среднем): - 1,2 м.

Направление ведения горных работ: от вскрывающей выработки вдоль пласта цеолитов и ограничен проектной длиной карьера.

Календарный план добычных работ для карьера разрабатывается предприятием ежегодно в зависимости от поступивших заявок на поставку сырья от потребителей.

В целом календарный план горных работ обеспечивает безопасную работу с заданной производительностью предприятия в течение всего срока отработки запасов проектируемого карьера.

2.3 Вскрытие месторождения

Система разработки на данном месторождении должна обеспечить безопасную, планомерную и экономически выгодную разработку полезных ископаемых, необходимую производственную мощность предприятия, полное извлечение запасов полезного ископаемого, а также охрану недр и окружающей природной среды в разрабатываемой местности.

При выборе системы разработки применяем классификацию профессора Ржевского В.В., предусматривается определенный порядок выполнения подготовительных, вскрышных и добычных работ в контурах карьерного поля. Кроме того, качественными признаками являются: направление выемки в профиль, месторасположение отвалов. Согласно этой классификации имеет место существенные различия систем разработки горизонтальных и пологих месторождений, а также наклонных и крутопадающих месторождений.

С учетом простых горно-геологических условий разработки месторождения, их геометрических параметров, объемов годовой добычи, проектируемого горно-добычного оборудования и машин, проектом принимается разработка месторождения сплошная, однобортовая, продольная система разработки с послойной выемкой (выемочными слоями) цеолитовых туфов без применением БВР.

Организация вскрышных работ - одним блоком с одним выездом. Разработка карьеров в целом разбита на этапы. Каждый из этапов развития горных работ на карьере принят по признаку порядка и размещения пород вскрыши в отвалы.

Подготовка пород вскрыши - послойное механическое рыхление тяжелым навесным рыхлительным агрегатом, установленным на базе промышленного трактора Т-35.01. После рыхления породы перемещаются в отвалы. При транспортной схеме вскрышных работ породы вскрыши окучиваются бульдозером в бурты для погрузки автопогрузчиком в автосамосвалы.

2.3.1 Определение главных параметров карьера

Согласно классификации деформаций открытых горных выработок для бортов проектируемого карьера соответствует тип В, класс В-V, подкласс б (индекс подкласса В-V-б).

По оценке устойчивости откосов по коэффициенту запаса устойчивости n выбираем n = 1,3. При этом вертикальный уступ будет обеспечен требуемым коэффициентом запаса до высоты 10-12 м. Поскольку при водонасыщении прочность пород уменьшается более чем в 2,5 раза, то следует ожидать существенное криогенное выветривание пород. Породы первоначально вертикального уступа за 2-3 года могут выположиться до угла 40-45, берма сработается на 3-5 м, а под откосом расположится разрушенный материал. С учетом возможных деформаций определяем угол откоса (в градусах) по формуле:

_п = _пmin + ( _д - _дmin )

где: _пmin - минимальное значение угла откоса после деформации;

_{д -} угол откоса до деформации;

_дmin - минимальное значение угла откоса при котором еще возможна его деформация;

- опытный коэффициент.

Для принятого подкласса устойчивости В-V-б:

_дmin = 15, _пmin = 11, = 0,25, _дmax = 65.

_п = 15 + 0,25( 90-11) = 35

Значения ширины захвата и распространения определяем по формулам:

в = , м

В = , м

где: n - опытный коэффициент (для принятого класса устойчивости равный 0,2);

H_i = 0 - 22 м - высота уступа (глубина проектируемого карьера):

Учитывая небольшую глубину разрабатываемого карьера, проектом принимается разработка карьера до проектных отметок в один уступ. Угол откоса рабочего борта принимается равным 65.

При этом устойчивость откосов для деформаций вмещающих пород в пределах карьерного поля будет наибольшей, что видно из графика взаимосвязи между углом откоса и его высотой.

Наибольшая глубина карьера:

Проектная глубина разработки - отметка +230 м, Н_ср = 14 м.

Схема рыхления и расположения борозд приведена на рис.3.4.1. и 3.4.2.

Рисунок 2.4.1 Возвратно - поступательная схема рыхления песков.

Рисунок 2.4.2 Поперечный разрез борозды рыхления.

Проектируемый карьер имеет следующие параметры:

2.4 Горно-капитальные работы

Горно-капитальные работы выполняются в следующем порядке. Проводится траншея первого уступа. После производится разнос одного или двух бортов уступа. В конкретных условиях строительство карьера такая последовательность может иметь некоторые особенности.

С целью уменьшения объёма горно-капитальных работ размеры рабочих и нерабочих площадок (берм) в период строительства карьера принимаются минимальными. Иногда их увеличивают дополнительно для выполаживания рабочего борта карьера с целью повышения его устойчивости или регулирования режима горных работ.

Объём первоначального карьера равен произведению площади его поперечного сечения на длину карьерного поля. Поперечное сечение карьера устанавливается путём графических построений. Вначале на поперечном сечении залежи проводятся горизонтальные линии, соответствующие высотным отметкам нижних площадок уступов карьера. Построение поперечного сечения карьера начинается с добычного горизонта.

Параметры траншеи

Производство горных работ ведется, учитывая, что существующий карьер имеет вскрывающие выработки. В виду этого проектом принимается:

1) сохранение существующего въезда (отметка насыпи автодороги на уровне отметки горизонта +230, которая является проектной глубиной карьера). Данный въезд в карьер остается до конца срока службы карьера.

Выбор места заложения основной вскрывающей выработки обусловлен тем, что данный вариант сокращает объем проходки траншеи, т.к. будет проходиться со стороны склона. Кроме того, данная траншея будет сохранена при условии дальнейшей реконструкции карьера.

Способ проходки траншеи - без применения буровзрывных работ, при помощи бульдозера-рыхлителя.

В начальной стадии разработки карьера и до отметки +310 м - проходка траншеи осуществляется по бестранспортной схеме - бульдозерами с размещением горной массы во внешний отвал.

По мере углубления карьера целесообразна проходка траншеи до отметки дна карьера с использованием автомобильного транспорта.

Характеристики вскрывающей траншеи

Основная вскрывающая траншея рассчитана для однополосного автомобильного движения.

2.5 Вскрышные работы

Выбор типов технологического оборудования для производства вскрышных и добычных работ принимается на основании научно-исследовательских работ Института горного дела Севера СО РАН, обобщивших опыт разработки месторождений цеолитов. Наиболее рациональным выбран открытый способ разработки с применением тяжелого бульдозера с рыхлительным оборудованием для подготовки горной массы механическим разрушением при вскрышных и добычных работах.

Принятое решение обусловлено тем, что буровзрывной способ рыхления пород приводит к значительному загрязнению полезного ископаемого газообразными продуктами взрыва из-за его адсорбирующего свойства.

На выбор применяемого оборудования другими решающими факторами явились:

- удаленность месторождения от населенных пунктов;

- отсутствие централизованного электроснабжения;

- требуемая производственная мощность;

- срок существования предприятия.

При таких условиях, на данном этапе освоения месторождения, наиболее приемлем комплекс состоящий из мобильного погрузочного и транспортного оборудования.

С учетом “Задания...” и рекомендаций ИГДС СО РАН, проектом принят комплекс технологического оборудования в составе:

- бульдозер-рыхлитель Т-35.

- погрузчик Д-660 (ТО-11) на базе трактора К-702;

- бульдозер Т-170;

- автосамосвал КамАЗ-55111.

Расчеты производительности оборудования и их количество, а также технологические параметры системы разработки принимаются согласно выбранного комплекса технологического оборудования.

Работа и использование бульдозера- рыхлителя Т-35.01

В процессе ведения горых работ бульдозер является основным агрегатом для подготовки транспортирования горной массы на карьере.

Бульдозером производится:

- рыхление горной массы;

- складирование и окучивание.

Учитывая физико-механические свойства взрыхляемых пород на карьере, проектом принимается рыхление с применением продольно-поперечных возвратно-поступательных заездов:

Допускается применение и других типов заездов, обеспечивающих производительную работу бульдозера.

Производительность рыхлителя Q_рых определяется в зависимости от производительности бульдозера по формуле:

Q_рых = (Т_см* _i - A_п*t_пер)*_тр*U_рых*В_р* , м³/см

где: Т_см - производительность смены, час; Т_см = 8 час.

_i - коффициент использования сменного времени; _i = 0,65.

A_п - количество поворотов рыхлителя; A_п = 100.

t_пер - время на переключение передач и один поворот, час; t_пер = 0,02 час

_тр - скорость движения трактора, м/час; _тр = 3219 м/час.

U_рых - глубина рыхления, м; U_рых = 0,5 м.

В_р - ширина полосы рыхления, м; В_р = 40 м.

- коэффициент глубины рыхления по полезной работе бульдозера, = 0,3.

Q_рых = (8*0,65 - 100*0,02)*3219*0,5*40*0,3 = 618 м³/см

Q_рых = 618 м³/см

Q_год = Q_рых*N_г = 61,8*255 = 178 тыс.м³

где N_г = 255 - количество рабочих дней в году;

Q_год = 178 тыс.м³

При среднесменном объеме 618 м³ для ее рыхления потребуется:

= = 0,08 бульдозера, принимаем 1 бульдозер

Производительность бульдозера при вскрышных работах при складировании пород во внешние отвалы (за предельным контуром карьеров) определяем из справочных нормативных данных, учитывая, что при транспортировании предварительно рыхленного массива расстояние транспортировки на карьере не превышает 80 м.

Норма времени на 100 м³, Н_t = 1,40 час

Норма выработки Н_в = 71,4 м³/час.

Сменная производительность бульдозера при транспортировании пород во внешние отвалы равна:

Q_см = N_г**Н_в = 8*0,65*71,4 = 371,3 м³/см;

Q_год = Q_см*N_г = 371,3*255 = 94,7 тыс. м³

При среднесменном объеме вскрыши 371,3 м³ для ее транспортировки потребуется:

= = 0,02 бульдозера, принимаем 1 бульдозер

Учитывая, что при разработке карьеров годовой объем вскрыши равен 20 т.м³ и неравномерность объемов переработки, проектом принимается парк бульдозеров Т-35.01 в количестве 2 единицы.

При максимальной переработке горной массы необходима организация работ бульдозеров в 2 смены.

2.6 Добычные работы

Техническая возможность и экономическая целесообразность использования на карьерах различного выемочно-погрузочного оборудования зависит от крепости пород, условий залегания полезного ископаемого, требуемой производительности одной машины и карьера в целом, вида механизации смежных процессов (подготовка пород к выемке и транспортирование горной массы), климатических условий, способа выемки (валовой или селективной) и от других факторов.

Исходя из горнотехнических условий разработки на данном карьере применение машин непрерывного действия невозможно, так как они рассчитаны на более мягкие породы. Недостатком многоковшовых экскаваторов является большой износ направляющих устройств и черпаковой цепи. При этом увеличивается энергоемкость экскавации. Наиболее подходящим оборудованием являются машины цикличного действия типа «прямая лопата». Колесные погрузчики на карьере являются основным выемочно-погрузочным оборудованием. Они характеризуются большой прочностью рабочего оборудования. Выпускаются различными типоразмерами с ковшом вместимостью 0,25-9 мі (и более) и применяются при разработке мягких и разрыхленных полускальных и скальных пород.

Для производства выемочно-погрузочных работ в карьере на добыче цеолитовых туфов будут использоваться колесный погрузчик ТО-11.

Hв = * Vк*n_к;

где:

Тсм - продолжительность смены, Тсм = 480 мин;

Тпз - время на выполнение подготовительно-заключительных опера ций, Тпз = 31 мин (табл. 7);

Тлн - время на личные надобности, Тлн = 10 мин (нрмативы времени, п.3)

t_п - время на погрузку одного автосамосвала, мин;

t_уп - время на установку автосамосвала под погрузку, t_уп = 0,6 мин (табл. 8)

Vк - объем горной массы в целике в ковше, м³

Vк =

где:

Е - емкость ковша ( 1,5 - 2,0 м³ - съемные ковши );

Кн - коэффициент наполнения ковша, Кн = 0,9 (табл. 17);

Кр - коэффициент разрыхления, Кр = 1,55 (табл. 17);

Vк = = 1,16 м³

n_к - количество ковшей горной массы необходимое для загрузки одного автосамосвала:

n_к = V_а / V_к

где:

V_а - объем горной массы, вмещающийся в кузове автосамосвала в целике, м³:

V_а =

где:

Q_гр - грузоподъемность автосамосвала, Q_гр = 10 т;

К_гр - коэффициент использования грузоподъемности автосамосвала, К_{гр =} 1,0;

- объемный вес горной массы в целике, = 1,87 т/м³;

V_а = = 5,34 м³

n_к = 5,34/1,85 = 2,8 ковша, n_к = 3.

Время на погрузку одного автосамосвала:

t_п = t_ц*n_к

где:

t_ц - продолжительность цикла, сек, t_ц = 28 сек (табл.10)

t_п = 28 * 3 = 84 сек = 1,4 мин.

Норма выработки в смену:

Нв = *1,85*1,87 = 759 м³/смену

Поправочные коэффициенты:

1. К₁ = 0,9 - условия Центральной Якутии;

2. К₂ = 0,97 - при подчистке подъездов.

К = К₁*К₂ = 0,9*0,97 = 0,87

С учетом поправочных коэффициентов сменная производительность составит:

Q_см = Нв*К = 759*0,87 = 660 м³/смену

Списочный парк погрузчиков:

(8)

A_г = 8022 м³- годовая производительность карьера;

~ 1 погрузчик

Расчет производительности автосамосвалов на перевозку цеолитового сырья до ПДСУ

Расчет произведен в соответствии с “ЕНВ на открытые горные работы для предприятий горнодобывающей промышленности. Часть III. Экскавация и транспортирование горной массы автосамосвалами” (Москва, 1979 г.).

Норма выработки в смену рассчитывается по формуле:

Hв = * Vа ;

где:

Тсм - продолжительность смены, Тсм = 480 мин;

Тпз - время на выполнение подготовительно-заключительной работы, Тпз = 30 мин;

Тлн - время на личные надобности, Тлн = 10 мин (нормативы времени, п.3)

Vа - объем горной массы в одном автосамосвале, м³

Vа =

где:

Qгр - грузоподъемность автосамосвала, Qгр = 10 т;

К_гр - коэффициент использования грузоподъемности автосамосвала, К_гр = 1,0;

- объемный вес горной массы в целике, = 1,87 т/м³;

Vа = = 5,34 м³

Тоб - время одного рейса автосамосвала, мин:

Тоб = 2*L*60/Vс + t_п + t_р + t_ож + t_уп + t_ур

где:

L - расстояние движения автосамосвала в один конец, L = 2,0 км.

V_c - средняя скорость движения автосамосвала, V_c = 16,8 км/час;

t_п - время на погрузку одного автосамосвала:

t_п = t_ц*n_ц = 28*3 = 84 сек = 1,4 мин

t_tр - время на разгрузку одного автосамосвала, t_р = 0,8 мин;

t_ож - время ожидания установки под погрузку, t_ож = 0,25 мин;

t_уп - время на установку автосамосвала под погрузку, t_уп = 0,6 мин;

t_ур - время на установку автосамосвала под разгрузку, t_ур = 0,5 мин;

Тоб = 2*2*60 / 16,8 + 1,4 + 0,8+ 0,25+ 0,6 + 0,5 = 18 мин.

Норма выработки в смену:

Нв = * 5,34 = 130,5 м³/смену

Поправочные коэффициенты:

1. К₁ = 0,95 - условия Центральной Якутии;

2. К₂ = 0,97 - при подчистке подъездов к самосвалу;

К = К₁*К₂ = 0,95*0,97 = 0,92

С учетом поправочных коэффициентов сменная производительность составит:

Q_см = Нв*К = 130,5*0,92 = 120,0 м³/смену (224 т/см)

Расчет количества автосамосвалов КамАЗ

1. Сменная производительность автосамосвала КамАЗ: 120,0 м³/см (224 т/см).

2. Объем горной массы: 15000 т.

3. Сменный объем работ: 15000 : 224 = 67 смены.

4. Потребное количество автосамосвалов при максимальном объеме перевозки в 8,02 тыс.м³: 2 единицы при технической готовности 0,75.

Работа и использование бульдозера- рыхлителя Т-35.01

В процессе ведения горных работ бульдозер является основным агрегатом для подготовки транспортирования горной массы на карьере.

Бульдозером производится:

- рыхление горной массы;

- складирование и окучивание.

Учитывая физико-механические свойства взрыхляемых пород на карьере, проектом принимается рыхление с применением продольно-поперечных возвратно-поступательных заездов:

Допускается применение и других типов заездов, обеспечивающих производительную работу бульдозера.

Производительность рыхлителя Q_рых определяется в зависимости от производительности бульдозера по формуле:

Q_рых = (Т_см* _i - A_п*t_пер)*_тр*U_рых*В_р* , м³/см

где: Т_см - производительность смены, час; Т_см = 8 час.

_i - коэффициент использования сменного времени; _i = 0,65.

A_п - количество поворотов рыхлителя; A_п = 100.

t_пер - время на переключение передач и один поворот, час; t_пер = 0,02 час

_тр - скорость движения трактора, м/час; _тр = 3219 м/час.

U_рых - глубина рыхления, м; U_рых = 0,5 м.

В_р - ширина полосы рыхления, м; В_р = 40 м.

- коэффициент глубины рыхления по полезной работе бульдозера, = 0,3.

Q_рых = (8*0,65 - 100*0,02)*3219*0,5*40*0,3 = 618 м³/см

Q_рых = 618 м³/см

Q_год = Q_рых*N_г = 618*255 = 178 тыс.м³

где N_г = 255 - количество рабочих дней в году;

Q_год = 178 тыс.м³

При среднесменном объеме 618 м³ для ее рыхления потребуется:

= = 0,08 бульдозера, принимаем 1 бульдозер

Производительность бульдозера при вскрышных работах при складировании пород во внешние отвалы (за предельным контуром карьеров) определяем из справочных нормативных данных, учитывая, что при транспортировании предварительно рыхленного массива расстояние транспортировки на карьере не превышает 80 м.

Норма времени на 100 м³, Н_t = 1,40 час

Норма выработки Н_в = 71,4 м³/час.

Сменная производительность бульдозера при транспортировании пород во внешние отвалы равна:

Q_см = N_г**Н_в = 8*0,65*71,4 = 371,3 м³/см;

Q_год = Q_см*N_г = 371,3*255 = 94,7 тыс. м³

При среднесменном объеме вскрыши 371,3 м³ для ее транспортировки потребуется:

= = 0,046 бульдозера, принимаем 1 бульдозер

Учитывая, что при разработке карьеров годовой объем добычи равен 8,022 т.м³ и неравномерность объемов переработки, проектом принимается парк бульдозеров Т-35.01 в количестве 2 единицы.

2.7 Буровзрывные работы

Условия производства буровзрывных работ

Буровзрывные работы будут производится на рыхлении покрывающих пород, при высоте уступа 7 метров и углом откоса уступа 70є. Группа грунтов по СНиПу - V. Взрывные работы проектируется производить, в осенне-зимний сезон, в многолетнемерзлых породах, поэтому наличие воды в скважинах исключается.

Выбор способа бурения, типа бурового станка и расчет его сменной и годовой производительности

Выбор способа бурения

Цель бурения -- создание в породном массиве скважин и шпуров. Бурение представляет собой трудоемкий и дорогостоящий процесс, особенно в скальных весьма трудно и трудноразрушаемых породах.

Рассмотрим существующие способы бурения:

- Пневматическое бурение. Пневматические бурильные молотки - применяются для бурения шпуров диаметром 32-40 и 52-75 мм в скальных породах.

- Шарошечного бурение. Станки шарошечного бурения в последнее время получили наибольшее распространение при бурении скважин с диаметром 160-320 мм и глубиной 35 м. Наиболее перспективны для бурения в породах с показателем трудности бурения от 6 до 15 и крепостью пород от 6 до 18. Достоинства: высокая производительность, непрерывность бурения и возможность его автоматизации.

- Шнековое бурение. Станки шнекового бурения применяют для бурения вертикальных и наклонных скважин диаметром 125-160 мм и глубиной до 25 м в мягких породах с показателем бурения до 5.

- Бурение погружными пневмоударниками. Станки с погружными пневмоударниками применяются для бурения скважин диаметром 100-160 мм и глубиной до 30 м при разработке пород с показателем бурения от 5 до 20 и крепостью от 10 до 20. При производственной мощности до 4 млн мі/год.

- Термическое (огневое) бурение используется при бурении скважин диаметром 250-360 мм и глубиной до 22 м главным образом в весьма и исключительно труднобуримых породах. Успешно применяется в породах с показателем бурения от 10 до 15.

- Вибрационное бурение. Станки вибрационного бурения находятся пока на стадии испытаний; их достоинства - относит небольшая масса, простой буровой инструмент и высокая производительность.

Эффективность бурения взрывных скважин определяется скоростью бурения, которая зависит от:

- сопротивления породы разрушению под действием бурового инструмента (основной фактор);

- вида и формы бурового инструмента, способа его воздействия на забой скважины (вращательное, ударно-вращательное и т. д.);

- усилий и скорости воздействия бурового инструмента на забой скважины;

- диаметра скважины и, в ряде случаев, ее глубины;

- способа, скорости и тщательности удаления из забоя скважины буровой мелочи, препятствующей разрушению породы;

- общей организации и масштаба производства.

Все перечисленные факторы определяют технологические параметры буровых станков; последние выбирают в соответствии с буримостью данной породы. В свою очередь, буримость породы существенно зависит от вида бурового инструмента и других факторов, так как они определяют условия разрушения породы в забое: характер развиваемых сжимающих и скалывающих усилий, крупность и форму отделяемых от забоя частиц породы и т.п.

При указанных предпосылках П_б может быть определен из эмпирического выражения:

П_б =0,07*(_сж +_сд )+0,7*г

где, _сж - предел породы на сжатие:

_сж =f Ч 100;

Коэффициент крепости породы определим исходя из группы грунтов по СНиПу:

_сж = f Ч 100= 40 МПа;

_сд - предел породы на сдвиг:

_сд = _сж /1,67=40/1,67=24 Мпа;

г - плотность породы, г = 1,67т/мі.

Отсюда, П_б =0,07*(40+24)+0,7*1,67= 5,649

Все горные породы в соответствии с величиной П_б классифицируются на 25 категорий по буримости с подразделением их на пять классов.

Разрабатываемая порода по трудности бурения относится к II классу - породы средней трудности бурения. Исходя из вышесказанного, выбираем способ бурения погружными пневмоударниками, так как этот способ является наиболее рациональным для наших условий.

Выбор типа бурового станка

Буровой станок выбираем СБУ-100 П-35, так как этот станок прост по конструкции и является оптимальным вариантом при данных условиях.

Техническая характеристика станка СБУ-100П-35:

Диаметр долота - 105; 125 мм;

Глубина скважины - 35 м;

Направление бурения к вертикали - 0; 15; 30 град;

Длина штанги - 950 мм;

Частота вращения долота - 46 минО№;

Осевое усилие - 8,5 кН;

Тип пневмоударника - П-125К.

Расчет производительности бурового оборудования

Сменная производительность бурового станка вычисляется по формуле:

где, k_и.см.=0,8 - коэффициент использования сменного времени;

Т_см=11 ч - продолжительность смены;

Т_в=0,1 ч - продолжительность вспомоготельных операций, приходящаяся на 1 м скважины (в расчётах для СБУ - 0,1 - 0,13 ч);

Т_о- продолжительность основных операций, приходящаяся на 1 м скважины:

v_т - техническая скорость бурения, м/ч:

где, W = 140 Дж - энергия удара коронки;

n_у= 37 с - число ударов коронки в секунду;

К₁ - коэфф., учитывающий диапазон изменения П_б, при П_б ? 10 К₁= 1;

П_б = 5,649 - показатель буримости породы;

= 0,125м диаметр долота;

К_ф - коэфф., учитывающий форму буровой коронки, при крестовых К_ф = 1,1:

Т_в=0,1 ч - продолжительность вспомоготельных операций, приходящаяся на 1 м скважины, в расчётах для СБУ - 0,1-0,13 ч;

Годовая производительность бурового станка вычисляется по формуле:

,

где, n_см = 2 - число рабочих смен в сутки;

N_мес= 61 - количество рабочих дней бурового станка в году.

Выбор типа взрывчатых веществ и оценка эффективности их применения

При взрывании пород малой или средней крепости, в сухих скважинах, рекомендуется применять такие ВВ, как игданит, гранулит М и граммонит 79/21.

Игданит - представляет собой смесь 94% гранулированной аммиачной селитры и 6% солярового масла, изготовляемую непосредственно на карьере в зарядных машинах или на стационарных пунктах. Он предназначен для использования в сухих забоях или заряжания сухой части скважины при комбинированных зарядах. При содержании солярового масла более 6% у игданита резко снижается чувствительность к детонации и даже от мощного инициатора он не взрывается. Игданиты безопасны при обращении, имеют низкую стоимость, удобны для механизированного заряжания. Недостатками игданитов являются: частичная потеря взрывчатых свойств при длительном заряжании (более 5-6 часов) из-за стекания солярового масла в нижнюю часть заряда, разрушение оболочки ДШ, изготовленного из маслонеустойчивого полиэтилена, низкое качество дробления крепких крупноблочных пород и т. д.

Граммониты 79/21 - грубодисперсное аммиачно-селитренное ВВ, представляющее собой смесь водоустойчивой гранулированной аммиачной селитры с гранулированным или чешуйчатым тротилом. Граммонит 79/21 горючих добавок не содержит, устойчив против слеживаемости, имеет хорошую сыпучесть, пригоден для механической зарядки, может использоваться в сухих и влажных условиях. Граммониты приготовляются путем холодного или горячего смешения. От аммонитов отличаются меньшей чувствительностью к ударам, к пламени и к начальному импульсу.

Граммонит 79/21 изготовляется на слабораздробленом чешуйчатом тротиле. Значение индексов: числитель дроби -- процентное содержание гранулированной аммиачной селитры, знаменатель -- тротила.

Внешне граммониты представляют хорошо сыпучую смесь, в которой легко различаются белые гранулы аммиачной селитры и желтые чешуйки или гранулы.

Для инициирования граммонитов применяют промежуточные детонаторы.

Заряжание вручную не сопровождается существенным пылением.

Гранулит М -- входит в группу простейших ВВ, состоящих из гранул аммиачной селитры, пропитанных минеральным маслом и опудренных твердой мелкодисперсной горючей добавкой. Размер гранул достигает 3 мм.Гранулиты имеют низкую чувствительность к механическим воздействиям, могут детонировать при влажности до 5%, обладают хорошей сыпучестью и низкой слеживаемостью, неводоустойчивы, имеют относительно невысокую стоимость, пригодны для механического заряжания.

Гранулиты детонируют от промежуточного детонатора из тротиловых шашек, аммонита № 6ЖВ и других нормально чувствительных ВВ. Вес промежуточного детонатора зависит от влажности и состава гранулитов.Гранулит марки М -- используется для взрывания пород ниже средней и средней крепости. Изготовляется на основе пористой гранулированной аммиачной селитры.

Из вышеперечисленных ВВ выбираем гранулит М, основываясь на том, что это ВВ обладает хорошей сыпучестью и низкой слеживаемостью, имеет высокий показатель теплоты взрыва, скорости детонации, работоспособности и относительно невысокую стоимость.

Расчет удельного расхода ВВ

Для каждой породы по категории трещиноватости и коэффициенту крепости устанавливается расчетный удельный расход ВВ. Удельный расход ВВ является основным показателем, от которого зависят как качество дробления горных пород, так и стоимость буровзрывных работ. Значение удельного расхода зависит многих факторов, главными из которых являются: свойства горных пород, тип применяемого ВВ и условия взрывания.

Основываясь на сказанном, а также принимая во внимание опыт ведения взрывных работ на аналогичных россыпных месторождениях удельный расход ВВ принимаем равным q = 0,75 кг/мі.

Расчет основных параметров и показателей взрывных работ.

Глубина скважины:

где, Н_у - высота уступа, Н_у =7м;

Вместимость ВВ в 1м. скважины:

Р=7,85* d_сквІ*Д, кг/м

где, d_скв - диаметр скважины,d_скв = 1,25 дм;

Д = 0,9 кг/дмі - плотность заряжания,

Р=7,85*1,25І*0,9=11 кг/м

Линия сопротивления по подошве:

где, Р - вместимость ВВ в 1м. скважины;

m - коэффициент сближения скважин, m = 1;

q=0,75 кг/м³ - удельный расход ВВ.

Проверка W по возможности безопасного обуривания уступа:

W₁= Н_у*ctgб + C

где, б- угол откоса уступа, б=70?;

Н_у- высота уступа, Н_у= 7м.;

С - минимальное допустимое расстояние от оси скважины до верхней бровки уступа, С = 2,5м.

W₁= 7*ctg70+ 2,5= 3,41м.

При расчетах должны соблюдаться следующие условия W ?W_1. В нашем случае W удовлетворяет условию безопасного обуривания блока.

Расстояние между скважинами в ряду:

а = m*W=1*3,45 = 3,45 м.

где, m - коэффициент сближения, m = 1.

W - линия сопротивления по подошве уступа.

Расстояние между скважинами при квадратном расположении сетки:

в ? а = 3,45 м.

Вес заряда в скважине:

Q_з = q_р* Н_у *W*a = 0,75*7*3,45*3,45 = 62,48 кг

Длина заряда:

L_зар= Q_з / Р = 62,48/11 =5,68 м.

где, L_зар - вес заряда в скважине;

Р- вместимость ВВ в 1м. скважины.

Длина забойки:

Выход взорванной горной массы с 1 метра скважины, мі:

где, n_р - число рядов скважин, n_р = 8 шт;

L_с- глубина скважины,L_с= 7 м;

Н_у- высота уступа, Н_у= 7м;

W - линия сопротивления по подошве уступа,W = 3,45м.

Находим ширину блока:

Длину блока принимаем равной средней ширине россыпи:

м

Определяем количество скважин в ряду:

шт.

Тогда, количество скважин на блоке будет равно:

шт.

Общий объём бурения на блок:

Общий объем взорванного блока, м³:

Выбор и описание конструкции заряда в скважине.

По своей конструкции скважинные заряды ВВ могут быть сплошными и рассредоточенными.

Сплошной заряд, расположенный в нижней части скважины, воздействует в основном на нижнюю часть уступа.

Поэтому при взрывах сплошных зарядов (особенно в крепких труднодробимых породах) образуется негабарит. Рассредоточенные заряды с воздушными промежутками (конструкция заряда разработана в ИГД им. А. А. Скочинского) позволяют улучшить дробление породы благодаря дополнительному использованию части энергии взрыва, затрачиваемой при сплошном заряде на переизмельчение породы, находящейся в непосредственной близости к заряду.

Однако рассредоточение заряда целесообразно только в том случае, если емкость скважины при сплошных зарядах используется не полностью и сплошной заряд занимает незначительную часть длины скважины. Кроме того, при рассредоточении заряда имеется ряд недостатков: сложность заряжания, снижение эффективности взрывных работ и трудность применения взрывных работ.

Основываясь на вышесказанном и оперируя малой глубиной скважины и тем, что взрываемые породы не относятся к классу трудновзрываемых выбираем сплошной заряд.

Выбор способа и средств взрывания зарядов.

Выбор способа взрывания

В промышленности правилами безопасности допускаются следующие способы взрывания: а) огневой; б) при помощи детонирующего шнура; в) электрический.

а) Огневое взрывание осуществляется с помощью зажигательных трубок, которые представляют собой отрезки огнепроводного шнура, соединенные с капсюлями-детонаторами. Зажигательные трубки разрешается зажигать тлеющим фитилем, отрезком огнепроводного шнура или специальными приспособлениями (патронами для группового зажигания и пр.)

б) Электроогневое взрывание отличается применением электрозажигательных патронов, снабженных горючей смесью, которая после подачи импульса зажигает нужное количество зажигательных трубок.

в) Взрывание зарядов при помощи детонирующего шнура (ДШ) является наиболее распространенным в отечественной и зарубежной практике.

Современные методы многорядного короткозамедленного взрывания с помощью ДШ характеризуются широким применением пиротехнических замедлителей.

Инициирование взрывной сети ДШ осуществляется электродетонатором или капсюлем-детонатором. Взрывание зарядов электродетонаторами (электровзрывание) возможно при наличии источников тока, проводов и контрольно-измерительной аппаратуры. Многорядное короткозамедленное взрывание при массовых взрывах ограничено также количеством ступеней замедлений электродетонаторов.

Для достижения наибольшей надежности, высокой производительности и безопасности ведения взрывных работ применяем метод взрывания ДШ.

Средства взрывания зарядов.

Промежуточные детонаторы

Промежуточные детонаторы применяются для инициирования ВВ, обладающих пониженной чувствительностью.

На отечественных горнодобывающих предприятиях наиболее распространены литые и прессованные шашки следующих марок:

Т-400 -- тротиловые прессованные цилиндрической формы с центральным сквозным отверстием

ТГ-500 -- изготовленные из сплава тротила и гексогена

ТТ-500 -- тротило-тетриловые цилиндрической формы

В зависимости от условий взрывания шашки выпускаются приспособленными для инициирования их капсюлями-детонаторами (электродетонаторами) или детонирующим шнуром.

Исходя из удобства и безопасности в обращении выбираем промежуточный детонатор Т400-Г, тротиловая шашка весом 400г, скоростью детонации 6,8 км/с и плотностью 1,52 г/см3.

Выбор электродетонатора. Инициирование взрывной сети из ДШ производится электрическим способом. Выбираем электродетонатор мгновенного действия ЭД-8-Ж.

Детонирующий шнур состоит из оболочки и сердцевины. Сердцевиной служит слабо спрессованное бризантное ВВ или смесь бризантного ВВ с инициирующим, навеска которого составляет 12-- 13 г на 1 м шнура. Через сердцевину пропущены две направляющие хлопчатобумажные нити, которые способствуют распределению ВВ при изготовлении шнура. Оболочка состоит из трех слоев льняных или хлопчатобумажных нитей. Средняя и наружная оплетка покрыты изолирующим составом и лаком, которые предохраняют сердцевину от влаги и механических повреждений.

Выбираем марку ДШЭ-12 диаметр шнура 5,8мм, длина бухты 100м, скорость детонации 6500 м/с, вес ВВ 1-го метра шнура 12,0г. Его можно применять при отрицательных температурах до - 50?.

Выбор пиротехнических реле замедлителей.

Устройства, служащие для передачи детонации во взрывной сети через заданные интервалы времени при короткозамедленном взрывании зарядов ВВ детонирующим шнуром. В настоящее время, для взрывания детонирующим шнуром, находят применение пиротехнические реле замедлители марок РП-8, РП-Д и РП-Н.

Исходя из горно-геологических условий выбираем пиротехническое реле марки РП-Н так, как этот вариант является наиболее эффективным и надежным в применении.

Выбор схемы взрывания и расчет интервала времени замедления.

Выбор схемы взрывания

При многорядном расположении скважин используют разнообразные схемы взрывания. Схемы должны удовлетворять следующим требованиям:

- обеспечивать надежность передачи детонации по всей сети;

- обеспечивать высокую интенсивность дробления;

- формировать развал породы желаемых геометрических параметров;

- обеспечивать минимальные разрушения в глубь массива;

- создавать минимальный сейсмический эффект воздействия взрыва на окружающие сооружения и объекты.

Наиболее простыми являются схемы соединения сети при однорядном взрывании при соединении зарядов через один или замедлением на каждую скважину. Более эффективным с точки зрения дробления горной породы и уменьшения ширины развала, является взрывание с последовательным замедлением каждой скважины. Интервал замедления между взрывами зависит физико-технических свойств горных пород и находится экспериментальным путем в пределах 20-50 мс. С увеличением крепости пород интервал замедления уменьшают.

Для получения минимальной ширины развала применяют диагональную схему, при которой широкий навал образуется в одном углу блока, а основная масса породы перемещается вдоль фронта уступа в сторону заряда, взорванного первым. При такой схеме скважины располагают при бурении по квадратной сетке, а взрывают по шахматной схеме с коэффициентом сближения скважин, равным двум. В результате этого за счет уменьшения фактических значений W и увеличения а, улучшается дробление породы и в массиве не образуется зон с пониженными напряжениями.

Выбираем диагональную схему взрывания, так как эта схема обеспечивает наиболее хорошее дробление пород и неширокий развал взорванной горной породы.

Расчет интервала замедления.

При КЗВ важно правильно определить интервал замедления. При его увеличении уменьшается ширина развала, но может подбой смежных скважин. Ориентировочно интервал замедления можно определить по следующей формуле:

ф=KЧW, мс

где, К - коэффициент, зависящий от взрываемости пород, К=3,5 мс/м;

W - линия сопротивления по подошве уступа, W=3,45 м.

ф =3,5*3,45=12,07мс.

Принимаем интервал замедления равным 20 мс.

Определение расхода ВМ на массовый взрыв.

Общий вес основного ВВ

Q_вв= Q_з *N, кг

где, N - число скважин в блоке, N = 184 шт;

Q_з - вес заряда в скважине Q_з = 62,48 кг

Q_вв= 62,48 * 184=11496,32 кг

Общее количество шашек в скважинах

N_ш=n_ш* N, шт.

где, N - число скважин в блоке, N = 184 шт;

n_ш- количество шашек в 1 скважине, n_ш = 1шт.

N_ш=1*184=184шт.

Общий вес шашек

Q_ша = N *m_ш , кг

где, m_ш- вес одной шашки, m_ш = 0,4 кг.

Q_ша = 184*0,4=73,6 кг.

Определение расхода пиротехнических реле замедлителей РП-Н

N_пз = 23 шт.

Определение расхода ЭД

Расход ЭД принимаем равным N_эд = 1

Определение расхода ДШ.

где, L_с- глубина скважины, L_с=7 м;

N_об - число скважин в блоке, N_об = 184 шт;

N_с - число скважин в ряду, N_с= 23 шт;

n_р- число рядов скважин, n_р = 8 шт.

Расчет безопасных расстояний.

Безопасное расстояние для людей по разлету отдельных кусков породы определяется по формуле:

где, _з = L_зар /L_с = 5,68/7= 0,8 - коэффициент заполнения скважины взрывчатым веществом;

_заб - коэффициент заполнения скважины забойкой. При полном заполнении забойкой свободной от заряда верхней части скважины _заб = 1,32.

Безопасное расстояние по действию сейсмического действия взрыва для зданий и сооружений определяется по формуле:

где, К_r = 8 - коэффициент, зависящий от свойств грунта в основании здания;

К_с = 1 - коэффициент, зависящий от типа зданий и характера застройки;

а= 1 - коэффициент, зависящий от условий взрывания (при взрыве на рыхление);

Q_вв= 11496,32 кг - вес основного заряда;

N = 8 - число групп зарядов.

Расчет безопасных расстояний, по действию ударно-воздушной волны на застекление производится по формулам:

, м при 5000 Q_э 1000 кг,

, м при 2 Q_э 1000 кг,

, м при Q_э 2 кг,

где, Q_э - эквивалентная масса заряда, кг.

Q_э =12 Ч р Ч k_з Ч N_одн=12 Ч 11 Ч 0,002 Ч 8=2,112 кг,

где, р - вместимость ВВ в 1м. скважины, р = 11 кг/м;

N_одн- число зарядов одной группы, взрываемых одновременно,N_одн= 8 шт;

К_з = 0,002 - коэффициент, значение которого зависит от отношения L_заб/d_с и принимается из таблицы (п. 5.1.10 главы VIII ЕПБ при ВР)

Если взрывные работы проводятся при отрицательной температуре воздуха, то безопасное расстояние должно быть увеличено не менее чем в 1,5 раза. r_в = R_без = 1,5Ч100 =150 м.

Принимаем безопасное расстояние, по действию ударно-воздушной волны на застекление равным 150 м.

2.8 Электроснабжение

По настоящему проекту открытых работ при отработки пласта Хонгурин -1 месторождения цеолитовых туфов электрические нагрузки на питающую подстанцию определились на год сдачи в эксплуатацию - 45кВт.

Электроснабжение горного участка осуществляется от передвижной дизельной электростанций ДЭС-60. Дизель-электростанция комплектуется диэлектрическими средствами защиты: перчатками, ботами, подставками. Отдельные электродвигатели и осветительные трансформаторы защищаются от токов короткого замыкания предохранительными вставками, автоматическими выключателями согласно ПТЭ и ПТБ.

Таблица параметров передвижного электроагрегата

Электроснабжение участка осуществляется дизельной электростанцией ДЭС-60.

Основными потребителями электроэнергии являются:

- осветительные установки (склад ГСМ, отвал, промплощадка и др.);

- промплощадка (ремонтный бокс, бытовой комплекс. раскомандировочная, слесарные мастерские).

В связи с тем, что на проектируемые годы потребители электроэнергии не изменяются, схема внешнего электроснабжения участка сохраняется по существующей схеме.

В соответствии с требованиями 'Инструкции по проектированию электроустановок угольных шахт, разрезов, обогатительных и брикетных фабрик' (Москва, 1993г.) и полученным техническим заданием приняты следующие решения по электроснабжению участка открытых работ:

Электроснабжение предусматривается выполнить напряжением 220 В от ДЭС-60.

Выбор параметров электрической сети.

Подсчёт электрических нагрузок и параметров сети производится на основании выбранного оборудования, режима работы согласно задания на проектирование и исходных данных участка месторождения.

Расчёт электрических нагрузок электроприёмников разреза производится по методу коэффициента спроса:

Расчётная активная мощность:

Р_расч. = К_с Ч Р_уст., кВт.

Реактивная мощность:

Q_расч. = Р_расч. Ч tg ц, кВт.

Полная нагрузка:

где К_с - коэффициент спроса для данного электроприёмника;

Р_уст - установленная мощность электроприёмника, кВт;

tg ц - соответствующий cos ц данного электроприёмника.

Расчётная мощность по фидеру или участку определяется суммированием расчётных мощностей отдельных электроприёмников, с учётом коэффициента максимума участия в максимуме нагрузки:

Где K_У - коэффициент участия в максимуме нагрузки (принимается равным 0,8-0,9) По S_расч. выбирается мощность трансформатора для электроприёмника

S _тр-ра ? S_расч.

Расчётный ток для отдельного токоприёмника определяется по формуле:

Сечение кабеля определяется по формуле:

где L - длина кабеля;

j - удельная проводимость для меди равна 54,3 м/ Ом мм²;

?U - допустимая потеря напряжения, В.

Расчет электрических нагрузок

Расчет электрических нагрузок, площади сечения проводов и потерь напряжения на линиях от ДЭС до электропотребителей по горному участку

Таблица 10.2

Предусматривается прожекторное освещение рабочих мест горного участка прожекторами заливающего света типа ПЗС-45, устанавливаемых на передвижных деревянных опорах. Рассчитываем количество прожекторов. Расчет ведем по методу удельной мощности. Определяем суммарный световой поток (УF):

УF = E_min Ч S_осв Ч К_з Ч К_п, лк

где: E_min - минимальная освещенность отдельного участка, лк;

S_осв - суммарная площадь освещаемых участков, м²;

К₃ - коэффициент запаса;

К_п - коэффициент потерь от конфигурации освещаемой площадки.

Определяем количество прожекторов n:

n =УF : (F_ПЭС-45 Чз)

где: F_ПЭС-45 - световой поток лампы прожектора ПЗС-45, лм;

з - к.п.д. прожектора ПЗС-45.

Определяем высоту установки прожектора h_прож:

где: I_мах - максимальная осевая сила света прожектора, кд;

Из расчетной таблицы необходимое количество прожекторов ПЗС-5. Источник света - лампы накаливания по 1000 вт (НГ-220-1000).

Расчёт защитного заземления и защита от перенапряжений

Целью расчёта является определение числа электродов заземлителя и сечения проводов сети заземления.

Для обеспечения безопасности людей при разработке месторождения угля открытым способом должны быть сооружены защитные заземляющие устройства, к которым надёжно должны быть подключены металлические части электроустановок и корпуса электроустановок, не находящиеся под напряжением, но которые могут в случае повреждения изоляции оказаться под напряжением.

Заземляющие устройства карьеров рассчитывают исходя из нормированного допустимого сопротивления, которое у наиболее удалённой установки должно быть не более 4 Ом.

Ток однофазного замыкания на землю:

J₃ = U(30L_k + L_b) / 300, А.

где L_k - длина кабеля 6 кВ, км.

L_b - длина ЛЭП - 6 кВ, км.

Сопротивление заземляющего провода ЛЭП-6 кВ:

R_пp = 0,8 Ч r₀ = 0,8 Ч 0,64 = 0,512, Ом.

Где r₀ - активное сопротивление заземляющего провода.

Сопротивление заземляющей жилы кабеля определяется по формуле:

Где g_K - сечение жилы кабеля, мм²,

J - удельная проводимость меди, м/Ом мм².

Сопротивление заземления:

R₃¹ = Р_з - R_пр = 4 - (0,55+0,512) = 2,94, Ом.

Сопротивление одного заземляющего элемента:

Ориентировочное число труб (электродов) заземления:

m_эл Ч r_эк.эл. = R_эл / L_з = 7,02 : 2,94 = 2,38 =3 трубы,

где r_эк.эл. - коэффициент экранирования (берётся по таблице).

Количество труб с учётом коэффициента экранирования:

m_{э л} = 3: r_эк.эл = 3 : 0,8 = 3,75 = 4 трубы.

Длина соединительного прута:

L_np = 1,05 Ч m_эл Ч L_тр. = 1,05 Ч 4 Ч 10 = 42м,

где L_тр - длина трубы.

Сопротивление растекания соединительного прута:

R_пp = (0,366 Ч K_max Ч P) / L_пp Ч L_g Ч ((0,2 Ч L²_gпp) / (dпp Ч h)) = 6.11 Ом.

Сопротивление заземлителя с учётом коэффициента экранирования:

R^H₃ = 1 / (r_эк.пр / R_np + (m_эл Ч r_эк._эл) /R_эл) = 1,8 Ом.

Сопротивление защитного заземления наиболее удалённого приёмника 0,4 кВ:

R_з(0,4) = R^H₃ + R_пр = 1.8 + 0.512 = 2.312 Ом.

R_з < R_доп 2,312_OM <4_OM

Сопротивление заземляющего провода:

R_пp = 2 Ч r₀ = 2 х 0,62 = 1,24 Ом.

Общее сопротивление на стороне 6 кВ:

R_з.эк. = R^H₃ + R_пp.эк. + R_общ = 1,8+1,24+0,55=3,59 Ом.

Напряжение прикосновения:

U_пр = К_пр Ч J₃ Ч R_з.эк.. = 1 Ч 0,504 Ч 3,59 = 1,8 В.

U_пр.доп. = 36В, т.е. 36 В > 1,8 В.

Расчётное напряжение прикосновения много меньше допустимого.

На основании расчёта определено, что в центре нагрузок, по периметру необходимо выполнить контур заземления. Для этого нужно на расстоянии 10 м, (согласно расчёту) друг от друга заложить 4 трубы диаметром 100 мм и длиной 10 м в пробуренные скважины глубиной 10м.

В скважины засыпать смесь поваренной соли и песка. Трубы по периметру соединить стальной полосой 50 х 50 х 5. соединение полосы с трубами выполнить сваркой, полосу заложить на глубине 0,5м от планировочной отметки земли.

На отпайках ЛЭП-6 кВ так же, провешивается заземляющий провод АС-35. непрерывность цепи заземления выполняется надёжным болтовым соединением (не менее 2-х болтов на одно соединение).

Заземление передвижных механизмов выполняется с помощью 4-й заземляющей жилы гибкого кабеля. На всех ТП на стороне 0,4 кВ устанавливается реле утечки, а на приключательных пунктах выполняется земляная защита.

Защита от перенапряжений и заземление подстанций, линий электропередач, электрооборудования в разрезе выполняется в соответствии с требованиями ПУЭ-86, «ЕПБ при разработке месторождений полезных ископаемых открытым способом», «Рекомендаций о конструкциях, глубине заложения грунтовых заземлений на объектах ЮЯУК», выполненных Якутским филиалом Красноярского института «ПромстройНИИпроект».

Проектируемые линии электропередачи трассируются в районе среднегодовой продолжительностью гроз от 20 до 40 часов в год (ПУЭ-86), грунты в районе строительства характеризуются повышенным сопротивлением растекания тока.

ВЛ-6 кВ защищаются трубчатыми разрядниками с установкой их на опорах по типовым схемам, все опоры подлежат заземлению с сопротивлением в летнее время не более 10 Ом.

Защита ДЭСот прямых ударов молнии выполняется установкой отдельно стоящего молниеотвода высотой 15 м, а от набегающих волн перенапряжений со стороны линии 6кВ вентильными разрядниками РВС-10 и РВРД-6.

Заземляющие устройства ДЭС выполняются с сопротивлением не более 4 Ом в любое время года.

Расчет электрических нагрузок.

Настоящим проектом нагрузка по горным работам поля разреза определена в количестве 42кВт, а годовой расход электроэнергии - 305тыс.кВт.часов. Расход электроэнергии определён исходя из следующих данных: работа горнотранспортного оборудования - 1 смена по 8 часов; число рабочих дней в году - 255.

Определение расхода электроэнергии выполнено в соответствии с руководящими техническими материалами «Расчёт и построение систем электроснабжения угольных разрезов -РТМ 12.25.006-90»

Расчеты электропотребления выполнены по методу удельного расхода электроэнергии в соответствии с руководящими техническими материалами 'Расчет и построение систем электроснабжения угольных разрезов - РТМ 12.25.006-90' (1990 г.). и инструкцией «Нормирование топливо-энергетических ресурсов и регулирование режимов электропотребления», Минуглепром, 1982г, в том числе:

- для вскрышных работ, водоотлива - по методу удельного расхода электроэнергии;

- для остальных потребителей - по методу коэффициента спроса.

2.9 Охрана недр

В соответствии со статьей 23 Закона Российской Федерации «О недрах», основными требованиями по рациональному использованию и охране недр являются:

- обеспечение полноты геологического изучения, рационального комплексного использования и охраны недр;

- проведение опережающего геологического изучения недр, обеспечивающего достоверную оценку запасов полезных ископаемых;

- обеспечение наиболее полного извлечения из недр запасов цеолитовых туфов;

- достоверный учет извлекаемых запасов цеолитовых туфов при разработке месторождения 'Хогуруу';

- охрана месторождений полезных ископаемых от затопления, обводнения, пожаров и других факторов, снижающих качество полезных ископаемых и промышленную ценность месторождений или осложняющих их разработку;

- предупреждение самовольной застройки площадей залегания полезных ископаемых и соблюдение установленного порядка использования этих площадей в иных целях;

- предотвращение накопления промышленных и бытовых отходов на водосборных площадях рек, воды которых используются для питьевого водоснабжения или обеспечения водой промышленных объектов.

При пользовании недрами предусматриваются меры, обеспечивающие безопасность для жизни и здоровья работников организации и населения, охрану недр, охрана зданий и сооружений, атмосферного воздуха, земель, лесов, вод, животного мира и других объектов окружающей среды, связанных с пользованием недрами, включая границы охранных и санитарно-защитных зон.

Для этих целей на месторождении 'Хонгуруу' предусматривается выполнение разведочных работ, проведение горно-геологических и горнотехнических мероприятий - соблюдение мер по охране окружающей среды и рекультивация нарушенных земель.

Отработка месторождения должна проводиться строго по контуру запасов. Выемка туфов осуществляется на всю мощность пласта, установленную разведкой, при обязательном геологическом и маркшейдерском контроле.

При разработке месторождения 'Хонгуруу' геологическая служба предприятия должна контролировать и определять:

1. пространственное положение продуктивного;

2. подготовка запасов к добычным работам;

3. контроль за направлением эксплуатационных работ, полнотой отработки;

4. актирование погашенных запасов.

Полнота выемки недр и качество разработки, наряду с применением современного технологического оборудования, достигается так же посредством организации системного контроля всех технологических операций горно-добычных работ.

Эксплуатационные потери определены косвенным методом в кровле, почве цеолитового пласта, при транспортировке и погрузке.

Проектная документация должна включать обоснования и технические решения по сохранности в недрах и складированию забалансовых запасов для их последующего промышленного освоения.

2.10 Охрана окружающей среды

Все горные работы должны вестись в соответствии с ' Правилами охраны недр при разработке месторождений твердых полезных ископаемых'.

Отработка месторождения должна производиться строго по контуру балансовых блоков. Выемка песков осуществляется на всю мощность пласта, установленную разведкой при постоянном геологическом и маркшейдерском контроле.

Полнота выемки недр и качества разработки достигается посредством организации системного контроля всех технологических операций горно-добычных.

Погашение запасов грунта в пределах выемочной единицы оформляется актом за подписью геолога, маркшейдера и начальника участка. Акт утверждается главным геологом предприятия.

Для исключения потерь полезных ископаемых проектом предусматривается проведение следующих мероприятий по охране недр:

1) Отработка участка месторождения должна производиться строго по эксплуатационному контуру, определенному проектом (недопущение сверхнормативного разубоживания).

2) Исключение расположения в пределах геологических блоков промышленных зон, отвалов.

3) Геологический контроль за направлением эксплуатационных работ, полнотой отработки месторождения и разубоживанием песков.

4) Качественное погашение отработанных выемочных единиц.

5) Качественный инструментальный маркшейдерский контроль добычных и разведочных работ.

Проведение добычных и геологоразведочных работ без маркшейдерского обеспечения запрещается. Все работы должны выполняться в соответствии с требованиями “Инструкции по производству маркшейдерских работ”. Должны выполняться следующие маркшейдерские работы:

- создание маркшейдерских съемочных сетей;

- вынос в натуру и задание направления горных объектов добычных и геологоразведочных работ;

- учет состояния и движения запасов, потерь и разубоживания.

Указанные технологические операции и направления горных работ должны фиксироваться в соответствующей маркшейдерской документации.

В задачи геологического и маркшейдерского обеспечения добычных работ :

- производство маркшейдерских и геологических работ в объемах, обеспечивающих охрану недр и технологически эффективное и безопасное ведение горных работ, охрану земной поверхности от вредного влияния горных разработок;

- ведение и сохранение установленной геологической и маркшейдерской документации, сохранение маркшейдерских знаков съемочного обоснования;

- инструментальные маркшейдерские замеры объемов добытых полезных ископаемых и произведенных горных работ;

- учет состояния и движения запасов, потерь и разубоживания золота (геолого-маркшейдерский учет запасов);

- своевременное создание геодезических маркшейдерских опорных и съемочных сетей, вынос в натуру проектных точек, параметров и направлений горных и разведочных выработок, расчет и нанесение на горную графическую документацию границ безопасного ведения горных работ и опасных зон;

- наблюдения за состоянием горных отводов и обоснование их границ;

Параметры и объем рекультивации.

- ведение горной графической документации;

- учет и обоснование объемов горных разработок.

Графическая геологическая документация составляется на основе маркшейдерских планов с соблюдением принятых для горной графической документации условных обозначений (ГОСТ 2.851-75. Горная графическая документация. Общие правила выполнения горных чертежей).

Рабочая геологическая и маркшейдерская документация пополняется по мере накопления фактического материала, но не реже одного раза в месяц. Сводная геологическая и маркшейдерская документация пополняется ежеквартально.

Ведется книга геологических и маркшейдерских указаний.

На предприятии обязательно наличие системы контроля за качеством выполняемых работ, включая Положение о геологическом и маркшейдерском обеспечении промышленной безопасности и охраны недр, согласованное с Якутским Управлением по технологическому и экологическому надзору.

Ответственные маркшейдерские работы выполняются работниками, имеющими соответствующее высшее профессиональное образование и стаж работы в указанной области деятельности не менее трех лет.

Проект восстановления земельного участка по месторождению составлен на основании требований 'Положения о рекультивации земель' от 30.06.1971г, СНиПов, ГОСТ 17.5.1.01-83, ГОСТ 17.5.1.02-83, ГОСТ 17.5.3.05-83, ГОСТ 17.5.3.04-83, Закона о Недрах и недропользования Республики Саха и РФ.

Площадь земель, отводимая для разработки месторождения относится к землям III группы.

Рекультивации подлежат земли, включенные в проект на добычные работы. Приведение участка в пригодное состояние осуществляется в конце добычных работ по календарному графику.

В процессе разработки карьеров горными работами будет нарушено 14,7 га земной поверхности.

Расположение месторождения на гористой местности, выбранный способ разработки обеспечивают самое минимальное нарушение естественных образований и растительного покрова.

Проектом предусматривается:

- на площади расположения карьеров убирается растительность и дерн. Лес, пригодный для делового использования, вырубается для хоз. нужд. Пни, кустарник и др. растительности убираются отдельно и утилизуется. Дерн складируется в бурты для последующего его использования при рекультивации отработанной площади карьеров;

- отвалы вскрышных пород, заскладированные непосредственно на борту карьера, используются для заполнения отработанной части карьера;

- отвалы вскрышных пород, образованные при транспортной схеме разработки карьера, частично вывозятся для закладки выработанного пространства, оставшиеся отвалы рекультивируются;

- после закладки выработанного пространства карьеров, поверхность планируется и покрывается слоем из ранее складированного дерна;

- для восстановления растительного слоя поверхность обрабатывается жидкостью под давлением, состоящей из воды, торфа, мха, удобрений и семян (Рекомендация ИГДС ЯНЦ РАН).

Мероприятия по рекультивации нарушенных земель производятся только после погашения запасов, предусмотренных настоящим проектом, если не приняты решения о дальнейшей разработки месторождения, путем реконструкции данных карьеров до полной выемки геологических запасов месторождения.

Промышленное месторождение цеолитовых туфов расположено в Кемпендяйском цеолитоносном районе в междуречье рр. Кемпендяй, Сорос и Улахан-Уоттах. Россыпь расположена в Сунтарском улусе. Работы по рекультивации земель будут выполнятся горной техникой, имеющейся у предприятия (бульдозер ДЗ-141ХЛ). Рекультивация проводится на всей площади работ.

Рекультивация земель будет производится в три этапа.

Первый этап включает в себя:

1) Подготовка площадей, корчевка пней, срезка кустарников, складирование остатков древесной растительности для последующего сжигания.

На площади расположения карьеров убирается растительность. Лес, пригодный для делового использования, вырубается для хоз. нужд. Пни, кустарник и др. растительность убирается отдельно и утилизуется;

2) Снятие почвенного слоя (дерна) толщиной 0,1-0,2 м и складирования его в отдельные штабеля - круглой или квадратной формы высотой не более 5 м, для последующего его использования при рекультивации отработанной площади карьеров. Склады плодородной почвы располагаются в пределах горного отвода на ровных возвышенных и сухих местах. Уплотнение буртов не допускается. Почвенный слой будет сниматься и укладываться в оттаявшем состоянии при естественной влажности. Плодородие почвы сильно снижается при при ее снятии зимой и в дождливые периоды. При этом увеличиваются количественные и качественные потери почвы за счет интенсивности растворения и выноса питательных веществ.

Второй этап (горнотехнологический этап).

Эти работы проводятся при вскрыше и разработке месторождения. Они включают:

- отвалы вскрышных пород, заскладированные непосредственно на борту карьера, используются для заполнения отработанной части карьера;

- отвалы вскрышных пород, образованные при транспортной схеме разработки карьера, частично вывозятся для закладки выработанного пространства, оставшиеся отвалы рекультивируются;

После проведения отработки карьера проводится собственно рекультивация: выполаживание или террасирование склонов отвалов. В соответствии с ГОСТ 15.5.1.01-83 планировка подразделяется на грубую и чистую. Основная задача - приведение техногенного рельефа в состояние, для целевого использования. Для лесоразведения уклон спланированной поверхности допускается в пределах 3-5 градусов.

Грубая планировка - предварительное выравнивание поверхности с выполнением основного объема земляных работ. Будет проводится вслед за продвижением отвального фронта (при отсыпке отвалов), засыпка провалов, мульд проседания и других выемок.

Проектом предусматривается следующая последовательность производства горнотехнической рекультивации - планировка, сглаживание и облагораживание техногенного рельефа.

При этом производится выполаживание откосов отвалов вскрышных пород, бортов карьера, откосов карьерных выемок и насыпей, откосов площадок до угла 18. Кроме этого, проектом предусматривается обратная засыпка нагорного канала.

Все работы по рекультивации выполняются бульдозерами.

Объемы рекультивации по месторождению и их выполнению приведены выше в таблице.

Чистовая планировка земель - окончательное выравнивание поверхности и исправление микрорельефа при незначительных объемах работ. При проведении планировки надо добиваться, чтобы профиль спланированного рельефа имел правильные геометрические контуры при разности отметок между смежными участками не более 5 м и обладал односторонним или двусторонним уклоном либо был в виде пологой лощины во избежание заболачивания. Террасированные поверхности должны располагаться перпендикулярно поверхности стока во избежание водной эрозии.

Завершающая операция технического этапа рекультивации - создание рекультивационного слоя с благоприятными для произростания растений свойствами (корнеобитаемый слой). Мощность его от 0,3-0,8 м. Нижняя часть рекультивируемого горизонта формируется из грунтов с благоприятными водно-физическими свойствами. В поверхностном слое (0,4-0,5) не допускается крупные (более 0,3 м) включения скальных пород.

Частично отвалы располагаются в отработанном пространстве, торфа используются для сооружения дамб, строительства дорог.

Биологический этап рекультивации:

Учитывая климатические условия, проектом принимается наиболее приемлемый вид биологической рекультивации естественное самозаростание.

На основании вышеуказанного предусматривается горнотехническая рекультивация земель в виде планировки из расчета 6,0 т. куб. м на 1 га. Всего 88,2 т. куб. м.

2.11 Охрана труда и техника безопасности

Горные работы по разработке россыпного месторождения алмазов на участке «Реликтовый» ведутся в соответствии со следующими нормативными документами:

1. Закон РФ 'О недрах';

2. ПБ 03-498-02 при 'Разработке месторождений полезных ископаемых открытым способом';

3. ФЗ №116 'О промышленной безопасности';

4. ФЗ №7 от 10.01.2002 г. 'Об охране окружающей среды';

В соответствии с Федеральным Законом №118 'Об основах охраны труда' все вновь поступающие на работу, а также переводимые на другую работу лица, обязаны проходить инструктаж по охране труда, обучение безопасным методам и приемам выполнения работ и оказанию первой помощи пострадавшим.

Для лиц, поступающих на производство с вредными или опасными условиями труда, где требуется профессиональный отбор, организуется предварительное обучение по охране труда со сдачей экзаменов и последующей периодической аттестацией.

Все работники предприятий, включая руководителей, обязаны проходить обучение, инструктаж, проверку знаний правил, норм и инструкций по охране труда в порядке и в сроки, которые установлены для определенных видов работ и профессий.

На работах с вредными условиями труда, а также на работах, производимых в особых температурных условиях или связанных с загрязнением, работникам выдаются бесплатно по установленным нормам специальная одежда, специальная обувь и другие средства индивидуальной защиты. Действующие нормы предусматривают выдачу, как спецодежды, так и спецобуви.

В качестве средств индивидуальной защиты выдаются очки (защитные), респираторы, маски, щитки, предохранительные пояса, диэлектрические (т.е. не проводящие электричество) галоши, перчатки, резиновые коврики, противогазы, защитные шлемы, каски, антифоны (противошумные наушники) и др.

Администрация предприятия обязана организовывать надлежащий уход за средствами индивидуальной защиты. Она обеспечивает хранение, стирку, сушку, дезинфекцию, дегазацию, дезактивацию и ремонт выданных работникам защитных средств.

Спецодежда, спецобувь и другие средства индивидуальной защиты являются собственностью предприятия и подлежат обязательному возврату при увольнении, при переводе на другую работу или по окончании сроков носки.

Работники обязаны пользоваться выдаваемыми им средствами индивидуальной защиты.

На работах, связанных с загрязнением, работникам выдается бесплатно по установленным нормам мыло. На работах, где возможно воздействие на кожу вредно действующих веществ, выдаются бесплатно смывающие и обезвреживающие средства. Перечень таких работ на каждом предприятии определяет администрация по согласованию с соответствующим профсоюзным органом.

Правила техники безопасности и организация работ массового взрыва

Производство массовых взрывов на разрезе осуществляется в соответствии с требованиями действующих, «Единых правил безопасности при взрывных работах» и «Типовой инструкции по безопасному проведению массовых взрывов на земной поверхности» в следующей последовательности:

- определение объема и места расположения взрывного блока;

- составления проекта массового взрыва состоящего из: а) технического расчета со схемой расположения скважин и графических материалов; б) таблицы параметров взрывных работ; в) распорядка проведения массового взрыва;

- бурение взрывных скважин;

- определение границ запретной и опасной зон и их обозначение на местности;

- доставка ВМ на блок и организация их охраны ;

- заряжание и забойка скважин;

- вывод людей и техники за границы опасной зоны;

- выставление постов охраны опасной зоны и монтаж взрывной сети;

- взрывание и осмотр места взрыва.

Технический расчет и схема расположения скважин должны состоять из пояснительной записки с расчетами и графической документации. Эти документы составляются с учетом горных, геологических и гидрогеологических условий. Для составления схем используются выкипировки планов горизонтов, на которых указываются точки расположения скважин. Маркшейдерская служба разреза должна указать положение уступа (верхнею и нижнею бровки).

Точки расположения скважин маркшейдером выносятся на место работы. Составляется и утверждается паспорт бурения блока и выдается бригаде на буровой станок. По окончанию бурения скважин производится маркшейдерская съемка обуренного блока и составляется план с указанием фактического положения уступа и скважин, а также линии сопротивления по подошве уступа. На основании контрольной съемки составляется в виде самостоятельного документа таблица параметров взрывных работ, в которой указываются расчетные данные. В ходе заряжания в таблицу заносятся фактические параметры: глубина скважин, масса заряда, длина забойки и др.

Составляется распорядок проведения массового взрыва, который утверждается главным инженером разреза. В приказе о подготовке массового взрыва указывается ответственный руководитель. Ответственный руководитель массового взрыва обязан ознакомить ИТР и рабочих с документами по взрыву, довести до них порядок его подготовки и проведения.

На основании утвержденного проекта и распорядка массового взрыва издается приказ по предприятию о проведении массового взрыва. Ответственный руководитель массового взрыва составляет письменный наряд на выполнение взрывных работ с ознакомлением под роспись задействованных в нем лиц и выписывает наряд-путевку. Доставка ВМ на блок производится автотранспортом. Заряжание скважин, в связи с небольшим объемом работ, производится вручную. Доставленные на блок затаренные ВВ размещаются у скважин в количествах, определенных расчетом, и должны быть защищены от атмосферных осадков.

На период заряжания по периметру блока устанавливается запретная зона. Контур запретной зоны должен отстоять не менее чем на 20 м от ближайшего заряда и обозначается на местности красными флажками и предупредительными надписями. С территории запретной зоны до начала заряжания должно быть убрано буровое и др. оборудование. Находящиеся на блоке ВВ и заряженные скважины должны охраняться взрывниками или проинструктированными рабочими, занятыми на зарядке. На границе запретной зоны на подъездных дорогах на заряжаемый блок выставляются посты охраны. Вывод людей и отвод техники с территории опасной зоны за ее пределы осуществляется перед вводом опасной зоны. Опасная зона, определенная расчетом в проекте, вводится при взрывании детонирующим шнуром до начала установки в сеть пиротехнических реле. На границе опасной зоны выставляются проинструктированные посты охраны. По окончании монтажа взрывной сети ответственный руководитель массового взрыва проверяет соответствие монтажа взрывной сети проектным схемам коммутации, надежность узлов и соединений, правильность установки замедлителей. Обнаруженные дефекты должны быть устранены.

Ответственный руководитель взрыва, получив письменные донесения лиц, ответственных за охрану опасной зоны и выставление постов, а также за вывод людей с территории опасной зоны и убедившись в выполнении мероприятий, перечисленных в распорядке проведения массового взрыва, дает указание о подаче боевого сигнала.

При производстве взрывных работ обязательна подача звуковых сигналов, а в темное время суток, кроме того, и световых сигналов. Запрещается подача сигналов голосом, а также с применением взрывчатых веществ.

Назначение и порядок подачи сигналов:

а) первый сигнал предупредительный (один продолжительный), подается при вводе опасной зоны;

б) второй сигнал боевой (два продолжительных). По этому сигналу производится взрыв;

в) третий сигнал отбой (три коротких). Он означает окончание взрывных работ.

Сигналы при массовом взрыве подаются специально назначенным лицом по команде его ответственного руководителя.

Способы подачи и назначение сигналов, время производства взрывных работ должны быть доведены до сведения работников карьера а также до жителей ближайших населённых пунктов.

Не ранее чем через 15 минут после взрыва ответственный руководитель массового взрыва организует осмотр места взрывных работ с принятием мер, предотвращающих отравление газами проверяющего персонала. При отсутствии отказов скважинных зарядов ответственный руководитель массового взрыва дает указание о подаче сигнала “Отбой”. По этому сигналу посты охраны опасной зоны снимаются.

Допуск людей к месту взрыва проводится согласно порядку, принятому на разрезе и утвержденному главным инженером предприятия.

Контроль за наличием отказов после массового взрыва, их регистрация и ликвидация осуществляются в соответствии с установленными на предприятии требованиями инструкции, согласованной с управлением Якутского округа Госгортехнадзора России.

Правила безопасности при работе бульдозеров

1. Запрещается эксплуатация землеройных машин при любых неисправностях.

2. Не разрешается оставлять бульдозер с работающим двигателем и поднятым ножом, а при работе становиться на подвесную раму и нож, а также работа бульдозеров поперек крутых склонов при углах, не предусмотренных инструкцией завода-изготовителя.

Запрещается работа на бульдозере без блокировки, исключающей запуск двигателя при включенной коробке передач и при отсутствии устройства для запуска двигателя из кабины.

3. Для ремонта, смазки и регулировки бульдозера он должен быть установлен на горизонтальной площадке, двигатель выключен, а нож опущен на землю или специально предназначенную опору.

В случае аварийной остановки бульдозера на наклонной плоскости должны быть приняты меры, исключающие его движение под уклон.

4. Для осмотра ножа снизу его следует опустить на надежные подкладки, а двигатель бульдозера выключить. Запрещается находиться под поднятым ножом.

5. Расстояние от края гусеницы бульдозера до бровки откоса определяется с учетом горно-геологических условий и должно быть занесено в паспорт ведения работ на отвале.

Гидромеханизация

1. Строительство гидротехнических сооружений (дамб, плотин и их наращивание) допускается производить только по проекту, составленному на основе горно-геологических изысканий и определения физико-механических свойств пород.

2. До пуска в эксплуатацию установки гидромеханизации должны быть испытаны на давление, превышающее рабочее: для труб на 30%, для насосов на 50%.

3. Порядок безопасной эксплуатации и обслуживания насосов, гидромониторов и гидравлических сетей определяется инструкцией, утвержденной главным инженером предприятия.

4. Перед началом работы гидромонитора из сферы действия его струи должны быть удалены все люди, а с места работы гидромонитора - лица, не имеющие отношения к его работе. Запрещается оставлять без надзора работающий гидромонитор.

Территория участка на расстоянии не менее полуторной дальности действия струи гидромонитора обязательно ограждается знаками, предупреждающими об опасности пребывания людей на этой территории.

5. Во время пуска выходное отверстие гидромонитора должно быть всегда направлено в безопасное для окружающих место.

При работе гидромонитора в темное время суток должны быть освещены приемный бункер в сфере действия струи, рабочая площадка, путь к перекрывающей задвижке на трубопроводе и задвижка.

Прием в эксплуатацию основного горнотранспортного оборудования после монтажа и капитального ремонта производится комиссией, назначенной администрацией предприятия (организации), с участием представителя Ростехнадзора России.

Транспортные средства, прошедшие техническое обслуживание и ремонт, должны отвечать требованиям, регламентирующим техническое состояние и оборудование транспортных средств в части, относящейся к обеспечению безопасности движения, что должно подтверждаться соответствующим документом.

Правила безопасности при работе автомобильного транспорта

1. Автомобиль должен быть технически исправным, иметь зеркала заднего вида, действующую световую и звуковую сигнализацию, освещение и исправные тормоза.

2. Движение на дорогах внутри полигона должно регулироваться стандартными знаками, предусмотренными Правилами дорожного движения.

3. Инструктирование по технике безопасности водителей транспортных средств, работающих на полигоне, производится руководством участка добычных работ.

4. При работе автомобиля на полигоне запрещается:

а) оставлять автомобиль на уклонах и подъемах. В случае остановки автомобиля на подъеме или уклоне вследствие технической неисправности водитель обязан принять меры, исключающие самопроизвольное движение автомобиля: выключить двигатель, затормозить машину, подложить под колеса упоры (башмаки),

б) производить запуск двигателя, используя движение автомобиля под уклон.

5. Во всех случаях при движении автомобиля задним ходом должен подаваться непрерывный звуковой сигнал.

Отвальное хозяйство

1. Параметры породных отвалов устанавливаются проектом.

2. Запрещается размещение отвалов пустых пород на площади прогнозных ресурсов месторождения без соответствующих мероприятий по сохранению их параметров.

3. Максимальный угол подъема бульдозера при формировании отвала определяется проектом исходя из технических характеристик используемых типов бульдозеров и единых правил безопасности.

4. При планировке отвала бульдозером подъезд к бровке откоса разрешается только ножом вперед. Сдавать бульдозеры задним ходом к бровке отвала запрещается. Допускается работа бульдозера вне призмы обрушения с передвижением его вдоль предохранительного вала. Высота предохранительного вала не менее 1 м.

5. Расстояние, от края гусеницы бульдозера до откоса при движении по отвалу, не менее 3 м.

6. Запрещается производить сброс карьерных вод в отвалы.

7. На предприятии (организации) должен быть организован систематический контроль над устойчивостью пород в отвале.

Механизация горных работ

Горные работы по проведению руслоотводных и нагорных канав, отсыпке отвалов должны вестись в соответствии с утвержденными главным инженером предприятия, паспортами, определяющими допустимые размеры рабочих площадок. Запрещается ведение горных работ без утвержденного паспорта, а также с отступлениями от него.

Правила безопасности при работе электроустановок

При разработке месторождений открытым способом к электроустановкам предъявляются следующие требования:

1. При работе на линиях и в электроустановках напряжением до 1000 В должны выполняться организационные и технические мероприятия, предусмотренные 'Правилами технической эксплуатации электроустановок потребителей' и 'Правилами техники безопасности при эксплуатации электроустановок потребителей'.

2. При обслуживании электроустановок необходимо применять защитные средства (диэлектрические перчатки, боты, коврики, изолирующие подставки и др.). Перед применением защитные средства должны быть тщательно осмотрены.

3. Защитные средства, применяемые при обслуживании электроустановок, должны подвергаться обязательным периодическим электрическим испытаниям в установленные сроки.

4. Все лица, работающие на добычных работах должны быть, обучены способам оказания первой помощи пострадавшим от электрического тока и при других несчастных случаях.

Общие положения пожарной безопасности

В соответствии с Федеральным Законом РФ «О пожарной безопасности», с действующими отраслевыми инструкциями в области пожарной безопасности, общие требования правил пожарной безопасности на предприятиях горной промышленности заключается в следующем:

1. Ответственность за соблюдение пожарной безопасности на предприятии, за своевременное выполнение противопожарных мероприятий возлагается на руководителя предприятия, его заместителей по хозяйственной части.

2. Ответственность за своевременное выполнения противопожарных мероприятий и противопожарное состояние на участках работ несут начальники участков, а в их отсутствие - лица, исполняющие их обязанности.

3. Назначение ответственных лиц за пожарную безопасность мастерских, складов, производственных помещений, вагон-домов и т.п. оформляется приказом руководителя организации.

4. Для усиления работы по предупреждению пожаров и борьбе с ними на производственных объектах и в жилых поселках должны организовываться добровольные пожарные дружины и пожарно-технические комиссии.

5. Все ИТР и рабочие, вновь принимаемые на работу (в том числе и временные), должны проходить специальную противопожарную подготовку, состоящую из первичного и вторичного противопожарных инструктажей.

6. Порядок и сроки прохождения противопожарных инструктажей, перечень лиц, на которых возлагается проведение противопожарного инструктажа, место проведения инструктажа и порядок учета лиц, прошедших противопожарный инструктаж, устанавливает приказом руководитель организации.

7. Ответственные за противопожарную безопасность лица обязаны:

- не допускать к работе лиц, не прошедших инструктаж по соблюдению требований противопожарной безопасности;

- обучать подчиненный персонал правилам пожарной безопасности и разъяснять порядок действий в случае загорания или пожара;

- осуществлять постоянный контроль над соблюдением всеми работниками противопожарного режима, а так же за своевременным выполнением противопожарных мероприятий;

- следить, чтобы перед сдачей смены или окончанием работы проводилась уборка рабочих мест, а также, чтобы после окончания работ электросеть была обесточена, за исключением дежурного освещения;

- следить за исправностью приборов отопления, электроустановок и электропроводки и принимать меры к устранению неисправностей;

- назначать лиц, ответственных за топку печей и эксплуатацию других нагревательных приборов, а также следить за соблюдением правил пожарной безопасности при их эксплуатации;

- обеспечить исправное содержание и постоянную готовность к действию имеющихся средств пожаротушения, а также средств пожарной связи и сигнализации;

- при возникновении пожара принять меры по его ликвидации.

8. При работе в лесной зоне организация должна зарегистрировать в лесхозе места работ и назначить ответственных за соблюдение противопожарной безопасности в лесу. Работающие в лесу должны принять меры к ликвидации очагов возникновения лесных пожаров и немедленно сообщить о пожаре по инстанции для передачи этих сведений ближайшему лесному ведомству.

Производственный контроль за соблюдением требований промышленной безопасности

1. Организация, эксплуатирующая опасный производственный объект, обязана организовывать и осуществлять производственный контроль за соблюдением требований промышленной безопасности в соответствии с требованиями, устанавливаемыми Правительством Российской Федерации.

2. Сведения об организации производственного контроля за соблюдением требований промышленной безопасности и о работниках, уполномоченных на его осуществление, представляются в федеральный орган исполнительной власти в области промышленной безопасности, или в его территориальный орган.

План ликвидации аварий

План ликвидации аварий (ПЛА) разрабатывается на все объекты открытых горных работ: карьеры, эксплуатируемые в сложных горнотехнических условиях, а также карьеры, на которых ведутся взрывные работы, накопители жидких отходов, аварии на которых сопряжены с реальной угрозой для жизни людей, сохранности производственных объектов, населенных пунктов или экологическими бедствиями.

В ПЛА следует учитывать возможные нарушения производственных процессов и режимы работы машин и оборудования, а также отключения электроэнергии, освещения, воды, пара, предупреждение и тушение пожаров.

В ПЛА указывается система оповещения производственного персонала опасного производственного объекта об аварии.

ПЛА разрабатывается на каждый год с учетом фактического состояния объектов горных работ техническим руководителем карьера, согласовывается с командованием аварийно-спасательного формирования (ВГСЧ), техническим руководителем и утверждается техническим руководителем организации за 15 дней до начала следующего года.

Обучение специалистов порядку организации и проведения аварийно-спасательных работ проводит технический руководитель производственного объекта, а рабочих - руководитель соответствующего производственного подразделения. Обучение проводят не позднее, чем за 10 дней до ввода ПЛА в действие с соответствующей регистрацией в актах ПЛА рабочих и специалистов под роспись. Допускается регистрация об ознакомлении в специальном журнале.

Работники сторонних организаций и служб, привлекаемых к ликвидации аварий, независимо от их ведомственной принадлежности поступают в распоряжение ответственного руководителя работ по ликвидации аварии.

Ответственный руководитель работ по ликвидации аварии согласовывается действия привлеченных сил и средств сторонних организаций.

Для ликвидации аварий предусматривается организация взвода ВГСЧ, средствами оповещения аварий являются сигналы, сирены, а также радиотелефонная связь.

Одновременно с звуковыми сигналами диспетчер срочно оповещает всех лиц находящихся в опасной зоне, о срочной эвакуации. Оповещаются все должностные лица согласно оперативного расписания и плана ликвидации аварий.

По тревоге аварий прибывает взвод ВГСЧ, скорая помощь, пожарная часть и т. д. Главный инженер должен по получении сигнала создать оперативную группу согласно плану по ликвидации аварий, обеспечить дополнительное оборудование, выставить посты охраны. Только главный инженер решает проезд к месту аварий, по специальным пропускам с указанием пройденного инструктажа по ТБ для условий ликвидации аварии.

В основные задачи ВГСЧ входят участие в составлении плана ликвидации аварий, контроль противопожарной защиты объектов, средств спасения людей.

3. ЭКОНОМИЧЕСКАЯ ЧАСТЬ

3.1 Необходимое количество оборудования для производства горных работ

Таблица 3.1.1

Расчет объемов работ и количества горного оборудования

3.2 Расчет капитальных затрат (инвестиций)

Таблица 3.2.1

3.3 Расчет заработной платы рабочих оборудования

Таблица 3.3.1

3.4 Затраты на запчасти и материалы

Таблица 3.4.1

Затраты на запчасти

3.4.1 Расход ВМ на производство БВР

Таблица 3.4.2

3.5 Расход затрат на электроэнергию

Таблица 3.5.1

3.6. Затраты на топливо и ГСМ

Таблица 3.6.1

Расходы на топливо

Таблица 3.6.2

Затраты на ГСМ

3.7 Затраты на техническое обслуживание и ремонт

Таблица 3.7.1

Стоимость затрат на техническое обслуживание и ремонт

3.8 Амортизация

Таблица 3.8.1

Расчет величины амортизационных отчислений

3.9 себестоимость

3.9.1 Себестоимость производства вскрышных работ

3.9.2 Себестоимость разработки песков

Себестоимость разработки 1 т цеолита

3.10 Расчет стоимости реализованной продукции, прибыли и рентабельности

Величина реализованной продукции предприятия определяется по формуле:

где Q - объем реализованной продукции, 15000 т;

Ц - цена 1 т цеолита 6000 руб.

Выручка от реализации - НДС (18%):

В_р = В/НДС = 90000000/1,18 = 76271186,45

Валовая прибыль:

П_В = В_Р - И_П - Н_С

где И_П - издержки производства, себестоимость вскрышных работ - 14912550 руб., себестоимость добычных работ - 29574981 руб., административно-управленческий персонал - 11825580 руб.;

Н_С - налоги входящие в себестоимость 4576271,187 руб.

П_В = 76271186,45-56313111-4576271,187 = 15381804,263 руб.

Налоговые платежи, руб.

Таблица 3.10.1

Чистая прибыль:

П_Ч = П_В - Н_П

где Н_П - налог на прибыль Н_П = 15381804,263 • 0,2 =3076360,8526 руб.

П_Ч =15381804,263-3076360,8526= 12305443,4104 руб.

3.11 Расчет рентабельности

показатели рентабельности работы предприятия:

уровень рентабельности производства:

уровень рентабельности продаж:

3.12 Оценка финансово-экономического состояния

1) чистый дисконтированный доход (ЧДД);

2) индекс доходности инвестиций (ИД);

3) срок окупаемости инвестиций (Т);

4) рентабельности инвестиций (РИ).

Таблица 3.12.1

Поток реальных денег от операционной деятельности

Расчет чистого дисконтированного дохода оформляется в виде таблицы

Таблица 3.12.2 Расчет чистого дисконтированного дохода

3.13 Срок окупаемости

Таблица 3.13.1

Таким образом, срок окупаемости данного проекта составит 3,4 года.

ЗАКЛЮЧЕНИЕ

Совершенствование коммерческой деятельности организации является особо актуальной задачей, решение которой выступает важным условием увеличения объема продаж. В современных условиях конкурентного рынка компания должна развивать свою деятельность и экономический потенциал, так это дает шанс на получение прибыли в будущем.

В данной дипломной работе были рассмотрены геологическая, горно-технологическая и экономические части.

Месторождение цеолитовых туфов Хонгуруу входит в Кемпендяйский цеолитоносный район, расположенный в Центрально-Якутской низменности на Лено-Вилюйской пологоволнистой равнине в междуречье рр. Кемпендяй, Сорос и Улахан-Уоттах. Все запасы отнесены к марке В. Общие балансовые запасы цеолитов составляют 659,36 тыс.т.

Разработка месторождения цеолитовых туфов ведется бульдозерным способом с применением буровзрывных работ. Горнотранспортное оборудование: бульдозер рыхлитель Т-35.01; колесный погрузчик ТО-11; автосамосвал Камаз 55111 и буровой станок СБУ-100 П-35, позволяет обеспечить ежегодную производительность карьера в 15 тыс. т.

Рентабельность производства составляет 20,72 %, а срок окупаемости данного проекта составит 3,4 года.

ИСПОЛЬЗОВАННАЯ ЛИТЕРАТУРА

1. В.А. Кудряшов, С.В. Потемкин. Основы проектирования разработки россыпных месторождений: М.'Недра', 1988 г.

2. В.В. Ржевский. Технология и комплексная механизация открытых горных работ: М.'Недра', 1975 г.

3. В.Г. Лешков. Разработка россыпных месторождений: М.'Недра', 1985 г.

4. В.И. Емельянов. Технология бульдозерной разработки вечномерзлых россыпей: М.'Недра', 1976 г.

5. К.Н Трубецкой, М.Г. Потапов, К.Е. Винницкий, Н.Н. Мельников и др. Справочник ОГР - М.: Горное бюро, 1994 г.

6. М.А. Ревазов, Ю.А. Маляров. Экономика, организация производства и планирование на открытых горных работах: М.'Недра', 1989 г.

7. Б.Н. Кутузов. Разрушение горных пород взрывом: М.'МГГУ', 1994 г.

8. Р.Ю. Подэрни. Горные машины и комплексы для открытых работ: М.'МГГУ', 1999 г.

9. К.З. Ушаков, В.А. Михайлов. Аэрология карьеров: М.'Недра', 1985 г.

10. Единые правила безопасности при взрывных работах: М.'МГГУ', 1999 г.