Пастернак посевной
СОДЕРЖАНИЕ
Введение
. Общая
характеристика предприятия
.1 История
развития и географическое расположение
.2
Геологическая характеристика
.2.1
Геологическое строение района работ
.2.2
Геологическое строение месторождения
.3
Гидрогеологические условия
.4 Запасы
полезного ископаемого
.5
Минеральный и химический состав
.6
Физико-механические свойства
. Горная
часть
.1
Современное состояние горных работ и перспективы развития предприятия.
Состояние горных работ в карьере на текущий момент
.2
Перспективы развития предприятия
.3 Режим
работы и основные показатели горных работ
.3.1 Режим
работы предприятия
.3.2
Календарный план горных работ
.3.3 Основные
показатели по горным работам
.4 Система
разработки и комплексная механизация горных работ
.4.1 Выбор
системы разработки карьера
.4.2
Определение элементов системы разработки
.4.3
Структура и элементы комплексной механизации
.5 Вскрытие
рабочих горизонтов карьера
.6 Технология
и механизация производственных процессов вскрышных и добычных работ
.6.1 Добычные
работы
.6.1.1
Подготовка горной массы к выемке
.6.1.2
Буровые работы
.6.1.3
Взрывные работы
.6.1.4
Экскавация горной массы
.6.2
Вскрышные работы
.6.3
Отвалообразование
.6.4
Карьерный транспорт
.6.5
Комплексная механизация основных производственных процессов
. Переработка
полезного ископаемого
.1 Расчёт
качественно-количественной схемы дробления
. Специальная
часть проекта
.1
Обоснование актуальности рассматриваемой темы
.2 Выбор
технологии переработки
.3 Выбор
способа совершенствования технологии дробления
.4 Описание и
принцип работы выбранной дробилки
.5 Выбор и
расчёт технологического оборудования
.5.1 Исходные
данные
.5.2 Описание
технологического процесса
.5.3 Расчёт
основного технологического оборудования
.5.4 Качество
готовой продукции
.6 Меры
безопасности при работе на ДСУ
.7 Расчет
экономической эффективности внедрения дробилки «Merlin-VSI-RP 107»
.
Дополнительные разделы проекта
.1
Генеральный план
.2
Электроснабжение карьера
.3 Охрана
окружающей среды
.3.1 Расчет
выбросов в атмосферу от стационарных источников
.3.2
Карьерный водоотвод и водоотлив
.3.3 Очистка
карьерных вод от загрязнений
.4 Техника
безопасности, противопожарная профилактика, аэрология карьера
.4.1 Техника
безопасности
.4.2
Противопожарная профилактика
.4.3
Аэрология карьера
.
Экономическая часть
Заключение
Список
использованной литературы
ВВЕДЕНИЕ
При разработке месторождений полезных ископаемых, как в мировой практике,
так и в Российской Федерации предпочтение отдаётся открытому способу
разработки. С развитием технического прогресса и повышением индустриализации
горной промышленности с неизбежным уменьшением доли ручного труда и заменой его
мощным, высокопроизводительным оборудованием открытый способ разработки
месторождений, как основного источника сырья для промышленной базы страны, приобрёл
роль генерального направления развития горнорудной промышленности.
В настоящее время подавляющее большинство месторождений полезных
ископаемых разрабатывается открытым способом: угольная отрасль - 61%, добыча
чёрных металлов - 88%, цветная металлургия - 62%, месторождения
горно-химического сырья - 55%, добыча алмазов - 100%, промышленность
строительных материалов - 99%. Высокий удельный вес открытого способа добычи
полезных ископаемых обусловлен рядом его существенных преимуществ перед
подземным способом: высокая производительность труда и как следствие - ниже
себестоимость продукции, меньшие сроки строительства предприятий одинаковой
мощности, меньшие потери полезного ископаемого, более безопасные и более
комфортные условия труда, вместе с тем разработка месторождений открытым
способом сопряжена с рядом негативных последствий: нарушением земель,
изменением микроклимата и водного баланса и так далее. Рассматриваемый в
настоящем дипломном проекте карьер относится к предприятиям промышленности
строительных материалов (не рудного сырья) и разрабатывается открытым способом.
Каменные породы являются одним из наиболее распространённых видов природных
ресурсов на Земле. Основными натуральными заполнителями дорожных смесей
являются щебень, песок и гравий. В качестве главного компонента асфальта и
бетона данные заполнители используются при строительстве автострад и мостов,
жилых и промышленных зданий. Заполнители широко используются не только
благодаря распространённости в природе, но и из экономических соображений.
Целью дипломного проекта является выбор оптимальной системы разработки
Рыборецкого месторождения, наиболее рациональной системы вскрытия и отработки
горизонтов карьера с учётом обеспечения долговременной устойчивости бортов,
расчёт и подбор необходимого горно-транспортного оборудования и выбор структуры
комплексной механизации, выбор наиболее рациональной схемы переработки добытого
полезного ископаемого. Так же в проекте рассмотрены задачи обеспечения
требований промышленной безопасности, меры противопожарной безопасности, охраны
труда, охраны окружающей среды и рекультивации земель, нарушенных горными
разработками.
Целью специальной части дипломного проекта является улучшение схемы
переработки полезного ископаемого на дробильно-сортировочной установке и как
результат - получение готового продукта - кубовидного щебня с наименьшей
лещадностью (I группа) и соответствующего
требованиям ГОСТ -8267-93.
Этому способствуют следующие обстоятельства
Стоимость заполнителя не является в большинстве случаев главным ценообразующим
фактором, но сильно влияет на выбор других, более дорогих компонентов, таких
как битум в асфальте цемент в бетоне. По этой причине нам важно понимать
факторы, влияющие на технологию производства заполнителя, которые имеют
значительное влияние на качество и стоимость. Таким образом, необходимо
представлять процесс в целом, от монолитной породы до конечного применения.
Современный рынок строительных материалов предъявляет всё более жёсткие
требования к качеству применяемой в отрасли продукции. Если не так давно при
строительстве автодорог, изготовлении железобетонных конструкций и других
работах «на ура» уходил щебень любого качества, и даже не фракционированный с
большой долей запесоченности и содержанием зёрен слабых и глинистых пород, а уж
о процентном содержании зёрен лещадной формы речи и вовсе не велось, то теперь
ситуация кардинально изменилась. На Российский рынок стали всё больше приходить
Европейские компании, где требования к качеству продукции традиционно высокие,
да и отечественные строительные предприятия стали более ответственно подходить
к строительству и сдаче объектов. Потребитель желает получать продукцию
высокого качества и готов платить за неё достойную цену.
Таким образом, в условиях возрастающей конкуренции, повышение качества
выпускаемого щебня является актуальной задачей для производства.
1. Общая характеристика предприятия
.1 История развития и географическое расположение
ООО «Карелкамень» относительно молодое производственное предприятие, с
момента образования - пять лет. За счет иностранных инвестиций в 2005 году было
приобретено и смонтировано новое производительное дробильно-сортировочное
оборудование, дающее продукцию высокого качества.
С 01.07.2006 года на вновь смонтированном ДСЗ «Сандвик» начаты
пуско-наладочные работы, с одновременным производством щебня. За пять месяцев
(до конца года) на новом ДСЗ переработано 96 тыс. м3 горной массы в
плотном теле и устранены все выявленные недоработки, в то время как на «старой»
ДСУ «Локомо» за весь 2005 год переработано 106 тыс. м3 горной массы
в плотном теле. Таким образом, видно, что производительность карьера
значительно увеличилась.
Инвесторов привлекло, прежде всего, удачное географическое расположение
карьера и то, что карьер уже отрабатывался прежде не нужно больших затрат на
вскрышные работы.
Рыборецкое месторождение кварцито-песчаников, площадью 42,23 га,
расположено на территории Прионежского района Республики Карелия в 100 км от
города Петрозаводск по шоссейной дороге Петрозаводск-Вознесенье, в 1 км
севернее поселка Рыбрека и в 2,5 километрах от западного берега Онежского
озера. Ближайшие населённые пункты (д. Каккарово и п. Рыбрека) находятся
примерно на одинаковом расстоянии от карьера один километр, таким образом, в
защитных санитарной и опасной взрывной зонах карьера нет зданий, сооружений и
проживающего населения.
Месторождение разведано в 1961 году, Карельской комплексной
геологоразведочной экспедицией геологическая характеристика приводилась по
данным «Отчёта по детальной разведке Рыборецкого месторождения кварцито-песчаников»
проведённой И.Ф. Военушин и Н.А. Военушина.
Рыборецкое месторождение кварцито-песчаников разрабатывалось с 1962 года
Онежским Рудоуправлением, а с 1997 по 2002 год работы на карьере не велись.
К территории Рыборецкого месторождения с севера примыкает заказник берёзы
карельской «Каккаровский» и часть запасов категории С1 попадает в
охранную зону.
Ладвинский лесхоз, на который возложена охрана, согласовывает проведение
взрывных работ не ближе 450 м от границы заказника. Необходимость создания
охранной зоны для семенников, приводит к выводу части промышленных запасов из
эксплуатации.
Ближайший щебёночный карьер ООО «Карьер-Щелейки» находится в 23-х
километрах к югу по трассе Петрозаводск-Вознесенье, других крупных промышленных
предприятий в округе нет, таким образом, данный карьер является важным объектом
трудоустройства местного населения и поддержки социальной сферы п. Рыбрека.
Обзорная карта района расположения карьера приведена на рисунке 1.
Климат района месторождения умеренно-континентальный и характеризуется
сравнительно мягкой зимой и умеренно тёплым летом. Среднегодовая температура
+2,5ОС. Общее годовое количество осадков около 600 мм, причем 70% их
выпадает в теплый период года.
Восточная граница горного и земельного отводов проходит вдоль
двухкилометровой водоохраной зоны Онежского озера. Это позволяет иметь
минимально возможное плечо (2,5 км) откатки готовой продукции до пункта
отгрузки потребителю-причала, расположенного на берегу Онежского озера.
.2 Геологическая характеристика
.2.1 Геологическое строение района работ
В геоструктурном отношении район приурочен к северо-западной окраине
Онежско-Сухонско-Двинского прогиба. В геологическом строении района принимают
участие образования Нижнего карелия и Верхнего карелия, верхнедевонские
осадочные отложения и четвертичные образования. Нижнекарельские образования
относятся к петрозаводскому горизонту Калевийского надгоризонта, а
верхнекарельские - к шокшинскому горизонту Вепссийского надгоризонта.
Петрозаводский горизонт - это толща ритмичного переслаивания
кварцито-песчаников, песчаников, алевролитов, аргиллитов и филлитовых сланцев;
подразделяется на две свиты - нижнюю и верхнюю, прослеживается в виде полосы
шириной 1,5-2,0 км северо-западного простирания. Мощность - 330 м.
Шокшинский горизонт широко распространён в районе, представлен
переслаиванием кварцито-песчаников, песчаников с прослоями и линзами
конгломератов, гравелитов, глинистых, глинисто-железистых сланцев и
подразделяется на три свиты - нижнюю, среднюю и верхнюю. Шокшинский горизонт
включает в себя пластовую интрузию (силл) диабазов и габбро-долеритов. На
дневную поверхность габбро-долериты выходят в виде куэстообразных выступов
высотой 30-40 м.
Девонские отложения залегают на шокшинских кварцито-песчаниках и
отмечаются в южной и юго-западной частях района работ. Они представлены
переслаивающимися пестроцветными глинами и доломитами, а также песчаниками.
Четвертичные образования широко распространены в районе и представлены
ледниковыми, флювиогляциальными и озёрно-ледниковыми отложениями валдайского
надгоризонта и современными аллювиальными, озёрными и болотными отложениями.
В тектоническом отношении образования Верхнего карелия образуют крупную
синеклизу, осложнённую более мелкими брахисинклиналями и брахиатиклиналями;
одна из наиболее крупных в районе - Шокшинская синклиналь. Кроме того,
синеклиза разбита дизъюнктивными нарушениями северо-западного и
северо-восточного направлений. Разломы северо-западного простирания образовали
гребеноподобную структуру Онежского озера, что нашло отражение в геоморфологии
района - северо-восточные склоны массива круто обрываются в сторону Онежского
озера, юго-западные склоны - пологие. Результатом тектонической деятельности и
связанным с нею магматизмом является образование силла габброидов.
.2.2 Геологическое строение месторождения
Геологическая характеристика приводится по данным «о детальной разведке
Рыборецкого месторождения кварцитопесчаников, проведенной в 1961 году» (И.Ф.
Военушкин, Н.А. Военушкина).
Рыборецкое месторождение (западный фланг) кварцито-песчаников расположено
на северо-восточном крыле синклинальной структуры и является частью общего
разреза иотнийской толщи.
В геологическом строении Рыборецкого месторождения принимают участие
осадочные образования верхнего протерозоя иотнийского возраста, представленные
двумя верхними пачками петрозаводской свиты и нижней пачкой шокшинской свиты,
залегающих между собой согласно, с выдержанным северо-западным простиранием (от
295 до 345є) и пологим юго-западным падением (5-12є, реже до 25-40є).
Нижняя пачка представлена серыми, зеленовато-серыми, темно-серыми,
песчаниками и кварцитопесчаниками, мелко - крупнозернистыми.
Третья пачка сложена серыми, розовато-серыми кварцитопесчаниками с
прослоями кварцитов и песчаников. Породы преимущественно средне-,
крупнозернистые, реже мелкозернистые. Для второй пачки характерна более темная
окраска, псаммитовая структура с типом цементации выполнения и базальным,
наличие большого количества (до 10-12%) ортоклаза и микроклина.
Образования Шокшинской свиты, отмечены в западной части месторождения и
представлены розовыми, серовато-розовыми средне и крупнозернистыми кварцитами и
кварцитопесчаниками, близкими к кварцитам, с прослоями кварц-хлорито-слюдистых
сланцев, мощностью от долей мм до 3,9 м.
В западной части участка развита интрузия габбро-диабазов, прослеженная
вдоль всей западной границы. Габбро-диабазы - породы темно-серого цвета с
зеленоватым оттенком, афанитовой, габбро-офитовой структур.
Мощность толщи кварцитопесчаников на разведанной площади составляет 150
м.
Характерной формой коренных выходов для кварцитопесчаников является
ступенчатая и сглаженная плитообразная.
Породы разбиты на блоки различными системами трещин.
Выделены следующие основные системы:
Система пологих, пластовых трещин. Падение плоскостей трещин на юго-запад
под углами 0-25є, расстояние между трещинами 0,1-2,0 м.
Система вертикальных трещин широтного направления. Расстояние между
трещинами 0,3-1,0 м.
Система крутопадающих трещин (СЗ 320-335є). Падение плоскостей
вертикальное или на юго-запад под углом 85є. Расстояние между трещинами 0,3-
2,0 м.
Кварцитопесчаники с поверхности практически не затронуты процессами
выветривания.
Докембрийские образования перекрыты четвертичными отложениями (суглинки и
супеси с гравием и валунами). Мощность четвертичных отложений колеблется от
0-1,0 м в центральной до 3,75 м и в западной части месторождения.
.3 Гидрогеологические условия
Рельеф района Рыборецкого месторождения кварцитопесчаников представлен
сравнительно пологой равниной, наклоненной в сторону Онежского озера,
прослеживающейся вдоль западного берега озера в виде полосы шириной до 1,5 км.
С запада равнина ограничена двумя диабазовыми кряжами с крутыми и обрывистыми
восточными склонами. Высотные отметки подножья кряжей соответствуют 110-140 м. Абсолютная
отметка уреза воды в озере составляет 33,7 м.
В пределах границ Рыборецкого месторождения высотные отметки уменьшаются
с запада на восток от 130 м. (подножье диабазового кряжа) до 75-80 м. Конечная
глубина отработки месторождения проектируемым карьером - горизонт + 64 м. Таким
образом, дно карьера на 30 м. выше уровня озера, а расстояние между восточной
границей карьера и Онежским озером составляет 2,4-2,6 км., что исключает
возможность подтопления карьера водами озера.
По данным геологоразведочных работ (Отчет, 1962 г., Военушкин И.Ф.) на
месторождении скважинами вскрыты безнапорные трещинные воды на глубинах от 4,3
до 14 м. от поверхности земли. Абсолютные отметки уровня вод по скважинам
снижались от 104,3 до 79,5 м. повторяя рельеф поверхности.
Фильтрационные свойства кристаллических пород изучались до горизонта + 64
м. Коэффициент фильтрации пород в пределах месторождения по результатам пробных
откачек и наливов составлял 0,0001 - 0,0003 м/сут., удельный дебит (уд.
водопоглощение) -0, 0025-0,015 л/сек. Полученные параметры указывают на слабую
фильтрационную способность пород, которыми сложено месторождение.
Четвертичные отложения, мощность которых в среднем составляет 1-1,5 м. и
лишь в западной части достигает 3,5-3,75 м. существенного влияния на обводнение
карьера не окажут.
Водопритоки в карьер будут формироваться за счет:
1. Подземных вод, заключенных в полезном ископаемом;
2. Дождевых вод;
. Ливневых вод;
. Воды от снеготаяния;
1) Приток воды в карьер за счет подземных вод.
По результатам геологоразведочных работ на месторождении прогнозный
приток подземных вод в карьер площадью 500000 м2 на конец отработки
ожидался 24,9 м3 /сут.
По результатам пересчета притока подземных вод в проектируемый карьер
площадью 271300 м2 прогнозный водоприток составит 13,5 м3 /сут.
или 0,56 м3 /час.
2) Приток воды в карьер за счет дождей.
По данным метеостанции п. Ладва из среднегодового количества осадков в
виде дождей в районе месторождения выпадает 320 мм в год в течение 140 дней в
году. В среднем за одни сутки выпадает 0,0023 м на 1 кв. м площади. Приток за
счет дождей с учетом коэффициента испарения 0,75 и коэффициента поверхностного
стока 0,9 на конец отработки карьера составит:
,0023 х 271300 х 0,75 х 0,9 = 421 м3 /сут или 17,5 м3 /час.
3) Приток за счет ливней
Ливнями считаются дожди со средней суточной нормой осадков более 15 мм.
Среднее многолетнее суточное количество ливневых осадков составляет 16,4 мм.
Прогнозные притоки в карьер с учетом ливней составят: 0,0164 х 271300 х
0,75 х 0,9 = 3000 м3 /сут или 125 м3 /час.
Ливни явление редкое на данной территории
4) Приток за счет снеготаяния
Максимальная высота снежного покрова 0,39 м. при средней плотности снега
0,31. Средняя продолжительность снеготаяния - 25 дней. Интенсивность
снеготаяния составит 0,39 х 0,31/ 25 = 0,0048 м /сут. Коэффициент,
учитывающий степень удаления снега от карьера при ведении горных работ - 0,5.
Водоприток за счет снеготаяния на конец отработки составит:
,0048 х 271300 х 0,5 х0,75 х 0,9 = 440 м3 /сут или 18,3 м3
/час.
Составляющие возможного водопритока в карьер на конец отработки приведены
в таблице 1.1.
Таблица 1.1
|
Составляющая водопритока
|
м3 /сут
|
м3 /час
|
|
Подземные воды
|
13,5
|
0,56
|
|
Дожди
|
421,0
|
17,5
|
|
Ливни
|
3000,0
|
125,0
|
|
Снеготаяние
|
440,0
|
18,3
|
Расчет суммарного годового объема дождевых и талых вод проведен по
формуле (СниП 2.04.03. - 85)
W = 10
H а F = 10 х 640 х 0,9 х 27,13 = 156270 м3 /год
Где H - слой жидких смешанных осадков,
мм/год.
F -
водосборная площадь, га.
а- коэффициент поверхностного стока.
Следует отметить, что наблюдение за притоками в существующий карьер на
горизонте + 74 м. не проводилось, также как и специальных мероприятий по
водоотведению.
.4 Запасы полезного ископаемого
Месторождение представлено двумя участками: западным и восточным,
разделенными автодорогой. Западная часть участка детально разведена по
категориям А + В + С1 до горизонта + 64 м., а запасы восточного
участка оценены по категории С2 до горизонта + 40 м.
На основании проведенных в 1961 г. геологоразведочных работ на
месторождении выявлены и утверждены ТКЗ запасы кварцито-песчаников,
габбродиабазов и сланцев по состоянию на 1.01.1962 г.: в следующих количествах:
Категории А - 2037,5 тыс. м3 (в т.ч. сланцев 11,5 тыс. м
3);
Категории В - 4919,2 тыс. м3 (в т.ч. сланцев 71,8 тыс. м
3);
Категории С1 - 9833,5 тыс. м3 (в т.ч. сланцев 61,8
тыс. м 3);
Итого кат. А +В +С1 в количестве 16790 тыс. м3 (в
т.ч. сланцев 145,1 тыс. м 3) и кат. С2 в
количестве 6175 тыс. м 3. Запасы кат. А +В + С1 подсчитаны
до горизонта + 64 м., кат. С2 до горизонта + 40 м (на второй
площади).
Промышленные запасы на площади карьера ранее были частично отработаны.
Запасы кварцито-песчаников месторождения Рыборецкое утверждены протоколом
заседания ТКЗ при Комитете природных ресурсов по республике Карелия № 44-03 от
23.12.2003 г. и составляют по категориям:
А - 1070,0 тыс. м 3;
В - 2921,0 тыс. м 3;
С1 - 7639,5 тыс. м 3;
А +В +С1 - 11630,5 тыс. м 3;
С2 - 5773,0 тыс.;
В настоящее время ООО «Карелкамень» завершило оценку западной части
месторождения Каккаровское, которое в перспективе планируется использовать в
качестве сырьевой базы для производства щебня на проектируемой ДСУ.
Геологический отчет по оценке Каккаровского месторождения габбродиабаза прошел
госэкспертизу с утверждением запасов в количестве 40184,6 тыс. м 3
(по категориям В и С1).
1.5 Минеральный и химический состав
Основной состав и вид минералов и габбро-диабаза и кварцито-песчаников
представлен в таблице 1.2.
Таблица 1.2
|
Минералы
|
Содержание, %
|
|
кварцито-песчаники
|
габбро-диабазы
|
|
Плагиоклаз
|
0,41
|
26,1-46,4
|
|
Пироксен
|
-
|
13,0-28,9
|
|
Магнетит
|
3,3
|
2,8-10,9
|
|
Калиевый полевой шпат
|
56,7
|
9,3-21,85
|
|
Кварц
|
23,9
|
0-4,1
|
|
Кварц-ортоклазовые микропегматитовые срастания
|
-
|
0-12,6
|
|
Амфибол
|
12,6
|
5,0-14,0
|
|
Биотит
|
3,4
|
0,7-1,3
|
|
Хлорит
|
-
|
-
|
|
Апатит
|
0,2
|
0,6-0,9
|
|
Сфен
|
-
|
-
|
|
Эпидот + клиноцоизит
|
-
|
-
|
.6 Физико-механические свойства
Изучение физико-механических свойств кварцито-песчаников и
габбро-диабазов, лабораторные испытания по определению эффективной активности
естественных радионуклидов и петрографические исследования проведены в
лаборатории ИГ КНЦ РАН. Качественные показатели щебня из кварцито-песчаников
оценивались на соответствие требованиям ГОСТ 8267-93 «Щебень и гравий из
плотных горных пород для строительных работ», ГОСТ 25607-94 «Смеси
щебеночно-гравийно-песчаные для покрытий и оснований автомобильных дорог и
аэродромов».
Таблица 1.3
|
Наименование
|
Значение
|
Примечание
|
|
1. Плотность, т/м3
|
2,58-3,09
|
|
|
2. Объемная масса, т/м3
|
ср. 2,9
|
|
|
3. Коэффициент разрыхления
|
1,5
|
|
|
4 . Насыпная плотность, т/м3
|
1,7
|
|
|
5. Предел прочности при сжатии, МПа:
|
|
|
|
- в сухом состоянии
|
940-2300
|
|
|
- в водонасыщенном состоянии
|
860-1440
|
|
|
- после замораживания
|
890-1200
|
|
|
6. Морозостойкость
|
F- 1ОО, F-50
|
|
|
7. Водопоглощение, %
|
0,25-0,42
|
|
|
8. Марка по дробимости щебня
|
1200
|
|
|
9. Содержание зерен слабых пород, %
|
1,59-3,46
|
|
|
10. Содержание глинистых частиц, %
|
0,07-0,09
|
|
|
11. Содержание SiO2, %
|
0,01
|
|
|
12 . Влажность, %:
|
|
|
|
- естественная;
|
1-3
|
|
2. Горная часть
.1 Современное состояние горных работ и перспективы развития предприятия
Состояние горных работ в карьере на текущий момент
Рыборецкое месторождение кварцито-песчаников разрабатывалось с 1961 года,
а с 1997по 2002 год разработка его не велась. С 2002 года разработку
месторождения производит ООО «Карелкамень».
ООО «Карелкамень» является сложившимся предприятием разрабатывающим
«Рыборецкое» месторождение кварцито-песчаников с 2002 года. На данный момент в
карьере ведутся горные работы в северо-западной части месторождения на
горизонте с абсолютной отметкой +94,0 м. Разработка карьера ведётся одним
добычным уступом высотой до 10,0 метров, и одним вскрышным уступом.
Добычные работы производятся с предварительным рыхлением массива
буровзрывным методом скважинными зарядами. Разрыхленная горная масса грузится с
помощью экскаватора ЭКГ-5А прямая лопата в автосамосвалы и транспортируется в
приёмный бункер дробильно-сортировочной установки. Переработанный щебень
вывозится на буферные склады для временного складирования готовой продукции в
отсутствии навигации и причал в период отгрузки продукции потребителям.
Вскрышные породы удалены на большей части месторождения, оставшийся объём
вскрыши, по данным маркшейдерского замера, составляет 48,5 тыс. м3.
Отвал вскрышных пород размещается вдоль западной границы карьера за пределами
горного отвода в пределах земельного отвода предприятия.
Вскрышные работы ведутся с помощью экскаватора «Volvo360» с последующей транспортировкой вскрыши во внешний
отвал.
В настоящее время на карьере закончены горно-капитальные работы, в июне
2007 года сдана в эксплуатацию ДСУ фирмы «Sandvik».
.2 Перспективы развития предприятия
Выход на проектную мощность ДСУ «Sandvik» согласно п.2.2.4. [5] , должен быть достигнут в
течение 2-х лет, производительность карьера на этот период принимается:
1 год (64% от проектной производительности) - 230,0 тыс. м3
горной массы;
2 год (100% от проектной производительности) - 360,0 тыс. м3
горной массы.
В настоящем дипломном проекте рассмотрена отработка месторождения на
15-ти летний период до горизонта + 64 м, при той же годовой производительности
карьера по добыче полезного ископаемого, исходя из следующих расчётов:
При отработке месторождения оптимальным решением для обеспечения наиболее
полного извлечения запасов и минимальных потерь минерального сырья являлось бы
внешнее заложение бортов карьера. Однако, в связи с тем, что участок работ
ограничен по периметру лесными землями, разработку месторождения
предусматривается производить с внутренним (северный борт) и частично с внешним
заложением бортов карьера в пределах земельного отвода.
Удаление вскрышных пород, в соответствии с требованиями,
предусматривается с учётом оставления на кровле полезного ископаемого
предохранительной бермы шириной не менее 6,0 м.
При эксплуатации месторождения предполагается проведение эксплуатационных
геологоразведочных работ для прироста запасов к западной и северной границам
месторождения то, в период разработки предусматривается постановка в конечное
положение только восточного борта карьера, путём сдваивания добычных уступов,
оставления между сдвоенными уступами бермы безопасности шириной 10,0 метров
(согласно требованиям норм технического проектирования), при этом
вскрышной уступ совмещается с добычным.
Угол откоса уступов в конечном положении (угол погашения уступов)
составит 70є, согласно данным, что обеспечит долговременную устойчивость бортов
карьера. Угол откоса рабочих бортов и бортов, не поставленных в конечное
положение, согласно требований п.51[1], принимаем равным 80є.
Учитывая то, что месторождение будет доразведываться, при отработке
горизонтов необходимо оставлять вдоль рабочих бортов бермы шириной равные
ширине минимальной рабочей площадки на уступе. Таким образом, принимая во
внимание всё вышеизложенное, разработка месторождения в пределах данного
горного отвода возможна на шести 10-ти метровых уступов до горизонта +6 4м.
План отработки месторождения на конец первого периода (конец 15-го года)
с разрезами и въездными траншеями приведён на чертеже 090500-4-ЗУОГР-ДП-4,
листе 4. Вследствие внутреннего заложения восточного борта карьера будут иметь
место эксплуатационные потери 1-ой группы.
Баланс запасов полезного ископаемого, нормативных потерь и вскрышных
пород на весь период разработки месторождения приведены в таблице 2.1.
Таблица 2.1
|
Наименование показателей
|
Ед.изм.
|
Количество
|
|
1.Геологические балансовые запасы месторождения на 01.01.07
г.
|
тыс.м3
|
13652
|
|
2.Геологические запасы, вовлекаемые в разработку
|
тыс.м3
|
5408,4
|
|
3.Эксплуат-ные потери в восточном борту карьера
|
тыс.м3
|
516,4
|
|
4.Промышленные запасы месторождения, вовлекаемые в
разработку
|
тыс.м3
|
4892
|
|
5.Коэф. потерь балансовых запасов при разработке
|
|
0,08
|
|
6.Коэф. извлечения полезного ископаемого из недр
|
|
0,920
|
|
7.Объём извлекаемых вскрышных пород
|
тыс.м3
|
48,5
|
|
8.Эксплуатационный коэффициент вскрыши
|
м3/м3
|
0,007
|
Превышение коэффициента эксплуатационных потерь первой группы, 8% вместо
допустимых 5% согласно требованиям норм технического проектирования карьеров,
объясняется тем, что в отработку на первом этапе вовлечены не все разведанные и
утверждённые запасы полезного ископаемого, а только 47% от них. При дальнейшей
разработке месторождения, вследствие внешнего заложения северного и западного
бортов карьера, потерь балансовых запасов в них не предусматривается, а,
следовательно, общий по месторождению коэффициент эксплуатационных потерь
первой группы не превысит нормативного.
.3 Режим работы и основные показатели горных работ
.3.1 Режим работы предприятия
Так как отгрузка готовой продукции возможна только водным транспортом, то
работа предприятия приурочивается к сезону навигации, который длится с мая по
ноябрь.
Кроме того, разработка карьера в зимний период ведёт к увеличению затрат
на производство, и существуют температурные ограничения (до - 15єС) оговоренные
производителем дробильно-сортировочного оборудования. Наиболее холодными
месяцами являются январь и февраль.
Учитывая всё вышеперечисленное, принимаем режим работы предприятия -
сезонный,
с марта по декабрь включительно, в течение 10-ти месяцев 300 дней в году.
График работы - 2 смены по 12 часов.
Так как на момент сдачи карьера в эксплуатацию вскрышные работы проведены
на большей части месторождения и обеспеченность подготовленными запасами
составляет не менее 2-х лет, что видно на плане карьера (лист 1). Кроме того,
учитывая погодные условия и основной период выпадения осадков, принимаем
ведение вскрышных работ в одну 12-ти часовую смену с июня по сентябрь
включительно продолжительностью 120 смен. Данные по режиму работы и
производительности карьера приведены в таблице 2.2.
Таблица 2.2
|
Показатели
|
Единицы измерения
|
Добыча
|
Вскрыша
|
|
1. Годовая производительность
|
тыс. м3/тыс. т
|
360/950400
|
48,5/97
|
|
2. Число рабочих дней в году
|
дни
|
300
|
120
|
|
3. Число смен в сутки
|
смены
|
2
|
1
|
|
4. Сменная производительность
|
м3/т
|
600/1584
|
404,2/808,4
|
|
5. Продолжительность смены
|
ч
|
12
|
12
|
|
6. Часовая производительность
|
м3/т
|
50/132
|
33,7/67,4
|
.3.2 Календарный план горных работ
Положение горных работ на начало 2007 года и конец 15-го годов отработки
месторождения приведены соответственно на чертежах 090500-4-ЗУОГР-ДП-5 и
090500-4-ЗУОГР-ДП-4.
Объёмы горных работ по годам и горизонтам отработки представлены в таблице
2.3.
Таблица 2.3
|
Наименование работ
|
Объём, тыс. м3
|
В том числе по годам, тыс.м3
|
|
|
1
|
2
|
3
|
4
|
5
|
6ч10
|
11ч15
|
|
Добычные:- гор. + 114,0 м
|
230,0
|
13,5
|
|
|
|
-
|
-
|
|
- гор. + 104,0 м
|
443,98
|
-
|
346,5
|
97,48
|
-
|
|
|
|
|
- гор. + 94,0 м
|
606,24
|
-
|
-
|
262,52
|
-343,72
|
|
-
|
|
|
- гор. + 84,0 м
|
722,7
|
-
|
-
|
|
16,28
|
360,0
|
346,42
|
|
|
- гор. + 74,0 м
|
752,42
|
-
|
-
|
-
|
-
|
-
|
-752,42
|
|
|
-гор + 64,0м
|
2123,01
|
-
|
-
|
-
|
-
|
-
|
701,16
|
1421,9
|
|
Итого:
|
4891,85
|
230,0
|
360,0
|
360,0
|
360,0
|
360,0
|
1800,0
|
1421,9
|
|
Вскрышные
|
48,5
|
48,5
|
-
|
-
|
-
|
-
|
-
|
-
|
.3.3 Основные показатели по горным работам
Основные показатели по горным работам на 15-ти летний период разработки
месторождения сведены в таблице 2.4.
Таблица 2.4
|
Наименование показателей
|
Ед. изм.
|
Величина
|
|
1. Общие показатели 1.1 Геологические балансовые запасы
м-ния на 1.01.07
|
тыс.м3
|
13652
|
|
1.2 Геологические запасы, вовлекаемые в разработку
|
тыс.м3
|
5408,4
|
|
1.3 Эксплуатационные потери в восточном борту
|
тыс.м3
|
516,4
|
|
1.4 Промышленные запасы, вовлекаемые в разработку
|
тыс.м3
|
4892
|
|
1.5 Коэф. потерь балансовых запасов при разработке
|
|
0,080
|
|
1.6 Коэф. извлечения полезного ископаемого из недр
|
|
0,920
|
|
1.7 Объём вскрышных пород
|
тыс.м3
|
48,5
|
|
1.8 Эксплуатационный коэффициент вскрыши
|
м3/м3
|
0,007
|
|
2. Производительность и режим работы карьера 2.1 Годовая
производительность - по добыче - по вскрыше
|
тыс.м3
|
360,0 48,5
|
|
2.2 Рассматриваемый период разработки карьера
|
лет
|
19
|
|
2.3 Число рабочих дней в году - на добыче - на вскрыше
|
дн.
|
300 120
|
|
2.4 Число рабочих смен в сутки - на добыче - на вскрыше
|
см..
|
2 1
|
|
2.5 Продолжительность смены, - на добыче - на вскрыше
|
ч
|
12 12
|
|
3. Показатели и параметры системы разработки 3.1 Высота
добычного уступа
|
м
|
10,0
|
|
3.2 Высота развала взорванной горной массы
|
м
|
10,1
|
|
3.3 Ширина рабочей площадки
|
м
|
54,0
|
|
3.4 Угол откоса рабочего борта
|
гр.
|
80,0
|
|
3.5 Угол откоса нерабочего борта
|
гр.
|
70,0
|
|
3.6 Угол откоса борта карьера в конечном положении
|
гр.
|
58,0
|
.4 Система разработки и комплексная механизация горных работ
.4.1 Выбор системы разработки карьера
При разработке Рыборецкого месторождения принята поуступная система
разработки с углубкой карьера комбинированными (продольными и поперечными)
заходками с горизонтальными уступами и внешним отвалообразованием.
Основные параметры системы разработки определены в соответствии с
«Едиными правилами безопасности при разработке месторождений полезных
ископаемых открытым способом» и «Нормами технологического проектирования
предприятий промышленности нерудных строительных материалов».
.4.2 Определение элементов системы разработки
Разработку карьера предусматриваем вести горизонтальными уступами, высота
которых определяется в соответствии с параметрами применяемого горного
оборудования и условиями обеспечения безопасности ведения горных работ.
Исходя из данных п.2.2. угол откоса рабочих добычных уступов α
= 80є, а угол откоса
нерабочих уступов ά = 70є, угол откоса борта карьера в
конечном положении β = 58є.
Высота добычных уступов принята Н=10,0 м, что обеспечивает высоту развала
взорванной горной массы Нр.=13,5 м. Высота развала не превышает
высоту черпания предусмотренного к применению экскаватора ЭКГ-5А.
Минимальная ширина рабочей площадки в соответствии с п.53 определяется из
условия безопасного расположения на ней горного и транспортного оборудования и
транспортных коммуникаций.
Минимальная ширина рабочей площадки составляет:
Шрп = Во + с + Шд + m + Шв + ℓ, м, (2.1)
где: Во - ширина развала от его нижней бровки до нижней бровки
уступа в целике, Во = 33,3 м;
с - расстояние от развала горной массы до автодороги (ширина обочины),
с = 2,5 м;
Шд - ширина проезжей части автодороги, Шд = 13 м;
m -
расстояние от края проезжей части до нижней бровки
предохранительного вала, m =
1,0 м;
Шв - ширина предохранительного вала:
Шв =2,5 Ч hв = 2,5 Ч 1,0 = 2,5 м,(2.2)
где: hв - высота предохранительного вала, hв = 1,0 м;
ℓ - расстояние от нижней бровки предохранительного вала до верхней
бровки откоса уступа, ℓ = 2,0 м.
Имеем:
Шрп = 33,3 + 2,5 +13 + 1,0 + 2,5 + 2,0 = 54,2 м.
Проверим полученное значение на возможность кольцевого разворота
автотранспорта в конце тупиковых автодорог в соответствии с п.5.50.:
Шрп ≥ 2,5 Ч Rа/с + 2 Ч
с’, м,(2.3)
где: Rа/с - минимальный радиус разворота
автосамосвала, для БелАЗ-7523
Rа/с = 10,2 м (приложение 16 [5]);
с’ - минимальное расстояние между автосамосвалом и уступом,
с’ = 1,0 м;
,2 м ≥ 2,5 Ч 10,2 + 2 Ч 1,0
,5 м ≥ 27,5м
Минимальная ширина рабочей площадки соответствует условию безопасного
расположения на ней горного и транспортного оборудования и транспортных
коммуникаций.
Принимаем минимальную ширину рабочей площадки равной 54,2 м.
Ширину площадки на кровле нижнего подуступа, на которой располагается
экскаватор, принимаем равной ширине экскаваторной заходки, что составит 13,5 м.
Ширина траншей должна быть не менее ширины рабочей площадки без учёта
ширины развала взорванной горной массы, то есть не менее 21,0 м.
Параметры основных элементов разработки карьера на примере первого
горизонта приведены в таблице 2.5.
Таблица 2.5
|
Основные элементы
|
Ед.изм.
|
Параметры элементов
|
|
|
проектные
|
фактические
|
|
Отметка рабочих горизонтов: - вскрышной - добычной +114,0 м
|
м
|
По рельефу кровли + 114,0
|
По рельефу кровли + 114,0
|
|
Высоты уступов по горизонтам: - вскрышной - добычной +
114,0 м
|
м
|
до 2,0 до 10,0
|
до 2,0 до 10,0
|
|
Высота развала горной массы
|
м
|
26
|
26
|
|
Углы откосов уступов: - вскрышной - добычной
|
град.
|
30 80
|
30 80
|
|
Угол откоса в развале горной массы
|
град.
|
50
|
50
|
|
Минимальная ширина рабочих площадок: - на вскрышном
горизонте - на добычном горизонте + 114,0 м
|
м
|
22,0 54,2
|
200,0 100,0
|
.4.3 Структура и элементы комплексной механизации
Комплекс горного производства при эксплуатации карьера включает в себя
следующие технологические процессы:
вскрышные работы;
буровзрывные работы по рыхлению полезного ископаемого;
экскавация взорванной горной массы;
транспортирование полезного ископаемого и вскрыши;
отвалообразование.
Добычные работы предусматривается вести с предварительным рыхлением
массива буровзрывным способом, методом скважинных зарядов.
Для бурения скважин принимаем буровой станок шведской фирмы «Атлас-Копко»
ROC-L6 с диаметром долота 115мм. Дробление негабарита
предусматриваем осуществлять гидромолотом.
Взрывные работы производятся специализированной подрядной организацией по
графику, в соответствии с требованиями и проекту.
Погрузку горной массы предусматривается производить экскаватором «ЭКГ-5А»
прямая лопата с ковшом ёмкостью 5,4 м3. Горная масса отгружается в
автосамосвалы «БелАЗ-7523» (грузоподъёмностью 40 т) или «БелАЗ-7522»
(грузоподъёмностью 30 т).
В связи с небольшой мощностью вскрыши её удаление предусматривается
производить с предварительным перемещением бульдозером ДЗ-171 в навалы.
Отгрузка с навалов производится погрузчиком «Caterpillar-988». Вскрышные породы отгружаются в
автосамосвал «БелАЗ-7522» и транспортируются в отвал.
Вскрышные породы предусматривается складировать во внутреннем одноярусном
бульдозерном отвале, расположенном в северной части земельного отвода за
границами горного отвода.
Элементы системы разработки приведены на чертеже 090500-4-ЗУОГР-ДП-6.
.5 Вскрытие рабочих горизонтов карьера
Учитывая, что запасы месторождения предполагается доразведать в процессе
эксплуатации карьера, а значит, для дальнейшей разработки горизонтов в
направлении прироста запасов полезного ископаемого необходимо оставить на
горизонтах минимальные по ширине рабочие площадки, в пределах данного горного
отвода разработка возможна только на пять добычных уступов до отметки +64,0 м.
Далее необходимо решать: либо доразведать запасы полезного ископаемого и
расширить границы горного и земельного отводов на север, запад и юго-запад;
либо дорабатывать месторождение в пределах данного горного отвода с погашением
вскрытых уступов и углублением карьера до разведанной отметки - горизонта +44,0
м, что составит ещё два уступа.
Принимая во внимание вышесказанное, разработку месторождения, в
рассматриваемый 15-летний период, возможно вести 5-ю добычными уступами с
отметками рабочих горизонтов +114,0 м, +104,0 м, +94,0 м, +84,0 м, 74,0 м и
одним вскрышным уступом, отметка подошвы которого совпадает с рельефом кровли
полезного ископаемого. Горизонты отрабатывается последовательно.
В связи с тем, что в настоящее время добычные работы ведутся в
северо-западной части карьера на горизонте +94,0 м, вскрытие данного горизонта
не требуется. Продвижение фронта работ на горизонте +94,0 м планируется в южном
и северо-западном направлениях.
Вскрытие нижележащих горизонтов планируем осуществлять системой
поступательных внутренних траншей.
В северной части, у границы горного отвода подошва добычного горизонта
+114,0 м выйдет на дневную поверхность и совпадёт с рельефом кровли полезного
ископаемого, что удобно, вместе с близким расположением приёмного бункера ДСУ,
для проходки врезной траншеи и вскрытия нижележащего горизонта с отметкой +64,0
м. Вскрытие горизонта +64,0 м осуществляем траншеей впоследствии преобразуемой
в полутраншею (внутреннего заложения с организацией автомобильного съезда, с
уклоном 0,006 промили) пройденной по восточному борту карьера. Ширину основной
въездной траншеи принимаем (впоследствии полутраншеи) в соответствии с принятым
видом оборудования равной ширине однополосной автодороги с учётом предохранительного
вала, по данным для наших условий ширина дороги Шд = 19,5 м. По
данным и в соответствии с требованиями принимаем продольный уклон для
вскрывающих траншей = 80‰, тогда длина траншеи составит - 187,5 м. Транспортную
связь с горизонтом +64,0 м предусматриваем осуществлять по траншее и далее по
карьерным автодорогам, пройденным по поверхности горизонта +76,0 м.
Ввод в разработку гор. +64,0 м согласно таблице 2.3. планируется в конце
8-го года. Продвижение фронта добычных работ на этом горизонте планируется в
западном и южном направлениях.
Вскрытие горизонта +64,0 м предполагается осуществлять траншеями,
пройденными в северо-восточной части карьера. Параметры этих и последующих
траншей принимаются аналогичными траншее, пройденной на гор. +74,0 м.
Ввод в эксплуатацию гор. +74,0 м планируется на конец 6-го года.
Продвижение фронта добычных работ на гор. +74,0 м и +64,0 м планируется в южном
направлении.
Горные работы в карьере предусматривается вести продольными и поперечными
заходками с параллельным многосторонним продвижением фронта работ.
Положение горных работ на конец рассматриваемого в проекте периода
приведено на чертеже 090500-4-ЗУОГР-ДП-4.
.6 Технология и механизация производственных процессов вскрышных и
добычных работ
.6.1 Добычные работы
Полезное ископаемое представлено крепкими скальными породами объёмной
плотностью 2,64 т/м3; IX-X категории крепости по СНиП - 1982
г.; коэффициент крепости по шкале проф. Протодьяконова ( f ) - 13.
2.6.1.1 Подготовка горной массы к выемке
Так как полезное ископаемое относится к весьма крепким горным породам с f = 13, то подготовка горной массы к
выемке возможна только буровзрывным способом.
На карьере принят буровзрывной способ методом наклонных скважинных
зарядов. Бурение скважин осуществляется буровым станком фирмы «Атлас-Копко» ROC-L6 с диаметром долота 115 мм. Угол наклона скважины
соответствует углу откоса уступа - 80є.
Для обеспечения угла погашения уступов предусматриваем проводить
контурное взрывание путём бурения скважин под углом 70є с расстоянием между
скважинами 2,5 м и уменьшения величины заряда в скважине в 1,3 раза.
Годовой объём обуриваемого и взрываемого полезного ископаемого
соответствует годовой производительности карьера - 360,0 тыс. м3 в
плотном теле.
Разделку негабарита предусматривается осуществлять гидромолотом.
Взрывные работы производятся специализированной подрядной организацией
ООО «Карелвзрывпром», имеющей лицензию на данный вид деятельности. Хранение и
доставка взрывчатых веществ обеспечиваются этой же организацией.
.6.1.2 Буровые работы
Бурение скважин осуществляется буровым станком фирмы «Атлас-Копко» ROC-L6 с погружным пневмоударником СОР-44 и диаметром долота 115
мм. Буровой станок самоходный на гусеничном ходу с дизельным двигателем,
системой гидродомкратов для выставления станка в горизонтальное положение,
выносной мачтой на шарнирно-сочленённой стреле с гидроприводом, что позволяет
бурить скважины под любым углом от 0 до 90 градусов. Станок имеет трёхстадийную
аспирационную установку для пылеподавления. Погружной пневмоударник
обеспечивает техническую скорость бурения по данному полезному ископаемому
равную 0,64 м/мин. На мачте имеется кассета для буровых штанг ёмкостью на шесть
штанг длиной по 4 и 5 метра с автоматической системой сборки-разборки бурового
става. Буровые коронки (долота) армированы твёрдосплавными штырями впаянными в
рабочую поверхность долот. Средняя проходка долота между заточками составляет
30 метров. Заточка долот производится на специальном станке с применением
шаблонов. Проходка одним долотом (срок службы) составляет 200ч300 метров.
Обуривание размеченных блоков осуществляется без закрепления за
экскаватором, бригадным методом по скользящему графику в две смены. На время
ремонтов, ТО и проведения массовых взрывов станок удаляется из карьера на
промплощадку. Блоки под бурение размечаются маркшейдерской службой с указанием
глубины бурения каждой скважины и по окончании буровых работ этой же службой
принимаются. Устья скважин перекрываются защитными колпаками.
Годовой, месячный объём, сменная производительность, а так же другие
основные показатели буровых работ приведены в таблице 2.6.
Таблица 2.6
|
Основные показатели буровых работ
|
Ед. изм.
|
Значения
|
|
Годовая производительность (с учётом 10% потерь скважин)
|
п/м
|
42540
|
|
Кол-во рабочих дней в году
|
|
300
|
|
Средняя суточная производительность
|
п/м
|
141,8
|
|
Кол-во смен
|
|
2
|
|
Средняя сменная производительность
|
п/м
|
70,9
|
|
Месячный объём бурения
|
п/м
|
4254
|
|
Продолжительность смены
|
час
|
12
|
|
Сетка скважин
|
м
|
3,7Ч3,7
|
|
Глубина скважин на гор. +114,0 м
|
м
|
от 3,0 до 11,5
|
|
Глубина скважин на нижележащих горизонтах
|
м
|
11,5
|
|
Глубина перебура
|
м
|
от 1,0 до 1,5
|
|
Угол наклона скважин
|
град.
|
80
|
|
Диаметр скважин
|
м
|
0,115
|
|
Списочное кол-во станков
|
шт
|
1
|
2.6.1.3 Взрывные работы
Качеству буровзрывных работ уделяется особое внимание, и основной задачей
является подбор оптимального сочетания всех факторов для получения качественной
горной массы, так как это, в конечном итоге, напрямую влияет на все последующие
технологические процессы и результат работы карьера в целом. Кондиционным
считается кусок горной массы, любая из сторон которого не превышает 900 мм, всё
что выше - относится к негабариту и подлежит дополнительной разделке. Выход
негабарита не должен превышать 5% от общего количества взорванной горной массы.
На каждый массовый взрыв блока составляется проект производства буровзрывных
работ, в котором указывается тип ВВ, конструкция заряда в скважине, схема
коммутации, направление и место инициирования, размеры блока, общий расход ВВ,
средства взрывания, основные мероприятия по технике безопасности.
До 2007 года при проведении взрывных работ на карьере использовались
следующие ВВ:
для обводнённых скважин применялся «Граммонит 30/70»;
для сухих скважин применялся «Граммонит 79/21».
В качестве основного метода взрывания принимается метод вертикальных
скважинных зарядов при многорядном их расположении и короткозамедленном
взрывании.
При отработке уступа в его граничном положении бурятся оконтуривающие
скважины с углом наклона 70 градусов для придания нерабочим бортам карьера
проектного угла откоса.
При основном взрывании применяются сплошные удлинённые скважинные заряды
с забойкой инертным материалом (отсевом дробления). При длине заряда более 6 м.
для инициирования основного заряда устанавливаются два боевика, один в нижней
части на уровне подошвы уступа, другой в верхней части на уровне 0,5-1,0 м от
верхней кромки заряда.
Короткозамедленное взрывание скважинных зарядов осуществляется
электрическим способом с применением детонирующего шнура, пиротехнических реле
и электродетонаторов мгновенного и короткозамедленного действия.
С 2007 года применяется эмульсионное ВВ «Сибирит-1200». При использовании
данного ВВ применяется сплошной заряд. Не допускается образование в заряде
воздушных, водных промежутков или породных пересыпок. В качестве промежуточных
детонаторов применяются шашки-детонаторы Т-400Г или патроны аммонита 6ЖВ общей
массой не менее 400 грамм, которые инициируются неэлектрическими волноводными
системами инициирования «Эделин», поверхностная сеть монтируется из
детонирующего шнура ДШЭ-12. Для дублирования внутрискважинной сети в скважину
устанавливаются два промежуточных детонатора. Схема конструкции заряда
приведена на рис.1.
Схема конструкции заряда ЭВВ «Сибирит-1200»
Рис. 1.
Сравнивая результаты качества получаемой горной массы, следует отдать
предпочтение ЭВВ «Сибирит-1200» с наклонными скважинами и трапециевидной схемой
вруба. Так как:
уменьшился выход негабарита;
дробление стало более равномерным (усреднился кусок);
уменьшилась высота развала горной массы;
снизилось количество и глубина заколов в массив, борта по отбитому
пространству стали более ровными;
улучшилась проработка подошвы;
снизилось время проведения массового взрыва;
за счёт увеличения сетки скважин при том же объёме отбиваемой от массива
горной массы объём буровых работ снизился на 8,5%.
Всё вышесказанное положительным образом повлияло на ведение горных работ
в карьере: улучшились условия экскавации, снизились износ и частота поломок
горного оборудования, улучшились транспортные условия, снизилась нагрузка на
узел первичного дробления ДСУ, и т.д. Как следствие, повысилась
производительность карьера в целом, и улучшились условия и безопасность труда.
Проведём проверочный расчёт для обоснованности применения эмульсионного
ВВ «Сибирит-1200».
Определим удельный расход эталонного ВВ.
Для определения удельного расхода эталонного ВВ, необходимого для
разрушения единицы объёма данной горной породы воспользуемся эмпирической
формулой предложенной акад. Ржевским В.В.:
qэ
= 0,2 Ч (σсж
+ σсдв
+ σраст) + 2 Ч γ,
г/м3,(6.1)
где: σсж - предел прочности горной породы на сжатие, по данным геологического
отчёта, средняя величина σсж = 230,0 МПа;
σсдв - предел прочности горной породы на
сдвиг, по данным геологического отчёта [4],средняя величина σсдв = 35,5 МПа;
σраст - предел прочности горной породы на
растяжение, по данным геологического отчёта, средняя величина σраст = 19,7 МПа;
γ - плотность горной породы, γ
= 2,9 г/см3.
Подставив значения, имеем:
qэ
= 0,2 Ч (230 +
35,5 + 19,7) + 2 Ч 2,9 = 62,84 г/м3.
Данная горная порода относится к 5-му классу - исключительно
трудновзрываемые горные породы, по данным стр. 94 [11].
Определим расчётную линию наименьшего сопротивления по подошве.
Воспользуемся формулой:
W =
0,9 Ч √(p : q ) = 0,9 Ч √(12,97 : 0,75) = 3,74м ≈ 3,7м,(6.2)
где: p - вместимость одного погонного метра скважины,
= 7,85 Ч d2 Ч ∆ = 7,85 Ч 1,152 Ч 1,25 = 12,97
кг/м,(6.3)
где: d - диаметр скважины в дециметрах, d = 1,15дм;
∆ - плотность заряжания ВВ, кг/дм3. По данным таб.7.7
[9] для ЭВВ «Сибирит-1200» ∆ = 1,25 г/см3;
q - удельный расход ВВ, необходимый для разрушения 1,0 м3
горной породы,
= qэ Ч kвв = 0,6284 Ч 1,2 = 0,82 кг/м3,(6.4)
где: kвв - поправочный коэффициент для данного ВВ. По данным
таб.7.3. [9] для ЭВВ «Сибирит-1200» kвв = 1,20.
Руководствуясь рекомендациями п.9.6 и п. 9.9 примем наклонные скважины
параллельные откосу уступа (угол наклона - 80є), что позволит иметь равное
удаление обнажённой боковой поверхности уступа от центра заряда, потребует
меньших затрат энергии на разрушение и перемещение отделяемой горной массы от
массива, и обеспечит более равномерное её дробление.
Проверим выбор ЛНС по условиям безопасности:
Wбез ≥ W = 3,7 м > с = 2,0 м,(6.5)
где: с = 2,0 м - минимальное допустимое безопасное расстояние от верхней
бровки уступа до бурового станка п.73 [1].
Так как условие безопасности выполняется, принимаем расстояние от верхней
бровки уступа до первого ряда скважин равным W = 3,7 м.
Определим сетку скважин a Ч b.
Здесь, a - расстояние между скважинами, b - расстояние между рядами
скважин.
а = m Ч W = 1,0 Ч 3,7 = 3,7 м,(6.6)
где: m = 0,8 ч 1,2 - коэффициент сближения скважин. Принимаем m = 1,0.
= (0,85 ч 1,0) Ч W =
(0,85 ч 1,0) Ч 3,7 = 3,14 ч 3,7 м,(6.7)
Как правило, принимают квадратную сетку скважин когда a = b, тогда примем
b = 3,2 м.
Определим параметры заряда и скважин. Вес заряда в скважине:
Qзар = q Ч a Ч b Ч H = 0,75 Ч 3,7 Ч 3,7 Ч 10,0 = 102,67 кг.(6.8)
Длина заряда в скважине:
ℓзар = Qзар : p = 102,67 : 12,97 = 8 м.(6.9)
Длина скважины:
ℓскв = ℓзар + ℓзаб = H + ℓпереб,(6.10)
где: ℓпереб - глубина перебура скважины, по данным стр.
203 [9] :
ℓпереб = 0,5 Ч q Ч W = 0,5 Ч 0,75 Ч 3,7= 1,38 м;(6.11)
по данным стр.99 [11] :
ℓпереб = (10 ч 15) Ч d = (10 ч 15) Ч 0,115 = 1,15 ч 1,72 м.(6.12)
Принимаем ℓпереб = 1,5 м.
Подставив полученные значения в формулу 6.10, имеем:
ℓскв = 10 + 1,5 = 11,5 м.
Тогда, исходя из соотношения равенства в формуле 6.10, получим:
ℓзаб = ℓскв - ℓзар =
11,5 - 8 = 3,5 м.(6.13)
Определим выход горной массы с одного метра скважины:
Vг.м.скв = ( a Ч b Ч H ) : ℓскв = 3,7 Ч
3,7 Ч 10,0 : 11,5 = 11,9 м3/м.(6.14)
Определим ширину развала взорванной горной массы:
Вр = Во + W + b Ч (n - 1) = 26,16 + 3,7 Ч (4 - 1) = 37,2 ≈ 37,0 м,(6.15)
где: n - число рядов скважин взрываемого
блока, n = 4;
Во - ширина развала от нижней бровки уступа (в положении «до
взрыва»), находим по эмпирической формуле:
Во = 3,5 Ч H Ч 4√F Ч 3√(q : H) Ч (0,65 + 0,35 Ч cos φ) = (6.16)
= 3,5 Ч 10Ч 4√10 Ч 3√(0,75 : 10) Ч
(0,65 + 0,35 Ч cos 0є) = 26,16 м,
где: F - группа грунтов по СНиП;
φ - угол между линией одновременно
взрываемых зарядов и откосом
уступа, в нашем случае φ = 0є.
Hр = H Ч 4√(n : q Ч H) = 10 Ч 4√(4: 0,75
Ч 10) = 26,9 м.(6.17)
Проведём расчёт радиусов взрывоопасных зон.
Определим расстояние, безопасное для людей по разлёту отдельных кусков
породы.
Rразл = 1250 Ч ηз Ч √(f Ч d : (1
+ ηзаб) Ч а) = (6.18)
= 1250 Ч 0,695 Ч √(13 Ч 0,115 : (1 + 1,0) Ч 3,7) = 390,4
м,
где: ηз - коэффициент заполнения скважины ВВ,
ηз = ℓзар : ℓскв = 8 :
11,5= 0,695;(6.19)
ηзаб - коэффициент заполнения скважины
забойкой,
ηзаб = ℓзаб : ℓн
= 3,5 : 3,5 = 1,0, (6.20)
здесь: ℓн - величина заполнения свободного пространства
скважины забойкой, ℓн = 3,5 м - полное заполнение пространства
забойкой.
Полученное по формуле (6.18) значение rразл необходимо округлить до большего кратного 50-ти метрам.
Принимаем rразл = 400 м - это и будет радиус границы
опасной зоны по разлёту осколков породы для людей.
Определим сейсмически безопасное расстояние для зданий и сооружений.
Расстояние при одновременном взрыве всего заряда блока:
rс.о = kr Ч kc Ч α Ч 3√Qзар.об = 6 Ч 1 Ч 1 Ч 3√15000
= 148 м,(6.21)
где: kr - коэффициент, зависящий от свойств
грунта на котором стоят здания.
Для промплощадки карьера kr = 6;
kc - коэффициент, зависящий от типа зданий. Для промплощадки карьера kc = 1;
α - коэффициент, зависящий от условий
взрыва. Для взрыва по рыхлению α = 1;
Qзар.об = 15000 кг - общий вес заряда,
равный объёму зарядно-доставочной машины.
Для принятой на карьере схемы взрывания, приведённой на рис.6.2,
наибольший одновременно взрываемый заряд ВВ составит:
Qзар.
одн. = Qзар.об : 3 =15000 : 3 = 5000 кг. (6.22)
Тогда:
rс.одн = kr Ч kc Ч α Ч 3√Qзар.одн = 6 Ч 1 Ч 1 Ч 3√5000
= 102 м,(6.23)
Примем rс = 100 м.
Определим безопасное расстояние по действию УВВ на застекление зданий.
Qэ = 12 Ч p Ч d Ч kз Ч Nодн
= 12 Ч 12,97 Ч
0,115 Ч 0,001 Ч 40 = 0,71
кг,(6.24)
где: kз - коэффициент, значение которого зависит от отношения
длины забойки ℓзаб к диаметру скважины d :
ℓзаб: d =
3,5 : 0,115 =30,4→ kз = 0,001, стр.110 [7]
При Qэ = 0,71 кг ≤ 2 кг безопасное расстояние по
действию УВВ на здания определяем как:
rв = 63 Ч 3√ Qэ 2 = 63 Ч 3√ 0,712
= 50 м. (6.25)
Безопасное расстояние по действию УВВ на человека:
rв чел = 15 Ч 3√
Qзар.одн = 15 Ч 3√ 5000 =
256,5 м. (6.26)
Принимаем rв чел = 300 м, (кратное
50-ти метрам и округлённое в большую сторону).
Параметры взрывных работ сведены в таблицу 2.7.
Схема КЗВ блока
Рис. 2
Основные меры безопасности при проведении взрывных работ:
взрывчатые материалы и заряженные скважины запрещается оставлять без
надзора (охраны);
при обращении с ВМ должны соблюдаться меры предосторожности, предусмотренные
в инструкции по ведению данных работ;
Таблица 2.7
|
Основные параметры
|
Ед.изм.
|
Значения
|
|
1. Линия наименьшего сопротивления по подошве
|
м
|
3,70
|
|
2. Расстояние от первого ряда скважин до верней бровки
уступа
|
м
|
3,70
|
|
3. Расстояние между рядами скважин
|
м
|
3,70
|
|
4. Расстояние между скважинами в ряду
|
м
|
3,70
|
|
5. Угол наклона скважин к поверхности уступа
|
град
|
80
|
|
6. Диаметр скважин
|
м
|
0,115
|
|
7. Высота уступа
|
м
|
10,0
|
|
8. Длина скважины
|
м
|
11,5
|
|
9. Величина перебура
|
м
|
1,50
|
|
10. Длина заряда в скважине
|
м
|
8
|
|
11. Величина забойки
|
м
|
3,5
|
|
12. Удельный расход ВВ
|
кг/м3
|
0,75
|
|
13. Вес заряда в скважине
|
кг
|
102,67
|
|
14. Количество скважин в блоке
|
шт
|
120
|
|
15. Количество рядов на блоке
|
шт
|
4
|
|
16. Количество скважин в ряду
|
шт
|
30
|
|
17. Длина обуриваемого блока
|
м
|
111,0
|
|
18. Общий вес заряда ВВ
|
кг
|
12320
|
|
19. Площадь отбойки блоком от массива
|
м2
|
1642,0
|
|
20. Объём блока
|
м3
|
16428
|
|
21. Выход горной массы с одной скважины
|
м3
|
119
|
|
22. Выход горной массы с одного метра скважины
|
м3/м
|
11,9
|
|
23. Ширина развала взорванной горной массы
|
м
|
37
|
|
24. Высота развала взорванной горной массы
|
м
|
26
|
|
25. Длина развала взорванной горной массы
|
м
|
130,0
|
|
26. Радиус опасной зоны для людей
|
м
|
400,0
|
|
27. Радиус опасной зоны для оборудования и зданий
|
м
|
150,0
|
|
28. Годовой объём взорванной горной массы
|
тыс.м3
|
360,0
|
|
29. Количество массовых взрывов в год
|
ед
|
22
|
|
30. Количество массовых взрывов в месяц
|
ед
|
2
|
- все работы по заряжанию скважин и монтажу взрывной цепи должны
выполняться в строгом соответствии с проектом на производство данного массового
взрыва;
на время заряжания блока все люди, не занятые на этих работах, должны
находиться за пределами запретной зоны (не менее 20 м от ближнего заряда);
с момента начала монтажа взрывной цепи все посторонние люди должны быть
выведены за пределы взрывоопасной зоны и по её границам должны быть выставлены
посты охраны из специально проинструктированных рабочих.
.6.1.4 Экскавация горной массы
Разработка разрыхленного полезного ископаемого производится продольными и
поперечными заходками экскаватором ЭКГ-5А с ковшом ёмкостью 5,2 м3.
Списочное количество экскаваторов - один. Ввиду высокой надёжности
техники и своевременно проводящихся ТО, а так же благодаря тому, что имеется
второй сменный ковш, коэффициент технической готовности экскаватора практически
равен единице.
ТО и замена изнашивающихся частей приурочиваются к ремонтам ДСУ или
массовым взрывам. Средний восстановительный ремонт производится по окончании
рабочего сезона.
Максимальная высота добычного уступа на рабочем горизонте составляет 10,0
метров, что обеспечивает высоту развала взорванной горной массы равную 26
метрам. В связи с тем, что высота развала превышает высоту черпания
экскаватора, развал отрабатывается подуступами. Высота нижнего подуступа = 11,0
м, высота верхнего подуступа = 15 м. При этом экскаватор располагается на
кровле нижнего подуступа. Ширина площадки на кровле нижнего подуступа
соответствует ширине экскаваторной заходки и составляет 13,5 м. Заезд
экскаватора на подуступ осуществляется своим ходом. Для заезда на подуступ
экскаватор из взорванной горной массы формирует площадку с уклоном 18є.
Длина фронта работ, как правило, равна длине развала горной массы, что
составляет 130,0 м (см. таблицу 2.7.). Но, при сопряжении взрываемых блоков,
может равняться длине рабочего борта карьера на отрабатываемом горизонте и
достигать 220,0 м.
Горная масса отгружается в автосамосвалы БелАЗ-7523 (грузоподъёмностью =
42 т) или БелАЗ 7522» (грузоподъёмностью =30 т) и транспортируется в приёмный
бункер ДСУ. Время цикла работы экскаватора составляет 32 секунды. Время
загрузки а/с составляет 3,0 минуты. Время цикла а/с (карьер-ДСУ) составляет
11,0 минут.
Продолжительность сезона добычных работ составляет 300 дней при
двухсменном режиме работы по 12 часов вахтовым методом.
Производительность экскаватора с учётом нормативных поправочных
коэффициентов, в том числе на производство работ в тупиковом забое,
определяется по формуле
Н1 в =(Тсм- Тл.з-Тл.н ) Qк nк*(Тп.с+Ту.п ),
м3
с учётом поправочных коэффициентов проектная сменная производительность
экскаватора составляет 1300 м3/см.
Для выполнения годовой производительности карьера необходимо затратить
количество работы машино-смен экскаватора:
Nсм.э = Qгод : Qсм.э = 360000 : 1300 = 277,0 смен.(6.27)
При работе в забое соблюдаются следующие основные правила безопасности:
работы ведутся в строгом соответствии с паспортом отработки уступа;
движение а/с под погрузку производится только с разрешения машиниста
экскаватора (по звуковым сигналам);
а/с находится за пределами призмы возможного обрушения (≥ 1,0 м от
нижней бровки нижнего подуступа );
при работе экскаватора в тёмное время суток освещённость рабочей зоны
должна соответствовать нормам;
запрещается находиться в зоне радиуса действия экскаватора;
при обнаружении отказов ВВ, козырьков и опасности их обрушения немедленно
прекратить работу и сообщить горному мастеру или техническому руководителю
работ;
при экскавации горной массы кабина экскаватора должна находиться в
стороне противоположной забою.
Схема ведения добычных работ приведена в паспорте ведения добычных работ.
.6.2 Вскрышные работы
Вскрышные породы представлены валунными суглинками и супесями мощностью
от 0,0 до 2,0 м, в среднем составляют 0,5 м.
Средняя объёмная масса пород вскрыши γв = 2,0 т/м3, они относятся ко II группе пород по СНиП -82, а по
трудности разработки отнесены к I
категории пород по ЕНВ на открытые горные работы.
Отдельное удаление почвенно-растительного слоя не предусматривается
вследствие его малой мощности.
В соответствии с разделом 2.3.3 и таблицей 2.4. настоящего дипломного
проекта удаление всего объёма вскрышных пород предусматриваем в 2008 году, в
летний период с июня по сентябрь, в одну 12-ти часовую смену в течение 120-ти
дней. Таким образом, сменная производительность по вскрыше составит:
Qсм
вск = Qвск : Nвск = 48500 : 120 = 404,2 м3/см.(6.28)
В связи с небольшой мощностью вскрыши её удаление производится с
предварительным перемещением бульдозером ДЗ-171 в навалы. Высота навалов
составляет до 3,0 м, угол откоса (естественный угол насыпного грунта)
составляет 30є. Навалы располагаются в местах, удобных для работы
гидравлического экскаватора и подъезда автосамосвала. Разработка навалов
осуществляется экскаватором «Volvo-360»
c ковшом ёмкостью 1,9 м3.
Вскрышные породы отгружаются в автосамосвал БелАЗ-7522 и транспортируются во
внешний отвал. Схема ведения работ приведена на чертеже лист.
Минимальная ширина рабочей площадки составляет 22,0 м и соответствует
условию безопасного расположения на ней горного и транспортного оборудования.
Производительность гедравлического экскаватора «Volvo-360» с учётом принятого режима работы и нормативных
поправочных коэффициентов, в том числе на производство работ в тупиковом забое,
составляет по данным 500 м3/см. Для выполнения годового объёма работ
необходимо количество смен работы погрузчика:
Nсм.
п = Qвск : Qсм. п = 48500 : 500 = 97 смен.(6.29)
Полученное значение соответствует выбранному нами режиму ведения
вскрышных работ.
.6.3 Отвалообразование
На карьере принята система разработки с внешним бульдозерным
отвалообразованием вскрышных пород.
Отвал вскрышных пород расположен с юго-западной стороны от карьерного
поля за границей горного отвода. Отвал одноярусный с высотой до 15,0 метров.
Направление развития овала идёт от поверхности кровли полезной толщи за
границей горного отвода в западном направлении до максимально возможной высоты
15,0 м, согласно рельефа поверхности. Отметка поверхности отвала + 114,0 м.
Схема расположения отвала приведена на сводном плане горных работ чертёж
090500-4-ЗУОГР-ДП-5.
На отвале предусмотрены зона разгрузки и зона планировки, резервная зона
не предусматривается, так как объём работ не велик и на них занят один
автосамосвал. Ширина зон разгрузки и планировки составляет 30,0 м. Берма
возможного обрушения 1,6 м. Ширина предохранительного породного вала 2,5 м,
высота 1,0 м. Угол откоса 35є. Площадь отвала после завершения вскрышных работ
составит 1,7 га.
При сменной производительности бульдозера ДЗ-171 при работе на отвале,
составляющей 600 м3/см, для выполнения годового объёма работ
необходимо смен:
Nсм
бул = Qвск : Qсм бул = 48500 : 600 = 81,0 смен. (6.30)
При производстве отвальных работ соблюдаются следующие основные меры
безопасности:
работы ведутся в соответствии с паспортом отвалообразования;
угол наклона внутрь отвала выдерживается ≥3є;
для исключения возможности подъезда а/с в зону обрушения по краю отвала
оставляется предохранительный породный вал;
при планировке к краю отвала бульдозер подаётся только ножом вперёд не
ближе 2,0 метров от края отвала;
перед въездом на отвал установлена схема движения а/с на отвале;
снег в отвал не складируется и карьерные воды не отводятся.
Схема ведения отвальных работ приведена на чертеже.
.6.4 Карьерный транспорт
В карьере осуществляются следующие виды перевозок:
транспортировка разрыхленного полезного ископаемого из забоя к приемному
бункеру ДСУ;
транспортировка вскрышных пород в отвал;
транспортировка готовой продукции на причал;
подсобные производственно-вспомогательные перевозки.
Все вышеуказанные виды перевозок выполняются автомобильным транспортом,
принадлежащим предприятию.
Исходя из условий принятой технологии ведения горных работ, объёмов и
массы, перевозимых карьерным транспортом грузов, для транспортировки
разрыхленного полезного ископаемого и вскрышных пород используются
автосамосвалы БелАЗ-7522 (грузоподъёмностью = 30 т) и БелАЗ-7523
(грузоподъёмностью =40 т).
Исходные данные для расчёта карьерного транспорта приведены в таблице
2.8.
Таблица 2.8
|
Наименование
|
Ед. изм.
|
Количество
|
|
|
Добыча
|
Вскрыша
|
Готовая продукция
|
|
|
|
|
Щебень
|
Дроб. песок
|
Отсев грохоч.
|
|
1. Режим работы: - количество смен в году -
продолжительность смены
|
ед ч
|
600 12
|
120 12
|
600 12
|
|
2. Годовой объём перевозок
|
тыс.т
|
954,4
|
97
|
455,621
|
437,753
|
57,024
|
|
тыс.м3
|
360,0
|
48,5
|
330,160
|
312,681
|
40,730
|
|
3. Тип погрузочного мех-ма
|
|
Эк-р ЭКГ-5А
|
Эк-р Volvo-360
|
Порг-к Cat-988
|
Погрузчик Volvo- L220
|
|
4. Число погрузочных м-мов
|
Шт
|
1
|
1
|
1
|
1
|
|
5. Емкость ковша порг. м-ма
|
м3
|
5,2
|
1,9
|
5,3
|
4,0
|
|
6. Масса груза в ковше м-ма
|
Т
|
7,9
|
3,8
|
7,42
|
5,6
|
|
7. Время цикла прогр. м-ма
|
Мин
|
0,5
|
0,5
|
0,5
|
0,5
|
Расчёт необходимого количества автосамосвалов с учётом коэффициента
неравномерности использования оборудования во времени и технической готовности
автопарка производим по формуле Np=Qcм*T*f /Тсм*q*β данные расчёта сведёны в таблицу
2.9.
Таблица 2.9
|
Наименование
|
Ед. изм.
|
Количество
|
|
|
Добыча
|
Вскрыша
|
Готовая продукция
|
|
|
|
|
Щебень
|
Дроб. песок
|
Отсев грохоч.
|
|
1. Объём перевозок
|
Т
|
950400
|
97000
|
455621
|
437753
|
57024
|
|
2. Тип автосамосвала
|
|
БелАЗ-7523
|
БелАЗ-7522
|
БелАЗ-7522
|
БелАЗ-7522
|
|
3. Масса груза в кузове
|
Т
|
35,5
|
24
|
24
|
24
|
24
|
|
4. Сред. дальность перевозки: - по постоянным дорогам - по
временным дорогам
|
км км
|
-0,5
|
|
2,0-
|
2,0-
|
-0,8
|
|
5. Средняя скорость движения: - по постоянным дорогам - по
временным дорогам
|
км/ч км/ч
|
30 20
|
|
6. Время рейса, в т.ч.: - погрузка - движение - разгрузка -
манёвры
|
мин мин мин мин мин
|
11,0 3,0 3,0 2,0 3,0
|
10,5 2,5 3,0 2,0 3,0
|
17,5 2,0 10,5 2,0 3,0
|
17,5 2,0 10,5 2,0 3,0
|
12,3 4,8 2,5 2,0 3,0
|
|
7. Коэффициент использования автосамосвала
|
|
0,8
|
|
8. Коэф. неравномерности подачи автотранспорта
|
|
1,05
|
|
9. Число рейсов в смену
|
рейс
|
50
|
35
|
31
|
31
|
45
|
|
10. Сменная производ-сть
|
т/см
|
1775
|
840
|
744
|
744
|
1080
|
|
11. Количество смен работы автосамосвала для перевозки
требуемого объёма
|
смен
|
535
|
115
|
612
|
588
|
53
|
|
12. Необходимое количество автосамосвалов для перевозки
требуемого объёма
|
Ед
|
1,09
|
0,73
|
1,07
|
1,07
|
1,1
|
|
13. Парк автосамосвалов
|
Ед
|
2
|
1
|
2
|
|
1
|
|
14. Годовой пробег
|
Км
|
26750
|
4025
|
112592
|
58652
|
10152
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
2.6.5 Комплексная механизация основных производственных процессов
Подводя итоги расчёта основных производственных процессов при ведении
добычных и вскрышных работ в карьере можно отметить, что все процессы
обеспечены наиболее современными высокопроизводительными горно-транспортными
машинами и оборудованием отвечающими требованиям техники безопасности и
полностью исключающие ручной труд. Особо стоит отметить, что используемое
оборудование не отличается высокой надёжностью в работе и эргономичностью.
Основное горно-транспортное оборудование сведено в таблицу 2.10.
Таблица 2.10
|
Наименование
|
Вид работ
|
Величина
|
|
1. Буровой станок Атлас-Копко ROC-L-6
|
добыча
|
шт
|
1
|
|
2 Экскаватор ЭКГ-5А
|
добыча
|
шт
|
1
|
|
3. Бульдозер ДЗ-171
|
вскрыша
|
шт
|
1
|
|
4. Погрузчик «Caterpillar-988»
|
вскрыша
|
шт
|
1
|
|
5. Автосамосвал БелАЗ-7523
|
добыча
|
шт
|
2
|
|
6. Автосамосвал БелАЗ-7522
|
вскрыша
|
шт
|
1
|
3. Переработка полезного ископаемого
Физико-механические свойства кварцито-песчаников Рыборецкого
месторождения характеризуются следующими показателями:
объёмная масса (средняя плотность) от 2,58 до 2,76 т/м3 , в
среднем 2,64 т/м3;
механическая прочность от 94 до 230 (средняя 130 МПа);
водопоглащение - от 0,9 до 0,55 %.
За основу переработки полезного ископаемого принята схема трёхстадийного
дробления и сортировки замкнутого цикла с получением конечного продукта - щебня
и песка из отсевов дробления крупностью до 70 мм. Компоновочная схема ДСУ
приведена на схеме 1.
Единой (жёсткой) качественно-количественной схемы не существует, так как
ассортимент и процентный выход фракций может гибко меняться, в зависимости от
требований потребителя. Одновременно возможно выпускать до четырёх различных
фракций щебня и песка из отсевов дробления (0ч5; 0ч10; 5ч20; 20ч40), и
различного их сочетания по согласованию с потребителем.
Один из примеров качественно-количественной схемы, режим I (основной) - с получением щебня
фракций 5ч20 и 20ч40 приведён на чертеже 090500-4-ЗУОГР-ДП-9.
В соответствии с проведёнными испытаниями щебень из кварцито-песчаников
Рыборецкого месторождения удовлетворяет требованиям ГОСТ 8267-93 «Щебень и
гравий из плотных горных пород для строительных работ», марка по дробимости -
«1200», по истираемости - «И-1», по морозостойкости - «F-100».
Пески-отсевы в соответствии с ГОСТ 8736-93 «Пески для строительных работ»
относятся к пескам повышенной крупности с маркой прочности «1200».
Технологическая схема предусматривает трёхстадийное дробление с замкнутым
циклом на II и III стадиях дробления, без промывки, на базе агрегатов
фирмы «Sandvik» (Швеция).
Компоновочная схема ДСУ
Горная масса 0ч900
Грохот
фр. 20-150 Sx 1624 фр. 0-20
фр. 150-900
Щёковая дробилка
JM
1211
фр. 0-240
Конусная дробилка
H 6800
фр. 0-80
Грохот
CS 144
III
фр. 0-5 фр. 5-20 фр. 20-40 фр. + 40
Конусная дробилка
H
6800-F
фр. 0-30
Грохот
CS
144-III
фр. 0-5 фр. 5-10 фр. 10-20 фр. + 20
Основные технические решения ДСУ:
доставка горной массы 0ч900 мм из карьера автосамосвалами БелАЗ-7523
(грузоподъёмность = 42т) или БелАЗ-7522 (грузоподъёмность = 30 т);
загрузочное устройство (бункер) вместимостью 65 м3 агрегата
первичного дробления с вибропитателем HF 1655;
выделение отсевов грохочения (карьерных загрязняющих примесей) крупностью
0ч20 мм на двухдековом колосниковом грохоте Sx1624 с деками 150 мм и 20 мм;
первичное дробление в щёковой дробилке JM 1211 с разгрузочной щелью 130 мм;
дроблёный материал крупностью 0ч240 мм поступает на промежуточный склад с
туннельным питателем;
для равномерной загрузки конусной дробилки вторичного дробления
предусмотрен накопительный бункер ёмкостью 35 м3 с вибропитателем ;
вторичное дробление производится в конусной дробилке H 6800 CX/D с выходной щелью
32 мм;
грохочение перед третичным дроблением производится на наклонном грохоте CS 144 III №1 с ситами 40; 20 и 5 мм;
третичное дробление производится в конусной дробилке H 6800-F с выходной щелью 13 мм;
для гибкого регулирования качества товарного щебня и его зернового
состава, а также, производительности ДСУ на выходе из грохота CS 144-III №1 установлена система заслонок (шиберов) позволяющая
перераспределить потоки и часть щебня фр.20-40 направить непосредственно на
конусный склад готовой продукции.
товарное грохочение продукта крупностью 0ч20 мм производится на грохоте CS 144-III №2 с ситами 20;10; и 5 мм;
промывка щебня не предусматривается ;
готовая продукция складируется на открытых конусных складах и отгружается
пневмоколёсными погрузчиками «Volvo-L220» (ковш Е = 4 м3 ) и «Caterpillar - 988» (ковш Е = 5,3 м3 )
в автомобильный транспорт;
технологическое оборудование размещается на открытой площадке.
.1 Расчёт качественно- количественной схемы дробления
Рассчитываем объёмы фракций крупности в исходной породе:
ходной горной породы
Объём фракции 0-51=0,035 * 350 = 10 т/ч
Объем фракции 5-10
2=
0,01 * 350 = 3т/ч
Объём фракции 10-20
3=
0,015 * 350 =5 т/ч
Объём фракции 20-40
4=
0,05 * 350= 17 т/ч
Объём фракции 40-70
5=
0,06 * 350=21 т/ч
Объём фракции 70-150
6=
0,18 * 350= 63 т/ч
Объём фракции 150-300
7=
0,28 * 350 = 98 т/ч
Объём фракции 300-900
8=
0,38 * 350=133 т/ч
Объём фракции + 150:
9=
0,66 * 350 = 231 т/ч
Определяем выхода и объёмы продуктов II ,III и IV:
Выход надрешётного продукта равен содержанию фракции +150 в исходной
горной породе:
γIII=66%
Объем продукта III
находим по разности:
QIII=Qисх-QII-QIV=350-231-18=101т/час
Объем продукта V
равен объему продукта IV
QV= QIV =Qисх*γ=350*0,66= 231т/час
Определяем выхода и объёмы фракций крупности в дроблёном продукте I стадии дробления:
Значения выходов и производительностей для фракций крупности в дробленом
материале дробилки первой стадии составляют:
· для фракций крупности 0-5 в дробленом продукте I стадии: γ0-5=0,04
Q8=231*0,04=9,24 т/час
· для фракций крупности 5-10 в дробленом продукте I стадии:
γ5-10=0,04
Q9=231*0,04=9,24 т/час
· для фракций крупности 10-20 в дробленом продукте I стадии:
γ10-20=0,0510=0,05*231=11,55
т/час
· для фракций крупности 20-40 в дробленом продукте I стадии:
γ20-40=0,11
Q11=0,11*231=25,41 т/час
· для фракций крупности 40 в дробленом продукте I стадии:
γ40-70=0,1612=231*0,16=36,96
т/час
Объем фракции крупности +70 в дробленом продукте I стадии определяется по
разнице между объемом материала, поступившего на I стадию дробления:
13= QIV - Q8 - Q9 - Q10 - Q11 -
Q12=231-9,24-9,24-11,55-25,41-36,96=138,6
т/час
Объем продукта VI:
VI =QV+QIII=231+101=332 т/час
Расчет циркулирующей нагрузки и объемов потоков VII, VII, IX, X, XI, XII
QXII - циркулирующая нагрузка.
Часть потока QXII как
циркулирующая нагрузка, представленная материалом +40.
Для расчета γцир необходимо определить выхода
продуктов крупностью +40 в дробленом продукте II стадии, то есть тех фракций,
которые переходят в подрешетный продукт II грохотания при разгрузочной щели 32
мм.
γ0-5=0,13
γ5-20=0,30
γ20-40=0,44
γ+40=0,13вход=Qвыход=101+231+Qцир
т/ч - 87%- 13%цир=49,6 т/чвход=101+231+49,6=381,6
т/ч
Определяем объёмы фракций крупности после II стадии дробления:
Qi= γi * QXII
Объём фракции 0-5 в дроблёном продукте II стадии
14= 0,13* 381,6 =49,6 т/ч
Объём фракции 5-20 в дроблёном продукте II стадии
15= 0,30 * 381,6= 114,48 т/ч
Объём фракции 20-40 в дроблёном продукте II стадии
16= 0,44 * 381,6= 167,9т/ч
Объём фракции +40 в дроблёном продукте II стадии
Q17= 0,13 * 381,6 = 49,6 т/ч
Определяем коэффициент загрузки конусной дробилки Н6800 ЕС при
разгрузочной щели 32 мм.
КЗ= 381,6/630 = 0,60
Расчёт циркулирующей нагрузки и объёмов потоков XIV, XV, XVI, XVII,
XVIII.
XIV= QXIII+ QXVIII
где QXVIII - циркулирующая нагрузка
Определяем объем продукта QXIII
XIII=QX+ QXI=114,48+167,9=282,38т/ч
Часть потока QXVIII как циркулирующая нагрузка, представленная
материалом +20.
Для расчета величины γцир необходимо определить выхода
продуктов крупности в дробленом продукте III стадии, то есть тех фракций,
которые переходят в подрешёточный продукт грохочения при разгрузочной щели
13мм.
γ0-5=0,36
γ5-10=0,3
γ10-20=0,32
γ+20=0,02вход=Qвыход=114,48+167,9+Qцир
250,1 - 98%- 2%цир - 5,7т/чвход=114,48+167,9+5,7=288,13т/ч
Определяем объемы фракции крупности после III стадии дробления
1=γЧQXVIII
Объём фракции 0-5 в дроблёном продукте III стадии
18=0,36*288,13=103,72
Объём фракции 5-10 в дроблёном продукте III стадии
19=0,3*288,13=86,43
Объём фракции 10-20 в дроблёном продукте III стадии
20=0,32*288,13=92,2
Объём фракции +20 в дроблёном продукте III стадии
21=0,02*288,13=5,76
Определяем коэффициент загрузки
3=288,13/350=0,82
Проверка:18+49,6+103,72+86,43+92,25=350т/ч
Расчёт и выбор грохотов
Определение рабочей площади грохочения
В I стадии грохочения выбран колосниковый грохот с шириной щелей между
колосниками 150мм. Рабочая площадь грохочения для колосниковых грохотов
определятся по формуле:
1=Qиск/2,4a
где Qиск - нагрузка на грохот по исходному питанию т/час-
ширина щели между колосниками, м
иск=350т/ч=0,15м1=350/2,4*0,15=9,7м2
Во II стадии грохочения установлен грохот с размером отверстий сита 40
мм, рабочую площадь которого рассчитываем по формуле:
=Q /CqkLmnvp
производительность грохота, т/чкоэффициент использования поверхности
сита, C=1 для верхнего сита, C=0,85- для нижнегоудельная объёмная
производительность 1м2 сита, м3/м2*ч
1. Поправка на крупность
K, L- коэффициент, учитывающий крупность
материала:
фракции -20 из исходного материала, выход которой составляет
3,5+1+1,5=6%
фракции -20 мм из дроблёного продукта I стадии его выход составляет
+4+5=13%
фракции -20 мм из дроблёного продукта II стадии его выход составляет
+35=47%
фракции -20 мм из циркулирующей нагрузки с выходом
+30+32=98%
Суммарный выход составляет
+13+47+98=164%
Принимаем К=2
Определяем значение коэффициента L. Принимаем=0,94
. Поправка на эффективность грохочения
m-коэффициент,
учитывающий эффективность грохочения
На грохочение в замкнутом цикле с дробилками второй и третьей стадии
принимаем вибрационный грохот где Е=95% , а m=0,7
. Поправка на форму зёрен
n-коэффициент,
учитывающий форму зёрен принимаем равный 1.
. Поправка на влажность
Материал сухой v=1
. Поправка на способ грохочения
Способ грохочения - сухой р=1
Рабочая площадь грохочения составляет:
=Q /CqkLmnvp=436 /1*38*2*0,94*0,7*1*1*1=8,72м2
Применяем грохот СS144 III
Расчёт грохота для товарного грохочения.
Рабочая площадь грохота составляет.
=Q /CqkLmnvp=288,13/1*28*2*0,94*0,7*1*1*1=7,8м2
Применяем грохот СS144 III
Определение производительности дробильно-сортировочного завода по
исходной горной породе, поступающей из карьера.
Производительность дробильно-сортировочного завода выбирается на
основании технической характеристики выбранной дробилки первой стадии, с
корректировкой этой величины на физико-механические свойства дробимого
материала по формуле:
=Qn*δ*Кдр*Кф*Ккр*Кв,
где
производительность дробильно-сортировочного завода по исходной горной
массе, т/ч;
Qп-- паспортная производительность дробилки первой стадии ;
δ- насыпная масса дробимого
материала,т/м3
Кдр-поправочный коэффициент на дробимость материала;
Кф -поправочный коэффициент, учитывающий форму дробимого
материала;
Ккр -поправочный коэффициент на крупность материала;
Кв-поправочный коэффициент на влажность дробимого материала.=
Qn*δ*Кдр*Кф*Ккр*Кв=272*1,7*0,85*1*0,89*1=350т/ч
Характеристика готовой продукции
Готовая продукция - щебень по классам крупности
5-20
-5(отсев)
Годовой баланс выпускаемой продукции в основном режиме приведён в таблице
3.1.
Таблица 3.1
|
Наименование
|
Насыпная Плотность т/м3
|
Выход, %
|
Производительность
|
|
|
|
т/ч
|
тыс. т/г
|
тыс. м3/г
|
|
Горная масса
|
1,7
|
100,0
|
350,0
|
950,4
|
559,058
|
|
Щебень 5ч20
|
1,38
|
51
|
169,32
|
455,621
|
330,160
|
|
Всего щебня
|
|
51
|
169,32
|
455,621
|
330,160
|
|
Песок из отсевов дроблен. 0ч5
|
1,4
|
13
|
43,16
|
116,138
|
82,956
|
|
Дроблёный песок 0ч5
|
1,4
|
36
|
91,8
|
321,615
|
229,725
|
|
Отсев первичный 0ч20
|
1,4
|
16
|
18
|
57,024
|
40,73
|
|
Всего продукции
|
|
100,0
|
350,0
|
950,4
|
683,318
|
рыборецкий кварцит песчаник щебень
4. Специальная часть проекта
Тема специальной части: «Совершенствование технологии дробления для повышения
качества щебня»
.1 Обоснование актуальности рассматриваемой темы
Современный рынок строительных материалов предъявляет всё более жёсткие
требования к качеству применяемой в отрасли продукции. Если не так давно при
строительстве автодорог, изготовлении железобетонных конструкций и других
работах хорошо уходил щебень любого качества, и даже не фракционированный с
большой долей запесоченности и содержанием зёрен слабых и глинистых пород, а уж
о процентном содержании зёрен лещадной формы речи и вовсе не велось, то теперь
ситуация кардинально изменилась. На Российский рынок стали всё больше приходить
Европейские компании, где требования к качеству продукции традиционно высокие,
да и отечественные строительные предприятия стали более ответственно подходить к
строительству и сдаче объектов.
Об изменившейся ситуации наглядно говорит тот факт, что в последнем ГОСТе
были изменены требования к процентному содержанию зёрен лещадной формы. Если в
старой редакции ГОСТа первой категории соответствовал щебень с содержанием
таких зёрен до 15%, второй - от 15% до 25%, третьей - от 25% до 40% и четвёртой
- свыше 40% до 65%, то в современной редакции первой группе соответствует
щебень с содержанием зёрен лещадной формы до 10%, второй - от 10% до 15%,
третьей - от 15% до 25% и четвёртой - от 25% до 50%. Потребитель желает
получать продукцию высокого качества и готов платить за неё достойную цену.
Таким образом, в условиях возрастающей конкуренции, повышение качества
выпускаемого щебня является достаточно актуальной задачей производства.
.2 Выбор технологии переработки
За основу совершенствования технологии дробления с целью повышения
качества получаемого щебня отвечающего требованиям ГОСТ 8267-93 «Щебень и
гравий из плотных горных пород для строительных работ». Технические условия [2]
и имеющего 1-ую категорию по лещадности (содержание зёрен игловидной и
пластинчатой формы до 10%) примем существующую на предприятии технологию
переработки и дробильно-сортировочное оборудование.
Физико-механические свойства получаемого при переработке щебня и песка из
отсевов дробления приведены в разделе 1.6 в таблице 1.3 настоящего проекта.
При этом, по данным ежедневных лабораторных проб, получаемый щебень,
отвечая всем требованиям ГОСТа 8267-93, имеет только 3-ю категорию по
лещадности (от 15% до 25%), щебень фракции 5ч20 - в среднем 18,5%, а щебень
фракции 20ч40 - в среднем 22,3%. Иногда, чаще в периоды работы, когда футеровки
дробящих камер конусных дробилок мелкого дробления (III-я стадия дробления) H-6800 имеют незначительный износ (до 15ч20%) и размер
раскрывной щели (CSS) является
минимальным - 12ч12,8 мм, лабораторные пробы показывают лещадность - 12ч14%,
что соответствует второй группе. Но, так как, процесс этот носит случайный и
непродолжительный характер, к тому же, при малой CSS значительно снижается производительность оборудования
и повышаются нагрузки и его износ, предприятием заявляется третья группа
качества выпускаемого щебня - как постоянно гарантированная.
Итак, на предприятии существует следующая технология переработки полезного
ископаемого с получением в качестве готовых продуктов щебня, песка из отсевов
дробления и карьерных загрязняющих примесей (ПЩС фракции 0ч20).
За основу переработки полезного ископаемого принята схема трёхстадийного
дробления и сортировки замкнутого цикла с получением конечного продукта - щебня
и песка из отсевов дробления крупностью до 70 мм. Компоновочная схема ДСУ
приведена на схеме 1 в разделе 3 настоящего дипломного проекта.
Единой (жёсткой) качественно-количественной схемы не существует, так как
ассортимент и процентный выход фракций может гибко меняться, в зависимости от
требований потребителя. Одновременно возможно выпускать до четырёх различных
фракций щебня и песка из отсевов дробления (0ч5; 0ч10; 5ч20; 20ч40), и
различного их сочетания по согласованию с потребителем. Один из примеров
качественно-количественной схемы, режим I (основной) - с получением щебня фракций 5ч20 и 20ч40
приведён на схеме 1.
В соответствии с проведёнными испытаниями щебень из кварцито-песчаников
Рыборецкого месторождения удовлетворяет требованиям ГОСТ 8267-93 «Щебень и
гравий из плотных горных пород для строительных работ», марка по дробимости -
«1200», по истираемости - «И-1», по морозостойкости - «F-100».
Пески-отсевы в соответствии с ГОСТ 8736-93 «Пески для строительных работ»
относятся к пескам повышенной крупности с маркой прочности «1200».
Технологическая схема предусматривает трёхстадийное дробление с замкнутым
циклом на II и III стадиях дробления, без промывки, на базе агрегатов
фирмы «Sandvik» (Швеция).
Основные технические решения ДСУ:
доставка горной массы 0ч900 мм из карьера автосамосвалами «БелАЗ-7523»
(грузоподъёмность = 40 т) или «БелАЗ-7522» (грузоподъёмность = 30 т);
загрузочное устройство (бункер) вместимостью 65 м3 агрегата
первичного дробления с вибропитателем PF 1540-75;
выделение отсевов грохочения (карьерных загрязняющих примесей) крупностью
0ч20 мм на двухдековом колосниковом грохоте Free-Flo FF1624G с деками 150 мм и 20 мм;
первичное дробление в щёковой дробилке JM 1211 с разгрузочной щелью 130-150 мм;
дроблёный материал крупностью 0ч240 мм поступает на промежуточный склад с
туннельным питателем;
для равномерной загрузки конусной дробилки вторичного дробления
предусмотрен накопительный бункер ёмкостью 20 м3 с вибропитателем PF 12,5/23;
вторичное дробление производится в конусной дробилке H 6800-EC/B-32/36/40/28 с
разгрузочной щелью 32 мм;
грохочение перед третичным дроблением производится на наклонном грохоте CS 144 III с ситами 40; 20 и 5 мм. Для выпуска готовой продукции
фр.20-60 мм после вторичного дробления установлена система заслонок (шиберов).
Продукт фр.20-60мм разгружается на конвейер К-07 и направляется на конусный
склад готовой продукции;
для равномерной загрузки конусной дробилки третичного дробления
предусмотрен промежуточный бункер-накопитель объёмом 20 м3 , с
вибропитателями PF 12,5/23;
третичное дробление производится в конусной дробилке H 6800-F с выходной щелью 13 мм;
промывка щебня не предусматривается;
готовая продукция складируется на открытых конусных складах и отгружается
пневмоколёсными погрузчиками «Volvo-220»
(ковш V = 4,6 м3 ) и «Caterpillar - 988В» (ковш V = 5,3 м3) в автомобильный
транспорт ;
технологическое оборудование размещается на открытой площадке
.3 Выбор способа совершенствования технологии дробления
Существующая на предприятии схема переработки полезного ископаемого и
применяемое при этом дробильно-сортировочное оборудование дают неплохие
технико-экономические показатели (выработка на одного рабочего составляет ≈
4888 тонн в год в целом по предприятию и выработка на одного рабочего
составляет ≈ 71500 тонн в год по ДСУ).
Достоинствами данной схемы являются:
высокая производительность;
высокая эксплуатационная надёжность;
низкая металло- и энергоёмкость;
компактность размещения оборудования;
возможность механизированной уборки просыпей;
принцип работы - «не дробить ничего лишнего»;
простота и удобство ремонта и замены изнашиваемых узлов и деталей;
гибкая система управления и перераспределения потоков дробящегося
материала для выпуска разных фракций и управления качеством готового продукта.
Тем не менее, выйти на получение щебня соответствующего первой, и даже -
стабильно второй группе по содержанию зёрен лещадной формы, используя данное
оборудование, не представляется возможным в виду самого принципа работы
дробилок.
Задачей дробления является разрушение (измельчение) крупных кусков горной
породы до определённых размеров. При этом в разных дробилках используется
разный принцип разрушения породы. Кроме того, разные горные породы по разному
поддаются разрушению (дроблению) в виду различных сил связи между минералами их
составляющими, и зёрнами этих минералов. Различают следующие основные принципы
разрушения горной породы в дробилках: раздавливание, наступающее вследствие
превышения напряжений деформации предела прочности породы на сжатие; срезывание
- из-за сдвига, где преодолевается предел прочности породы на сдвиг; излом
(раскалывание) - из за изгиба, где присутствует комбинация напряжений на сжатие
и на сдвиг; истирание - где присутствует комбинация напряжений сдвига и сжатия;
удар - принцип разрушения, где используется комбинация всех напряжений, при
преобладании напряжения растяжения.
Как известно, сопротивление горной породы напряжению сжатия на порядок
выше, чем напряжению сдвига и растяжения. При этом самое меньшее из трех
напряжений - это напряжение растяжения. Мы имеем кварцито-песчаник осадочную и
метаморфическую основную мелко и среднезернистую горную породу с высоким
пределом прочности на сжатие (σсж = 94-230 МПа) и обладающую низкой
пластичностью ввиду своего минерального состава.
Другими словами - способность данной горной породы сопротивляться
разрушению наименьшая при использовании удара. И что самое важное, именно при
ударном разрушении происходит разделение горной породы на части - близкие по
своей форме к форме зёрен минералов её составляющих. Применяющиеся же в схеме
дробилки используют все принципы разрушения кроме удара.
Основываясь на вышеизложенных аргументах, приходим к выводу, что для
получения кубовидного щебня с характеристиками, отвечающими первой группе по
содержанию зёрен лещадной формы, необходимо включить в схему ДСУ роторную
дробилку ударного действия.
Имеются практические данные по использованию роторных дробилок ударного
действия «Merlin-VSI - RP107»
на карьерах Республики Карелия при добыче габбро-диабазов (месторождение
«Железная гора»), гнейсо-гранитов (месторождение «Лобское-5») и габбро-долериты
(месторождение Щелейкинское).
Учитывая то, что горная порода гнейсо-гранит имеет сланцеватую структуру,
вследствие своего метаморфического происхождения, а, следовательно, склонна к
образованию зёрен лещадной формы. Тем не менее, практика показала, что
получаемый при переработке на роторных дробилках ударного действия щебень из
гнейсо-гранита имел первую группу по лещадности (отдельные пробы показывали результат
до 5%). Резонно предположить, что при переработке интрузивных магматических
горных пород процент этот окажется ещё ниже.
Существенными недостатками данной дробилки, ограничивающими её широкое
применение являются:
относительно низкая производительность. Максимальная - 150 т/ч, средняя
эксплуатационная - 90ч120 т/ч;
быстрый износ комплектующих ротора и футерующих деталей дробильной
камеры;
ограничение по крупности питающего куска исходной массы (максимальный
размер питающего куска = 50 мм, оптимальный питающий материал - фракция 0ч40
мм).
Учитывая все это, не имеет смысла вводить роторную дробилку ударного
действия «Merlin-VSI - RP107»
в качестве основного рабочего агрегата ДСУ
Оптимально разумным решением является принятие данной дробилки в качестве
вспомогательного агрегата на стадии третичного дробления, а фактически будем
иметь четвёртую стадию дробления. Так как после третьей стадии дробления (после
конусной дробилки Н 6800 F) мы
уже имеем кусок крупностью, достаточной для получения необходимого фракционированного
продукта и производительность конусных дробилок достаточно велика, то возможно
установить одну роторную дробилку и её роль сведётся к функции кубизатора
товарного щебня - повышение качества с принятием части нагрузки по повышению
производительности ДСУ.
Таким образом, основным техническим решением по повышению качества
получаемого на Рыборецкои месторождении кварцито-песчаников щебня будет
включение в схему ДСУ между третьей стадией дробления и товарным грохочением,
путём отсечения части потока дроблёного материала и последующим его
присоединением к основному потоку, роторной дробилки ударного действия «Merlin-VSI - RP107».
План расположения оборудования ДСУ приведён на чертеже
090500-4-ЗУОГР-ДП-8.
.4 Описание и принцип работы выбранной дробилки
Выбранная нами роторная дробилка производится шведской фирмой «Sandvik» и по принципу действия относится к
ударным дробилкам самоизмельчения, где разрушение горной породы происходит за
счет соударения частиц друг о друга (без воздействия на разрушаемую породу
рабочих органов дробилки) на высоких скоростях.
Дробилка самоизмельчения «Merlin-VSI-RP107» оснащена ротором с каменной футеровкой, который
обеспечивает бесперебойную подачу потока породы в футерованную камнем
дробильную камеру. Загрузка материала в установку осуществляется сверху, после
чего поток материала разгоняется с помощью ротора с каменной футеровкой до
скорости 85 м (275 футов) в секунду и поступает в дробильную камеру. В ходе
этого процесса образуется слой каменной футеровки ротора и обеспечивается
постоянное дробление и измельчение материала.
Предусмотрена также возможность дополнительной регулируемой по объему и
направлению загрузки материала в дробильную камеру в виде второго потока
(потока «Bi-Flow»). Загружаемый таким образом материал увеличивает общее
количество движущегося материала в камере, что в свою очередь, активизирует
передачу энергии при соударении. Это, в сочетании с другими характеристиками
установки, такими как возможность изменения диаметра ротора, частоты его вращения
и профиля дробильной камеры, повышает производительность установки,
обеспечивает самые низкие эксплуатационные расходы (из расчета стоимости тонны)
и обеспечивает возможность эффективного управления процессом дробления и
измельчения, что позволяет увеличивать и уменьшать выход мелочи.
Количество подаваемого в ротор материала зависит от положения дроссельной
заслонки. Материал, не попадающий в ротор, подается в дробилку через окна
дополнительного потока
«Bi-Flow». Материал, поступающий из ротора и материал потока «Bi-Flow»
смешиваются.
Облако взвешенных частиц совершает круговое движение в дробильной камере.
Частицы находятся в этом состоянии в течение 5 ч 20 секунд, после чего, теряя
энергию, высыпаются из дробильной камеры.
Вращающийся ротор разгоняет материал и обеспечивает его непрерывную
подачу в дробильную камеру. Скорость частиц на выходе из ротора составляет 45 ч
85 м/с.
Схема дробилки и принцип её действия приведены на рисунке 3.
Рис. 3 Схема роторной дробилки ударного действия «Merlin-VSI-RP107»
Данная дробилка имеет ряд функциональных возможностей регулировки
крупности конечного продукта. Как следует из технической характеристики
завода-изготовителя, есть два основных пути.
Первый путь: Увеличение частоты вращения ротора повышает кинетическую
энергию кусков породы, в результате чего, куски, соударяясь, разрушаются
интенсивнее, как следствие - происходит уменьшение их крупности на выходе. При
этом пропускная способность ротора снижается по мере увеличения частоты его
вращения.
Второй путь: При увеличении потока «Bi-Flow» до 10% от максимальной
пропускной способности ротора дробилки, возрастает производительность дробилки
и степень измельчения материала. При увеличении потока «Bi-Flow» свыше 10%
степень измельчения снижается, хотя производительность дробилки возрастает.
На практике, учитывая что разные горные породы, при воздействии на них,
ведут себя по разному, необходимо будет подобрать оптимальный режим именно для
кварцито-песчаников Рыборецкого месторождения в соответствии либо с первым,
либо со вторым путём, а скорее всего с комбинацией обоих.
.5 Выбор и расчёт технологического оборудования
.5.1 Исходные данные
В соответствии с заданным режимом работы карьера и выполненными в горной
части расчётами производственная мощность дробильно-сортировочной установки
(ДСУ) составляет 702,02 тыс. м3 в год готовой продукции по ГОСТ
8267-93 и по ГОСТ 8736-93, в том числе щебня фракции 5ч20 и фракции 20ч40 мм -
445,72 тыс. м3 в год, а также выпускается песок из отсевов дробления
фракции 0ч5 мм - 206,84 тыс. м3 в год (см. табл.12.1). Кроме того,
выпускаются карьерные загрязняющие примеси (ПЩС) фракция 0ч20 в количестве -
44,42 тыс. м3 в год.
Согласно принятому режиму работы карьера, принимаем режим работы ДСУ
таким же, а именно: сезонный, 10 месяцев в году (с марта по декабрь
включительно) в две смены по 10 часов чистого времени работы оборудования при
непрерывной рабочей неделе. Календарный фонд времени работы - 6000 часов,
эффективный фонд времени работы оборудования, с учётом ремонтных смен - 4380
часов.
При выполнении технологической части использованы следующие материалы:
Общесоюзные нормы технологического проектирования предприятий нерудных
строительных материалов ОНТП 18-85. МПСМ СССР;
Сборник методик расчета технологических процессов и оборудования при
проектировании предприятий промышленности нерудных строительных материалов с
экскаваторным способом добычи. - Л.: Гипронеруд, 1990;
техническая информация о технологическом оборудовании фирмы «Sandvik»;- «Проект строительства ДСУ на
Рыборецком месторождении строительного камня в Вепсской национальной волости
Республики Карелия»
Сырьем для производства щебня служат кварцито-песчаники в северо-западной
части Рыборецкого месторождения.
Физико-механические свойства исходной горной породы по данным
лабораторных испытаний характеризуются следующими показателями (таблица 4.1.).
Таблица 4.1
|
Наименование
|
Значение
|
|
1. Плотность, т/м3
|
2,58-3,09
|
|
|
2. Объемная масса, т/м3
|
ср. 2,9
|
|
|
3. Коэффициент разрыхления
|
1,5
|
|
|
4 . Насыпная плотность , т/м3
|
1,7
|
|
|
5. Предел прочности при сжатии, МПа:
|
|
|
|
- в сухом состоянии
|
|
940-2300
|
|
|
- в водонасыщенном состоянии
|
|
860-1440
|
|
|
- после замораживания
|
|
890-1200
|
|
|
б. Морозостойкость
|
F- 1ОО, F-50
|
|
|
7. Водопоглощение, %
|
0,25-0,42
|
|
|
8 . Марка по дробимости щебня
|
1200
|
|
|
9. Содержание зерен слабых пород, %
|
1,59-3,46
|
|
|
10. Содержание глинистых частиц, %
|
0,07-0,09
|
|
|
11. Содержание SiO2, %
|
0,01
|
|
|
12 . Влажность , % :
|
|
|
|
|
- естественная;
|
|
1-3
|
|
|
|
|
|
|
13 . Наибольший размер куска, мм
|
0-900
|
|
|
14. Гранулометрический состав, %
|
|
|
|
|
0-900мм мм
|
100
|
|
|
0-500 мм
|
85,0
|
|
|
0-300 мм
|
62,3
|
|
|
0-150 мм
|
36,5
|
|
|
0-120 мм
|
30,2
|
|
|
0-70 мм
|
18,4
|
|
|
0-40 мм
|
11,6
|
|
|
0-20 мм
|
6,4
|
|
|
0-10 мм
|
4,9
|
|
|
0-5 мм
|
3,5
|
|
|
|
|
|
.5.2 Описание технологического процесса
Горная масса крупностью 0-900 мм автосамосвалами БелАЗ - 7523 или БелАЗ
752 подается в приемное устройство агрегата первичного дробления FSх 1542 емкостью 65 м3 и
поступает на вибрационный питатель Fх 1542.
Продукт кр. 0-900 мм поступает на 2-ситный колосниковый грохот Sх 1624 с ситами 120 мм (защитное) и
20 мм. Подрешетный продукт грохота - карьерные загрязняющие примеси кр. 0-20 мм
конвейером К-02 направляется на конусный склад.
Надрешетный продукт грохота Sх 1624 фр. св. 120 мм поступает в щековую дробилку JM 1211 HD с разгрузочной щелью 140 мм. Подрешетный продукт верхнего
сита грохота - кр. 20 - 120 мм - объединяется с дробленным продуктом 0- 230 мм
на вибропитателе PFU 12,5 / 23-45 и
разгружается на конвейер К-01. Объединенный продукт кр.20-230 мм конвейером
К-01 транспортируется в станцию туннельного питания TS 29А с питателем PFU 12,5 /23, откуда отгружается на конвейер К-03 и транспортируется в
промежуточный бункер-накопитель FP 20 L с вибропитателем PFU 12,5/ 23. Из бункера емкостью 20 м3
продукт кр. 20-230 мм поступает с помощью конвейера К-04 в агрегат
вторичного дробления - конусную дробилку Н 6800 со щелью 32 мм.
Режим I (основной) с получением щебня
фракции 5 до 20 и св. 20 до 40 мм.
Дробленый продукт кр. от 0 до 80 мм из дробилки Н 6800 разгружается на
конвейер К-05 и подается в агрегат грохочения - на грохот Master Flo CS 144 III с
ситами 40, 20 и 5 мм.
Надрешетный продукт верхнего сита грохота (кр. св. 40 мм) возвращается на
конвейере К-06 в бункер-накопитель FP 20 L и транспортируется в конусную
дробилку Н 6800.
Подрешетный продукт нижнего сита - фр. от 0 до 5 мм - конвейером К-09
транспортируется на склад песков из отсевов дробления.
Надрешетные продукты среднего (фр. 20-40 мм) и нижнего (фр. 5-20 мм) сит
грохота объединяются на конвейере К-08, перегружаются на конвейер К-10 и
поступают в конусную дробилку Н 6800-F с выходной щелью 13 мм. Для выпуска готовой продукции фр. 20-40 мм после
вторичного дробления предусмотрена установка шибера. Продукт фр. св. 20 до 40
мм разгружается на конвейер К-07 и направляется на конусный склад готовой
продукции.
Для равномерной разгрузки конусной дробилки третичного дробления
предусматривается бункер-накопитель FP 20 L объемом 20 м3 с
вибропитателем PF 10/20. Продукт
дробления конусной дробилки третичного дробления Н 6800-F разгружается на конвейер К-11 и
поступает в роторную дробилку ударного действия «Merlin-VSI-RP107» далее на агрегат грохочения -
грохот Master Flo CS 144 III с
ситами 20, 10 и 5 мм
Надрешетный продукт верхнего сита грохота - кр.св. 20 мм - возвращается
на конвейерах К-08 и К-10 в конусную дробилку Н 6800-F.
Подрешетный продукт верхнего сита (кр. 10 - 20 мм) объединяется с
надрешетным продуктом нижнего сита (кр. 5-10 мм) на конвейере К-12 и
транспортируется на склад готовой продукции фр. от 5 до 20 мм.
Подрешетный продукт нижнего сита грохота CS 144 III -
кр. от 0 до 5 мм - конвейером К-13 транспортитуется на склад песков из отсевов
дробления.
Компоновочная схема ДСУ с роторной дробилкой.
Горная масса 0ч900
Грохот
фр. 20-150 Sx1624 фр. 0-20
фр. 150-900
Щёковая дробилка
JM
1211
фр. 0-230
Конусная дробилка
H 6800
фр. 0-80
Грохот
CS 144
III
фр. 0-5 фр. 5-20 фр. 20-40 фр. + 40
Конусная дробилка
H
6800-F
фр. 0-30
Роторная дробилкаVSI-RP107
Грохот
CS 144
III
фр. 0-5 фр.5-10 фр. 10-20 фр. + 20
Схема 2
Основные конструктивно-компоновочные решения
Компоновочные
решения
Конструктивно-компоновочные решения определяются набором передвижных
агрегатов, которые установлены на открытой площадке на фундаментах.
Нестандартизированное оборудование (узлы перегрузок) выполнено с учетом
свойств транспортируемого материала. Конструкция узлов обеспечивает самотечное
перемещение материала, исключает забивку или зависание материала, узлы
выполнены износоустойчивыми.
Общий вид ДСУ приведён на чертеже 090500-4-ЗУГОР-ДП-8.
Бункеры и склады
В составе ДСУ планируются следующие буферные емкости:
§ загрузочное устройство агрегата I дробления емкостью 65 м3;
§ промежуточный конус продукта кр. 20-230 мм высотой до 13 м;
§ загрузочное устройство агрегата II дробления емкостью 20 м3;
§ загрузочное устройство агрегата III дробления емкостью 20 м3;
§ склад щебня фр. св. 20 (25) до 40 (60) мм;
§ склад щебня фр. от 5 до 20 (25) мм;
§ склад песка из отсевов дробления фр. от 0 до 5 мм;
§ склад карьерных загрязняющих примесей фр. от 0 до 20 мм.
Разгрузка автосамосвалов г.п. 35,5т или 30 т односторонняя. Разгрузочная
площадка ограничена у приемного бункера двухъярусной подпорной стенкой из
железобетона с высотой подпора грунта 11,25 м. На контакте с приемным бункером
по верху подпорной стенки предусмотрено устройство упорного бруса высотой 0,75
м.
Склады готовой продукции открытые конусного типа. Основание складов
выполнено из хранимого материала.
Выделенные карьерные загрязняющие примеси фр. от 0 до 20 мм складируются
в отвал вскрышных пород, как временно хранящиеся, по мере необходимости
используются для хозяйственных нужд (ремонт автодорог предприятия и районных
автодорог).
Песок из отсевов дробления фр. от 0 до 5 мм складируется в выработанное
пространство карьера «Рыборецкий» и реализуется потребителям по мере возникновения
спроса на данный вид продукции.
Конусные и буферные склады готовой продукции
Конусные склады готовой продукции
Готовая продукция складируется на открытых конусных складах. Основание
складов выполнено из хранимого материала. Результаты расчета складов приведены
в таблице 4.2.
Таблица 4.2
|
Наименование
|
Угол естественного откоса, град.
|
Высота конуса, м
|
Емкость, м3
|
Производительность м3/сут
|
Запас хранения, сут
|
|
Щебень св. 20 до 40 мм
|
40
|
8,5
|
920
|
842,6
|
1,1
|
|
Щебень св. 5 до 20 мм
|
40
|
8,5
|
920
|
1824,6
|
0,5
|
|
Песок из отсевов дробления от 0 до 5 мм
|
40
|
8,0
|
1000
|
1210,2
|
0,83
|
|
Карьерные загрязняющие примеси от 0 до 20 мм
|
40
|
5,5
|
250
|
174,5
|
1,5
|
Готовая продукция с конусных складов отгружается в автомобильный
транспорт и отправляется на буферные склады, расположенные в 2-х км от площадки
ДСУ. Погрузка готовой продукции в автомобильный транспорт осуществляется с
помощью колесного погрузчика «Volvo-220»
с ковшом емкостью 4 м3. В период навигации предусматривается
транспортировка готовой продукции непосредственно на причал, расположенный в
2,5 км к юго-востоку от ДСУ.
Буферные склады готовой продукции
Для временного складирования готовой продукции в отсутствие навигации на
Онежском озере проектом предусматривается устройство буферных складов, которые
рассчитаны на хранение щебня фр. св. 20 до 40 мм и фр. от 5 до 20 мм в течение
150 суток (период закрытия навигации).
Формирование буферного склада производится с помощью бульдозера Б-170 и
погрузчика «Cat - 980». При сменной
производительность бульдозера, составляющей 450 м3/см (по
практическим данным), для выполнения максимального годового объема работ на
буферном складе необходимо 9250/450 = 20 машино-смены работы бульдозера.
После открытия периода навигации на Онежском озере готовая продукция из
буферных складов отгружается в автосамосвалы и транспортируется на причал.
Погрузка готовой продукции осуществляется с помощью фронтального
пневмоколесного погрузчика «Caterpillar-988» с ковшом 5,7 м3 . Буферные склады готовой продукции -
открытые штабельные. Основание складов выполнено из хранимого материала. Запас
хранения материала на складах - 150 суток.
Согласно акту выбора и обследования земельного участка для складирования
строительного щебня в районе с. Рыбрека выделены два участка площадью 3,3 га и
6,5 га.
Буферные склады рассчитаны на хранение щебня фр. св. 20 до 40 мм и фр. от
5 до 20 мм. Для исключения смешивания фракций проектом принимается
складирование готовой продукции на отдельные участки:
Участок 1 площадью 6,5 га - щебень фр. от 5 до 20 мм;
Участок 2 площадью 3,3 га - щебень фр. св. 20 до 40 мм.
.5.3 Расчёт основного технологического оборудования
Расчёт основного технологического оборудования производим с учётом
выбранного режима работы ДСУ по часовым нагрузкам на оборудование с учётом
коэффициента неравномерности подачи горной массы Кн = 1,1 и в
соответствии с данными п.4.5.1. настоящего дипломного проекта.
Производительность оборудования принята по данным завода-изготовителя
Основное технологическое оборудование
Питание перед грохочением
Назначение операции - предварительное питание перед грохочением
Нагрузка на операцию - 385 т/ч
На данной операции применен вибрационный питатель Fx 1542 с лотком 480Ч1500 мм.
Наибольшая производительность питателя составляет 400 т/ч
Коэффициент загрузки (Кз ) равен 1
Грохочение перед первичным дроблением
Назначение операции - предварительное грохочение перед первичным
дроблением горной массы 0-900 мм с насыпной плотностью 1,8 т/м3
Нагрузка на операцию - 385 т/ч
На данной операции применен колосниковый грохот Sx 1624 с ситами 120 (100) мм (защитное) и 20 (16) мм.
Наибольшая производительность грохота составляет 500 т/ч.
Коэффициент загрузки (Кз) равен 0,7
Техническая характеристика питателя и грохота приведена в таблице 4.3.
Таблица 4.3
Техническая характеристика агрегата крупного дробления
|
Наименование
|
Значение
|
Примечание
|
|
1. Тип агрегата
|
FSх 1542
|
|
|
2. Емкость загрузочного устройства, м3
|
65
|
|
|
3. Тип вибрационного питателя
|
Fх 1542
|
|
|
4. Размеры лотка, мм
|
4180Ч1500
|
|
|
5. Производительность, т/ч
|
350-500
|
|
|
Б. Масса, кг
|
5550
|
|
|
7. Тип колосникового грохота
|
Sх 1624
|
|
|
8. Количество сит, шт.
|
2
|
|
|
9. Размеры деки грохота, мм
|
2400Ч1600
|
|
|
10. Ячейки сита, мм
|
120 (защитное) ; 20
|
|
|
11. Габаритные размеры грохота, мм - длинаЧширинаЧвысота
|
2600 Ч2000Ч1600
|
|
|
12. Масса, кг
|
6580
|
|
|
13. Тип дробилки
|
JM 1211 НD
|
щековая
|
|
14. Тип качания щеки
|
сложное
|
|
|
15. Размеры загрузочного отверстия, мм
|
1200Ч1100
|
|
|
16. Производительность, м3 /ч
|
355-470
|
|
|
17. Ширина разгрузочной щели, мм
|
125-250
|
|
|
18. Мощность электродвигателя, кВт
|
132
|
|
|
19. Габаритные размеры, мм - длинаЧширинаЧвысота
|
3610Ч2350Ч3510
|
|
|
20. Масса, кг
|
35400
|
|
|
21. Тип вибрационного грохота
|
РFU 12,5/23
|
|
|
22. Размер лотка, мм длинаЧширина
|
2300Ч1250
|
|
|
23. Ширина разгрузочной течки, мм
|
850
|
|
|
24. Масса, кг
|
1100
|
|
|
25. Мощность электродвигателя, кВт
|
2Ч2,3
|
|
|
26. Габаритные размеры конвейера: ширина ленты, мм длина, м
|
1000 50
|
К-01
|
|
27. Мощность электродвигателя, кВт
|
30
|
|
|
28. Конвейер ленточный ширина ленты, мм длина конвейера, м
|
650 20
|
К-02
|
|
29. Мощность электродвигателя, кВт
|
5,5
|
|
|
30. Установленная мощность, кВт
|
160
|
|
|
31. Масса агрегата, кг
|
118230
|
|
Выделение материала кр. от 0 до 20 мм
Назначение операции - выделение карьерных загрязняющих примесей кр. от 0
до 20 мм.
Нагрузка на оборудование (нижнее сито грохота) - 87,2 т/ч.
На данной операции установлен колосниковый грохот Sх 1624 площадью 3,8 м2 с
ситом 20 мм и верхним защитным ситом 120 мм.
Производительность грохота Sх
1624 с учетом коэффициента к = 0,9 на нижнее сито составляет 450 т/ч.
Техническая характеристика грохота приведена в таблице 4.5.
Первичное дробление.
Назначение операции - дробление материала 120 - 900 мм и крупности 0-230
мм.
Нагрузка на операцию - 297,8 т/ч.
На данной операции установлена щековая дробилка JM 1211 HD,
работающая со щелью 140 мм. Производительность дробилки 400 т/ч.
Коэффициент загрузки (Кз) равен 0,75.
Питание в туннельном питателе.
Назначение операции - предварительное питание перед вторичным дроблением
продукта крупностью 20-230 мм с насыпной плотностью 1,8 т/м3
Нагрузка на операцию - 366,56 т/ч.
На данной операции применена станция туннельного питания TS 29А с питателем PFU 12,5/23 с лотком 2300 Ч 1250 мм.
Станция туннельного питания изготавливается из усиленных металлических пластин
и предназначена для промежуточного склада с высотой конуса до 22 м. Течка
специально сконструирована для увеличения производительности питателя.
Наибольшая производительность питателя составляет 400 т/ч.
Коэффициент загрузки (Кз) равен 0,91
Питание перед вторичным дроблением
Назначение операции - равномерная загрузка продукта крупностью 20-230 мм
с насыпной плотностью 1,8 т/м3 в дробилку вторичного дробления.
Нагрузка на операцию - 433,16 т/ч.
На данной операции применен промежуточный бункер-накопитель FP 20 L с вибропитателем PFU 12,5/23, размеры лотка - 2300 Ч 1250 мм. Наибольшая производительность
питателя составляет 450 т/ч.
Коэффициент загрузки (Кз) равен 0,96
Вторичное дробление
Назначение операции - дробленеи материала 0 - 230 мм до крупности 0-80 мм
Нагрузка на оборудование- 433,16 т/ч
На данной операции применена конусная дробилка Н 6800 с разгрузочной
щелью 32 мм
Производительность дробилки при ширине разгрузочной щели 32 мм составляет
240-670 т/ч
Коэффициент загрузки (Кз) равен 0,8
Таблица 4.4
Техническая характеристика агрегатов среднего и мелкого дробления
|
Наименование
|
Значение по дроблению
|
|
среднее дробление
|
мелкое дробление
|
|
1. Тип загрузочного устройства
|
FP 20 L
|
|
2. Емкость загрузочного устройства, м3
|
20
|
|
3. Масса, кг
|
6000
|
|
4. Тип питателя
|
станция туннельного питания TS 29A с питателем PFU 12,5/23
|
PF 10/20
|
|
5 . Производительность, т/ч
|
450
|
450
|
|
6. Размеры лотка, мм
|
2300Ч1250
|
2500Ч1000
|
|
7. Ширина разгрузочной течки, мм
|
850
|
500
|
|
8. Размеры туннеля, мм длина ширина
|
3000 2300
|
-
|
|
9. Масса, кг
|
6900
|
1200
|
|
10. Тип дробилки
|
Н 6800 ЕС
|
Н 6800-F
|
|
11. Наибольший размер загружаемых кусков, мм
|
300
|
75
|
|
12 . Производительность, т /ч
|
240-670
|
190-220
|
|
13. Ширина разгрузочной щели, мм
|
32
|
13
|
|
14. Мощность электродвигателя, кВт
|
315
|
315
|
|
15. Габаритные размеры дробилки, мм: - диаметр конуса -
высота
|
|
|
1950
|
|
4220
|
|
16. Масса дробилки, кг
|
23500 14000
|
|
17. Конвейер ленточный
|
К-03
|
К-08
|
|
- ширина ленты, мм
|
1000
|
650
|
|
- длина конвейера, м
|
24
|
5
|
|
18. Мощность электродвигателя, кВт
|
15
|
4
|
|
19. Конвейер ленточный
|
К-04
|
К-10
|
|
- ширина ленты, мм
|
1000
|
650
|
|
- длина конвейера, м
|
24
|
35
|
|
20. Мощность электродвигателя, кВт
|
18,5
|
18,5
|
|
21. Конвейер ленточный
|
К-05
|
К-11
|
|
- ширина ленты, мм
|
1000
|
650
|
|
- длина конвейера, м
|
47
|
47
|
|
22. Мощность электродвигателя, кВт
|
2Ч15
|
18,5
|
Товарное
грохочение после вторичного дробления
Назначение операции - грохочение материала 0-80 мм на грохоте Master Flo CS 144 III с
ситами 40, 20 и 5 мм.
Нагрузка на операцию составляет: по ситу 40 м - 433,16 т/ч; по ситу 20 мм
- 346,17 т/ч, по нижнему ситу 5 мм - 200,25 т/ч.
Верхнее сито 40 мм.
Коэффициент загрузки сита - 0,82.
Среднее сито 20 мм.
Производительность по продукту 0 - 20 мм составляет 390 т/ч.
Коэффициент загрузки сита - 0,88.
Нижнее сито 5 мм.
Производительность по продукту 0 - 5 мм составляет 215 т/ч.
Коэффициент загрузки сита - 0,93.
Питание перед третичным дроблением
Назначение на операции - равномерная загрузка продукта крупностью 5 -40
мм с насыпной плотностью 1,55 т/м3 в конусную дробилку третичного
дробления.
Нагрузка на операцию 257,3 т/ч.
На данной операции применен промежуточный бункер - накопитель FP 20 L с вибропитателем PF 10/20, размеры лотка - 2500 Ч 1000 мм. Наибольшая производительность
питателя составляет 450 т/ч.
Коэффициент загрузки (Кз) равен 0,57.
Третичное дробление
На данной операции применена конусная дробилка Н 6800-F с разгрузочной щелью 13 мм
Производительность дробилки при ширине разгрузочной щели 13 мм составляет
195-350 т/ч.
Коэффициент загрузки (Кз) равен 0,85.
Товарное грохочение
Назначение операции - грохочение материала 0 - 30 мм на грохоте CS 144 III с ситами 20, 10 и 5 мм.
Нагрузка на операцию составляет: по верхнему ситу 20 мм - 257,3 т/ч, по
среднему ситу 10 мм - 199,16 т/ч, по нижнему ситу 5 мм - 162,16 т/ч.
Верхнее сито 20 мм.
Производительность по продукту 0 - 20 мм составляет 400 т/ч.
Коэффициент загрузки сита - 0,65
Среднее сито 10 мм.
Производительность по продукту 0 - 10 мм составляет 275 т/ч.
Коэффициент загрузки сита - 0,73.
Нижнее сито 5 мм.
Производительность по продукту 0 - 5 мм составляет 180 т/ч.
Коэффициент загрузки сита - 0,9.
Результаты расчета основного технологического оборудования сведены в
таблицу 4.6.
Таблица 4.5
Техническая характеристика агрегатов грохочения
|
Наименование
|
Значение
|
Примечание
|
|
1. Тип грохота
|
Master Flo CS 144 III
|
|
|
2. Количество сит, шт.
|
3
|
|
|
3. Размеры сит, мм
|
6000Ч2400
|
|
|
4. Площадь сит, м2
|
14,4
|
|
|
5. Тип двигателя: - мощность, кВт; - частота вращения,
об./мин.
|
22 2 х 26
|
|
|
Б. Габаритные размеры грохота, мм:
|
|
|
|
- длина
|
5000
|
|
|
- ширина
|
2000
|
|
|
- высота
|
3200
|
|
|
7. Масса грохота, кг
|
9980
|
|
|
8 . Конвейер ленточный
|
|
К-06
|
|
- ширина ленты, мм
|
650
|
|
|
- длина конвейера, м
|
40
|
|
|
9. Мощность двигателя, кВт
|
11
|
|
|
10. Конвейер ленточный - ширина ленты, мм - длина
конвейера, м
|
650 25
|
К-07
|
|
11. Мощность двигателя, кВт
|
11
|
|
|
12. Конвейер ленточный - ширина ленты, мм - длина
конвейера, м
|
650 20
|
К-09
|
|
13. Мощность двигателя, кВт
|
5,5
|
|
|
14. Конвейер ленточный - ширина ленты, мм - длина
конвейера, м
|
650 25
|
К-12
|
|
15. Мощность двигателя, кВт
|
11
|
|
|
16. Конвейер ленточный - ширина ленты, мм - длина
конвейера, м
|
650 20
|
К-13
|
|
17. Мощность двигателя, кВт
|
5,5
|
|
Таблица 4.6
Результаты расчета технологического оборудования
|
Операция
|
Выход%
|
Производит. по схеме, т/ч
|
Нагрузка на оборудование, т/ч
|
Оборудование
|
Производит. оборудования, т/ч
|
Коэффиц. загрузки
|
|
Режим I - основной
|
|
Питание перед грохочением
|
100
|
350,0
|
385,0
|
Вибрационный питатель Fх-1542
|
400,0
|
1,00
|
|
Грохочение перед I дроблением
|
100
|
350,0
|
385,0
|
Грохот колосниковый Sх 1624 щель120, 20 мм
|
500,0
|
0,70
|
|
Выделение материала 0-20 мм
|
16
|
56
|
67,20
|
Грохот колосниковый Sх 1624 щель120, 20 мм
|
500,0
|
0,20
|
|
Первичное дробление
|
59
|
207
|
297,8
|
Дробилка JM-1211 HD щель 140 мм
|
400,0
|
0,75
|
|
Питание в туннельном питателе
|
95,21
|
333,23
|
366,56
|
Станция туннельного питания ТS 29А с питателем PFU 12,5/23
|
400,0
|
0,91
|
|
Питание перед II дроблением
|
112,51
|
393,78
|
433,16
|
Бункер-накопитель FP 20 L c вибропитателем PFU 12,5/23
|
450,0
|
0,96
|
|
Вторичное дробление
|
112,51
|
393,78
|
433,16
|
Дробилка Н 6800 щель 32 мм
|
500,0
|
0,80
|
|
Товарное грохочение после II дробления
|
37,90 34,41 17,61
|
393,78 254,15 182,05
|
433,16 346,17 200,25
|
Грохот Master Flo CS 144 III сито 40 мм сито 20 мм сито 5 мм
|
530,0 390,0 215,0
|
0,82 0,88 0,93
|
|
Питание перед III дроблением
|
66,83
|
233,91
|
257,3
|
Бункер-накопитель FP 20 L c вибропитателем PF 10/20
|
450,0
|
0,57
|
|
Третичное дробление
|
66,83
|
233,91
|
257,3
|
Дробилка Н 6800-F щель 13 мм
|
300,0
|
0,85
|
|
Товарное грохочение
|
31,95 28,76 13,36
|
233,91 181,05 147,42
|
257,3 199,16 162,16
|
Грохот Master Flo CS 144 III сито 20 мм сито 10 мм сито 5 мм
|
400,0 275,0 180,0
|
0,65 0,73 0,90
|
Для перемещения материала приняты ленточные конвейеры с углом наклона 19˚.
Результаты расчета сведены в таблице 4.7.
Таблица 4.7
Расчёт конвейерного оборудования
|
Наименование
|
Ширина ленты, мм
|
Длина, м
|
Угол накл., град.
|
Скорость ленты, м/с
|
Нагрузка по схеме, т/ч
|
Технич. Производ. т/ч
|
Коэфф. загрузки
|
|
1. Конвейер К-01
|
1000
|
50
|
16
|
1,0
|
366,56
|
800
|
0,45
|
|
2. Конвейер К-02
|
650
|
20
|
17
|
1,0
|
18,44
|
300
|
0,10
|
|
3. Конвейер К-03
|
1000
|
24
|
17
|
1,0
|
366,56
|
800
|
0,45
|
|
4. Конвейер К-04
|
1000
|
24
|
16
|
1,0
|
433,16
|
800
|
0,54
|
|
5. Конвейер К-05
|
1000650
|
47
|
15
|
1,0
|
433,16
|
800
|
0,54
|
|
6. Конвейер К-06
|
650
|
40
|
16
|
1,0
|
66,61
|
600
|
0,11
|
|
7 . Конвейер К-07
|
650
|
25
|
18
|
1,0
|
79,29
|
500
|
0,16
|
|
8. Конвейер К-08
|
650
|
5
|
5
|
1,0
|
257,30
|
500
|
0,51
|
|
9. Конвейер К-09
|
650
|
20
|
18
|
1,0
|
67,79
|
300
|
0,23
|
|
10. Конвейер К-10
|
650
|
35
|
19
|
1,0
|
257,30
|
500
|
0,51
|
|
11. Конвейер К-11
|
650
|
47
|
14
|
1,0
|
257,30
|
500
|
0,51
|
|
12. Конвейер К-12
|
650
|
25
|
18
|
1,0
|
175,60
|
300
|
0,58
|
|
13. Конвейер К-13
|
650
|
20
|
18
|
1,0
|
51,43
|
300
|
0,17
|
Таблица 4.8
Спецификация технологического оборудования
|
Позиция: по плану ДЗУ
|
Наименование
|
Кол-во
|
Масса, кг
|
Примечание
|
|
1
|
2
|
3
|
4
|
5
|
|
1.
|
Агрегат I дробления
|
1
|
118230
|
|
|
1.1
|
Устройство загрузочное емкостью 65 м3
|
1
|
|
|
|
1.2
|
Вибрационный питатель Fх 1542
|
1
|
5550
|
2Ч10,8 кВт
|
|
1.3
|
Грохот колосниковый Sх 1624
|
1
|
6580
|
2Ч10,8 кВт
|
|
1.4
|
Дробилка щековая JM-1211 НD
|
1
|
35400
|
132 кВт
|
|
1.5
|
Течка
|
1
|
|
|
|
1.6
|
Конвейер ленточный К-01
|
1
|
|
30 кВт
|
|
1.7
|
Конвейер ленточный К-02
|
1
|
|
5,5 кВт
|
|
1.8
|
Станция туннельного питания TS 29A
|
1
|
5800
|
|
|
1.9
|
Вибропитатель PFU 12,5/23
|
2
|
1100
|
2Ч2,3 кВт
|
|
1.10
|
Течка
|
1
|
|
|
|
1.11
|
Конвейер ленточный К-03
|
1
|
|
15 кВт
|
|
1.12
|
Металлоискатель S 3000/950
|
1
|
|
|
|
1.13
|
Конвейерные весы
|
1
|
Гидравлический молот Rammer- Е64/ С400
|
1
|
|
|
|
2.1
|
Сильная конструкция гидромолота
|
1
|
|
|
|
|
|
|
|
|
3.
|
Агрегат II дробления
|
1
|
|
|
|
3.1
|
Бункер-накопитель FP 20 L емкостью 20 м3
|
1
|
6000
|
|
|
3.2
|
Питатель вибрационный PFU 12,5/23
|
1
|
1100
|
2Ч2,3 кВт
|
|
3.3
|
Конвейер ленточный К-04
|
1
|
|
18,5 кВт
|
|
3.4
|
Конвейер ленточный К-05
|
1
|
|
2Ч15 кВт
|
|
3.5
|
Дробилка конусная Н 6800
|
1
|
23500
|
315 кВт
|
|
3.6
|
Течка
|
1
|
|
|
|
4.
|
Агрегат грохочения
|
2
|
23600
|
|
|
4.1
|
Грохот Master Flo CS 144 III
|
2
|
15000
|
22 кВт
|
|
4.2
|
Течка
|
6
|
|
|
|
4.3
|
Рама опоры грохота
|
2
|
13600
|
|
|
4.4
|
Конвейер ленточный К-06
|
1
|
|
11 кВт
|
|
4.5
|
Конвейер ленточный К-07
|
1
|
|
11 кВт
|
|
4.6
|
Конвейер ленточный К-08
|
1
|
|
4 кВт
|
|
4.7
|
Конвейер ленточный К-09
|
1
|
|
5,5 кВт
|
|
4.8
|
Конвейер ленточный К-10
|
1
|
|
18,5 кВт
|
|
4.9
|
Конвейер ленточный В-12
|
1
|
|
11 кВт
|
|
4.10
|
Конвейер ленточный В-13
|
1
|
|
5,5 кВт
|
|
5.
|
Агрегат III дробления
|
1
|
|
|
|
5.1
|
Бункер-накопитель FP 20 L емкостью 20 м3
|
1
|
6000
|
|
|
5.2
|
Питатель вибрационный PF 10/20
|
1
|
1200
|
2Ч4,5 кВт
|
|
5.3
|
Дробилка конусная Н 6800-F
|
1
|
23500
|
160 кВт
|
|
5.4
|
Течка
|
1
|
|
|
|
5.5
|
Конвейер ленточный В-11
|
1
|
|
18,5 кВт
|
|
5.6
|
Кабина управления М12 с металлоконструкциями
|
1
|
|
|
.5.4 Качество готовой продукции
Дробильно-сортировочная установка в основном режиме производит следующую
продукцию:
щебень фракций 5ч20 мм, 20ч 40 мм, 40-70мм, 0 ч5 мм и 0 ч10 мм (чаще
фракции 5ч20 мм и 20ч40 мм) марки «1200» по ГОСТ 8267-93 «Щебень и гравий из
плотных горных пород для строительных работ»;
песок из отсевов дробления крупностью 0 ч5 мм и 0 ч10 мм марки
«1200ч1400» по ГОСТ 8736-93 «Песок для строительных работ».
Стабильность установленных стандартами показателей качества готовой
продукции обеспечивается следующими мероприятиями:
оптимизация горных работ для подачи на переработку горной массы
стабильного качества;
выбор рациональной схемы переработки и основного технологического
оборудования;
наличие стадии ударного дробления для получения кубовидного щебня;
наличие в схеме переработки двух замкнутых циклов дробления с контрольным
грохочением;
достаточная площадь грохочения и правильный подбор отверстий сит;
постоянный контроль технологического процесса и качества готовой
продукции;
наличие на складах готовой продукции специального основания из хранимого
материала.
Контроль качества выпускаемых ДСУ щебня и песка из отсевов дробления
производится в соответствии с ГОСТ 8269.0-97 «Щебень и гравий из плотных горных
пород и отходов промышленного производства для строительных работ. Методы
физико-механических испытаний». Опробование готовой продукции осуществляется в
испытательной лаборатории предприятия, которая расположена непосредственно на
площадке карьера. Взятие проб производится не менее двух раз в сутки при
нормальной работе оборудования - планово, и после каждого изменения режима
работы или существенного ремонта, например: замены броней конусных дробилок,
замены сит грохотов, и др. Пробы отбираются вручную с остановленной конвейерной
ленты или со складов готовой продукции с помощью ковша-пробоотборника.
Кроме систематического контроля качества готовой продукции в лаборатории
периодически определяются параметры промежуточных продуктов технологической
схемы (производительность и гранулометрический состав), размеры щелей дробилок
и сит грохотов.
Испытательная лаборатория обеспечена оборудованием и приборами для
выполнения определений проб, а также имеет аттестат, выданный ФГУ
«Тест-С.Петербург».
Режим и периодичность опробований приведены в таблице 4.9.
Показатели качества готовой продукции приведены в таблицах 4.10. и 4.11.
Таблица 4.9
|
Вид испытания
|
Контроль качества на предприятии
|
|
ежедневный
|
периодический
|
|
Щебень
|
|
1. Определение зернового состава щебня данной фракции
|
+
|
-
|
|
2. Определение содержания в щебне пылевидных, илистых и
глинистых частиц отмучиванием или пипеточным методом
|
+
|
-
|
|
3. Определение содержания в щебне глины в комках
|
-
|
+
|
|
4. Определение содержания в щебне пластинчатых (лещадных) и
игловатых зерен
|
-
|
+
|
|
5. Определение дробимости щебня при сжатии (раздавливании)
в цилиндре
|
-
|
+
|
|
6. Определение истираемости щебня в полочном барабане
|
-
|
+
|
|
7. Определение сопротивления щебня удару на копре ПМ
|
-
|
+
|
|
8. Определение морозостойкости щебня
|
-
|
+
|
|
9. Определение содержания в щебне зерен слабых пород
|
+
|
-
|
|
10. Определение содержания органических примесей в щебне
(гравии)
|
-
|
+
|
|
11 . Определение объемной массы исходной горной породы и
зерен щебня
|
-
|
+
|
|
12 . Определение объемной насыпной массы для перевода
количества поставляемого щебня из весовых единиц в объемные
|
-
|
+
|
|
13. Определение пустотности щебня
|
-
|
+
|
|
1 4 . Определение влажности щебня
|
-
|
+
|
|
15. Определение стабильности показателей качества щебня:
содержание зерен в щебне с размерами более Днаиб; Днаим и пылевидных и
глинистых частиц статистическим методом
|
-
|
+
|
|
16. Определение группы щебня по форме зерен
|
-
|
+
|
|
Песок из отсевов дробления
|
|
17. Определение зернового состава и модуля крупности песка
|
+
|
-
|
|
18. Определение содержания глины в комках
|
+
|
-
|
|
19. Определение содержания пылевидных, илистых и глинистых
частиц отмучиванием или пипеточным методом
|
+
|
-
|
|
20. Определение объемной насыпной массы: для перевода
количества поставляемого песка из весовых единиц в объемные в стандартном неуплотненном
состоянии
|
-
|
+
|
|
21. Определение влажности песка
|
-
|
+
|
|
22 . Определение морозостойкости дробленых песков
|
-
|
+
|
|
23. Определение стабильности показателей качества песка:
модуля крупности и содержания пылевидных и глинистых частиц статистическим
методом
|
-
|
+
|
Таблица 4.10
|
Наименование
|
Значение
|
|
ГОСТ 8267-93
|
Проект
|
|
1. Исходньй материал
|
горные породы со средней плотностью от 2,0 до 3,04 г/см3
|
3,04
|
|
2. Крупность фракций, мм
|
от 5 (3) до 10; св. 10 до 20; св. 20 до 40; св. 40 до 80
(70); смесь фракций от 5 (3) до 20
|
5 ч10; 10 ч15;15ч 20; 20 ч40; 5 ч 20; 25 ч60
|
|
3. Зерновой состав - полные остатки 3.1 Зерен крупнее
"д" 5 мм 20 мм
|
на ситах, % от 90 до 100 от 90 до 100
|
90-100 90-100
|
|
3.2 Зерен крупнее 0,5(д+Д) 10 мм 30 мм
|
от 30 до 80 от 30 до 80
|
35-75 35-75
|
|
3.3 Зерен крупнее "Д" 20 мм 40 мм
|
до 10 до 10
|
0-5 0-5
|
|
3.4 Зерен крупнее 1,25Д 25 мм 50 мм
|
до 0,5 до 0,5
|
0 0
|
|
4. Форма зерен - содержание зерен пластинчатой (лещадной) и
игловатой формы, %
|
1 группа - до 10 вкл. 2 группа - 10ч15 3 группа - 15ч25 4
группа - 25ч50
|
фр. 5ч20 - 1 группа фр. 20ч40 - 2 группа
|
|
5. Марка по дробимости
|
1400, 1200, 1000, 800, 600
|
1200
|
|
6. Марка по истираемости
|
И1, И2, ИЗ, И4
|
И1
|
|
7. Содержание зерен слабых пород, %
|
для марки 1400, 1200, 1000 -не более 5 для марки 800, 600,
400 более 10
|
фр. 5ч20 мм 4,5-5 фр. 20ч40 мм 4-4,5
|
|
8 . Содержание пылевидных и глинистых частиц, %
|
из изверженных и метаморфических пород - не более 1
|
0,1-0,2
|
|
9 . Морозостойкость
|
F15, F25, F50, F100, F150, F200, FЗОО, F400
|
F1ОО
|
|
10. Обеспеченность установленных стандартом значений
показателей качества щебня по содержанию зерен менее "д" и более
"Д" и содержанию пылевидных и глинистых частиц, %
|
не менее 95
|
95
|
|
11. Насыпная плотность, т/м3
|
не нормируется
|
1,37-1,40
|
|
12. Удельная эффективная активность естественных радионуклидов,
Бк/кг
|
I класс - до 370 - строительство жилых и общественных
зданий; II класс - св. 370 до 740 -дор. ст-во и ст-во производств. зданий
|
109
|
Таблица 4.11
|
Наименование
|
Значение
|
|
ГОСТ 8736-93
|
Проект
|
|
1. Исходный материал
|
Отсевы дробления изверженных горных пород с плотностью от
2,0 до 3,5 г/см3
|
3,04
|
|
2. Группа, модуль крупности, Мк
|
очень крупный - свыше 3,5; повышенной крупности - от 3,0 до
3,5; крупный - от 2,5 до 3,0; средний - от 2,0 до 2,5; мелкий - от 1,5 до
2,0.
|
2,8ч3,0
|
|
3. Полный остаток на сите 0,63 мм, %
|
очень крупный - свыше 75; повышенной крупности - от 65 до
75; крупный - от 45 до 65; средний - от 30 до 45; мелкий - от 10 до 30.
|
50ч60
|
|
4.Содржание зёрен, % - свыше 10 мм - свыше 5 мм - менее
0,16 мм
|
I класс (повышенной крупности, крупный, средний): - не
более 0,5 - не более 5 - не более 5
|
II класс (очень крупный, повышен. крупности): - не более 5
- не более 20 - не более 20
|
0ч0,5 0ч5 2ч5
|
|
5.Содержание пылевидных и глинистых частиц, %, в т.ч.:
глины в комках
|
I класс - не более 3,0 - не более 0,35
|
II класс - не более 5,0 - не более 2,0
|
2,0ч3,0 0ч0,3
|
|
6.Марка по прочности
|
1400, 1200, 1000, 800, 600, 400
|
1200
|
|
7.Насыпная плотность
|
не нормируется
|
1,4
|
|
8.Удельная эффективная активность естественных
радионуклидов, Бк/кг
|
I класс - до 370 - строительство жилых и общественных
зданий; II класс - от 370 до 740 - дорожное строительство в населённых
пунктах и строительство производственных зданий; III класс - от 740 до 1350 -
дорожное строительство вне населённых пунктов
|
109
|
Выводы по качеству - как следует из данных показателей качества,
приведённых в таблицах 4.10. и 4.11., получаемая на ДСУ продукция из
кварцито-песчаников Рыборецкого месторождения отвечает всем требованиям
ГОСТ8267-93 и пригодна во всех видах строительства без ограничений.
.6 Меры безопасности при работе на ДСУ
Дробильно-сортировочная установка - как составная часть предприятия
эксплуатирующего карьер, относится к опасным производственным объектам, на
который распространяются требования Федерального законодательства в области эксплуатации
опасных производственных объектов и требования ПБ 03-571-03 «Единые правила
безопасности при дроблении, сортировки, обогащении полезных ископаемых и
окусковании руд и концентратов».
Поставленное и смонтированное фирмой «Sandvik» дробильно-сортировочное оборудование прошло
сертификацию и экспертизу промышленной безопасности на соответствие требованиям
норм и правил, действующих на территории Российской Федерации, о чём имеется
заключение Федеральной службы по технологическому надзору и принято в эксплуатацию
10.04.2007 года комиссией Ростехнадзора по Северозападу.
В части контроля за безопасностью эксплуатации на предприятии действует
служба производственного контроля, в задачи которой входит:
разработка мер по безопасной эксплуатации оборудования и контроль за их
исполнением;
контроль за соблюдением обслуживающим персоналом правил техники
безопасности и правильным выполнением своих должностных инструкций;
профилактика профессиональных заболеваний;
контроль за исполнением законодательства в части охраны труда работников
предприятия.
Весь обслуживающий персонал прошёл профессиональное обучение,
переподготовку и соответствующий инструктаж в области правильной эксплуатации
оборудования ДСУ.
Для борьбы с пылью, как наиболее вредным фактором влияющим на работающих
на ДСУ людей, предусмотрены следующие меры:
максимальная автоматизация технологических процессов;
блокировка оборудования с системой аспирации;
управление оборудованием из специальной пыли- и шумоизолированной кабины
оборудованной системой принудительной вентиляции с предварительной очисткой
воздуха на входе и созданием незначительного избыточного давления в кабине;
герметизация узлов перегрузки;
устройство узлов перегрузки таким образом, чтобы уменьшить высоту падения
материала в местах перегрузки и его скорости движения;
глухое укрытие наиболее загруженных и пылящих конвейеров;
устройство аспирации с очисткой выбрасываемого в атмосферу воздуха
(эффективность очистки существующей на ДСУ аспирационной установки составляет
98%);
гидропылеподавление (увлажнение) перерабатываемого материала в пределах,
допускаемых технологическим процессом (до 5%), в период плюсовых температур;
регулярная уборка площадок и оборудования от вторичной пыли;
орошение при помощи поливомоечной машины площадки, где установлено
оборудование ДСУ и конусов готовой продукции, а также орошение горной массы
перед погрузкой в автотранспорт и технологических дорог.
.7 Расчет экономической эффективности внедрения дробилки «Merlin-VSI-RP
107»
Рассмотрим эффективность принятых в специальной части решений по
модернизации производственного процесса с целью повышения качества выпускаемого
щебня.
Изначально можно предположить, что экономическая эффективность
предложенного решения будет велика, так как мы не меняем существующую схему
производства, а следовательно не несём больших капитальных затрат, мы лишь
добавляем один узел оборудования в схему переработки, при этом существенно
поднимаем качество готовой продукции, а значит и её цену. При этом основные
статьи затрат практически не меняются. Проверим данное предположение расчётом.
При расчёте экономической эффективности использованы фактические данные
работающего предприятия ООО «Карелкамень», данные фирмы-поставщика оборудования
ООО «Интегра», являющимся официальным дилером Шведской фирмы «Sandvik» - производителя оборудования и
расчёты раздела специальной части настоящего дипломного проекта.
Основными экономическими моментами при внедрении технических решений
специальной части данного проекта являются:
объём выпускаемой продукции остаётся неизменным;
число работников, а, следовательно, и фонд оплаты труда остаётся
неизменным;
за счёт повышения качества получаемого готового продукта возрастает цена
на него.
Для оценки эффективности принятого в настоящем дипломном проекте решения
необходимо определить срок окупаемости Ток для вложенных в
реализацию капитальных затрат на приобретение и монтаж дополнительного
оборудования ( роторной дробилки ударного действия Merlin-VSI-RP 107 и двух ленточных конвейеров с
шириной ленты В=650 мм и с бункером-накопителем объёмом 15 м3),
который будет являться отношением капитальных вложений в модернизацию
производства к приросту стоимости производства. Для определения Ток воспользуемся
формулой:
Ток = КВ / Сэффект ( лет ), (13.1)
где: КВ - капитальные вложения (капитальные затраты), КВ в нашем случае
составят:
КВ = Кдр.+ Ккон. = 8500 +2720 = 11220 тыс.руб,
(13.2)
где: Кдр. - капитальные затраты на приобретение,
транспортировку и монтаж роторной дробилки. По данным ООО «Интегра» - Кдр
= 8500 тыс.руб.;
Ккон. - капитальные затраты на приобретение, транспортировку и
монтаж двух конвейеров с накопительным бункером по данным ООО «Интегра» - Ккон.
= 2720 тыс. руб.;
Сэффект - прирост стоимости от реализации готовой продукции,
получаемый в результате введённого изменения в технологию переработки,
(дополнительная прибыль).
Для нашего случая Сэффект определяется как:
Сэффект = (Цн - Цстар) Ч Q год - (ССстар - ССнов)
Ч Q год = (Цн - Цстар)
Ч Q год -
∆СС Ч Q год = = (360 - 330)Ч455,621 -
2,64Ч455,621 = 13668,63 -
,839 = 12465,791 тыс.руб/год, (13.3)
где: Цн - новая отпускная (оптовая) цена на полученную в
результате модернизации продукцию;
Цстар - старая отпускная (оптовая) цена на продукцию до
введённых изменений.
В результате совершенствования технологии вместо щебня фракции 5ч20 III категории по лещадности получаем
щебень фракции 5ч20 I категории. По
данным коммерческого отдела ООО «Карелкамень» отпускная цена на щебень фракции
5ч20 III категории составляет 330 руб./т, на
щебень фракции 5ч20 I категории
составляет
руб./т данные сведём в таблицу в таблицу 13.1.
Таким образом, получили, что
Цн = 360руб/т, Цстар = 330руб/т;
Q
год - годовой
объём выпуска щебня, Q
год = 455,621
тыс.т/год- по данным таблицы 4.12;
ССстар - себестоимость до преобразований;
ССнов - себестоимость после преобразований;
∆СС - разница между себестоимостью до и после преобразования
технологического процесса. Себестоимость производства продукции складывается из
эксплуатационных затрат, амортизационных отчислений и заработной платы
работников, приведённых к производству единицы продукции.
∆СС = ∆З эк.ед. + ∆З ам.ед. + ∆ЗП
ед. = 0,95 + 3,06 + 0 = 4,01руб./т, (13.4)
где:
∆З эк.ед.- дополнительные эксплуатационные затраты на
получение одной тонны щебня,
∆З эк.ед. = З эк.год. / Q год. = 435 : 455,621 = 0,95 руб./т , (13.5)
где: З эк.год. - годовые зксплуатационные затраты, по данным
поставщика оборудования приблизительно составят :
З эк.год. = З эк.мес. Ч N = 43,5 Ч 10 = 435 тыс. руб./год, (13.6) где:
З эк.год. = 43,5 тыс. руб. - месячные эксплуатационные затраты
на дополнительное оборудование (роторную дробилку Merlin-VSI-RP107 и два конвейера Р-58 и Р-59),
включающие стоимость расходных материалов, запчастей, горюче-смазочных
материалов и др.;
N = 10
- количество месяцев работы оборудования карьера в году;
Q год. = 455,621 тыс. т/год - годовая
производительность предприятия по щебню, по данным табл.7.1.
∆З ам.ед. - дополнительные затраты на амортизационные
отчисления, приведённые к единице продукции (1 т щебня),
∆З ам.ед. = (Кдр. / nдр. + Ккон. / nдр.) / Q год. = (8500 : 7 + 2720 : 15) : 696,08 =
(1214,3 + 181,3) : 455,621= 3,06 руб./т, (13.7)
где:
Кдр. - капитальные затраты на приобретение, транспортировку и
монтаж роторной дробилки. По данным ООО «Интегра» - Кдр = 8500
тыс.руб.;
Ккон. - капитальные затраты на приобретение, транспортировку и
монтаж двух конвейеров с накопительным бункером по данным ООО «Интегра» - Ккон.
= 2720 тыс.руб.;
nдр. - срок службы дробилки. По данным
завода изготовителя срок службы роторной дробилки Merlin-VSI-RP107 составляет 7 лет;
nдр. - срок службы конвейеров. По данным
завода изготовителя срок службы конвейеров составляет 15 лет.
∆ЗП ед. - дополнительная заработная плата рабочих,
занятых на обслуживании оборудования. Так как приобретаемое оборудование
составит незначительную долю в общей массе оборудования ДСУ, то для его
обслуживания не планируется увеличение штата или какие-либо дополнительные
прибавки к зарплате обслуживающего персонала, другими словами - годовой фонд
оплаты труда не зависит от вносимых изменений, он останется прежним. Таким
образом -∆ЗП ед. = 0,0.
Таблица 4.12
|
Показатели
|
Наименование
|
|
Щебень фр. 5ч20
|
|
1. Количество выпускаемого щебня в год Qгод , тыс.т/год
|
455,621
|
455,621
|
|
2. Выход фракции в процентах от общего количества, %
|
100
|
100,0
|
|
3. Категория по лещадности до совершенствования технологии
|
III категория
|
|
|
4. Усреднённая цена на продукцию до совершенствования
технологии Цстар, руб/т
|
330
|
330
|
|
5. Категория по лещадности после совершенствования
технологии
|
I категория
|
|
|
6.Цена на продукцию после совершенствования технологии,
руб/т
|
360,0
|
|
|
7. Усреднённая цена на продукцию после совершенствования
технологии Цн , руб/т
|
360
|
351,5
|
|
8. Прирост усреднённой цены ∆Ц, руб/т
|
30,3
|
30
|
Подставив полученные значения в формулу (13.1), имеем:
Ток = 11220 : 12465,791 = 0,9 лет.
Вывод: Срок окупаемости капитальных затрат, вложенных в совершенствование
(модернизацию) технологического процесса переработки полезного ископаемого
кварцито-песчаников на дробильно-сортировочной установке с целью получения
кубовидного щебня по нашим расчётам составляет меньше одного года. Это говорит
о высокой эффективности предложенного в дипломном проекте технического решения.
5. Дополнительные разделы проекта
.1 Генеральный план
В состав действующего предприятия входят следующие объекты:
карьер;
внешний отвал вскрышных пород;
площадка дробильно-сортировочной установки (ДСУ);
площадка карьера со вспомогательными зданиями и сооружениями;
буферные склады готовой продукции;
подъездная автодорога;
внутриплощадочные автодороги;
автодорога на причал;
карьерные автодороги;
пруды-отстойники;
причальный комплекс.
Основным производственным сооружением является дробильно-сортировочная
установка (ДСУ) открытого типа, состоящая из стационарных агрегатов. ДСУ
монтируется из агрегатов, выполненных в металлоконструкциях полного заводского
исполнения. В агрегатах совмещены технологические и строительные функции.
Основанием для ДСУ с конусными складами готовой продукции является
площадка с абсолютной отметкой +76 м, которая пройдена в скальном массиве и
примыкает к южной границе контура подсчёта запасов месторождения.
Для временного складирования готовой продукции на период закрытия
навигации предусмотрено устройство буферных складов, которые размещаются на
расстоянии двух километров от карьера в сторону Онежского озера за пределами
горного отвода.
К вспомогательным зданиям и сооружениям относятся блок мастерских и
складов, а также блок-контейнер для переодевания рабочих горно-дробильного цеха
и административный блок-контейнер. Данные объекты расположены на площадке
карьера в пределах горного отвода в юго-восточной части земельного отвода
предприятия.
На предприятии предусмотрено устройство искусственного освещения
территории промплощадки ДСУ, площадки карьера, открытых горных работ, а также
помещения кабины управления и помещений подсобно-вспомогательного назначения.
Кроме того, на площадке карьера предусмотрены здания инвентарного типа
(бытовые вагончики) для обогрева и отдыха работающих, а также туалеты с
выгребом.
Обеспечение трудящихся питьевой водой предусмотрено за счёт привозной
воды из скважины специально пробуренной на территории рабочего посёлка ООО
«Карелкамень».
Санитарно-бытовое обслуживание и питание трудящихся предусмотрено в
деревне Рыбрека, где построен бытовой комплекс и имеются необходимые объекты
хозяйственно-бытового обслуживания, здание столовой арендуется у Прионежского
райпо.
Расположение основных объектов приведено на чертеже 090500-4-ЗУОГР-ДП-3.
.2 Электроснабжение карьера
Электроснабжение Рыборецкого карьера осуществляется от системы ЮКЭС,
через ПС 25П Ф-35х10 кВ. Ф-3 и Ф-7.От Ф-7 осуществляется питание установки ДСУ
«Sandvik» по ВЛ-10 кВ, Л25П-7 до Р-1 от него
по кабельной линии 10кВ до КТП 2/2 630 кВА 10/0,4 кВ.
Освещение площадки и подъездных путей ДСУ «Sandvik» выполнено при помощи мачты освещения светильниками
ИСУ-0,2-5000/к 23-0,1 светильниками ДРЛ-400, ДРЛ-250. освещение рабочих мест
выполнено светильниками ДРЛ-400, ИО-100, ИО-500, НПО-200. Уровень освещённости
рабочих мест ДСУ «Sandvik»
обеспечивается в приделах 200 люкс. Заземление всех электроприёмников
осуществляется от общего контура заземления. Заземляющее устройство вынесено за
пределы карьера.
От Ф-3 ПС 25п запитаны КТП №1 10/0,4 кВ 400 кВА и трансформатор ТМ-1000
10/6кВ 1000кВА. От КТП-1 запитаны подсобные помещения, помещение электроцеха,
сварочный цех, а так же линии освещения территории карьера. Экскаватор ЭКГ-5А
запитан кабельной линией КГЭ-3*16+1*10 длиной 100 метров, через ЯКНО и линию ВЛ
6кВ, длиной 800 метров подключённой к ТМ-1000 10/6 кВ.
Передвижные воздушные линии 0,4 кВ выполняются на передвижных деревянных
опорах (типовой проект 3.403-7 института «Гипроруда»). На ПВЛ-0,4 кВ
подвешиваются фазные провода марки А-50. Ниже фазных проводов предусматривается
подвеска магистрального заземляющего провода АС-50/8.
Крепление фазных проводов на опорах ПВЛ-0,4 кВ осуществляется на штыревых
изоляторах НФ-18. Количество опор - 44 (в том числе 9-угловых,
26-промежуточных, 2-концевые, 7-осветительные). Опоры устанавливаются в
деревянные подножники и засыпаются бутовым камнем (валунником). Подключение
передвижных прожекторных мачт осуществляется с помощью ящиков ЯРП II, устанавливаемых на опорах ПВЛ-0,4
кВ в местах подключения гибкого кабеля марки КГ.
Основные показатели электроснабжения приведены в таблице 5.1
Таблица 5.1
|
Наименование показателей
|
Ед. изм.
|
Количество
|
|
Напряжение: - линии внешнего электроснабжения - вторичное
главной подстанции - силовых токоприемников - освещение
|
кВ кВ кВ кВ
|
10 0,4 0,38 0,22
|
|
Установленная мощность: - по ДСУ в целом, в том числе -
силовых токоприемников - высоковольтных двигателей - электроосвещение
|
кВ кВ кВ кВ
|
1089,3 1086,9 - 2,4
|
|
3. Максимум ожидаемой нагрузки на шинах высшего напряжения
главной подстанции
|
кВт/кВа
|
955,35/1062,3
|
|
4. Годовое потребление электроэнергии
|
тыс. кВт. ч
|
6833,54
|
|
5. Коэффициент спроса по предприятию
|
|
0,87
|
|
6. Коэффициент мощности: - естественный средний на стороне
10 кВ главной подстанции - с учетом компенсации
|
|
0,76 0,93
|
|
7. Количество трансформаторных подстанций
|
шт.
|
2
|
Основным типом электропривода на ДСУ является асинхронный
электродвигатель трёхфазного типа с короткозамкнутым ротором на напряжение 380
В.
ДСУ фирмы «Sandvik» полностью
укомплектована пускозащитной аппаратурой и кабельными изделиями. Вся
электроаппаратура установлена в специальном контейнере.
Пусковая аппаратура для агрегатов отделения первичного дробления
установлена в кабине управления, которая находится на опорной раме щёковой
дробилки.
Цепи управления двигателями оборудованы контактором (пускателем) и
автоматическим выключателем, и выполнены на 220 В.
В шкафах распределяющих устройств осуществлена тепловая и нулевая защита
от коротких замыканий.
Противопожарные мероприятия электрических установок соответствуют
требованиям ПУЭ, издание 7, 2002 год, РД 153-34.0-03.150-00 и «Правил пожарной
безопасности в Российской Федерации», ППБ 01-03. Все электротехнические
помещения карьера оборудованы первичными средствами пожаротушения (пенные и
углекислотные огнетушители, ящики с песком, щиты с пожарным инвентарём и др.).
В пожаро- и взрывоопасных зонах применяется оборудование, имеющее степень
защиты оболочки по ГОСТ 142554-96 и ПУЭ. Применены кабели и провода с оболочкой
из материалов, не распространяющих горение. Кабели по кабельным конструкциям
располагаются таким образом, что группы кабелей напряжением 6ч10 кВ уложены
выше, чем группы силовых кабелей напряжением 0,4/0,23 кВ.
Для обеспечения безопасности обслуживающего персонала на предприятии
предусмотрены следующие мероприятия:
для защиты людей от поражения электрическим током при повреждении
изоляции, в соответствии с «Правилами устройства электроустановок», проектом
предусматривается защитное заземление электроустановок напряжением до и выше
1000 В в сетях с изолированной нейтралью;
электроустановки до и выше 1000 В в карьере в соответствии с «ЕПБ при
разработке месторождений полезных ископаемых открытым способом» ПБ 03-498-02
приняты с изолированной нейтралью, при этом для защиты людей от поражения
электрическим током в сетях напряжением до 1000 В предусматривается
использование реле утечки, автоматически отключающих сеть при появлении опасных
токов утечки;
кабели прокладываются так, чтобы избежать возможности его повреждения,
завала породой, наезда на него транспортными средствами;
при проведении ремонтных работ на электрооборудовании, пусковая
аппаратура должна быть разобрана и вывешены предупреждающие таблички: «Не
включать! Работают люди».
В части молниезащиты на предприятии предусмотрены следующие меры:
защита площадки ДСУ, площадки карьера с объектами
подсобно-вспомогательного хозяйства (КТП№1,КТП№2, прожекторные опоры и т.д.) от
прямых ударов молний;
контроль перемещения людей в зоне расположения заземляющих устройств
молниезащиты во время грозы;
в целях снижения опасности шаговых напряжений применяются углубленные и
рассредоточенные заземлители в виде колец и расходящихся лучей;
молниезащита склада нефтепродуктов на промплощадке осуществляется с
помощью установки отдельностоящего молниеотвода.
Защита от прямых ударов молнии вышеуказанных зданий и сооружений должна
выполняться отдельно стоящими стержневыми или тросовыми молниеотводами,
включающими молниеприемники, токоотводы и заземлители.
Защита от вторичных проявлений молнии обеспечивается за счет следующих
мероприятий:
металлические конструкции и корпуса всего оборудования и аппаратов,
находящихся в защищаемом здании, должны быть присоединены к заземляющему
устройству электроустановок, или к железобетонному фундаменту здания при
условии обеспечения непрерывной электрической связи по их арматуре и
присоединения к закладным деталям с помощью сварки;
в соединениях элементов трубопроводов или других протяженных
металлических предметов должны быть обеспечены
переходные сопротивления не более 0,03 Ом на каждый
контакт.
Молниезащита зданий и сооружений выполнена в соответствии с «Инструкцией
по устройству молниезащиты зданий, сооружений и промышленных коммуникаций»
(утв. приказом Минэнерго № 280 от 30.06.2003 г.).
Для обеспечения наиболее благоприятных условий труда на промплощадке
выполнено устройство искусственного освещения. Нормы освещённости, коэффициент
запаса и качественные показатели осветительных установок приняты согласно
«Инструкции по проектированию электрического освещения предприятий нерудных
строительных материалов», СНиП 23-05-95 «Естественное и искусственное
освещение» и «Единым правилам безопасности при дроблении, сортировке,
обогащении полезных ископаемых и окусковывании руд и концентратов». Напряжение
питания сети электроосвещения 380/220 В, 50 Гц.
Освещение дробильно-сортировочной установки осуществляется от
светильников, установленных на агрегатах и приобретённых в комплекте с
оборудованием ДСУ «Sandvik».
.3 Охрана окружающей среды
В соответствии с требованиями основных законодательных, руководящих и
нормативных документов для охраны окружающей среды на предприятии предусмотрено
проведение следующих мероприятий:
осуществление контроля за содержанием вредных веществ в отработанных
газах при ежегодном техническом осмотре оборудования и технологического
транспорта органами ГИБДД или Ростехнадзора в соответствии с РД 03-433-02;
осуществление контроля за содержанием кремниесодержащей пыли в воздухе
рабочей зоны;
наличие на каждую единицу техники санитарно-гигиенического заключения с
указанием производителя и года выпуска;
получение гигиенических сертификатов на готовую продукцию в ЦГСЭН по РК;
оснащение карьерного оборудования нейтрализаторами выхлопных газов для
двигателей внутреннего сгорания;
проводить очистку поверхностных вод со складов нефтепродуктов в локальных
очистных сооружениях, а очистку карьерных и поверхностных вод - в
прудах-отстойниках;
проводить орошение зон экскавации, складов продукции и отвала, поливку
карьерных автодорог;
обеспечить обезпыливание рабочей зоны ДСУ, для чего ввести в работу
аспирационную установку, укрыть места перегрузки материала, подвести водяное
орошение.
При работе дробильно-сортировочной установки основное загрязнение
окружающей среды происходит за счёт образования минеральной пыли, содержащей до
35% свободной двуокиси кремния (SiO2).
Вдыхаемая пыль способна накапливаться в лёгких человека и вызывать
профессиональное заболевание - силикоз. Источниками пылевыделения на ДСУ
являются дробилки, грохоты, узлы перегрузок.
Для предотвращения выброса минеральной пыли в атмосферу на ДСУ
предприятия предусмотрен ряд мер, а именно:
герметизация узлов перегрузки;
устройство укрытий пылящих узлов;
работа системы аспирации;
установка оборудования для очистки аспирационного воздуха перед выпуском
в атмосферу (фактическая эффективность - 98%);
гидропылеподавление (увлажнение) перерабатываемого материала и устройство
водяной завесы (тонкодисперсного распыления) в местах перегрузки материала;
подвод к кабинам управления, где большую часть времени находится
обслуживающий персонал, приточно-вытяжной вентиляции с предварительной очисткой
поступающего из атмосферы воздуха и созданием избыточного давления в кабине;
орошение конусов готовой продукции и площадки ДСУ при помощи
поливомоечной машины;
регулярная уборка оборудования от вторичной пыли.
На сегодняшний день на предприятии рассматривается вопрос о приобретении
специальных растворов (на основе хлористого натрия) для поливки ими полотна
автодорог, площадок и поверхности складов готовой продукции, так как эти
растворы способны на длительное время (до двух недель при отсутствии дождя)
связывать пыль на поверхности, что повысит эффективность орошения и высвободит
занятую для этих целей поливочную машину.
Другой важной задачей охраны окружающей среды является проведение
мероприятий по предотвращению загрязнения вод от деятельности предприятия.
Для борьбы с водной эрозией на карьере проведено строительство
водоотводных канав вдоль дорог, площадок карьера и ДСУ, которые выведены к двум
прудам-отстойникам. Пруды-отстойники выполнены в пределах земельного отвода
предприятия у его границ и с учётом понижения рельефа местности. В
прудах-отстойниках производится очистка поверхностных вод перед сбросом их с
промплощадки предприятия, карьера и отвала вскрышных пород.
Так как переработка полезного ископаемого производится без промывки
(сухим способом), то каких-либо хвостохранилищ на предприятии не
предусматривается и водопользование сведено к минимуму. Практически вся вода,
удаляемая с территории карьера и промплощадки, имеет атмосферное происхождение.
Наибольшее загрязнение водного бассейна возможно от площадки карьера, в
частности от склада дизельного топлива и нефтепродуктов. На данный момент, по
результатам проверки и вынесенного предписания инспектором экологического
отдела Ростехнадзора, на предприятии находятся в стадии изготовления ёмкости -
сборники возможных проливов топлива и масел в местах их хранения и заправки, а
также рассматривается вопрос о приобретении и установки на выходе вод их
прудов-отстойников локальных очистных сооружений.
В соответствии с п.4.1.4. СанПиН 2.2.1/2.1.1.1200-03 размер нормативной
санитарно-защитной зоны от объектов предприятия составляет:
площадка карьера и площадка ДСУ (предприятие III класса) - 300 м;
карьер строительного камня (предприятие II класса) - 500 м.
Ближайшими к предприятию населёнными пунктами являются с. Рыбрека,
расположенное в 0,8 км к югу от предприятия, и д. Каккарово, находящаяся в 2,0
км к северу. Населённые пункты в границы санитарно-защитной зоны не попадают.
Водоохранная зона Онежского озера составляет 2,0 км, от ручья - 50,0 м.
Непосредственно на участке работ ручьёв, рек и озёр нет. Большая часть
санитарно-защитной зоны (СЗЗ) покрыта лесом, поэтому дополнительных мероприятий
по её благоустройству не предусматривается.
В целях снижения вредного влияния горных работ на окружающую природную
среду, обеспечения безопасного ведения горных работ и охраны недр на
предприятии предусмотрено ведение горно-экологического мониторинга посредством
информационного обеспечения управления в области рационального использования
минеральных ресурсов.
Горно-экологический мониторинг осуществляется организацией ООО «РИНАТ»,
разработчиком проекта на отработку месторождения и ведущей на предприятии
маркшейдерские работы, а также осуществляющей авторский надзор.
Горно-экологический мониторинг осуществляется в соответствии с требованиями
нормативных правовых документов.
Горно-экологический мониторинг осуществляется в пределах границ горного и
земельного отводов, а также за их пределами в зонах вредного влияния горных
работ - в пределах санитарно-защитной зоны. Основными мероприятиями
горно-экологического мониторинга являются:
визуальное обследование состояния откосов на карьере и отвале - 1ч2 раза
в месяц;
инструментальные наблюдения за устойчивостью откосов на карьере и отвале,
прогнозы устойчивости - 1ч2 раза в год;
отбор проб на запылённость и загазованность воздуха на карьере, и
прогнозирование этих показателей - 1 раз в квартал;
наблюдение за загрязнением недр, атмосферы, поверхностных вод на карьере
и прогнозирование степени загрязнения - 1 раз в квартал;
контроль за накоплением и удалением твёрдых осадков в водосборниках
прудов-отстойников, прогноз количества осадков - 1 в месяц;
наблюдения за состоянием лесного фонда в зоне вредного влияния горных
работ - 1 раз в год;
учёт и нормирование потерь полезного ископаемого при добыче - 1 раз в
месяц;
учёт сбросов поверхностных вод и выбросов загрязняющих веществ в
атмосферу, прогнозирование сбросов и выбросов - 1 раз в квартал;
учёт земель, нарушенных горными работами - 1 раз в квартал.
Мероприятия горно-экологического мониторинга проводятся, в основном, на
базе наблюдательных (реперных) маркшейдерских станций и пунктов.
Экспертные оценки и прогнозирование показателей в области функций
горно-экологического мониторинга осуществляются, как правило, на стадии
годового планирования работы предприятия и корректируются в квартальных и
месячных планах по результатам оперативных замеров.
Так как разведанных запасов месторождения хватит на разработку в течении
примерно 40-ка лет и планируется доразведка запасов месторождения с целью их
прироста, то на ближайшее время рекультивация выработанного пространства
карьера не предусматривается.
Существуют принципиальные решения по направлению рекультивации.
Направлением рекультивации карьера, внешнего отвала и промлощадки предприятия
принято лесохозяйственное - создание на нарушенных землях лесных насаждений, а
на затапливаемых горизонтах карьера - зону водного отдыха населения.
Рекультивацию предполагается проводить в два этапа: первый - техническая
рекультивация, второй - биологическая рекультивация.
Первый этап
После отработки месторождения производится демонтаж и вывозка
оборудования. Утилизируются все выявленные в результате эксплуатации
загрязнения. Затем на выработанное пространство и борта карьера наносится
рекультивационный слой из пород отвала и завезённых со стороны с целью
выполаживания уступов и придания поверхности бортов угла наклона менее
30є(особенно в зоне затопления). Поверх первого рекультивационного слоя
наносится второй рекультивационный слой из потенциально-
плодородных почв, завезённых со стороны. Рекультивация отвала вскрышных
пород не предусматривается, так как за период эксплуатации карьера, а это не
менее 40-ка лет, на отвале произойдет самозарастание травой, кустарником и
деревьями пород произрастающих в данной зоне лесных угодий. Рекультивация земель
под автодорогами не предусматривается, планируется их дальнейшее использование
для целей лесопользования.
Второй этап
Биологическая (лесохозяйственная) рекультивация заключается в высадке
трав, кустарников и деревьев на поверхности рекультивируемого пространства. На
затопленной части карьера предусматривается высадка водорослей, водных трав и
заселение различными видами рыб. Предполагается использовать эту часть горных
выработок как зону отдыха для населения.
По завершении рекультивации подготовленную поверхность предусматривается
сдать землепользователю.
.3.1 Расчет выбросов в атмосферу от стационарных источников
Источниками загрязнения атмосферы в проектируемом карьере являются:
. Породные отвалы;
. Открытые склады полезного ископаемого;
. Погрузочно-разгрузочные работы;
.1 экскаватор ЭКГ 5А;
.2экскаватор VOLVO EC 360 BLC .
. Буровые работы;
.1 Atlas Copco ROC L6
.Взрывные работы;
.1 ВВ “Сибирит”
.Карьерный транспорт;
.1 БелАЗ-7522;
.2 БелАЗ-7423
Расчет выбросов от стационарных источников выполнен в соответствии с «
Методические указания для выполнения практических работ по дисциплине
«Рациональное использование и охрана природных ресурсов»
. Породные отвалы.
.1 Количество твердых частиц, выделяющихся при формировании отвалов,
определяется по формуле:
Мфо= КоК1qоудП(1-η1)10-6, т/год,
где:
Ко - коэффициент, учитывающий влажность материала (принимается
в соответствии с данными табл. 2.6.);
К1 - коэффициент, учитывающий скорость ветра (принимается в
соответствии с данными табл. 2.7.);
qоуд - удельное выделение твердых частиц
с 1м3 породы, подаваемой в отвал, г/м3 (принимается в
соответствии с данными табл.2.8.);
П - количество породы, подаваемой в отвал, м3/год; =48000
η1 - эффективность применяемых средств пылеподавления
(определяется экспериментально либо принимается по справочным данным), дол.ед.
Мфо= КоК1qоудП(1-η1)10-6 =2,0*1,2*10*48000*(1-0,9)*10-6=0,11
т/год
.1.1 Для расчета нормативов ПДВ количество выделяющихся твердых частиц
при формировании породных отвалов определяется по формуле:
Мфном=
, г/с,
где
Пч - максимальный объем породы, поступающей в отвал (м3/ч).
=44,33 т/ч
Мфном=
г/с.
.2
Количество твердых частиц, сдуваемых с поверхности породных отвалов,
определяется по формуле:
МС0=
86,4КоК1К2SоWоγ(365-Тс)(1-η1), т/год,
где:
К2
- коэффициент, учитывающий эффективность сдувания твердых частиц и численно
равный: 1,0 - для действующих отвалов; 0,2 - в первые три года после
прекращения эксплуатации; 0,1 - в последующие годы до полного озеленения
отвала;
Sо - площадь пылящей поверхности отвала, м2;
=200м2
Wо - удельная сдуваемость твердых частиц с пылящей
поверхности отвала (принимается равной 0,1*10-6кг/м2*с);
γ - коэффициент измельчения горной массы (принимается равным 0,1);
Тс
- годовое количество дней с устойчивым снежным покровом.
МС0=
т/год.
.2.1
Для расчета нормативов ПДВ количество сдуваемых с поверхности породных отвалов
твердых частиц определяется по формуле:
МС'0= КоК1К2SоWоγ(1-η1)103=
г/с.
.
Открытые склады полезного ископаемого
2.1 Количество твердых частиц, выделяющихся в процессе формирования
открытых складов п.и., определяется по формуле:
Мфск= КоК1К4К5qскудПг(1-η1)10-6, т/год,
где:
Ко - коэффициент, учитывающий влажность полезного ископаемого
(п.и.); =1,5
К4 - коэффициент, учитывающий местные условия, степень
защищенности склада от внешних воздействий; =1,0
К5 - коэффициент, учитывающий высоту пересыпки материала; =0,6
qскуд - удельное выделение твердых частиц
с тонны п.и., поступающего на склад, г/т (для угля принимается равным 3,0г/т);
Пг - количество полезного ископаемого, поступающего на склад,
т/год. =950400
Мфск= КоК1К4К5qскудПг(1-η1)10-6 =1,5*1,2*1,0*0,6*3*950400*(1-0,9)*10-6
=0,30т/год.
Для расчета нормативов ПДВ количество твердых частиц, выделяемых в
процессе формирования склада п.и., определяется по формуле
Мф'ск=
г/с,
где
Пч - максимальное количество п.и., поступающее на склад, т/ч. =122
т/ч
2.2 Количество твердых частиц сдуваемых с поверхности открытых складов
п.и. определяется по формуле
Моск= 31,5КоК1К4К6WшγSш(1-η')103, т/год,
Где К6 - коэффициент, учитывающий профиль поверхности
складируемого материала и определяемый как отношение Sфакт/Sш. Значение К6 колеблется в
пределах 1,3-1,6 в зависимости от крупности материала и степени заполнения
склада; (Sфакт - фактическая поверхность склада, м2;
Sш - площадь основания штабелей, м2);
=300
Wш - удельная сдуваемость твердых
частиц с поверхности штабеля п.и. [(принимается равной 1,0*10-6кг/(м2с)];
γ - коэффициент измельчения горной массы
(принимается равным 0,1).
Моск= 31,5КоК1К4К6WшγSш(1-η')103=
.3.Для
расчета нормативов ПДВ количество твердых частиц, выделяемых при сдувании с
поверхности складов п.и., определяется по формуле
Моск=
КоК1К4К6WшγSш(1-η')103=
г/с.
3. Погрузочно-разгрузочные работы.
Количество твердых частиц, выделяющихся при проведении всех видов
погрузочно-разгрузочных работ, определяется по формуле:
Мп= КоК1К4К5qпудПп(1-η')10-6, т/год,
Где qпуд - удельное выделение твердых частиц
с тонны отгружаемого (перегружаемого) материала, г/т (принимается равным
3,0г/т);
Пп - количество отгружаемого (перегружаемого) материала, т/год
Мп= КоК1К4К5qпудПп(1-η')10-6=1,5*1,2*1,0*0,6*3*950400*0,1*10-6=0,30
т/год,
Для расчета нормативов ПДВ количество твердых частиц (г/с), выделяемых
при погрузочно-разгрузочных работах, определяется по формуле:
М'п=, КоК1К4К5qпудПп(1-η)'/3600=307929/3600=85,5г/с,
где Пч - максимальное количество отгружаемого (перегружаемого)
материала, т/ч.
4. Буровые работы
Количество твердых частиц, выделяющихся при работе буровых станков,
определяется по формуле
Мб= 0,785d2νбρТbК7(1-η), т/год,
где d - диаметр буримых скважин, м; =0,150
νб - скорость бурения, м/ч; =13м/ч
ρ - плотность породы, т/м3;
=2,7
Т - годовое количество рабочих часов, ч/год; =210ч/год
η - эффективность средств
пылеулавливания, дол.ед., =0,9
b -
содержание пылевой фракции в буровой мелочи, дол.ед. (принимается равным 0,1);
К7 - доля пыли (от всей массы пылевой фракции), переходящая в
аэрозоль (принимается равной 0,02).
Мб= 0,785d2νбρТbК7(1-η)=0,785*0,1502*13*2,7*210*0,1*0,02*0,1=0,03
т/год,
Для расчета нормативов ПДВ количество твердых частиц (г/с), выделяющихся
при работе буровых станков, оснащенных системами пылеулавливания, определяется
по формуле
М'б=
, г/с.
5. Взрывные работы
Расчет количества вредных веществ (твердые частицы, оксид углерода, оксид
азота), выбрасываемых с пылегазовым облаком за пределы карьера при производстве
одного взрыва, определяется по формуле
Мв= КqвудА(1-η'), т,год
где К - безразмерный коэффициент, учитывающий гравитационное оседание
вредных веществ в пределах карьера (для твердых частиц принимается равным 0,16;
для газов - 1,0);
qвуд - удельное выделение вредных веществ
при взрыве 1т взрывчатых веществ (ВВ), т/т; А - количество взорванного ВВ, т;
η' - эффективность средств пылеподавления,
дол.ед.=0,5- для твердых частиц =0,85- для газов
При производстве взрывных работ с применением средств пылегазоподавления
могут быть приняты следующие значения η':
- при гидрозабойке скважин η'=0,6 для твердых частиц и η'=
0,85 - для газов;
при гидрогелевой забойке - соответственно 0,50 и 0,85;
для обводненных скважин η' = 0,5 для твердых частиц.
удельный расход ВВ на 1 м3 взорванной массы по формуле
= 
, кг/м3,
где
Vг.м. - объем взорванной горной массы, м3.
=16428 1 взрыв, A=12320 кг
= 
кг/м3, следовательно принимаем qвуд= 0,074
· Твердые частицы:
Мв= КqвудА(1-η')=0,16*0,074*12,32*0,5=0,072
т
· Оксид углерода CO qвуд=0,04
Мв= КqвудА(1-η')=1,0*0,04*12,32*0,85=0,41
т
· Оксид азота NO qвуд = 0,0025
Мв= КqвудА(1-η')=1,0*0,0025*12,32*0,85=0,026
т
Количество выделяющегося из горной массы после взрыва оксида углерода
следует принимать равным 50% от его выброса с пылегазовым облаком:
Мсогм=
0,5Мсов=
, т.
Количество выделяющихся из горной массы после взрыва твердых частиц и
оксидов азота принимается равным нулю.
Для укрупненных расчетов валовых выбросов при планировании и отчетности
по охране атмосферного воздуха количество выбрасываемых вредных веществ
определяется с учетом приведения взрывчатых веществ к граммониту 79/21 по
формуле
Мв= аКqвуд1Аг(1-η'),
т/год,
Где а - безразмерный коэффициент, учитывающий выделения вредных веществ
из взорванной горной массы (для оксида углерода принимается равным 1,5; для
твердых частиц и оксидов азота - 1);
qвуд1 - удельное выделение вредных веществ
при взрыве 1т граммонита 79/21,т/т ;
Аг - общий расход взрывчатых веществ, т/год.
Для
определения qвуд1 предварительно находится удельный расход ВВ (, кг/м3), приведенных к граммониту 79/21,
по формуле
= 
, кг/м3,
где
В1В2…Вn - безразмерные коэффициенты, учитывающие
работоспособность взрывчатых веществ, обозначенных индексами 1,2..,n.
Vг.м. =950400 т/год
Граммонит 79/21 В= 1,00
Граммонит 30/70-В В=1,26
Аммонит №6ЖВ В=1,00
У всех А = 12,32 т
= 
кг/м3
Для
твердых частиц
qвуд1=0,088.
Аг=271,040т/год
Мв=
аКqвуд1Аг(1-η')=
т/год
· Расчет для CO
а=1,5
qвуд1=0,076
Аг=271,040т/год
Мв=
аКqвуд1Аг(1-η')=
т/год
· Расчет для NO
а=1
qвуд1=0,0025
Аг=271,040т/год
Мв=
аКqвуд1Аг(1-η')=
т/год
6. Карьерный транспорт
Расчет выбросов вредных веществ при сжигании топлива в двигателях
внутреннего сгорания.
Масса 1-го вредного вещества (кг/сут) определяется из выражения
mА.i.k.= 
,
где
m -
число режимов двигателя; =3
qik - удельный выброс i-го вредного вещества при работе двигателя на k-м режиме;
|
Холостой ход
|
50% мощности
|
Максимальная мощность
|
|
CO
|
0,160
|
0,219
|
0,519
|
|
NO
|
0,115
|
0,963
|
1,767
|
|
CH
|
0,044
|
0,087
|
0,161
|
|
C
|
0,005
|
0,024
|
0,052
|
k - время работы двигателя на k-м режиме в сутки, ч; определяется исходя из времени работы
двигателя на данном режиме в продолжение рейса и суммарного времени работы
машины в сутки.
|
Холостой ход
|
50% мощности
|
Максимальная мощность
|
|
Автомобили
|
8% (1,92)
|
38% (9,12)
|
54% (12,96)
|
Для
CO: mА.i.k.= 
кг/сут.
Для
NO: mА.i.k.= 
кг/сут.
Для
CH: mА.i.k.= 
кг/сут.
Для
С: mА.i.k.= 
кг/сут.
mА.С.Тi - масса i-го вредного вещества (т/год), выброшенного автомобилем,
которая определяется:
mА.С.Тi= mА.i.k.nгодNАРktkl10-3,
где
mА.i.k - масса i-го вредного вещества, выброшенного двигателем при работе на различных
режимах, кг/сут;
k -
количество режимов работы двигателя;
nгод - число дней работы машины в году;
=306
NАР - число автосамосвалов; =6
k1 - коэффициент, зависящий от возраста
парка и технического состояния автосамосвалов. Для СО указанный коэффициент
равен 2,65; СН - 2,25; NОх
- 2,0 и С - 2,65.
kt - коэффициент влияния климатических условий работы: для автомобилей
принимается равным 1,0;
Для
CO: mА.С.Тi= mА.i.k.nгодNАРktkl10-3=
т/год;
Для
NO: mА.С.Тi= mА.i.k.nгодNАРktkl10-3=
т/год;
Для
С: mА.С.Тi= mА.i.k.nгодNАРktkl10-3=
т/год;
Для
CH: mА.С.Тi= mА.i.k.nгодNАРktkl10-3=
т/год.
Масса годового выброса вредных веществ (т/год) от сжигания топлива в
двигателях автомобилей составит:
mА.С.Т= 
,
где
n - общее число примесей, выбрасываемых в атмосферу; I -
виды примесей, выбрасываемых источником (i=1…n);
mА.С.Т= 
т/год.
Максимальный разовый выброс i-го вредного вещества (г/с) с отработанными газами автомобилей:
mА.С.Тр= 
.
Для
CH: mА.С.Тр= 
г/с.
Для
С: mА.С.Тр= 
г/с.
Для
CO: mА.С.Тр= 
г/с.
Для
NO: mА.С.Тр= 
г/с.
Расчет выбросов твердых частиц при движении транспортных средств
Масса годового образования пыли (т/год) при движении автомобилей
определяется из выражения:
mА.П.= К'оК'1(qср.n2Ln+qср.с2Lс)nраNАР10-3,
где К'о - коэффициент, учитывающий среднюю скорость движения
автосамосвалов в карьере.
При средней скорости транспортирования, равной 10; 20; 30км/ч, К'о
соответственно равен 1,0; 2,0; 3,5;
К'1 - коэффициент, учитывающий состояние дорог для грунтового
покрытия К'1 равен 1,0; для щебеночного - 0,5; для щебеночного,
обработанного раствором хлористого кальция, ССБ, битумной эмульсией - 0,1;
qср.п., qср.с - удельное выделение пыли при прохождении одним автомобилем
1 км соответственно временной и стационарной дороги , кг/км;
qср.п.,=1,31
qср.с
=1,84
Ln, Lс - соответственно длина временных и стационарных
дорог, км;
Ln=0,15км;
Lс=2км.
nра - число рейсов автосамосвалов в год;
=70360
NАР - число работающих автосамосвалов.=6
mА.П.= К'оК'1(qср.n2Ln+qср.с2Lс)nраNАР10-3=
т/год.
Масса годового образования пыли (т/год) при движении автомобилей с учетом
пылеподавления:
m'А.П.=
mА.П.(1-ηn),
где ηn - величина, учитывающая степень пылеподавления =0,9 .
m'А.П.=
mА.П.(1-ηn)=3250∙(1-0,9)=325 т/год,
Максимально-разовый выброс пыли (г/с) при движении автомобилей:
mА.Пр= 
,
где nр.ач - число рейсов автосамосвала в 1
час.=5
mА.Пр= 
г/с
Масса
(т/год) вредных веществ, сдуваемых с поверхности материала, транспортируемого
различными средствами транспорта:
mА.Т.М= КоК1qnnSАNАРLтрnраγи10-6,
где Ко - коэффициент, учитывающий влажность материала;=2,0
К1 - коэффициент, учитывающий скорость ветра (м/с); =1,2
qnn - удельная масса твердых частиц, сдуваемых с 1 м2
поверхности горной массы, транспортируемой на расстояние в 1км, г/м2;
=6-п.и. =5-вск
SА - площадь поверхности
транспортируемого материала в кузове автосамосвалов, м2. Она
составляет для автомобилей: =14;
NАР - число работающих автомобилей; =6
Lтр - длина транспортирования, км; =2
nр.а. - число рейсов в год; =70360
γи - коэффициент измельчения горной массы (принимается γи=0,1);
по вскрыше:
mА.Т.М= КоК1qnnSАNАРLтрnраγи10-6=
т/год
по п.и.
mА.Т.М= КоК1qnnSАNАРLтрnраγи10-6=
т/год
Максимально-разовый выброс пыли (г/с) с поверхности транспортируемого
материала автосамосвалом:
mА.Т.Мр= 
,
где
nр.ч. -
число рейсов автосамосвала в 1ч.
mА.Т.Мр= 
г/сек.-по
вск.
mА.Т.Мр= 
г/сек.-по
п.и.
Валовый
выброс с карьера.
Таблица 5.2
|
№
|
Источник загрязнения атмосферы
|
Количество ед.
|
Минимально-разовый выброс, г/сек
|
Валовый выброс, т/год
|
|
|
|
пыль
|
газы
|
Пыль
|
Газы
|
|
|
|
|
NO
|
CO
|
|
NO
|
CO
|
|
1
|
Породные отвалы.
|
1
|
0,027
|
|
|
0,11
|
|
|
|
2
|
Открытые склады полезного ископаемого
|
1
|
0,08
|
|
|
0,24
|
|
|
|
3
|
Погрузочно-разгрузочные работы
|
2
|
85,5
|
|
|
0,3
|
|
|
|
4
|
Буровые работы
|
1
|
0,03
|
|
|
0,03
|
|
|
|
5
|
Взрывные работы
|
1
|
0,07
|
0,026
|
0,41
|
1,9
|
0,57
|
4,63
|
|
6
|
Карьерный транспорт
|
5
|
64,5
|
44,3
|
1,66
|
325
|
117,1
|
43,9
|
|
7
|
Валовый выброс с карьера
|
|
150,2
|
44,32
|
2,0,7
|
327,5
|
117,6
|
48,5
|
Охрана атмосферного воздуха от загрязнений
Разработка месторождения кварцито-песчаников оказывает
влияние на окружающую среду за счет следующих факторов:
- воздействие карьерного водоотлива на гидрологические
условия окружающей местности;
- выделение в атмосферу газов от двигателей внутреннего
сгорания и взрывных работ;
выделение в атмосферу пыли при работе горного
оборудования и за счет эрозии пылеобразующих поверхностей нарушенных земель;
отчуждения земель под горные выработки и отвалы.
При выполнении указанных выше работ в атмосферу выбрасываются пыль,
окислы азота, окись углерода и ряд прочих газов.
Состав атмосферы отвечает установленным нормам по содержанию частей
воздуха и вредных примесей с учетом требований ГОСТ 12.1.005-“Воздух рабочей
зоны “. В местах производства работ воздух содержит по объему 20% кислорода и около
0,5% углекислого газа, содержание других вредных газов приведено в таблице 5.3.
Таблица 5.3
|
Газы
|
ПДК
|
|
% по объему
|
мг/м3
|
|
1
|
2
|
3
|
|
Окислы азота
|
0,0001
|
5
|
|
Окислы углерода
|
0,0017
|
20
|
|
Сероводород
|
0,00071
|
10
|
|
Сернистый ангидрит
|
0,00033
|
10
|
|
Формальдегид
|
0,0004
|
0,5
|
Допуск рабочих и технического персонала в карьер производится только
после проверки и снижения содержания ядовитых веществ и пыли в атмосфере до
санитарных норм.
Для охраны окружающей среды и уменьшения вредного
влияния горных работ проектом предусматриваются следующие мероприятия:
карьерные воды, сформированные за счет подземных вод и
атмосферных осадков, собираются в специальный водосборник откуда откачиваются
насосами за пределы карьера - в пруд-отстойник, где осветляются;
для борьбы с ветровой эрозией предусматривается на
откосах и поверхности отвала вскрышных пород и склада отсевов дробления
производить гидропосев трав;
с целью уменьшения степени загрязнения атмосферы
продуктами взрыва проектом предусматривается максимально возможная по
требованиям техники безопасности и технологии частота массовых взрывов - не
более 2-х раз в месяц;
Для уменьшения выбросов вредных веществ в атмосферу
при буровзрывныхработах рекомендуется:
- применять взрывчатые вещества с нулевым или близким
к нему кислородным балансом;
в сухой теплый период рекомендуется орошать водой
взрываемый блок и прилегающую территорию при расходе воды 10 л на 1 м орошаемой
площади;
орошать взорванную горную массу через 1-2 часа после
взрыва с целью предотвращения сдувания осевшей пыли при расходе воды - 4,5-5 л/
м2.
Дизельное оборудование - бульдозеры, автосамосвалы
рекомендуется оборудовать приспособлениями для нейтрализации выхлопных газов.
Все средства автотранспорта должны регулярно проходить технические осмотры и
плановые ремонты для устранения неисправностей. Необходимо регулярно
контролировать выбросы газов из выхлопных труб и не допускать к работе
автомашины с повышенным содержанием вредных газов в выхлопе.
При работе буровых станков, а также при работе ДСЗ используются пыле и
газоочистительные установки.
Для борьбы с пылеобразованием предусматриваются
следующие мероприятия:- периодическое увлажнение пород перед погрузкой
взорванной горной массы в забоеводой (в летний период);- постоянное орошение в
летний период карьерных автодорог.
В засушливый период предусматривается орошение водой
поверхности отвалов вскрыши.
Перечисленные мероприятия по пылеподавлению
осуществляется с помощью поливомоечной машины ПМ-130 (емкость цистерны 6 м3),
оборудованной форсунками и брандспойтами.
Проветривание карьера осуществляется естественным
путем.
Для предотвращения загрязнения площадей промышленными
отходами на экскаваторах, погрузчиках и бульдозерах должны быть установлены
металлические ящики для хранения использованных обтирочных материалов,
подлежащих утилизации.
Для предотвращения загрязнения карьерного поля
горюче-смазочными материалами заправку топливом и смазочными материалами
необходимо производить осторожно, не допуская попадания ГСМ и ветоши на подошву
и рабочие площадки карьера.
Хранение ГСМ на карьере не предусматривается.
.3.2 Карьерный водоотвод и водоотлив
Гидрогеологическая характеристика месторождения приведена в р.1.3
настоящего дипломного проекта, там же рассчитаны водопритоки в карьер.
Водопритоки в карьер будут формироваться за счет подземных вод в холодное
время года и за счёт подземных вод и атмосферных осадков в тёплое время года.
Ожидаемый водоприток в карьер по сезонам года приведён в таблице 5.4.
Таблица 5.4
|
Водосборная площадь карьера,м2 (гор.+74 м, гор.+64 м.)
|
Водопритоки в карьер, м3/час
|
|
Минимальный
|
Нормальный
|
максимальный
|
|
Подземные воды (сезон года-зима)
|
Подземные воды + дожди (лето-осень)
|
Подземные воды + талые воды (весна)
|
Подземные воды + ливни (лето-осень)
|
|
271300
|
0,56
|
18,1
|
18.9
|
125,6
|
Защита карьера от поверхностного стока с северо-восточного склона
осуществляется нагорной канавой, которой перехватывается сток, формирующийся за
счёт атмосферных осадков, и отводится от карьера.
Карьерные воды с площади карьера собираются в отстойник, который
оборудован на ранее отработанной части горизонта +74 м у северного борта
карьера.
На горизонте +74 м. существует самотечный перепуск воды в отстойник по
дренажной канаве, у западного борта ранее отработанной части горизонта.
С горизонта +64 м. предусматривается принудительный водоотлив. Карьерные
воды собираются в водосборник, который устраивается после вскрытия горизонта у
северного нерабочего борта карьера. Согласно «Единым правилам безопасности при
разработке месторождений полезных ископаемых открытым способом», ёмкость
водосборника должна рассчитываться не менее чем на трёх часовой нормальный
приток. Частично осветлённые карьерные воды забираются из водосборника насосом
и по трубопроводу подаются в двухсекционный отстойник. Для осушения карьера
необходимо иметь два насоса один рабочий и один резервный производительностью
100 м3/час каждый.
.3.3 Очистка карьерных вод от загрязнений
Двухсекционный пруд-отстойник, где карьерные воды проходят очистку от
нефтепродуктов и взвешенных веществ, проектируется на ранее отработанной части
горизонта + 74 м. на северном борту карьера.
Взвешенные вещества представляют собой пылеватые фракции горных пород,
образующихся при добыче щебня, а также небольшим объемом продуктов смыва грунта
с окружающей карьер территории. Нефтепродукты представлены случайными
технологическими проливами солярки и масел от бурового и выемочно-погрузочного
оборудования.
Конструктивно пруд-отстойник представляет собой два последовательно
расположенных горизонтальных отстойника, разделенных фильтрующей
дамбой-перемычкой. Расчетная емкость пруда организуется выемкой скального
грунта из чаши отстойника с заделкой трещин бетоном и отсыпкой ограждающих
дамб.
Техническая характеристика отстойника
Тип пруда-отстойника - горизонтальный, открытый
количество секций - 2 шт.;
размеры каждой секции по дну:
длина - 10.0 м
ширина - 5,0 м.
полная глубина -2,5 м.
полезная глубина - 2,0м.
высота ограждающих дамб по гребню- 1,0 м.
заложение верховых и низовых откосов - 1:1 м.
объем воды в отстойнике 380 м3
- объем воды в одной секции - 190 м3
- время пребывания воды в отстойнике - не менее двух часов.
Объем отстойника обеспечит очистку нормального стока при 10-часовом
отстаивании, а максимального - при 3-часовом отстаивании (согласно СН 496-77
п.3.4 время отстоя воды следует принимать не менее 2 часов).
Содержание загрязняющих веществ в карьерных водах принято по данным
действующих щебеночных карьеров.
Принимаем следующий состав карьерных вод до очистки;
взвешенные вещества-300 мг/л;
нефтепродукты- 10мг/л;
Плавающий мусор - 0,3 м3 с 1000 га .
Учитывая, что отводимые воды загрязнены взвешенными веществами
минерального происхождения, эффективным способом очистки в данном случае
является отстаивание и фильтрация. Частично осветлённые сточные воды из первой
секции пруда-отстойника поступают во вторую секцию через фильтрующую перемычку,
выполненную из рваного камня, поверх которого отсыпают три слоя щебня толщиной
0,4 м (один слой фракции 40-70мм, второй слой - фракции 10-20 мм, третий слой
-фракции 2-5 мм) .Со стороны первой секции отсыпается защитный слой из
крупнозернистого песка фракции 1-2 мм толщиной 0,8м.
Степень очистки по ступеням прохождения стока принимаем по СНиП
2.04.03-85,п 6.60 и 6.238.
Чистка отстойника от взвешенных веществ, осевших на днище секции и
частично на фильтрующей загрузке разделительной дамбы - периодическая при
накоплении осадка более 0,5 м.
.4 Техника безопасности, противопожарная профилактика, аэрология карьера
.4.1 Техника безопасности
Существующий карьер является опасным производственным объектом. Основным
документом, определяющим правовые, экономические и социальные основы
обеспечения промышленной эксплуатации опасного производственного объекта,
направленным на предупреждение аварий и обеспечение готовности предприятия к
локализации и ликвидации последствий аварий является Федеральный Закон «О
промышленной безопасности опасных производственных объектов» № 116-ФЗ от
21.07.97 г.
В соответствии с п. 2 ст. 2 Федерального Закона «О промышленной
безопасности опасных производственных объектов» опасный производственный объект
подлежит регистрации в государственном реестре в порядке, установленном
Правительством Российской Федерации.
В соответствии с п. 1 ст. 15 Федерального Закона «О промышленной
безопасности опасных производственных объектов» организация, эксплуатирующая
опасный производственный объект, обязана страховать ответственность за
причинение вреда жизни, здоровью или имуществу других лиц и окружающей
природной среде я случае аварии на опасном производственном объекте.
Одним из важнейших элементов системы управления промышленной
безопасностью на опасных производственных объектах является организация на
предприятии производственного контроля за соблюдением требований промышленной
безопасности в соответствии с требованиями «Правил организации и осуществления
производственного контроля за соблюдением требований промышленной безопасности
на опасном производственном объекте», утвержденных постановлением Правительства
РФ №263 от 10.03.99.
Основной задачей производственного контроля является обеспечение
соблюдения требований промышленной безопасности, установленных федеральными
законами и иными правовыми нормативными актами.
Конкретные меры по обеспечению безопасности работ приведены в горной и
специальной частях настоящего дипломного проекта.
.4.2 Противопожарная профилактика
Здания и сооружения на предприятии представлены объектами основного и
подсобно-вспомогательного производства, которые по пожарной опасности относятся
к категориям В, Г, Д, а по огнестойкости относятся, согласно строительных
решений, к I- III степени.
В настоящем проекте предусматривается обеспечение наружного пожаротушения
всех зданий и сооружений промплощадки из пруда-отстойника расположенного в
юго-западной части горного отвода. Также возможно использование воды из
скважины технического водоснабжения, которую пробурили рядом с рабочим
посёлком.
Решения по противопожарному водоснабжению и расчетный расход на наружное
пожаротушение следующие.
Противопожарное водоснабжение площадки предусматривается, согласно СНиП
2.04.02-84* «Водоснабжение. Наружные сети и сооружения», из пруда-отстойника
карьерных вод.
Расчетный расход на наружное пожаротушение для открытой стоянки техники
составляет, согласно требованиям ведомственных строительных норм «Предприятия
по обслуживанию автомобилей ВСН 01 - 89» - 10 л/с.
Здания ООО «Карелкамень» представлены объектами основного и
подсобно-вспомогательного назначения, которые по пожарной опасности относятся к
категориям "В, Г, Д", а по огнестойкости относятся, согласно
строительной части проекта к 1-1П степени.
Расчетное число одновременных пожаров принимается - один пожар.
Диктующим зданием для определения расчетного расхода воды для
пожаротушения на промплощадке является здание ангара для ремонта автомобилей, с
категорией производства «Г, В, Д», со степенью огнестойкости II, строительным объемом 1,3 тыс. м3.
Расчетный расход воды на наружное пожаротушение такого сооружения, на основании
таблицы 7 СНиП 2.04.02-84 п. 2.14 составляет 10 л/с. Общий расчетный расход
воды на пожаротушение промплощадки составляет 20 л/с.
Согласно требованиям СНиП 2.11.03-93 «Склады нефти и нефтепродуктов.
Противопожарные нормы» на складах дизельного топлива Ша категории при наличии
не более двух наземных резервуаров объемом 5000 м3 предусматривается
пожаротушение воздушно-механической пеной средней и низкой кратности. На
площадках размещения складов имеется комплект пожарного оборудования,
хранящиеся на пожарном стенде.
Подача пены на тушение пожара предусматривается передвижной пожарной
техникой (мотопомпой) из резервуара хранения раствора пенообразователя, который
располагается в помещении для хранения пожарного инвентаря. При применении
мотопомпы допускается применять послойный способ пожаротушения пеной низкой
кратности.
Расчетный расход раствора пенообразователя определяется исходя из
интенсивности подачи раствора пенообразователя на 1,0 м2 расчетной
площади пожаротушения. При принятых объемах резервуаров хранения ГСМ 6Х25
м3 и горизонтальном способе их установки, расчетной площадью
пожаротушения является площадь резервуара в плане равная 90,0 м .
Интенсивность подачи раствора пенообразователя с пеной средней кратности
составляет 0,05 л/м2/с. Тогда расчетный расход раствора
пенообразователя составляет 0,05Ч90,0 = 4,5 л/с.
В качестве пенообразователя применяем пенообразователь типа ПО-1 с
рабочей концентрацией 6%, при этом расчетный расход воды для образования
раствора составляет 4,5 л/сЧ0,94 = 4,23 л/с; расчетный расход раствора
пенообразователя - 4,5 л/сЧ0,06 = 0,27 л/с. Вода для приготовления растворов
пенообразователя не должна содержать примесей
нефти и нефтепродуктов.
Расчетное время тушения пожара пеной средней кратности для передвижной
техники составляет 15 мин, а запас пенообразователя и воды на приготовление его
раствора принимается из условия обеспечения трехкратного расхода раствора на
один пожар.
Необходимый запас огнетушащих веществ составит:
воды (4,23 Ч 3,6) / 4 Ч 3 = 1,27 м3;
пенообразователя (0,27 Ч 3,6) / 4 Ч 3 = 0,08 м3.
Необходимый запас пенообразователя и воды хранится в помещении для
хранения пожарного инвентаря.
Расчет потребности в первичных средствах пожаротушения (огнетушителей)
произведен соответствии с требованиями «Правил пожарной безопасности в
Российской Федерации» 1Б-01-03. Результаты расчета приведены в нижеследующей
таблице 5.5.
Таблица 5.5
|
Наименование помещений
|
Защищаемая площадь, м2
|
Наименование и потребное количество первичных средств
пожаротушения
|
|
|
Пенные ОХВП-10 пенные ОХВП-10
|
углекислотные ОУ-2А
|
Порошковые ОП-5
|
примечание
|
|
Блок мастерских и складов
|
45
|
4
|
-
|
1
|
пожарный щит ЩП-А пожарный щит ЩП-В
|
|
РММ
|
50
|
4
|
-
|
1
|
пожарным щит ЩП-А пожарным щит ЩП-В
|
|
Ангар с открытой площадкой
|
115
|
-
|
-
|
2
|
пожарным щит ЩП-А пожарный щит ЩПП
|
|
Ангар утепленный
|
252
|
2
|
-
|
2
|
пожарным щит ЩП-А
|
|
Открытая стоянка автомобилей
|
450
|
4
|
-
|
4
|
пожарным щит ЩП-А пожарный щит ЩПП
|
|
Административно-бытовые помещения
|
120
|
2
|
-
|
2
|
пожарным щит ЩП-А
|
|
Кабина управления ДСУ
|
17,8
|
2
|
-
|
2
|
пожарным щит ЩП-А
|
Пожарная сигнализация
Для своевременного обнаружения пожара предусматривается радиотелефонная
связь с пожарной охраной в соответствии с требованиями СНиП.
.4.3 Аэрология карьера
С развитием горной промышленности и увеличением доли открытых разработок
месторождений полезных ископаемых недропользователи столкнулись с очень
серьёзной проблемой. По мере развития прогресса, получая в пользование всё
более мощную технику и совершенствуя технологию добычи, предприятия получили
возможность существенно увеличить глубину разработки карьеров. При этом
столкнулись с такой проблемой как загазованность рабочей зоны разрабатываемой
части карьера до такой степени, что там не возможно было вести работы и
находится обслуживающему персоналу (вплоть до смертельных случаев). Такая
ситуация вынудила искать меры борьбы с загазованностью.
Основными путями решения данной проблемы являются:
строительство карьера с учётом климатических условий района и
преобладающей «розы ветров»;
применение технологий, материалов и оборудования при ведении горных
работ, которые образуют минимальные загрязняющие атмосферу факторы;
планирование ведения горных работ с целью свести к минимуму вредные
факторы;
разрабатывать средства искусственной вентиляции рабочего пространства
карьера.
Наименее затратным и наиболее простым из них является путь естественного
проветривания (аэрации) - когда обмен свежего воздуха атмосферы с загрязнённым
воздухом рабочей зоны карьера осуществляется под действием естественных сил:
термических - вследствие разности температур отдельных слоёв массы воздуха
заполняющего карьер, и динамических - за счёт ветровых движений масс воздуха.
По данным климатической характеристики района работ - в зоне карьера
преобладают: в весеннее-летний период времени юго-западные и южные ветры, в
осеннее-зимний период - северо-восточные и северо-западные ветры. Дней со
штилем практически не наблюдается. Это объясняется близостью акватории
Онежского озера и резким перепадом высот между вершиной месторождения и уровнем
уреза воды Онежского озера (абсолютная отметка дневной поверхности кровли
месторождения +124 м, а абсолютная отметка уровня воды Онежского озера +34м),
других возвышенностей по близости нет.
В соответствии с выбранной схемой разработки месторождения - вытянутостью
карьерного поля с юга на север (отношение длины карьера к его ширине больше
двух раз) воздушные потоки будут перемещаться вдоль самого протяжённого и высокого
- западного борта карьера с севера на юг в осеннее-зимний период и с юга на
север в весеннее-летний период времени согласно преобладающей «розе ветров».
При такой схеме воздух в пространстве карьера движется в виде
плоско-параллельной струи.
Дополнительным положительным фактором можно считать принятый режим работы
карьера - в два самых холодных месяца года (январь и февраль), когда из-за
низких температур более холодный воздух скапливается в наиболее низких местах
поверхности земли и застаивается там, горные работы в карьере не ведутся.
Принимая во внимание, что глубина карьера относительно не велика (на
конечном этапе отработки - 70 метров на юге и 90 метров на севере
месторождения) по сравнению с длиной - 500 м, и карьер находится на
возвышенности, считаем, что искусственного проветривания рабочей зоны не
требуется и существующей естественной прямоточной аэрационной схемы
представленной на рисунке 4 будет достаточно.
Рис. 4 Схема естественной аэрации карьера
6. Экономическая часть
Технология и механизация добычных, вскрышных, транспортных и отвальных
работ на открытых разработках характеризуются рядом технико-экономических
показателей, основными из которых являются:
-
годовой объём производства 
капитальные
затраты на горные работы, оборудование, здания и сооружения (К);
сумма
годовых эксплуатационных расходов (С).
Критерием
экономической целесообразности применения технологической схемы служит минимум
приведённых затрат, учитывающих как единовременные затраты на внедрение
варианта, так и ежегодные эксплуатационные расходы:
где:
нормативный коэффициент сравнительной экономической
эффективности капитальных затрат (для вариантов технологии и механизации в
горной промышленности 
);
капитальные
удельные затраты, 
себестоимость
добычи одной тонны полезного ископаемого.
.1
Капитальные затраты
.1.1
Расчет затрат на приобретение оборудования
Смета
на приобретение оборудования представлена в таблице 6.1.
Таблица 6.1
|
Наименование оборудования
|
Количество шт.
|
Цена за единицу, тыс. руб.
|
Сумма, тыс. руб.
|
Складские и транспортные расходы, монтаж оборудования тыс.
руб.
|
Общая стоимость, тыс. руб.
|
|
|
|
|
%
|
Тыс. руб.
|
|
|
1
|
2
|
3
|
4
|
5
|
6
|
7
|
|
VOLVO EC 360 BLC
|
1
|
5800
|
5800
|
3
|
174
|
5974
|
|
Cat- 988
|
1
|
4500
|
4500
|
3
|
135
|
4635
|
|
Volvo L220
|
|
8900
|
8900
|
267
|
9167
|
|
Т-3306
|
1
|
3050
|
3050
|
3
|
91,5
|
3141,5
|
|
Т-170
|
1
|
1070
|
1070
|
3
|
32,1
|
1102,1
|
|
БелАЗ-7523
|
4
|
2630
|
10520
|
2
|
210,4
|
10730,4
|
|
БелАЗ-7522
|
2
|
314
|
628
|
2
|
12,56
|
640,56
|
|
ЭКГ-5А
|
1
|
14600
|
14600
|
5
|
730
|
15330
|
|
ДСЗ «Sandvik»
|
1
|
54000
|
54000
|
5
|
2250
|
56250
|
|
Итого
|
|
|
|
|
|
106970,56
|
.1.2 Расчет затрат на строительство зданий и сооружений карьера
Смета на строительство зданий и сооружений представлена в таблице 6.2.
Таблица 6.2
|
Объект строительства
|
Количество
|
Единицы измерения
|
Затраты на единицу, тыс. руб.
|
Общая стоимость, тыс. руб.
|
|
АБК
|
1
|
шт.
|
1500
|
1500
|
|
Гараж
|
1
|
шт.
|
1650
|
1650
|
|
Склад ГСМ
|
1
|
шт.
|
250
|
250
|
|
Склад материалов
|
1
|
шт.
|
50
|
50
|
|
Бытовка
|
1
|
шт.
|
187
|
187
|
|
Итого по зданиям
|
|
3637
|
|
Постоянные дороги
|
3,1
|
км
|
250
|
775
|
|
Карьерные дороги
|
1,2
|
км
|
100
|
120
|
|
Прикарьерная площадка
|
1,5
|
га
|
350
|
525
|
|
Площадка отвала вскрыши
|
1,5
|
га
|
300
|
450,0
|
|
Итого по сооружениям
|
|
1870
|
|
Всего по зданиям и сооружениям
|
|
5507
|
6.1.3 Расчет затрат на горно-капитальные работы
Смета на горно-капитальные работы представлена в таблице 6.3.
Таблица 6.3
|
Наименование объектов
|
Единицы измерения
|
Объем работ по проекту. тыс. мі
|
Затраты на единицу, руб./мі
|
Общая стоимость, руб.
|
|
Съезд на горизонт +36м
|
мі
|
0,3
|
40
|
12000
|
|
Первоначальная рабочая площадка
|
мі
|
30
|
40
|
1200000
|
|
Итого:
|
|
1212000
|
Общие капиталовложения составят:
.2 Определение годовых эксплуатационных затрат
Эксплуатационные расходы подсчитываются для вскрышного и добычного
участков карьера.
Расчёт амортизационных отчислений.
Годовая сумма амортизационных отчислений на полное восстановление для
горнокапитальных выработок определяется по потонной ставке:
где:
- потонная ставка, 
- годовой
объём добычи полезного ископаемого по карьеру, 950,4тыс.м3.
Величина
потонной ставки представляет собой отношение капитальных вложений на создание
соответствующих видов основных фондов к объёму промышленных запасов полезного
ископаемого, для добычи которых они предназначены:
горно-капитальные
работы:
где:
затраты на горно-капитальные работы;
промышленные
запасы в контуре карьера.
- строительство
зданий и сооружений:
где:
затраты на строительство зданий и сооружений.
Амортизационные
отчисления на полное восстановление (15%):
Амортизационные
отчисления на капитальный ремонт (1,5%):
Амортизационные
отчисления для неспециальных сооружений (1,2%):
Амортизационные
отчисления для автодорог (1,7%):
Амортизационные
отчисления для оборудования (25%) представлены в таблице 6.4.
Таблица 6.4
|
Наименование оборудования
|
Величина отчислений, тыс.руб.
|
|
Экскаватор VOLVO EC 360 BLC
|
1450
|
|
Экскаватор ЭКГ 5А
|
3650
|
|
Погрузчик Volvo L220
|
2225
|
|
Бульдозер Т-170
|
262,5
|
|
Бульдозер Т-330
|
267,5
|
|
ДСЗ «Sandvik»
|
13500
|
Амортизационные отчисления для самосвалов БелАЗ-7523
Амортизационные
отчисления для самосвалов БелАЗ-7522:
ВСЕГО: 2790,14 тыс. руб.
Численность работающих и фонд оплаты труда
Списочная численность работающих рассчитана тисходя из режима работы
оборудования, годового фонда рабочего времени работающего и действующего ТК.
Согласно дипломному проекту режим работы на добыче горной массы, ее
транспортировке и переработке на ДСЗ « Sandvik» рабочих дней в 2 смены по 12 часов.
Переход от явочной численности к списочной осуществлен
путем применения коэффициента перехода, который определяется по формуле:
где:
переводной коэффициент от явочной численности к
списочной;
число
часов работы смены за год;
годовой
фонд рабочего времени работающего в часах.
Списочная численность работающих определяется в
соответствии с требованиями действующего КЗоТа, согласно которому
продолжительность рабочей недели не должна превышать 40 часов.
Принятый
режим работы основных цехов предприятия - 350 дней, или 42 недель
по 12 часов в смену.
Годовой фонд рабочего времени работающего определяется
путем вычитания из числа рабочих недель оборудования (50) 4-х недель отпуска и
одной недели плановых неявок, связанных с болезнью, выполнением гособязанностей
и другими, разрешенными законом, невыходами на работу. Таким образом, годовой
фонд рабочего времени работающего составит 45 недель (50-5) или 1800 часов
(45x40) в соответствии с существующим Трудовым кодексом РФ
Коэффициент перехода от явочной численности к
списочной для основных цехов составит:
Списочная численность работающих на рассматриваемом предприятий
определилась в количестве 142 человек.
Годовой фонт оплаты труда определен исходя из численности работающих и
среднегодовой заработной платы 1 работающего, принятой 189,96 тыс.руб. ( 15,83
тыс. рублей в месяц при 12 часовом рабочем дне или 40 часов в неделе)
Годовой фонд заработной платы составит: Ф = 26974,32 руб.
Суммарные эксплуатационные затраты представлены в таблице 6.5.
Таблица 6.5
|
Наименование затрат
|
Сумма, тыс. руб.
|
|
1. Амортизационные отчисления 2. Заработная плата 3.
Материалы и топливо. 4. Взрывные работы 5. За предельно допустимые выбросы 6.
Земельный налог
|
24845,83 26974,32 38312,28 10800 40 623
|
|
ИТОГО: Неучтенные (прочие) денежные расходы 20%
|
101585,43 20317,08
|
|
ВСЕГО:
|
121902,51
|
Себестоимость добычи 1т полезного ископаемого
где:
годовые эксплуатационные затраты на добычу полезного
ископаемого;
годовая
производительность по полезному ископаемому.
.4
Расчет чистой прибыли.
Расчёт чистой прибыли приведен в таблице 6.6.
Среднегодовая стоимость нормируемых оборотных средств предприятия может
быть определена по формуле:
где:
a - удельный вес нормируемых оборотных средств в общей
их стоимости (принимать равным 0,8 - 0,9);
Таблица 6.6
|
Показатель
|
Значение
|
Расчётная формула
|
|
1
|
2
|
3
|
|
1. Выручка от реализации,  128932,09
|
|
|
|
2. Прибыль, необлагаемая налогом, руб
|
310000
|
Отчисления на реновацию
|
|
3. Прибыль, облагаемая налогом на прибыль
|
7033,79
|
|
|
4. Налог на прибыль,1688,1
|
24% от (3)
|
|
|
5. Прибыль, после уплаты налога на прибыль
|
5345,69
|
(3)-(4)
|
годовой
объём производимой и реализуемой продукции, 
где:
- щебень фракции 5-20 мм- 
щебеночно-песчаная
смесь фр. 0-20 мм- 
песок
крупностью 0-5 мм-
общая
стоимость продукции в оптовых ценах, с учетом НДС,
где:
- щебень фракции 5-20 мм-
щебеночно-песчаная
смесь фр. 0-20 мм-
песок
крупностью 0-5 мм-
число
оборотов оборотных средств за год (принимать 8 - 12 оборотов).
Срок окупаемости инвестиционных издержек определяется как: Отношение
капиталовложений к сумме чистой прибыли и амортизационных отчислений
Ток=КВ/ЧП + амф.
,5 /534569+24845,83=4 года.
Сводная таблица экономической части
Таблица 6.7
|
Наименование элементов затрат
|
Ед.изм.
|
Показатели
|
|
1
|
2
|
3
|
|
Годовой выпуск продукции в натуральном выражении, всего: в
т.ч.: §
щебень фр. 5-20мм § песок из отсевов дробления фр.0-5мм
§
щебеночно-песчанная
смесь фр. 0-20мм Стоимость товарной продукции: § затрата на производство § прибыль от реализаций § сметная стоимость строительства,
без НДС, по действующим прейскурантам ГКР Основные фонды Списочная
численность Работающих Себестоимость 1т. товарной продукции: § щебень фр.5-20мм § песок из отсевов дробления фр.0-5мм
§
щебеночно-песчаная
смесь фр. 0-20мм Чистая прибыль (доход за год) Срок окупаемости
капиталовложений
|
Тыс.т - - - Млн. руб.в год - - - Млн. руб.в год - Чел.
Чел. Руб. - - - Млн.руб.в год Год
|
950,4 455,62 437,75 57,02 250,834 121,902 128,932
121,200 1,87 5507 142 142 128,26 330 210 150 5345,69 4
|
ЗАКЛЮЧЕНИЕ
Технико-экономический расчёт показал, что срок окупаемости предложенного
в дипломном проекте решения по совершенствованию схемы переработки полезного
ископаемого на ДСУ карьера при разработке Рыборецкого месторождения
кварцито-песчаников, которое заключается в добавлении в цепь аппаратов роторной
дробилки ударного действия «Merlin VSI-107 RP» и включение, тем самым, IV стадии дробления, составил менее
одного года. Это говорит об эффективности данного решения и возможности
воплощения его на практике.
СПИСОК ИСПОЛЬЗОВАННОЙ ЛИТЕРАТУРЫ
1. Единые
правила безопасности при разработке месторождений полезных ископаемых открытым
способом. ПБ 03-498-02. - СПб.: ЦОТПБСП, 2003.-132 с.
. ГОСТ 8267 -
93. «Щебень и гравий из плотных горных пород для строительных работ.
Технические условия».
. ГОСТ 8736 -
93. «Песок для строительных работ. Технические условия»
. «Отчёт о
результатах детальной разведки кварцито-песчаников Рыборецкого месторождения на
строительный камень». 1961г (И.Ф. Военушкин,Н.А. Военушкина)
. «Проект
строительства ДСУ на Рыборецком месторождении строительного камня в Вепсской
национальной волости РК» СПб, ООО «Берг-проект», 2006.
. Общесоюзные
нормы технического проектирования предприятий нерудных строительных материалов.
ОНТП 18 - 85., Л.: Стройиздат, 1988.
. Единые
правила безопасности при взрывных работах. ПБ 13-407-01. - СПб.: ЦОТПБСП,
2002.-252 с.
. СНиП
2.05.07 - 91. «Промышленный транспорт».- М.: Промтрансниипроект, 1996.-152с.
. Справочник.
Открытые горные работы. К.Н. Трубецкой, М.Г. Потапов и др. - М.: Горное бюро,
1994.- 590 с.
. Хохряков
В.С. Проектирование карьеров.: Учебник для вузов. - 3-е изд. - М.: Недра, 1992.
- 383 с.
. Ржевский
В.В. Процессы открытых горных работ. - М.: Недра, 1978. - 541 с.
. Кутузов
Б.Н. Разрушение горных пород взрывом.: Учебник для вузов. - М.: изд. МГИ, 1992.
- 516 с.
. Матвейчук
В.В., Чурсаков В.П. Взрывные работы.: Учебное пособие. - М.: Акад.Проект, 2002.
- 384 с.
. Единые
правила при дроблении, сортировке, обогащении полезных ископаемых и окусковании
руд и концентратов. ПБ 03-571-03. - СПб.: ЦОТПБСП, 2003.-116 с.
.
Санитарно-защитная зона и санитарная классификация предприятий, сооружений и
иных объектов. СанПиН 2.2.1/2.1.1.1200-03. -М.: 2003.-136 с.
. Шлаин И.Б.
Разработка месторождений нерудного сырья. - М.: Недра, 1985.-344 с.
. Ржевский
В.В. Технология и комплексная механизация открытых горных работ.: Учебник. -
М.: Недра, 1980. - 631 с.
. Дьяков В.А.
Транспортные машины и комплексы открытых разработок.: Учебник для вузов. - М.:
Недра, 1986. -344 с.
. Подэрни
Р.Ю. Горные машины и комплексы для открытых работ.: Учебник для вузов. - М.:
Недра, 1985. -544 с.
. Сборник
методик расчёта технологических процессов и оборудования при проектировании
предприятий промышленности нерудных строительных материалов с экскаваторным
способом добычи.- Л.: Гипронеруд, 1990. - 653
. ГОСТ
8269.0-97. «Щебень и гравий из плотных горных пород и отходов промышленного
производства для строительных работ. Методы физико-механических испытаний».
. ГОСТ
8735-88. «Песок для строительных работ. Методы испытаний».
. Разработка
рудных и нерудных месторождений. М.И. Агошков, С.С. Борисов, В.А. Боярский. -
М.: Недра, 1970. -456 с.
. Каменева
Е.Е. Расчёт технологической схемы и выбор оборудования дробильно-сортировочной
фабрики по производству щебня.-Учебно-методическое пособие по выполнению
курсового проекта по дисциплине «Переработка строительных горных пород» для
студентов специальности 090500 «Открытые горные работы». -Издательство ПетрГУ,
2007. -56 с.
. Справочное
руководство по черчению. В.Н. Богданов и др. - М.: Машиностроение, 1989. -864
с.
. Коваленко
В.С. и др. Инструкция по дипломному проектированию для студентов специальности
090500 «Открытые горные работы» направления подготовки дипломированных
специалистов «Горное дело». - М.: Издательство МГУ, 2004. -26 с.
. Таблицы
технических показателей для курсового и дипломного проектирования. Методическое
пособие. - Издательство ПетрГУ, 2004. -20 с.